第五章 采场顶板支护方法

第五章采场顶板支护方法
第五章 采场顶板支护方法
第一节 顶板分类与底板特征
一、对直接顶的分析
直接顶的完整程度取决于两个因素：一个是岩层本身的力学性质，另一个是直接顶岩层内由各种原因造成的层理和裂隙的发育情况。

以直接顶的初次垮落步距L 0作为直接顶分类的工程指标，并将初次垮落步距L 0 ≥16 ~ 20 m 的顶板称为稳定顶板，把L 0 ≤8 m 的顶板称为不稳定顶板，对L 0 = 9～15 m 之间的顶板则称为中等稳定顶版。

西德埃森采矿研究中心提出。

端面破碎度是指支架前粱端部到煤壁间顶板破碎的程度，即破碎度以％表示。

式中F A 为破碎的面积，F 为整个梁端到工作面煤壁的面积。

但一般冒高超过5 ~ 10 cm 的面积才计入破碎面积。

根据西德鲁尔区的大量测定，可将该区的顶板分为三大类：一类为E = 0～10％；二类为E = 11%～30％，。

三类为E > 30％。

对于第三类，则无论从支架设计及生产管理上均应使端面距尽可能地小，以防止顶板冒落。

这三类端面距与顶板破碎度的关系如图5-1所示。

图5-1 端面距与顶板破碎度的关系
A F
F
二、对基本顶的分析
在基本顶原分类中引入了直接顶厚度h i与煤层采高h m的比值N，N=h i/ h m。

分类认为：Ⅰ．N> 5，这时基本顶的垮落与错动对工作面支架无多大影响，称为无周期来压或周期来压不明显的顶板。

Ⅱ．2 < N< 5，这时基本顶的失稳对工作面支架有较为严重的影响，称为有周期来压的顶板。

Ⅲ．N< 2，甚至没有直接顶。

这时，基本顶的悬露与垮落都将对工作面支架有严重的影响。

称为周期来压严重的顶扳。

Ⅳ．基本顶特别坚硬，又无直接顶。

这时顶板常在采空区内悬露上万平方米而不垮落。

当其垮落时，则形成暴风，顶板往往沿工作面切落，造成事故。

这类顶板称为极坚硬顶板。

由于大面积坚硬顶板难以处理，长时期来，仍然只能使用煤柱支撑法来管理这类顶板，即每采一定距离后，采空区内留一段煤柱，以防止顶板冒落。

显然，这种方法将造成很大的煤损，且不利于使用综合机械化采煤。

但通过多年研究和实践，采用爆破放落部分顶板，或用注入高压水使顶板软化等办法处理顶板，已可基本控制大面积顶板垮落对工作面造成的严重威胁。

这些将在第十章加以进一步叙述。

Ⅴ．能塑性弯曲的顶板。

赋存在煤层之上的顶板，随着工作面的推进能缓慢下沉，而后逐渐
与煤层底板相接触。

这种情况的形成，显然与顶板岩层的性质，采高及岩层厚度有关。

一般只可能在薄煤层或厚度不大的中厚煤层的石灰岩顶板中才出现。

三、顶板分类方案及其指标
表5-1直接顶
分类指标及参考要素
类别
1类 不稳定顶板 2类 中等稳定顶板 3类 稳定顶板
4类 非常稳定顶板
1a
1b 2a 2b 基本指标
τr ≤4
4<τr ≤8
8<τr ≤12
12<τr ≤18
18<τr ≤28
28<τr ≤50
岩性和结构特征
泥岩、泥页岩、节理裂隙发育或松软
泥岩、碳质泥岩、节理裂隙较发育 致密泥岩、粉砂岩、砂质泥岩、节理裂隙不发育 砂岩、石灰岩、节理裂隙
很少 致密砂岩、石灰岩、节理裂隙极
少 主要力学参数参考区间
综合弱化常量 C Z =0.163±0.064 C Z =0.273±0.09 C Z =0.30±0.12
