近距离煤层采空区下液压支架工作阻力的确定
极近距离煤层下分层开采矿压显现规律
浅析液压支架选型的基本依据及原则
浅析液压支架选型的基本依据及原则在现代综合机械化采煤过程中，工作面顶板的支护和管理是关系安全生产的主要因素，而实现综采工作面顶、底板支护的唯一设备就是液压支架。
它是以乳化液作为动力介质，将液压能转化为机械能的一种机构。
液压支架的选型，其根本目的是使综采设备更好地适应矿井和工作面的地质和生产条件，投产后做到高产、高效、安全，并为矿井的集中生产、优化管理和取得最佳经济效益提供前提条件。
1 、液压支架的基本形式(1)支撑式液压支架：顶梁较长，一般超过4m左右，立柱垂直于底座，有较强的支撑力。
(2)掩护式液压支架：顶梁较短，一般不超过3.5m，带有掩护梁，分隔采空区和作业空间，立柱呈倾斜分布，作业空间和通风断面较大。
(3)支撑掩护式液压支架：有上述两种支架的特点，采用四连杆机构，更好地承受顶板水平推力及扭转分力，对围岩既有较强的支撑、切顶作用，又有较好的掩护、隔离作用，但价格较前两者昂贵。
2、液压支架选型的基本依据及原则进行液压支架选型时，其基本依据是顶底板性质、煤层条件和经济成本等。
2.1 顶底板性质2.1.1顶板一般情况下，根据直接顶的类别和基本顶级别选择架型。
不同的直接顶和基本顶基本决定了所采用的液压支架架型和工作方式。
直接顶的分类有：不稳定顶板，中等稳定顶板，稳定顶板，坚硬顶板。
基本顶级别：I级顶板(周期来压不明显)、Ⅱ级顶板(周期来压明显)、Ⅲ级顶板(周期来压强烈)、1V级顶板(周期来压极其强烈)。
由上可知，直接顶的类别和基本顶级别，两者的划分都无严格的定量评定指标，因此按顶板性质分级来选择架型不一定十分科学、严密。
具体选用时可遵循下列原则：(1)对于基本顶周期来压不明显的巾等稳定或破碎顶板，可选用掩护式液压支架；对于直接顶稳定的顶板，可选用支撑式或支撑掩护式液压支架。
(2)对于基本顶周期来压强烈(Ⅲ～Ⅳ级)、直接顶不稳定或中等稳定的顶板，可选用支撑掩护式液压支架；对于直接顶稳定或坚硬的顶板，可选用支撑掩护式液压支架或支撑式液压支架。
大柳塔煤矿52煤7m大采高综采工作面支架工作阻力分析
大柳塔煤矿52煤7m大采高综采工作面支架工作阻力分析高登彦;杨金楼【摘要】为了提高液压支架选型的合理性,实现7m大采高工作面的安全高效生产,本文通过对大柳塔煤矿7m大采高52303工作面、52304工作面初采、正常回采、末采期间的的矿压进行实测,得出大采高工作面周期来压较明显,来压时煤壁片帮严重、顶板下沉明显,易冒顶,来压期间支架工作阻力沿工作面倾向呈“几”字型分布的矿压规律.并分析了支架的受力特点,通过经验及理论公式对工作阻力进行了分析,并结合覆岩运动规律及形成的结构,给出了支架工作阻力确定公式及合理的工作阻力,即16800kN液压支架处于高位运行状态、18000kN液压支架工作阻力相对不足,目前大柳塔煤矿52煤使用的支架不能满足安全生产的需求,合理的工作阻力应为18550k～21586kN.【期刊名称】《中国矿业》【年(卷),期】2016(025)002【总页数】6页(P80-84,101)【关键词】7m大采高;矿压规律;支架;工作阻力【作者】高登彦;杨金楼【作者单位】神华神东煤炭集团大柳塔煤矿,陕西神木719315;神华神东煤炭集团大柳塔煤矿,陕西神木719315【正文语种】中文【中图分类】TD323采选技术随着综采工作面采高向6.3～8.3m发展，工作面煤壁片帮严重、易出现大面积冒顶、压架事故，且控制困难，已成为制约超大采高一次采全高技术推广应用的瓶颈[1]。
虽然很多学者[2-8]对大采高综采工作面的覆岩结构与矿压显现规律开展了大量工作，但针对类似大柳塔煤矿52煤三盘区埋深平均195m，采高平均6.7 m，工作面长度达300 m条件下的矿压规律以及合理煤柱留设还未深入研究。
大柳塔煤矿52煤三盘区采煤方法为7米大采高支架一次采全高综合机械化长壁开采方法，全部垮落法管理顶板，其首采工作面52304面在回采过程中共发生过11次冒顶和一次压架事故，第二个工作面52303面在回采过程中共发生过3次冒顶事故，工作面及两顺槽顶板管理十分困难。
工作面的液压支架工作阻力验算
工作面的液压支架工作阻力验算工作面的液压支架工作阻力验算，一般采用以下方法。
一、采用“顶底板控制设计专家系统”应根据系统要求合理选取有关参数。
二、采用类比法时，应根据本矿或邻矿同煤层矿压观测资料和经验公式进行设计。
参考本矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数，见下表矿压参数表（一）支架合理的支护强度，应采用下列方法计算。
1、一次采全厚支架强度、工作阻力的计算：（1）采用经验公式计算合理的支护强度maxq 1 = h ⨯ γ ⨯ k式中： q 1 ——工作面合理的支护强度，kN/m 2；h ——采高，m ；γ ——容重，kN/m 3，一般可取 25kN/m 3；k ——工作面支架支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为 4～8，应根据具体情况合理选取。
开采煤层较薄、顶板条件好、周 期来压不明显时，应选用低倍数；反之则采用高倍数。
（2）按现行较通用的岩石容重法公式计算支架的动载支护强度q 2 = k d ⋅MK p - 1⋅ γ式中： q 2 ——支架的动载支护强度，kN/m 2；k d ——动载系数，一般取 1.2～2.0(根据矿压观测情况取值)； M ——一次采厚(放顶煤采厚按煤层平均厚度×本工作面回采率)； K p ——上覆冒落带岩石碎胀系数；γ ——顶板岩石平均容重，kN/m 3。
（3）采用临近工作面初次来压实测值的平均值确定支护强度 q 3。
（4）支护强度换算成支架工作阻力：P = q （L k + L d ）B式中： P ——支架工作阻力，kN ；q max ——支架的支护强度（取 q 1、q 2、q 3 最大值），kN/m 2； L k ——梁端距，m ； L d ——顶梁长度，m ； B ——支架中心距，m 。
