厂＿］ 壅堕 塔山煤矿二盘区 张兴国 梁坤 （同煤大唐塔山煤矿有限公司，山西大同０３７００１） 摘要：本文针对首采现场观测和数据分析与原液压支架无法满足顶板的控制要求，提出合理建议，对于接替综采工作 面替代支架的选择提供了正确依据，满足生产需要。 关键词：综采放顶煤工作面；液压支架；选型；优化 ＤＯＩ：１ Ｏ．５９６９／ｊ．ｉｓｓｎ．Ｉ ６７Ｉ一６３９６．２０１ Ｏ．２６．０２４ 塔山矿井田位于大同煤田中东部边缘地带，井田面积 １７０平方公里，主要煤层是石炭二迭纪煤层，设计年产量 为１５００万吨。８２０２￣＿作面是二盘区首采工作面，走向长度 １３７５ｍ，倾斜长度２３０．５ｍ，平均厚度ｌ２．２ｍ，煤层结构极其 复杂。 制要求，最大的原因就是可能支架的工作阻力无法满足控制 工作面顶板的要求，所以在以后工作面的支护设备选型中我 们可以适当选择工作阻力更大一些的支架。 ３ 支护参数 以８２０２相邻工作面８２０６为例，８２０６Ｘ￣作面走向长度 １ 工作面支护现状 １３９４ｍ，倾斜长度２３０．５ｍ，平均煤厚１２．４２ｍ，工作面条件基 本与８２０２相符。 ８２０２工作面回采历时１Ｏ个月，项煤回收率达到８５％以 上，但是根据现场观察和在线压力统计８２Ｏ２工作面，截止 １Ｏ月，总共来压７７次，平均来压布局１４．７米，其中大面积 来压ｌ５次，共压住支架４７架次，更换立柱７５根。 ８２０２Ｉ作面当时使用的是在全国放顶煤工作面使用的 放顶煤液压支架中为工作阻力最大（１００ｏ０ｌ（Ｎ）的 ３．１合理的支护强度计算 （１）采用经验公式计算。 ①按现行较通用的岩石容重法公式： ｑ＝ ｋｄ。尚‘Ｙ＝１．８×９．２３／０．３５×２５：ｌ１９８．２ＫＮ／ｍ２ 式中：ｑ 为支架的动载支护强度，ＫＮ／ｍ ；Ｋ 为动载系 数，一般取１．５～２．０（ＩＩ级以上老顶条件）；Ｍ为一次采厚（平 ＺＦ１００００／２５／２８支撑掩护式正四连杆低位放顶煤液压支 架，支撑高度２５００￣３８００ｍｍ，支架中心距１７５０ｍｍ，最大控 顶距离６６７８ｍｍ，最小控顶距离５８７８ｍｍ，端面距４５８ｍｍ。 均１２．４２ｍ，按８０％回收率计算），取９．３２ｍ；Ｋｐ为冒落矸石碎 胀系数，取１．３５；ｙ为顶板岩石平均容重，取２５ＫＮ／ｍ。。 Ｐ＝ｑ （ＬＫ＋Ｌ。）Ｂ １１９８．２×（０．３６８＋５．３９５）×１．７５－－－ ｌ２０８４ＫＮ 式中：Ｐ为支架工作阻力，ＫＮ；ＬＫ为梁端距，取０．３６８ｍ； Ｌ 为顶梁长度，取５．３９５ｍ；Ｂ为支架宽度，取１．７５ｍ。放顶煤 支架的工作阻力按照综采计算结果的８０％考虑。 ②根据断裂角确定放顶煤支架支护强度： Ｑ －ｋ（ｙ ｌｈｌ＋Ｙ ２Ｈ）＝１．８×（１４．５×９．０２＋２５×ｉ０．５） ＺＦ／１ ００００／２ ５／３８ ＝７０５，３１ＫＮ／ｍ ８２０２工作面是塔山煤矿二盘区首采工作面，不存在临 空开采的问题，以后的工作面我们必须把临空开采考虑进 去。由于８２０２ＨＺ作面在回采过程中周期来压显现强烈，支 架频繁被压无行程，立柱损坏严重，使我们考虑 式中：Ｈ为对支架有直接影响的岩层厚度（ｍ）。 其中：Ｈ＝（Ｌ＋ｈ，／ｔａｎ ０）ｔａｎ ０ ＝（５．