C ZC =0.43±0.157 C ZC =0.48±0.11 单向抗压强度 R C =27.94±10.75 R C =36±25.75 R C =46.3±20
R C =65.3±33.7 R C =89.4±32.6
分层厚度 h 0=0.26±0.125 h 0=0.285±0.13 h 0=0.51±0.355 h 0=0.675±0.34 h 0=0.72±0.34 等效抗弯能力
R C h 0<7.52
R C h 0=2.9~11.4
R C h 0=7.8~29.1 R C h 0=33~104
R C h 0=45.5~139.4 Z C 0基本顶分级 Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ 基本顶来压显
现 不明显
明显
强烈
非常强烈 Ⅳa
Ⅳb
分级指标
≤895 895<
≤975 975<
≤1075 1075<
≤1145
>1145
四、底板特征
底板岩层在矿山压力控制中涉及两类问题：其一是煤层开采后引起的底板破坏，其范围将与开采范围及采空区周围的支承压力分布有关，由于底板的破坏可能导致地下水分布的变化，如我国华北地区许多煤层的底板为奥陶纪石灰岩，富
e
P e
P e
P e
P e
P
含水性，煤层开采后底板的变形破坏可能引起突水等事故，因此必须研究开采后的底板破坏规律；另一方面从采场支护系统而言，支护系统的刚度是由“底板—支架—顶板”所组成，因此底板岩层的刚度将直接影响到支护性能的发挥，由于单体支柱的底面积仅100cm 2，在底板比较松软的情况下，支柱很容易插入底板，从而影响对顶板的控制。

图5-2 工作面实测支柱载荷与支柱穿底量关系
此处应指出，底鞋不宜采用木材，因为木材的横向抗压强度甚小，只有3MPa 左右，与软底板情况相近，因此抗插入能力差，效果不明显。

根据我国煤矿开采工作面底板对支柱的影响将底板进行了分类，如表5-3所示。

可根据此表选择支柱应具有的底面积。

底板类别 基本指标
辅助指标 参考指标 一般岩性
名称
代号 容许比压q c / MPa 容许刚度K c / MPa •mm -1 容许穿透度βc /
mm -1 容许单轴抗压强度R c / MPa 极软 Ⅰ < 3.0 < 0.035 < 0. 20 < 7.22 充填砂、泥岩、软煤 松软
Ⅱ 3.0~6.0 0.035~0.32 0.20~0.40 7.22~10.80 泥页岩、煤 较软
Ⅲa 6.0~9.7 0.32~0.67 0.40~0.65 10.80~15.21 中硬煤、薄层状页岩
Ⅲb
9.7~16.1 0.67~1.27 0.65~1.08 15.21~22.84 硬煤、致密页岩 中硬
Ⅳ
16.1~32
1.27~
2.76
1.08~
2.16
22.84~41.79
致密页岩、砂质泥岩
坚硬Ⅴ> 32 > 2.76 > 2.16 > 41.79 厚层砂质页岩、粉砂岩、砂岩
第二节采场支架类型与支架力学特性
一、概述
回采工作面支架主要是由梁与柱组合而成的。

根据支柱和顶梁的配合关系，可将回采工作面支架分为两大类，即单体支架和液压支架。

由金属支柱和金属铰接顶梁组合而成的工作面支架称为单体支架，根据金属支柱的特性，又可将其分为摩擦式金属支架和单体液压支架，前者使用的支柱为摩擦式金属支柱，后者则为液压支柱。