2、放顶煤支架支护强度、工作阻力的计算：（1）根据断裂角确定放顶煤支架支护强度计算可参照下式：q z=k(γ1h1+γ2H)= e e l n -e H （L + h 1 / tan α）tan θ式中： H ——对支架有直接影响的岩层厚度，m ；L ——有效控顶距，m ；h 1——顶煤厚度，m ；α ——顶煤断裂角，一般为 60°～120°；坚硬煤层（f ≥3）：冒落角小于 60°；中硬煤层（f =1～3）：冒落角介于 60°～80°； 软煤层（f <1）：冒落角大于 90°；极软煤层（f ≤0.5）：无法分辨软煤层顶煤的冒落边界，不 宜用冒落角指标；θ ——顶板断裂角，一般为 60°～65°； γ1 ——顶煤的容重，kN/m³； γ 2 ——顶板岩石的容重，kN/m³；q z ——支架的动载支护强度，kN/m 2；k——动载备用系数：Ⅱ级及以下基本顶，一般取 1.2～1.5；Ⅱ级以上基本顶，一般取 1.5～2.0。
近距离煤层综采工作面矿压显现规律研究_张学斌
近距离煤层综采工作面矿压显现规律研究张学斌1樊克恭1张贵山2(1.山东科技大学资源与环境工程学院,青岛 266510;2.贵州发耳煤业公司发耳煤矿,贵州发耳 553000)摘 要 发耳一矿目前开采煤层为近距离煤层,通过对发耳一矿1303工作面矿压的观测,得出近距离煤层矿压显现规律,并对液压支架适应性进行了分析。
关键词 近距离煤层 综采 矿压显现中图分类号TD 323 文献标识码 BZhang Xue-bi n1,Fan Ke-gong1,Zhang Gui-shan2(1.Shandong University of Science and Technology; 2.Faer Coal Mine of Guizhou Faer Coal Company)Abs tract The coal seam which being mined by Faer No.1coal mine is close-range coal bed,through the observation about the ground press ure of Faer No.1coal mine 1303work face,educes the ground press ure s appearance di sciplinarian of close-range coal bed,and analyses the adaptabili ty of hydraulic support.K ey words Close-range coal bed,Mechanized M ining,Ground pressure appearance1 工作面开采技术条件贵州发耳煤业有限公司发耳一矿现开采煤层为1#、3#煤层,煤层平均间距9.02m,属近距离煤层。
1303工作面3#煤层,厚度为0.3~ 2.3m,平均1 9m,厚度较稳定;煤层倾角10 ~14 ,一般为12 。
支架选型——精选推荐
⽀架选型⼀、2-2-601⼯作⾯⽀架选型1、河南理⼯⼤学矿⼭开发设计研究所设计（1）⽀架选型原理影响液压⽀架选型的主要因素有顶板(直接顶、⽼顶)和底板岩性，煤层可采厚度，煤层倾⾓，煤层⽡斯含量等，⽀架设计遵循四个原则：①⽀护强度与⼯作⾯矿压相适应；②⽀架架型结构与煤层赋存条件相适应；③与底板的⽐压和底板的抗压强度相适应；④⽀架通风断⾯与⼯作⾯通风要求相适应。
（2）液压⽀架⽀护⾼度的确定⽀架⾼度⼀般按下式计算：Hmax≥Mmax+0.2Hmin≤Mmin－0.2式中：Hmax、Hmin——⽀架最⼤、最⼩⾼度，m；Mmax、Mmin——⼯作⾯最⼤、最⼩采⾼，m；⼯作⾯最⼤采⾼Mmax＝2.5m，⽀架最⼤⾼度取为Hmax=2.7m；采⽤双伸缩⽴柱，根据⽀架设计特点，确定液压⽀架最⼩⽀护⾼度Hmin=1.2m。
（3）液压⽀架的架型选择液压⽀架选型的主要依据是顶、底板性质、煤层条件和经济成本等，其中起决定性影响的因素是顶板性质。
同时还应考虑顶板级别划分的模糊性，在顶板类、级⼤致估定的条件下，宜侧重于选⽤防护性能较好的架型。
2-1煤层⼤部分已经开采完毕，2-2煤层位于2-1煤层下部，根据《2#下煤层⼯作⾯布置》图可知，2-2煤层与2-1煤层层间距1m ～6m，因此2-2煤层开采是在2-1采空区冒落压实矸⽯的再⽣直接顶下开采。
综合考虑2-2煤层顶底板不稳定或中等稳定，⽐较破碎易冒落的特性，因此⽀架的必须具有很强的护顶、防⽌⽀架前端的顶板冒落空顶的特性。
综合考虑，确定选⽤两柱式液压⽀架。
（4）液压⽀架⼯作阻⼒的确定根据矿井地质报告中描述：2-2煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，质软，厚度0.50—12.00m。
底板⼤部为泥岩，质较软，局部为细砂岩，质硬，厚度2.00—8.00m。
与2-1煤层层间距为0.10—12.00m，平均5.60m左右。
根据矿井现有⽣产状况，2#煤层分开区，即2-1煤层和2-2煤层。
其中2-1煤层⼤部分已经开采完毕。
小保当矿2-2煤大采高综采面支架工作阻力确定
小保当矿2-2煤大采高综采面支架工作阻力确定李龙清;巨江鹏;张星武;肖江;王定永;张杰【摘要】小保当矿2-2煤层部分区域拟采用7.5m大采高综采面,在我国尚属首例.通过相似材料模拟实验,对工作面开采进行了研究,结果表明:覆岩中坚硬岩层形成的“悬臂梁”与“砌体梁”动态结构交替出现,造成顶板大小周期来压现象,工作面来压频繁剧烈,平均周期来压步距为17.72 m,支承压力峰值出现在距煤壁12～24 m 位置处,煤壁压剪破坏区范围增大、破坏程度加剧,易片帮,覆岩运动最终波及至地表.综合计算分析和实验结论得出,支架选用5.15m×2.05m,工作阻力22 000 kN(压强为2.08 MPa)的两柱掩护式支架进行支护,可以满足安全生产要求.研究结果对小保当煤矿开采具有指导作用,对相似矿井具有借鉴意义.【期刊名称】《西安科技大学学报》【年(卷),期】2015(035)003【总页数】5页(P298-302)【关键词】7.5m大采高;矿压规律;支承压力;支架工作阻力【作者】李龙清;巨江鹏;张星武;肖江;王定永;张杰【作者单位】西安科技大学能源学院,陕西西安710054;教育部西部矿井开采及灾害防治重点实验室,陕西西安710054;西安科技大学能源学院,陕西西安710054;陕西小保当矿业有限公司,陕西榆林719000;西安科技大学能源学院,陕西西安710054;教育部西部矿井开采及灾害防治重点实验室,陕西西安710054;西安科技大学能源学院,陕西西安710054;西安科技大学能源学院,陕西西安710054;教育部西部矿井开采及灾害防治重点实验室,陕西西安710054【正文语种】中文【中图分类】TD323大采高综采工作面支架工作阻力研究对于特厚煤层的安全开采、高产高效至关重要［1］。