７６＋８．９２／ｔａｎ８８。）×ｔａｎ６０。 ＝１０．５（１ＴＩ）： ＺＦ１ｏｏＯ０／２５／２８支撑掩护式正四连杆低位放顶煤液压支架 是否能够满足塔ＬＩＪ煤矿二盘区工作面的顶板控制要求。 Ｌ为有效控顶距（ｍ），５．７６３ｍ；ｈ 为顶煤厚度（Ｉｌ１）， ８．９２ｍ；Ⅱ为顶煤断裂角（。），一般为７０。～１２０。；０为 顶板断裂角（。）．一般为６Ｏ。～６５。；ｙ 为项煤的容重，取 １４．５ｋＮ／ｍ。，Ｙ，为顶板岩石的容重，取２５ｋＮ／ｍ。：ｑｚ为支架的 ２ 优化思路 如果ｚＦｌ００ｏ０／２５／２８支撑掩护式正四连杆低位放顶煤 液压支架不能够满足塔山煤矿二盘区其他工作面的项板控 收稿日期：２０１Ｏ－０８—１ １修回日期：２０１０—０９—０６ 动载支护强度：ｋ为动载备用系数，ＩＩ级以上老顶，一般取 作者简介：张兴国（１９８３一），男，吉林籍，助理工程师。 ５１ 中国西部科技 ２０１０年Ｏ９月（中旬）第０９卷第２６期总第２２３期 １．５～２．０。 来压时涠 来压泣量 来医强度 Ｐ＝ｑ （Ｌｋ＋Ｌ。）Ｂ／Ｔ１ ＝７０５．３１Ｘ（０．３６８＋５．３９５）×１．７５／ 基进度ｃ米） 蔗进度 乎自进度 ０．７５＝９４８４ＫＮ ‘米） ‘ ） 式中：Ｐ为支架的工作阻力（ＫＮ）；Ｌ 为梁端距０．３６８ｍ； 老】雯蜘淡来压 工作厕∞～ ２∞９１ ４７ 柚 １ｌ０．瘦絮安全嗣并启．炙膏∞ Ｌ 为顶梁长度５．３９５ｍ；Ｂ为支架中心距１．７５ｍ；ｒｌ 为支架的 藁键压 支护效率７５％。 工作萄压力较大・１ｏ一咱啵 ③根据放顶煤工作面现场实测数据的回归公式计算： ２啪２ ２ 封 ５０ ４３ ５ 蔡ｌ亍雹２∞～３∞ 一直赫 劲ｓ８ 斑，∞～ｌｌ 姨后 Ｐ ＝１９３９＋２．１ｈ＋４７１ｆ＋１５５／Ｍｄ 眄ＬＲ １０ＯＭ ＝１９３９＋２．Ｉ×５００＋４７１×３＋１５５／８．９２＝４４１９．４ＫＮ 式中：Ｐ一为工作阻力，ＫＮ：ｈ为煤层埋深，５００ｍ；ｆ为 工作面压力较大・３口＿自蝴 室全—并启 越．ｓ３ 姨行 煤的硬度系数３；地为顶煤厚度８．９２ｍ。则支架额定支护阻力 艘蛙，后拄・８Ｉ呻．Ｉ触 ２啪２ ９ ６０ Ｉ 纂行黑较低村挂∞Ｏ ｏ０．萁 中蚰＾■摊．●８．１稍呱 为： 无・ｎ挂ｌ００－２∞－后拄 ｌＯ Ｐ＝Ｐ一×Ｋ＝４４１８．５×１．３＝５７４５．２ＫＮ 工ｔＥ两２Ｉ＾ｓ“幕蔓羹行麟 式中：Ｋ为安全系数，１．２～１．３５。 慷．前越 ，。 －詹拄１∞一 ２ｏ０。２ ｌｔ３ ６ ｌｌ３ ９ Ｉ】３ ７５ ２００，匏Ｉ６Ｔ－蘖｛亍彀Ｉ瞳・前 根据以上方法进行计算，最后确定比较合理的工作阻 柱 ●∞・詹拄ｌ珊 ３∞－，工作面安全翔失蕾分 力１３０００ＫＮ。 并启． （２）选用“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压 ●８．＿ｌｌ０．秦大蕾分室全＿ｌ并 ２ ３ ５ ｌｇ０寓 ∞＾鞠刮旨住无疗埕，．８ ｌ７６ ８ Ｉ船８ ３ｌ■０．絮后牲疗毪２∞一 参数参考表”中最大平均支护强度９６８．９ＫＮ／ｍ。。 ０＿●： ３．