液压支架是由支柱、底座与顶梁联合为一个整体的结构。

它以液压为动力，不仅能实现支设与回撤的自动化，而且使移溜等一系列工序也同时实现了机械化，充分减轻了繁重的体力劳动。

P’0 —初撑力。

支架支设时，将活柱升起，托住顶梁，利用升柱工具和锁紧装置使支柱对顶板产生一个主动力。

这个最初形成的主动力称为支柱的初撑力。

对于液压支柱，即是泵压所形成的支柱对顶板的撑力。

P0 —始动阻力。

在顶板压力作用下，活柱开始下缩的瞬间，支柱上所反映出来的力称为始动阻力。

这种力是顶板压缩支柱形成的。

因此称为支柱的阻力。

P1 —初工作阻力。

指在支架的性能曲线中，活柱下缩时，工作阻力的增长率由急剧增长转为缓慢增长的转折点处的工作阻力。

P2 —最大工作阻力。

支柱所能承受的最大负载能力，又称额定工作阻力。

目前所使用支柱的工作特性有以下几种，如图5-12所示。

图5-3 支柱的几种典型特性曲线(P-ΔS曲线)
(a)—急增阻式；(b)—微增阻式；(c)—恒阻式；P’0 —初撑力；
P0 —始动阻力；P1 —初工作阻力；P2 —额定工作阻力或最大工作阻力。

急增阻式——支柱开始支设时，有一个极小的人为的初撑力P’0，当支柱在顶板压力作用下，活柱开始下缩时便形成了始动阻力P0，而后随着活柱下缩，工作阻力呈直线型急剧增加。

这种支柱可缩量较小。

其特性曲线见图5-3(a)。

微增阻声——同急增阻式一样，只具备有较小的初撑力与始动阻力。

但它随着活柱的下缩，工作阻力先有一个急剧增长过程。

当达到初工作阻力P1后，随着支柱的继续下缩，工作阻力的增长变得极为缓慢，一直到支柱的最大可缩量，也即是支柱的最大工作阻力时为止。

此类支柱具有较大的可缩量，其特性曲线见图5-3(b)。

恒阻式——当支柱安设后，随着活柱下缩，很快达到额定工作阻力，以后尽管活柱继续下缩，支柱的工作阻力保持不变，特性曲线见图5-3(c)。

从支柱工作阻力适应顶板压力的特点进行分
析，显然，恒阻性能的支柱较为有利，急增式性能比较差。

但恒阻式支柱的结构比较复杂，成本较高。

急增阻式的结构简单，成本较低。

二、液压支柱的结构及特性
液压支柱单独与顶梁配合支护顶板，称为单体液压支架。

它也可以与顶梁、底座以及移架千斤顶等组合而成为液压自移支架。

液压支柱是典型的恒阻性能支柱。

按其注油方式可分为内注油式与外注油式两种。

内注式液压支柱使用的工作介质是机油，它是通过摇动手把，操纵支柱内的手摇泵，把油从低压腔压入高压腔。

支撑过程中通过安全阀来保证支柱对顶板具有一个恒定的工作阻力。

回收时，打开卸载阀使高压腔内的油回到低压腔，活柱在自重作用下自动回缩。

图5－4为内注式液压支柱的简单结构图。

升柱时，操纵液压泵，无压油自活柱腔内通过吸油孔进入泵体。

再经活塞加压，自单向球阀压至柱体内。

这样使活柱上升。

当支柱超过额定工作阻力时，工作液由通道进入安全阀，使安全阀打开，保持工作阻力恒定。

支柱卸载时，则操纵手把，打开卸载阀，工作液从柱体腔内经过中心通道，经卸载阀流入活柱上腔。

图5－4 内注液式支柱结构示意图
1—柱体，2—活柱，3—活塞头，4—泵，5—安全阀与卸载阀，
6—上顶盖，7—下柱座，8—支柱底腔，9—通道
图5－5为外注液式液压支柱基本结构图。

支设时，靠外部泵站经管路系统通过注液枪向支柱供液。

工作介质是含有1~2％乳化油的乳化液。

回收时打开卸载阀，把工作介质排到支柱外部，活柱靠自重和弹簧力回缩。

单向阀、安全阀和卸载阀共同组成一个三用阀，它是一个关键的部件，它的性能优劣直接影响着支柱的工作特性。

在工作面每隔10~15 m需配备一把注液枪和一卸载手把。

外注式和内注式液压支柱在使用上各有其特点：
1) 外注式液压支柱需要配备液压泵和管路系统，因而在使用上不如内注式灵活，但柱体内不需手摇泵，因此结构简单，重量轻，成本低；
2) 外注式液压支柱，每使用一次需要消耗一定的乳化液；
3) 外注式液压支柱支设速度由液压泵的流
量决定。