近年来大采高综采技术已日趋成熟，工程实践表明，对于7.0m以下厚煤层煤炭采出率，大采高综采工艺优于综放开采。
但是大采高综采面来压剧烈，煤壁易片帮，采场易冒顶等安全问题，亦成为煤矿生产中的棘手难题。
煤矿用液压支架工作原理
煤矿⽤液压⽀架⼯作原理摘要本论⽂主要阐述了⼀般掩护式液压⽀架的设计过程。
设计内容包括：选架型、总体设计、主要零部件的设计、主要零部件的校核和液压系统的设计。
由于该煤层厚度适中，选⽤掩护式液压⽀架。
煤层厚度介于m~5.2之8.3间，煤层厚度变化较⼤，选⽤调⾼范围⼤且抗⽔平推⼒强且带护帮装置的掩护式⽀架。
⽀架采⽤正四连杆机构，以改善⽀架受⼒状况。
顶梁、掩护梁、底座均做成箱体结构；⽴柱采⽤双伸缩作⽤液压缸，以增加⼯作⾏程来满⾜⽀架调⾼范围的需要。
推移千⽄顶采⽤框架结构，以减少推溜⼒和增⼤移架⼒。
为了提⾼移架速度，确保对顶板的及时⽀护，采⽤锥阀液压系统。
关键词：液压⽀架液压四连杆机构采煤⽀架选型推溜移架⽬录1 概述 (5)1.1液压⽀架的组成和分类 (5)1.2液压⽀架的⼯作原理 (8)1.3液压⽀架的⽀护⽅式 (11)1.4⽀架选型的基本参数 (12)2 总体设计 (14)2.1选架型 (14)2.2液压⽀架基本参数的确定 (16)2.3采煤机、液压⽀架和输送机的配套 (19)2.4四连杆机构设计 (21)2.5顶梁长度的确定 (28)2.6⽴柱及柱窝位置的确定 (29)2.7平衡千⽄顶位置的确定 (33)2.8其它千⽄顶位置的确定 (36)3 ⽀架的受⼒计算 (39)3.1液压⽀架受⼒分析 (39)3.2确定⽀架的⽀护强度 (40)3.3底座接触⽐压计算 (40)3.4⽀架⽀护效率 (40)4 液压⽀架的主要部件的设计 (42)4.1前梁 (43)4.2主顶梁 (43)4.4前、后连杆 (45)4.5底座 (45)4.6⽴柱 (46)4.7千⽄顶 (47)5 主要零、部件的强度校核 (49)5.1校核的基本要求 (49)5.2前梁的校核 (50)5.3主顶梁的校核 (52)5.4掩护梁的强度校核 (55)5.5底座强度校核 (57)5.6销轴和⽿座的强度校核 (59)5.7⽴柱强度校核 (62)6 液压系统设计 (68)6.1液压⽀架的液压系统的简介 (68)6.2液压⽀架的液压系统拟订 (69)6.3液压元件的选取 (71)6.4液压控制系统 (72)结束语 (76)参考⽂献 (77)1 概述1.1 液压⽀架的组成和分类1.1.1液压⽀架的组成液压⽀架是综采⼯作⾯⽀护设备，它的主要作⽤是⽀护采场顶板，维护安全作业空间，推移⼯作⾯采运设备。
液压支架工作阻力计算
赛尔公司四矿B9工作面支护强度的确定q H gB 10 2/(k 1)cos式中：H――工作面煤层平均采高，工作面H=2.8m;丫一-板岩石容重，一般取Y=2.5t/m ；3k ――顶板破碎常数，取1.2；g――顶板周期来压不动载系数，与顶板岩石性质有关：老顶级别: I -g=1.1, II -g=1.3皿-g=1.5〜1.7, IV-g=1.8〜2取g=1.3B――附加阻力系数，B=1.5;a层平均倾角，取a=23 °则：B9工作面支护强度：q= 2.8 X 2.5 X 1.3 X 1.2 X 1.5 1^5012/[cos23°= 0.71 (MPa)支架初撑力和工作阻力的确定F SqS A(L c)式中：A——支架中心距，A=1.5m;L---- 支架顶梁长，L=4.4煤厚c ---- 梁端距，c=0.35~ 0.5m,取 c=0.45m;则：S A(L c) 1.5 (4.4 0.45)7.2m2工作阻力：F Sq 7.2 0.71 5.17(MN) 5170KN以上计算支架所需支护强度不小于 0.71MPa,工作阻力大于5170kN ,考虑到工作面地质构造可能存在的矿压不稳定性，安全起见选工作阻力5800kN,初撑力 5232kN(3)综放支架工作阻力确定A 、按现行较通用的按垮落充填法公式Mq K nzdK 1p 计算式中:z ---- 支护强度，kN /m2;KK 动载系数1.2-1.4,顶板为泥岩，属软弱顶板，取 d=1.2; M —(平均 9.74m ,最厚 10.76m)取 M=9.74m ;KKp ---- 冒落矸石碎胀系数，取p=1.25;丫一-板岩石容重，取Y =25kN / m3。
n ---- 采放比影响系数0.8-1.0,取n=0.8;则：qqz=1.2*9.74*25*0.8/(1.25-1)=936kN ／m2支架工作阻力：P=qz(LK+LD)B式中：P――支架工作阻力，kN;LK梁端距，取LK=0.4mLD顶梁长度，取LD=4.2m;B――支架宽度，取B=1.5m。
架型选型影响因素及支架工作阻力确定方法探讨
关键词 液压皮 架 中图分类号 Ｔ ３ ５ ４ Ｄ ５ ． ２
综采工作面支架架型选择及支架工作 阻力 的确定 是否合理 ， 直接影 响到设备投入 运行后 的工 作状 况和 采面的安全生产 ， 必须认真 ， 进行分析研究 。
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底 座装 置 。
分析 比较法是液压支 架选型常 用 的方 法 ， 就是 根 据矿 山地质条件分析 、 比较 、 决定支架各部分 的类 型及 参数 的方法。其选型原则为 ：
｝ 收稿 日期：０ ０— ５— ４ ２１ ０ ０
（） ６ 依据煤层的瓦斯含量及 释放方式确定 支架 的 最小过 风断面是否能满足通风要求 。 （） ７ 全矿井 内地质 构造情况 ， 特别 是断层 的落差 、 影响范 围， 陷落柱 的范 围和规 律。应 使综采 区段 布置 避开地质构造 复杂 区域 ， 宜用 于断层落 差小 于 ｌ 最 ｍ， 大不超过煤厚 １２的稳定煤层 。此外应选对 地质构造 ／ 变化适 应能力 强的架型 。
２ 液压支架选 型原 则