２合理控顶距的选择 ６１－３ｔ｜囊 ｌ璜产Ｉ・翦＾３８ 根据现有支架及配套设备，本工作面合理的最小控顶 鞠蠊挂元行毽・医力 ２ＯＯ９ ３ｌｔ ２口０。３Ｉ５ ２绅５ ２２０ ６５ ｊ：．本次束压可蕾晨阀方期 距为５７６３ｍｍ，最大控顶距＝最小控顶距＋截深＝６５６３ｍｍ，架 阈一韧撑办选不到羹隶。导 致礤饭超ｎ奠基。 中心距１７５０ｍｍ，端面距３６８ｍｍ。 ｌｏ－ｌ０ａ蚂Ｉ】卿睚破舜安垒献 ２∞９ ３ ２９ ２∞ ２ｅ２ 曩分并启 Ｓｏ－ｉ０ｏ￣行桎 ‘ＯＤ＿． 帕－ｇ嘛有压力・堂垒褥并 ２∞ｇ●２３ ∞ ３Ｂｌ ７ 皇・工作面生ｔ蓝力失， 艘雌麓章工作种片毋 工作五 －ＴＴ霸毫目ｉ方大．苴 ２ＯＯ９ ５１Ｈ１７ ｔ８Ｓ ４５６ ５ 中２Ｔ＾３Ｏ．＇ｓｌ＾ｓ２＾Ｓ３ ５‘爿ｔ撞基萃无行毪． 工作面丈面积采压，墁艇碡 ２０∞６ ２ ５５２ ５ ５ｌ９ ８ ｌ Ｉ５ 本■落，・膏蘑有２．５米．Ｔ５ ●・”卅材粕‘本无行曼． 通过８２０６３－作面的回采时的现场观测，此套支架能够 满足控制工作面项板的要求，工作面来压时没有出现压架 ∞呻Ｏ琅垒啊ｊ：奢 拼期・ ２０∞６ｌ５ ８３２ ｅ２Ｔ Ｔ ８ｓ ●§‘惦‘６６＾吖—ｌ拄 和损坏立柱现象，保证了８２０６Ｔ作面顺利回采。 ∞０一Ｊ后牲２０ ＿． ４ 社会效益 啦＿９‘．朴拄行穗ｔ∞－詹拄行 （１）该套设备在特厚煤层矿压显现特剧烈情况下，运 ２０∞Ｔ ２ ３ ７Ｏ９‘ Ｔ０Ｓ晦 程３∞＿，寰全—开启・ＳＯ－ Ｉ∞稠翱受酾・１∞—螂 转正常。 （２）因将支架工作阻力和安全阀开启值进行了调 粕叠． 整加大，减少了工作面压架事故发生，增加了开机率，从 ‘Ｉ一‘硼接∞Ｏ，后挂∞Ｄ： 而提高了产量。 （３）增加现场工作人员的安全保障。 ｍ ７ ７ ７０８ ７１６ ‘了一‘８●ｌ曹挂ｌ２ｏ・Ｉ∞・后柱 ２６０＂－２８０￣：工作面 幢碡辟 （４）工作面来压时没有出现压架和损坏立柱现象，减少配 ■落 ４３－８１■蔡帆谨孤暖嘲鼍 件投入，降低了吨煤成本。（５）为接替综采工作面提供了 碎产重，脯■知５－１ ２ 米．前撵蜒接碰不好：∞一 支架选型依据。 １００１蔡胡谴璜簟育晡辩。 一Ｓｅ＃纂埔慧膏片帮ｏ ３－ ５ 结语 ２∞ｇ ８ ３０ ＴＴ３ ＂０ ＴＴ１ ５ ０ ６米．１０１一ｉ ■蘩爆奠育 —■调｝．幕釉Ｂ米．１６－７１ ■絮脞有关石■１—２ ５ 针对煤矿工作面地质状况，提出合理设计，在生产过 米．变全两无并暑．５６－ｅｌ Ｉｔ絮ｊ眚壤行匿憾・越拄行景 程中工作面来压时没有出现压架和损坏立柱现象，基本满 ∞一ｂ－３￣＝・后拄行 曼９— ２６０＿Ｉ－ 足生产需要，为安全生产提供了保障，为高产高效打下坚 １０－１８｜絮机进撇ｌ牌； 实的基础，并为接替综采工作面支架的选型提供了正确依 ２４－３１●纂机谨溅簟碎： ３８－５９１１絮掌｝谴璜幢磙肆，届 毒■矗０ ５－ｏ ５，ｌｔ：拍呻２●絮 据。 ２∞９ ９ ５ 时２ ８７３ ８诧Ｓ 机ｉ越 嗫矗舜 餮・＇／１＂８０￣ 参考文献：（略） 槊机道璜毒■ｌ５０ ５－０眯； １０１－Ｉｌ８．絮机谴礤艇蕞－ 瞄 鬟・幅喵‘９５－ｌｌ５Ｉ后挂行 控慷・小于２００ ５２