一般来说，泵的流量比内注式液压支柱的手摇泵要大的多，所以支设速度比较快。

因此，在一些薄煤层或人行比较困难的工作面，来回拉注液枪有困难时，宜使用内注式液压支柱。

在缓倾斜和倾斜中厚煤层工作面中，则更宜使用外注式液压支柱。

图5－5 外注式单体液压支柱
1—顶盖；2—三用阀，3—活柱体，4—油缸，5—复位弹簧，
6—活塞，7—底座，8—卸载手把，9—注液枪，10—泵站供液，
11—注液时操纵手把方向，12—卸载时动作方向
液压自移支架内使用的液压支柱属于外注式，其工作原理如图5－6。

图5－6 液压支架支柱工作原理
I—升柱状态，Ⅱ—工作状态，Ⅲ—卸载状态
1—活柱；2—柱体；3、9、10—管路；4—安全阀；5—单向阀；
6—主回油管略；7—主进油管路；8—操纵阀
升柱时操纵阀处于Ⅰ的工作状态。

工作液由泵站进入主油管7，后由C—A进入油管9，经由单向阀5顶开阀盖进入油管10，而后进入柱体2使活柱1升起。

上腔的废液则由管路3经由操纵阀B—O进入主回油管路，回到泵站。

降柱时操纵阀处于Ⅲ的状态。

高压油由操纵阀C—B经管路3进入支柱上腔，同时作用于单向阀5，使阀盖顶开。

此时下腔的废液由管路10经单向阀进入管路9，再由操纵阀A—O进入主回油路，返回泵站。

三、单体支架支护方法分析
单体支柱受力的大小，首先决定于顶板压力的大小，有时还决定于底板的力学性质以及顶梁是否具有压缩性。

单体支柱所受载荷在梁上的分布状态，则取决于顶梁在支柱上的布置方式，如图5－7所示。

若接顶情况良好，以支柱为基准，前后梁的长度为1：1，则载荷应是均匀分布，如图中a。

若考虑到顶梁两端有一定的变形，则
应呈抛物线形，如图中b。

若比值为2：1，则为三角形分布，如图中c。

最好前后梁长的比例不大于2，因为，事实上多余的一部分梁对顶板不起支护作用，如图中d。

图5－7 单体支柱顶梁载荷分布
在开始使用全部垮落法处理采空区时，把支架分为工作面支架与切顶支架两部分，其布置方式如图5－8。

它的原则是利用工作面支架维护直接顶的完整性，利用切顶支架将直接顶沿采空区切落，同时对基本顶也有一控制力矩。

这种支护方式又称为有排柱放顶。

无排柱放顶如图5－9所示。

图5－8 有排柱放顶支架支撑力分布图5－9无排柱放顶及支架支撑力分布
（一）带帽点柱支护
在直接顶比较完整时使用。

柱帽一般用厚为50~100 mm，长为0.3~0.5m的木板或半圆木制成。

带帽点柱在工作面的排列方式有矩形布置与三角形布置两种，见图5－10。

图5－10 带帽点柱的布置方式
(a)--矩形排列；(b)--三角形排列
架设支柱时应考虑煤层的倾角，一般应向上倾斜2~4o。

（二）棚子支护
走向棚，顶板压力大时可采用连锁式走向棚，顶板压力小时可采用对接式走向棚。

当节理裂隙垂直于工作面时，采用倾斜棚。

（三）机组工作面单体支架布置
1 悬梁与支柱的关系
金属支柱与铰接顶梁组合成悬臂支架。

按悬臂支架沿工作面推进方向的布置方式可分为正悬臂式与倒悬臂式两种，如图5－11所示。

图5－11 机组工作面的悬臂支护
(a) —正悬臂；(b) —倒悬臂
采用正悬臂时，机道顶板有悬臂支护，必要时还可掏梁窝提前挂梁，打贴帮柱等，因此机道的安全条件比较好。