性对液压支架选 型尤为重要。例如 ， 经分析认为 ， 目前 适用最广的架型为两柱支顶式掩护支架及支 撑掩护式 支架 ， 前者 可适用 于基本 顶 Ｉ Ⅱ级 ， 一 动压 系数 为 １２ ． １５ 直接顶较稳定 ， ．， 采高 小于 ５ 的煤层 ； ｍ 后者 主要 适用于 Ⅱ级以上基本顶 ， 动压系数 约 １ ５以上 ， ． 直接顶 中等稳定 以上 的煤层。 （ ） 三软 ” 层 ， ２ 对“ 煤 目前采 取的架 型有两 种两柱 掩护支架 。一种是短 顶梁 的支 掩式托梁 掩 护支架 ， 为 了缩小控顶距可采 用插底 式支架 ； 另一 途径是 采取对 顶板全封 闭方式 的支顶式 掩护支架 ， 可采用长侧 护板 的整体顶梁加伸缩 梁 ， 大立柱 的倾斜 以增大支 架 的 加 指 向煤壁的水平支撑能力 。 （） ３ 根据煤厚 、 变化范 围及其 规则程 度 ， 确定支 架 最大和最小高度 、 活柱伸缩段数 、 高装 置。结合 煤层 加 的强度和节理 发育程度 确定是 否采用护 帮装置 ， 以及 装置的形 式和尺寸 。煤层厚度小于 ２ ７ ． ｍ时 ， 一般不使 用护帮装 置。 （） ４ 煤层倾 角数 据主要 用 于确定 支架 稳定 性 ， 如 防倒 、 防滑装置 、 固站及调架装置 。 锚 （ ） 板抗压人强度 及平整 程度用 于确定底 座类 ５底 型是整体刚性底座或 弹性连 结的分体底 座 ； 根据底 板 载荷集度分布确定底座面积 以及在 软底 时采用减 少底 座端部载荷集度峰值的架型或采用插底式还是设 置抬
液压支架工作阻力计算
液压支架工作阻力计算γ顶板岩石容重，一般取γ=2、5t/m3； k顶板破碎常数，取1、2； g顶板周期来压不动载系数，与顶板岩石性质有关：老顶级别：Ⅰ-g=1、1，Ⅱ-g=1、3 Ⅲ-g=1、5～1、7，Ⅳ-g=1、8～2 取g=1、3 B附加阻力系数，B=1、5；α煤层平均倾角，取α=23，则：B9工作面支护强度：q＝2、82、51、31、21、510-2/[（1、25-1）cos23]＝0、71（MPa）支架初撑力和工作阻力的确定式中：A支架中心距，A=1、5m；L支架顶梁长，L=4、4c梁端距，c=0、35～0、5m,取c=0、45m；则：工作阻力：以上计算支架所需支护强度不小于0、71MPa，工作阻力大于5170kN，考虑到工作面地质构造可能存在的矿压不稳定性，安全起见选工作阻力5800kN，初撑力5232kN（3)综放支架工作阻力确定A、按现行较通用的按垮落充填法公式计算式中:支护强度，kN／m2；动载系数1、2-1、4，顶板为泥岩，属软弱顶板，取=1、2； M煤厚(平均9、74m，最厚10、76m)取M=9、74m；冒落矸石碎胀系数，取=1、25；γ顶板岩石容重，取γ=25kN／m3。
n 采放比影响系数0、8-1、0，取n=0、8；则：=1、2*9、74*25*0、8/(1、25-1)=936kN／m2支架工作阻力：P=(LK+LD)B 式中：P支架工作阻力，kN； LK梁端距，取LK=0、4m； LD顶梁长度，取LD=4、2m； B支架宽度，取B=1、5m。
则：P=994*(4、2+0、4)*1、5=6452 kN（最厚7128kN）B、根据采煤工作面现场实测数据的经验回归公式计算:Pmax=(3939+2、1H+47lf+155/Md)式中:Pmax工作阻力；动载系数1、2-1、4，取=1、2H煤层埋深，取H=425m: f煤的硬度系数，暂取f=2； Md顶煤厚度取Md=6、74m；则:Pmax=1、2*(3939+2、1*425+471*2+155/6、74)=6956 kNC、按缓倾斜煤层工作面顶板分类中的公式进行计算。
高工作阻力液压支架初撑力的确定
高工作阻力液压支架初撑力的确定张福瑞1 刘涛2(1²晋城无烟煤矿业集团有限责任公司山西晋城048000;2²中煤国际工程设计研究总院北京100011)摘要:从国内外高阻力(700~1000t)支架初撑力和额定工作阻力的关系的实际情况,采用国内外常用的初撑支护强度计算公式,结合寺河矿井的实际情况,分析得出该矿井液压支架初撑支护强度与额定支护强度的关系。
关键词:液压支架;额定支护强度;初撑支护强度;工作阻力;初撑力中图分类号:TD355+²41 文献标识码:B 文章编号:1671-0959(2002)07-0016-04 寺河矿井初期开采3号煤层,煤层赋存及开采技术条件如下:①赋存稳定,厚度5²20~6²88m,平均厚度6²00m左右;②属不易自燃煤层;③倾角一般为2°~5°,属近水平煤层,仅局部挠曲带倾角达12°~15°;④顶底板多为粉砂岩,少数为泥岩、细砂岩,直接顶中等稳定;⑤地质构造和水文地质条件均比较简单。
1999~2000年《寺河矿井修改初步设计》对采煤方法进行了充分比选,认为:在一定开采条件下,加大开采强度是提高规模经济效益的主要途径,而综采设备生产能力的提高,为扩大矿井规模创造了条件。
鉴于此,设计采用长壁大采高综采,装备具有世界先进水平的大功率、高可靠性设备,以实现工作面单产300~400万t/a,并保证煤质。
全矿井于西一、东二盘区各配备1个长壁大采高综采工作面,4个连续采煤机掘进工作面以保证800万t/a生产能力。
根据支架支护强度的计算,借鉴国外经验,结合高产高效工作面的特点,对液压支架的技术参数要求如下:架型为掩护式,结构高度2²55~6²0m,支护强度不小于110t/m2,工作阻力大于900t,推移行程950mm,支架中心距1750mm。
《采煤质量标准化标准及考核评级办法》中有对综采工作面液压支架的初撑力不小于额定工作阻力80%的规定,结合晋城无烟煤矿业集团公司寺河矿井液压支架额定工作阻力约900t的实际情况,对这两者的关系从以下几方面进行初步探讨。
液压支架选型计算及采煤顶板管理
工作阻力/支护面积=支护强度；支护面积=（梁端距+顶梁长度）x中心距。
液压支架选型计算1．支护强度的计算采用以往的经验公式来计算：a、P≥b、P≥式中：P——支护强度，MPa；M——开采厚度，取6.1 m；r——顶板岩石容重，取2.7t/m3；d——顶板动载系数，取1.3；a——煤层倾角，取3°；B——附加阻力系数，取1.2；n——不均衡安全系数，取1.75；K——顶板岩石碎胀系数，取1.25。
则 a、P≥ =1.008MPab、P≥ =1.128MPa最后取P=1.128Mpa。
2. 支架载荷根据支护强度，则验算支架支护载荷为：T＝P(L+C)×(B+J)式中：T ------ 支护载荷，KN；L ------ 顶梁长度，3.8m；C ------ 顶梁前端到煤壁的距离，1.33m；B ------ 顶梁宽度，1.530m；J -------架间距，0.22m；则 T＝0.68×（3.8+1.33）×（1.53+0.22）＝6105KN 计算结果表明，液压支架的工作阻力10800KN满足支护载荷的要求。
3. 支架高度a.支架最大高度Hzmax＝Mmax+S1式中：Hzmax------支架最大支护高度，mm；Mmax------工作面最大采高，取6100mm；S1------伪顶冒落的最大厚度，取300mm。
则 Hzmax＝6100+200＝6300 mm。
b.支架最小高度Hzmin＝Mmin-S2-g-e式中：Hzmin------支架最小支护高度，mm；Mmin------工作面最小采高，取4500mm；S2-------顶板的下沉量，取200mm；g ------顶梁上、底座下的浮矸厚度，取50 mm；e ------移架时支架回缩量，取100 mm。
则 Hzmin＝4500-200-50-100＝4150 mm。
根据以上各参数，本工作面选用郑州煤机厂液压支架工作高度4150～6300 mm。
“两硬”条件大采高液压支架工作阻力计算
图１ １ ４号 煤 层 综 合柱 状 图
试 验工作 面 上 部 是 已开 采 完 的 ｌ ｌ号层 ， 距 层 ２ ． ７ ２ｍ。开 采 ｌ 号 时 留下 两 个 安 全 煤 柱 ， 别 位 ｌ 分 于距 ８ ０ ４ ２工作 面 开切 眼 ４ ０ｍ 和 ６ ０ｍ 的位置 。 ７ ６
有重 要意 义 。
４ ４盘 区平 均 埋 深 ３ ０ｍ， 验 工 作 面长 １ １ ５ｍ， ０ ２ 试 ８ ． 煤层 倾角 ２～ ５ ， 覆 灰 白色细 砂 岩 顶 板 ， 度 大 ， 。 。上 厚 节理 裂隙 不发育 ， 充填 性差 ， 来压 强度 大 ， 压强 烈 ， 动 工作 面综合 柱状 图如 图 １ 示 。 所
Ｚ ９０ ／９ ５５ Ｚ ９ ０ ２ ． ／ ０型液 压 支架 正是 该 课 题 的研 究成 果 。在“ 两硬 ” 质 条 件 下 ， 地 工作 面矿 压 显现 剧 烈， 因而确 定合理 的液 压支架 工作 阻力 ， 对采场 围岩 进行 有效控 制 ， 为液 压 支 架设 计 技 术关 键 。笔者 成 对 大采高液 压支架 与 ” 两硬” 条件厚 煤层综 采采 场 围 岩 的力学作 用关 系进 行 了分析 ， 根据 相关 矿压 理 并 论， 探讨 “ 硬” 件 下 大采 高综 采液 压 支架 工作 阻 两 条 力 的计 算方 法 。
计 算 值 与 井 下 工 作 面 支 架 支 护 阻 力 实 测 数 据 的 对 比 分 析 ， 为 采 用 多 种 方 法 计 算 、 综 合 分 析 的 方 认 再
法 来 确 定 大 采 高 液 压 支 架 工 作 阻 力是 可 行 的 。
关 键 词 ： 压 支 架 ； 采 高 ；工 作 阻 力 计 算 ；“ 硬 ” ４ 液 大 两 条 ￣ －
煤矿设备选型(液压支架)
液压支架的选型煤矿煤层最大厚度 2.9m，煤层倾角6°，煤层截割阻抗A＝375N/mm，顶板岩性：老顶为Ⅲ级，直接顶为2类，工作面设计长度为110m，设计年产量为75万t/a。
本矿煤层赋存条件较好，煤层为进水平煤层，煤层厚度适中，为 2.9m，井型为中型矿井，设计能力为75万t/a，直接顶为2类中等稳定顶板，老顶为Ⅲ类顶板，周期来压强烈，要求工作面支护强度较大。
根据本矿工作面条件及我国目前采煤方法的类型及设备配套情况，设计确定工作面的方法为综采一次采全高。
一、影响液压支架选型的因素影响液压支架选型的因素，主要考虑煤层顶底板稳定性，煤层厚度、倾角赋存状况及瓦斯含量等情况，其中以煤层及顶、底板稳定性影响较大。
本矿煤层厚度 2.9m，倾角6°，煤层赋存条件较好。
本矿工作面煤层直接顶为2类顶板，属中等稳定顶板，强度较高，强度指数在31～70kg/cm2之间，发育大量节理裂隙，随采随落。
本矿工作面老顶为Ⅲ级顶板，周期来压强烈，对支架支护强度的要求较高。
二、液压支架的选型1、架型的选择液压支架根据对顶板的支护方式和结构特点不同，可分为支撑式、掩护式、支撑掩护式三种基本型式。
支撑式支架顶梁长，立柱多，且垂直支撑，工作阻力大，切顶能力强，通风断面大，后部有简单的挡矸装置，架间不撑紧，对顶板不密封，它适应于稳定或坚硬以上直接顶和周期来压明显和强烈的老顶条件。
掩护式支架有宽大的掩护梁可挡住采空区冒落的矸石，它的顶梁较短，支柱少且倾斜支撑，架间密封，支架工作阻力较小，切顶能力差，但由于顶梁较短，控顶面积小，支护强度不一定小，它使用于不稳定和中等稳定直接顶条件。
支撑掩护式支架兼有上述两种支架的结构特点，顶梁较长，立柱较多，呈垂直或倾角较小倾斜支撑，故工作阻力大，切顶能力强，具有掩护梁架间密封，挡矸掩护性能好，它使用于稳定以下各类顶板，有取代支撑式支架的趋势，但结构复杂，重量较大，价钱相对较高。
由于本工作面的直接顶类别及老顶级别均以确定，所以可直接根据“适应不同类级顶板的架型及支护强度表”直接选择。
近距离下位薄煤层工作面支架压力增大规律分析
（． １ 太原理工大学 采矿工艺研究所 ，山西 太原 ００ ２ ；２ ３０ ４ ．中国神华神东煤炭分公司 榆 家梁煤矿 ，陕西 神木 ７ ９ １ ） １３６
［ 摘
要］ 为掌握近距 离下位薄煤层工作面矿压 随基岩厚度 、松散层 厚度、采高等 因素变化 的
规律 ，在 液压 支架上安装 了 Ｋ Ｊ ６ １ —１型综采工作面矿压 监测仪器 ，对 工作面 支架工作 阻力进行 Ｂ 一 ０１ １
现场实测。依据所采集 的数据对支架初撑力、时间加权平均 阻力 、循环末 阻力 ，工作面来压 步距和动
载系数等基本矿压参数进行 了分析 ，观测 到近距 离下位 薄煤层 ４ ３ ５工作 面在推进过程 中５次支架受 ４０
（ ．Ｍ ｎｎ ｅｈ ｉｕ ｅ ｅｒｈ Ｉｓ ｔｔ ， ａ ｕ ｎＵｎ ｅｓ ｙｏ ｃｅ ｃ １ ｉｉｇＴ ｃ ｎｑ ｅＲ ｓａｃ ｔｕｅ Ｔ ｉ ａ ｉ ｒｉ ｆ ｉｎ ｅ＆ Ｔ ｃ ｎ ｌ ｙ ａ ｕ ｎ０ ０ ２ ｎｉ ｙ ｖ ｔ Ｓ ｅ ｈ ｏｏ ，Ｔ ｉ ａ ３ ０ ４，Ｃ ｉａ ｇ ｙ ｈｎ ；
ｎ ｓ ，ｌｏ ｅ ｂ ｄ ｔ ｉｋ ｅ ｓ ａ ｄ ｍｉ ｉ ｇ ｈ ｉｈ ，ｔ ｉ ａ ｅ ｎ ｌｚ ｄ ｂ ｓｃ ｕ ｄ ｒ ｏ ｎ ｒｓ ｕ ｅ ｐ ｒｍｅｅ ｓｉ ｃｕ ｉ ｇ ｓ ｔ ｎ ｏ ｄ ｉ — ｅ ｓ ｏ ｓ ｅ ｈｃ ｎ ｓ ｎ ｎ ｎ ｅｇ ｔ ｈ ｓｐ ｐ ｒａ ａｙ ｅ ａ ｉ ｎ ｅ ｇ ｕ ｄ ｐ ｅ ｓ ｒ ａ ａ ｔｒ ｎ ｌ ｄｎ ｅｔ ｇ ｌａ ，ｔ ｒ ｉ ｍｅ