在架设悬梁时，应使舌端对着煤壁，以便在需要掏梁窝时，梁窝可以小些。

这种方式的悬梁靠采空区一侧伸出不长，因而不易折损。

采用倒悬臂时，回撤靠采空区一侧的支柱，不易被矸石埋住。

当顶板比较破碎时，掏梁窝比较浅，因而容易挂梁。

这种方式回柱时比较安全。

2支架的布置方式有齐梁式与错梁式两种。

四、液压支架支护方法分析
（一）液压支架分类
我国目前还没有对液压支架进行严格的分类。

但就目前普遍应用的名词概念来说，基本上有三种名称：即支撑式、掩护式与支撑掩护式。

考虑到科学性与习惯性，可以将此三类定为以下的概念：
1) 支撑式。

指在结构上没有掩护梁，对顶板的作用是支撑方式称为支撑式支架。

2) 掩护式。

指在结构上有掩护梁，支柱是
通过掩护梁对顶板起支撑作用的支架。

3) 支撑掩护式。

指具有掩护梁结构，支柱大部分或几乎全部是通过顶梁对顶板起支撑作用，也可能有部分支柱是通过掩护梁对顶板起作用。

另外，将对预板仅起掩护作用的液压支架称为纯掩护式液压支架。

这种命名法在一定程度上既考虑了支架的支撑特点，同时又考虑了支架的结构特点。

第三节采场支架与围岩相互作用原理
一、支架与围岩的相互作用
（一）支架与围岩相互作用体系
回采工作面的支架与其支撑的围岩是一对相互作用着的矛盾统一体。

支架结构及性能的设计必须符合回采工作面围岩运动规律，只有这样才能使支护结构设计既经济又合理。

同时也只有支架的支撑力分布合适，护顶装置可靠，才有可能维护好顶板，以保证矿工的安全和生产正常进行。

（二）支架与围岩相互作用的特点
回采工作面支架与围岩关系的特点如下：（1)支架和围岩是相互作用的一对力。

在小范围内，围岩形成的顶板压力可看作是一个作用力，支架可以视为一个反力，两者应互相适应，使其大小相等，而且尽可能地作用在一个作用点上。

（2）支架受力的大小及其在回采工作面分布的规律与支架性能有关。

事实证明，刚性、急
增阻式、微增阻式或恒阻式支架受力在工作面的分布状态是不一致的，恒阻式支架的受力比较均匀。

（3)支架结构及尺寸对顶板压力的影响。

实际生产中证明，在支架架型选择合适时，可以用最小的工作阻力维护好顶板。

例如在有些条件下使用短梁的掩护式支架(支柱工作阻力仅800kN)却能取得比使用四柱垛式（工作阻力2400kN）更好的维护效果。

从上述情况可知，支架结构设计必须适应围岩条件，支架性能应尽可能设计成恒阻式，在支架受力的过程中应尽可能使其与顶板压力相一致。

在支架参数中最主要的是确定工作阻力与可缩量。

对围岩来说，主要是考虑在各种支架反力作用下的顶板状态，由此引出评定围岩完整与否的质量标准问题。

（三）支架工作阻力与顶板下沉量的关系
早在60年代，国内外曾多次进行了支架工作阻力P与顶板最终下沉量△L之间关系的试验。

我国当时是在实验室内进行的，有些国家是根据现场实测资料加以统计，其中最完整的是前苏联在一个工作面进行了支架调压试验，结果与实验室所得大致相同，即证明了工作阻力P与顶板最终下沉量(即由煤壁到采空区一侧)是一近似的双曲线，或称为“P－△L”曲线。