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金刚煤矿综采支架工作阻力的确定
ｌ ｔｃ ｒｕ ｏ ｔ，Ｄ ｚｏ ｉ ｕｎ２ １ １ ， ｈｎ ） ｅ ｒ ｉ Ｇ ｏｐＣ ．Ｌｄ ａｈｕＳ ｈ ａ ３０ ６ Ｃ ａ ｃｉｔ ｙ ｃ ｉ
Ａｂｓｒ ｃ ：Ｗ ｏ ｋｉｇ ｒ ｓｓａ ｅ ｏ ｕ ｌ ｃ ａ ｚ ｄ ｍｉ ｉ ｇ ｓ ｐ ｏ ｉｅ ｔｙ ｄ ｔｒ ｎ ｓ ｔｐ ｎ ｕ ｌ ｙ ｏ ｕｌ ｔａ ｔ ｒ ｎ ｅ ｉｔｎｃ ｆｆ ｌｙ ｍｅ ｈ ｎｉｅ ｎ ｎ ｕ ｐ ￣ｓ ｄ ｒｃ ｌ ｅ ｅ ｍｉ ｅ ｙ ｅ ａ ｄ ｑ ａ ｉ ｆｆ ｌｙ ｔ ｍｅ ｈ ｎｚ ｄ ｍｉ ｉ ｇ ｓ ｐ ｏ ，ｉ ｅａｅ ｏｐ ｏ ｃｉｎ ａ ｄ ｓ ｆｔ ｆｍｉｅ，ａ ｄ ｈａ ｎ ｅ ｆｃ ｎ ｂ ｔ ｃ ｎ ｍｉ ｎ ｃ ａ ｉｅ ｎ ｎ ｕ ｐ ￣ｓ ｓｒ ｌｔ ｄ ｔ ｒ ｄｕ ｔ ｎ ａｅ ｙ ｏ ｎ ｏ ｎ ｓａ ｆｅ ｔ ｏｈ ｅ ｏ ｏ ｃ ａ ｄ ｏ ｓ ｃａ ｅ ｅ ｔ Ａｐｐｙ ｎ ｅ ｃ ｃ ｌｔｏ ｔ ｏ ｏ ｅ ｓ ｐ ￣ ｒ ｓｓａ ｃ ｏ ｎ ｂ ｏ ｄ ａ ｙ ｔ ｅ ｍｅ ｎｓｏ ｏ ｉｌｂ ｎ ｆ ． ｉ ｌｉ ｇ ｔ ａ ｕ ａｉｎ ｍｅ ｄ ｆｒｔ ｕｐ ｏ ｅ ｉｔｎ ｅ ｈ ｍｅ ａ ｄ ａ ｒ ａ ｎｄ ｂ ａ ｆ ｈ ｌ ｈ ｈ ｈ ｓｍｉａ ｄ ｌｅ ｐ ｒｍｅ ，ｗｏ ｋｉｇ ｒ ｓｓａ ｃ ｆｆ ｌ ｃ ａ ｚ ｄ ｍｉ ｉ ｇ ｓ ｐ ｏ ｔ ｒ Ｎｏ ３ ５ ｗｏ ｋｎｇ ｆ ｃ ｎ ｉ ｌｒｍｏ ｅ ｘ ｅ ｉ ｎｔ ｒ ｎ ｅ ｉｔｎ ｅ ｏ ｕ ｌ ｍｅ ｈ ｎｉｅ ｎ ｎ ｕ ｐ ｒｓ ｆ ． １ ｒ ｉ ａ ｅ ｉ ｙ ｏ １
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综采液压支架支撑阻力计算
1、支护阻力验算根据容重计算公式：P1=（q+1）×9.8×γSHCosα式中：P1——工作面顶板支护需要支架的工作阻力，kN；9.8 ——9.8N/kg；S——支架平均支护面积，根据实测计算取5×1.5=7.5m2；H——采空区顶板垮落高度，H=M/K-1；式中：M——最大采高，取8m；K——岩石碎胀系数，取1.5；代入数据得：H=8/（1.5-1）=16mγ——顶板岩石容重，取1.99t/m3；q——动载系数1.5～2.0，根据F111050工作面顶板情况取1.8；α——工作面煤层倾角，取平均值20°；代入数据得：P1=（1.8+1）×9.8×1.99×7.5×16×Cos20°≈6160kN。
ZF7000/18/28型液压支架和ZF7000/18/28（改）型过渡液压支架工作阻力均为7000kN>6160kN，排头支架工作阻力为7200kN>6160kN。
因此ZF7000/18/28型液压支架、ZFG7000/18/28（改）型过渡液压支架和ZFG7200/21/30型排头液压支架均能够满足本工作面工作阻力的要求。
2、支架工作阻力校核2.1顶板岩性分析由于放顶煤工作面采高较大，待顶板完全压实后，弯曲下沉带将涉及底板，正常放煤时，工作面煤层厚度平均8m，松动椭球体高度H： H=2.22h平均高度2.22×8=17.76m，松动椭球体最大高度2.22×8.6=19.1m，均到达老顶。
2.2支架工作阻力校核工作面机采2.3m的煤厚，放5.7m的顶部煤厚，形成高度为19.1m 的松动椭球体，松动椭球体高度以上的岩层暂时不发生离层和断裂。
支架顶梁承受工作空间控顶距面积以上高度为19.1m煤岩的重量，则每平方米控顶面积的平均载荷p为：p=（h-h1）T+(H-h)T2式中：h——煤层的平均厚度，8mh1——机采煤层厚度，（1.8—2.3m）取2.3mT——煤层容重，1.32t/m3H——松动椭球体最大高度，19.1mT2——岩体容重Z=1.99t/m3则正常情况下，每平方m载荷为：P =（8-2.3）×1.32+（19.1-8）×1.99=7.52+22.09=29.61t 该支架支护面积5×1.5=7.5m2，则承受的压力为7.5×29.61×9.8=299.63×9.8≈2176.34KN该面所用ZF7000型放顶煤支架额定工作阻力7000KN大于2176.34KN，满足支撑要求。
综采液压支架选型及参数确定
综采液压支架选型及参数确定、前言包源煤矿位于包头市石拐区煤田内。
原为当地一座年产30万吨的小煤矿，采煤方法为房柱采煤法。
煤炭资源整合后，产能将扩大到120万吨/年，采用综合机械化采煤方法。
根据该矿煤层埋藏浅的特点，设计了综采支架的选型和参数。
2、地质概况矿井主要煤层为中、下侏罗统延安组6-2煤层。
煤层平均埋深约120m，厚度3~6.2m，平均4.1m，倾角0~1°。
煤层顶板以上30m至底板以下20m范围内的岩石主要为深灰色砂质泥岩，其次为粉砂岩。
煤层顶部和底部泥岩的天然抗压强度小于30MPa，为软岩，软化系数小于0.19，在水中有崩解和破坏。
吸水状态下的岩石强度为自然状态下的1/3~1/5。
该煤层顶底板岩石稳定性差，属于典型的浅埋煤层。
3、浅埋深煤层顶板来压特点浅埋煤层和深埋煤层可分为两种类型。
A类：基岩较薄、松散载荷层厚度较大的浅埋煤层。
其破顶形式为整体切割，易发生顶板台阶下沉。
主顶板为单关键层结构煤层。
这种厚松散浅埋煤层称为典型浅埋煤层。
对于厚度大、松散载荷层厚度小的浅-深煤层，地压显现规律介于普通工作面和浅-深煤层工作面之间，表现为两组关键层，台阶下沉较小。
可称为近浅埋煤层。
东胜煤田属于B型浅埋深煤层。
浅埋深煤层工作面的主要矿压特征是老顶破断运动直接波及地表。
顶板不易形成稳定的结构。
来压存在明显动载现象。
4.框架选型依据架型选择必须考虑支架的相关尺寸、结构特征，支护性能必须与煤层地质条件、矿压显现规律以及工作面配套设备相适应。
①煤层地质条件：根据部颁标准mt553-1996煤层顶底板分类标准，该煤层直接顶为i类，基本顶为ⅱ类，底板为ⅱ类。
②矿压显现规律：矿压特征是老顶破断运动直接波及地表．顶板不易形成稳定的结构，压力较大，来压存在明显动载现象。
③工作顶板岩层基本为冒落带和裂隙带。
b类型：基岩面配套设备型号及参数(见表1)。
表1工作面配套设备型号及参数通过对上述因素的分析，结合东胜煤田其他矿井支架的使用情况，认为框架式支架采用双柱掩护式、四杆机构和整体刚性顶板梁液压支架。
《煤矿安全规程》 版中涉及到职业卫生的内容
《煤矿安全规程》中涉及到职业卫生的内容2016年新版《煤矿安全规程》中共涉及到职业卫生的内容有44条，具体内容：1.第一编总则中共有7条，分别是：第一条为保障煤矿安全生产和从业人员的人身安全与健康，防止煤矿事故与职业病危害，根据《煤炭法》《矿山安全法》《安全生产法》《职业病防治法》《煤矿安全监察条例》和《安全生产许可证条例》等，制定本规程。
第四条从事煤炭生产与煤矿建设的企业(以下统称煤矿企业)必须遵守国家有关安全生产的法律、法规、规章、规程、标准和技术规范。
煤矿企业必须加强安全生产管理，建立健全各级负责人、各部门、各岗位安全生产与职业病危害防治责任制。
煤矿企业必须建立健全安全生产与职业病危害防治目标管理、投入、奖惩、技术措施审批、培训、办公会议制度，安全检查制度，事故隐患排查、治理、报告制度，事故报告与责任追究制度等。
煤矿企业必须建立各种设备、设施检查维修制度，定期进行检查维修，并做好记录。
煤矿必须制定本单位的作业规程和操作规程。
第五条煤矿企业必须设置专门机构负责煤矿安全生产与职业病危害防治管理工作，配备满足工作需要的人员及装备。
第六条煤矿建设项目的安全设施和职业病危害防护设施，必须与主体工程同时设计、同时施工、同时投入使用。
第七条对作业场所和工作岗位存在的危险有害因素及防范措施、事故应急措施、职业病危害及其后果、职业病危害防护措施等，煤矿企业应当履行告知义务，从业人员有权了解并提出建议。
第八条煤矿安全生产与职业病危害防治工作必须实行群众监督。
煤矿企业必须支持群众组织的监督活动，发挥群众的监督作用。
从业人员有权制止违章作业，拒绝违章指挥；当工作地点出现险情时，有权立即停止作业，撤到安全地点；当险情没有得到处理不能保证人身安全时，有权拒绝作业从业人员必须遵守煤矿安全生产规章制度、作业规程和操作规程，严禁违章指挥、违章作业。
第十一条煤矿企业在编制生产建设长远发展规划和年度生产建设计划时，必须编制安全技术与职业病危害防治发展规划和安全技术措施计划。
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2018年6月第31卷第3期山西能源学院学报Journal of Shanxi Institute of EnergyJun.,2018Vol.31 No.3•煤电技术研究*近距离煤层采空区下液压支架工作阻力的确定辛兵(大同煤矿集团大同地煤马口煤矿，山西大同037101)【摘要】为了确定某矿近距离煤层采空区下工作面支架的工作阻力，根据层架岩层厚度的不同，分别建立三 种不同的覆岩结构模型，然后利用所得的结构模型，结合FLAC3D数值模拟软件，对工作面支架工作阻力进行计算分析，确定工作面支架阻力应为5000kN，并通过实测数据证明该型支架完全满足实际生产需求，为相似条件下的工 作面支架选型提供参考。
【关键词】近距离煤层；液压支架；工作阻力【中图分类号】TD355 【文献标识码】A【文章编号】2096-4102(2018)03-0021-04在我国，煤层赋存条件复杂多样，近距离煤层 所占煤炭资源总量的比重很大，据相关统计，有超 过40%的煤炭资源属于近距离煤层。
与单一煤层开 采相比，近距离煤层开采时，上、下煤层间距较近，相互影响较大，采用下行开采方法时，下煤层在开 采前顶板便受到破坏，岩层完整性下降，承载能力 降低，对工作面顶板的维护管理造成一定困难。
液 压支架是工作面最主要的开采设备之一，是保障工 作围岩稳定的关键，而对于液压支架的选型，最重 要的就是确定其合理的支架阻力。
因此，本文针对 某矿近距离煤层采空区下工作面开采的实际情况，分析工作面覆岩的结构特征，利用理论分析和FLAC3D数值模拟软件，确定工作面支架的合理工 作阻力，为矿井的安全高效生产提供参考数据。
1工程概况某矿主采9、10号煤层，其中，9号煤层埋深为 152〜267m，平均193m，煤层倾角为2°〜7。
，平均5° 煤层厚度为0.9〜1.5m，平均1.2m。
其下部为10号煤 层，上、下煤层间距为10.3〜21m，平均12.0m，层间 岩层岩性以泥岩和砂质泥岩为主，10号煤层厚度为 1.65〜5.00m，平均2.50m，煤层倾角为3。
〜9°，平均 6°。
煤层采用下行开采的方法，开采10号煤层时，其上部9号煤层已基本回采完毕，受工作面采动影 响，层间岩层受到一定破坏，给10号煤层的围岩支 护带来一定困难。
10号煤层工作面采用内错式布置，工作面长度为150m，本文以此为工程背景，对 采空区下工作面的支架阻力进行合理预测。
2采空区下工作面覆岩结构特征对于近距离煤层，下煤层开采时顶板覆岩结构 特征与层间岩层厚度有关。
根据层间岩层的厚度，可以将工作面覆岩结构分为以下几种。
2.1层间无基本顶结构若层间岩层过薄且岩层强度较低，下煤层开采 时，顶板难以形成基本顶结构，对下煤层开采起主 要影响作用的仍是上煤层采空区覆岩的关键层结 构，其结构模型如图1所示。
图1层间无基本顶结构如图1所示，对下煤层而言，层间岩层仅作为 其直接顶，没有基本顶结构的存在，层间岩层上方 即为采空区垮落矸石。
随着下煤层的开采，引起覆 岩结构变化，造成上部已稳定岩层重新受到破坏，此时，下煤层工作面支架所受压力由两部分组成，分别为层间岩层自重和上煤层采空区内垮落矸石 重量，其计算表达式为P=Q Z+Q S=BlkY(hz+h s)(1)式中，P为支架工作阻力，kN;Qz为直接重量，收稿日期：2018-03-20作者简介:辛兵(1975—)，男，山西大同人，大同煤矿集团大同地煤马口煤矿工程师。
21kN;Qs为上层煤层采空区垮落矸石重量，kN;B为支 架宽度，m;lk为支架控顶距，m；为岩层容重，kN/ m3;hz为直接顶厚度，m;h s为米空区内垮落矸石厚 度，m〇2.2层间存在基本顶的“悬臂梁”结构当层间岩层厚度较大且岩层前段较大时，层间 岩层存在至少一层坚硬岩层。
在下煤层开采时，由于层间岩层中存在坚硬岩层，强度较大，可以形成 稳定的基本顶结构，随着下煤层工作面的推进，基 本顶周期性断裂，与层间岩层无基本顶结构不同，此时，下煤层工作面的周期性来压是由层间岩层所 决定，而不是由采空区上部关键岩层所控制，其结 构模型如图2所示。
图2层间岩层基本顶“悬臂梁”结构由图2可以看出，此时下煤层工作面支架所受 载荷由三部分组成，分别为直接顶岩层重量、基本 顶悬臂梁结构岩块A的重量和上覆煤层采空区垮 落矸石重量，其计算表达式为P=Q z+Q s+Q A=Blkhz Y+BliY(hs+hi)(2)式中，Q a为岩块A的重量，kN;为岩块A的长度，m;h i为岩块A的厚度，m;B、lk、hz、hsW&Y K 示含义与式(1)相同。
2.3层间存在基本顶的“砌体梁”结构与层间岩层存在基本顶的“悬臂梁”结构类似，当层间岩层厚度较大且岩层强度较大时，层间岩层 至少存在一层坚硬岩层，此时，层间岩层存在基本 顶，若基本顶结构以“砌体梁”的形式存在，其结构 模型如图3所示。
图3层间岩层基本顶“砌体梁”结构由图3所示，层间岩层存在“砌体梁”结构时，在下煤层开采时，直接顶随采随冒，直接顶上部坚 硬岩层形成“砌体梁”结构，此时，下煤层工作面支 架所承受的压力由两部分组成，分别为直接顶岩层重量和岩块A所产生的压力，其计算表达式为P=Q z+P H=Blkh z7+ [2-"2B(3)式中，P h为基本顶岩块A对支架所产生的载 荷，kN;(p为基本顶岩层的内摩擦角，°;为基本顶岩层的破断角，°;S为岩块A的回转下沉量，m;Q2为岩块A与上部米空区冒落矸石的载荷，kN/m;其 余符号含义与式(1)相同。
3采空区下工作面支架载荷的确定前面分析了不同层间岩层厚度和强度下，下煤 层工作面覆岩的结构特征，下面，分别利用理论计 算和数值模拟两种方法，对工作面支架载荷进行合 理计算。
3.1理论计算要确定工作面支架的工作阻力，首先要确定下 煤层工作面的覆岩结构。
若煤层开采后，直接顶岩 层能够完全充满采空区，则直接顶厚度可以表示为hz=M2(K-1) ⑷式中，hz为直接顶厚度，m;M2为上煤层厚度，m;K为岩层碎涨系数，m。
根据该矿实际地质条件，顶板岩层碎涨系数取 1.3,10号煤层厚度为1.65〜5.00m，将数据代入式 (4)，可得10号煤层直接顶厚度为5.50〜16.67m。
而 9、10号煤层层间距为10.3〜21.0m，平均12.0m，因此，三种结构模型均有可能出现。
(1) 按照层间无基本顶结构计算当10号煤层厚度较大，其顶板冒落高度较大 时，层间没有形成基本顶结构时，其支架工作阻力 可按式(1)计算，取支架宽度为1.5m，支架控顶距为 4.4m，岩层容重为25kN/m3,直接顶厚度即为层间岩 层厚度，取12.0m，采空区内垮落矸石厚度为5m，将 数据代入，可得P=Blk Y(hz+hs)=1.5x4.4x25x(12+5 )=2805kN(2) 按照层间基本顶“悬臂梁”结构计算当10号煤层厚度较小，层间岩层厚度较大，煤 层冒落高度小于层间岩层厚度，形成基本顶且为 “悬臂梁”结构时，其支架工作阻力可由式(2)表示，岩块A的长度即为工作面周期来压步距，根据邻近 矿井实测数据，可取为9.0m，岩块A的厚度取 3.7m，直接顶厚度取8.3m，其余符号取值与前相同，则将数据代入式(2)，可得支架工作阻力为P=Blk hz Y+Blk Y(hs+hi)=1.5x4.4x8.3x25+1.5x9x 25xx(5+3.7)=4305.75kN22图6不同高度处工作面顶板下沉量由图6可知，距离顶板的高度越大，顶板下沉量 越大，且随着支护强度的増加，顶板下沉量峰值不 断下降，且下降幅度不断减小，与图5的变化趋势 基本相同，支架支护强度小于〇.7MPa 时，顶板下沉 量变化幅度较大，支护强度大于〇.7MPa 时，顶板下工作面推进后，滞后工作面1〇m 进行充填，逐 步改变局部材料物理力学参数，以模拟采空区矸石 的作用，矸石的物理力学参数如表2所示。
表2填充矸石物理力学参数距工作 面/m 碎涨系数弹性模 量/GPa 泊松比体积模 量/MPa 剪切模 量 /MPa 10〜30 1.40 4.60.0567 1.729 2.17730 〜50 1.3022.50.06338.58710.58050 〜70 1.2043.00.069616.65120.10170 〜90 1.1582.00.076032.23338.104>901.10433.00.0830183200(2)模拟结果及分析为确定采空区下工作面支架合理工作阻力，记 录不同支护强度下，工作面推进至不同位置时，控 顶范围内的顶板下沉量，模拟结果如图5所示。
由图5可以看出，随着支架支护强度的増加， 控顶距范围内的顶板下沉量不断减小，且减小幅度 不断降低，支护强度小于〇.7MPa 时，顶板下沉量变 化明显，降低幅度较大，但当支架支护强度大于 0.7MPa 时，顶板下沉量变化幅度明显减小，支护强 度继续増大，顶板下沉量不再有明显变化。
为进一步确定工作面支架支护强度，记录不同 支护强度下，距离顶板不同高度处的顶板下沉量， 如图6所示。
(3)按照层间基本顶“砌体梁”结构计算当10号煤层厚度较小，层间岩层厚度较大，层 间形成基本顶且为“砌体梁”结构时，10号煤层工作 面支架阻力可由式(3)表示，取基本顶岩层内摩擦 角为30。
，岩层破断角为50。
，岩块A 的回转下沉量 为3.5m ，岩块A 与上部采空区冒落矸石的载荷取 326.25kN /m ，其余符号取值与前相同，则将数据代 入式(3 )，可得支架工作阻力为P =Blk hz 7+ 2- K —^ Q 2B =1.5x 4.4x 8.3x 25+2- I X ^d) x 326.25x 1.5=2202.521(N根据上述计算结果，支架阻力应取三种情况下 的最大值4305.75kN 。
3.2数值模拟(1)建立模型根据矿井实际地质条件，利用FLAC 3D 数值模 拟软件，建立数值计算模型，为简化运算，取工作面 长度为实际长度的一半，即75m ，工作面两侧留设 30m 宽的煤柱，即模型长度取为135m ，工作面推进 170m ，两侧留设50m 宽的实体煤，即模型宽度为 270m ，根据矿井煤柱综合柱状图，设模型高度为 75m ，模型为弹塑性材料，采用摩尔一库伦屈服准 则，初始计算模型如图4所示。
模型每次开挖5m ，计算至平衡，一共推进 170m ，支架支护强度取0.2〜1.0MPa ，模型岩石力学 参数如表1所示。
图4初始计算模型 表1岩石物理力学参数岩层密度/g*cm 3抗拉强 度 /MPa 弹性模 量 /GPa 内聚力/MPa 内摩擦 角（。