试验的条件为：采高1.3～1.5m，倾角2°～3°，直接顶为5m左右的粉砂岩，抗压强度为73MPa；再上面仍为
粉砂岩，但较致密，抗压强度为81—82.6MPa；采用支撑式液压支架。

在调压试验中，开始时使用每架1500kN的工作阻力，而后调到1300kN ／架。

此为试验的第I阶段。

在第Ⅱ阶段则调到每架1000kN。

最后将支架调到600kN／架。

每阶段都经历了周期来压及平时两个过程。

表5－4介绍了试验所得的数据。

表5－4调压试验各阶段情况表
所有上述的统计及试验结果均证明了一个事实，即在一定工作阻力以上，支架工作阻力增加对顶板下沉量影响较小，但低于此值则影响极大。

由此，可以得到在前述分析中同样的结论，即采场支架的工作阻力并不能改变上覆岩层的总体活动规律。

二、采场支架的工作状态
由于支架处于支架与围岩相互作用体系中，支架的工作状态是支架与围岩关系的综合反映，也
是老顶的位态、直接顶、支架以及底板力学特性的综合体现。

分析掌握支架的工作状态，对于及时调整和保持支架良好的工作状况，保持良好的支架与围岩关系具有重要意义。

（一）支架与围岩体系的刚度模型
支架与围岩体系可视为由具有一定刚度的直接顶、支架和底板组成的，其刚度模型可由5-12所示。

1. 支架的刚度
根据支架的工作特性，支架的刚度一般是指支架增阻阶段的刚度。

支架刚度越大，单位活柱缩量支架的增阻量越大，对顶板保持稳定所起的作用越好。

式中K s -支架的刚度；N-支架立柱数；k-支架
s β底板
煤层直接顶老顶
K s
K f K r
图 5-12
立柱的刚度；β-支架立柱与竖直方向的夹角。

支架的刚度可由实验室试验测得，也可在工作面实测得到。

2 直接顶的刚度
研究表明，破断为四边形体的采场直接顶其刚度与其弹性模量和实际承载体的几何尺寸有关。

即，m 为四边形体直接顶的高度和其实际承载宽度的比值。

直接顶在不同的硬度和赋存条件下具有不同的刚度特征，可表现为似刚性、似零刚度和中间型刚度直接顶三种类型。

不同刚度类型的直接顶对支架围岩体系有着不同的影响。

3 底板的刚度
底板对支架围岩系统的影响主要体现在当底板刚度较小时，支架活柱在下缩增阻的同时，底板也被压缩，相当于立柱增阻量一定时增大了活柱缩量，从而减小了支架的刚度及支撑系统的刚度，由此可造成顶板下沉量增大，顶板状态变差。

底板的刚度K f 可通过对反映底板抗压入特
性的底板比压的分析获得。

不同硬度的底板具有不同的刚度，因而对支架围岩体系的影响也不同。

4 支架与围岩体系的刚度
支架与围岩体系的刚度K 由体系直接顶、支架和底板的刚度共同决定，可由下式表示
K E m r =1111K K K K r s f =++
当底板为坚硬和中硬时，其刚度较大，对支架围岩系统的影响较小；当底板较软时，其刚度较小，这时可通过增大支架底座面积，改变底座的比压分布，减小底座对底板的比压来减小底板对支架围岩体系的影响。

从这一意义上讲，可以认为底板的影响是有限的，在支架围岩系统中，主要是直接顶和支架的相互作用。

因此上式可简化为：
根据上述分析，若直接顶的刚度K r →∞,即直
接顶为似刚性体,则K=K s ,此时支架的刚度即为
系统的刚度；若直接顶的刚度K r →0,即直接顶
为似零刚度，则K=0，此时系统的刚度为零；若直接顶的刚度0<K r <∞，即直接顶为中间型刚度，
则系统的刚度由直接顶刚度和支架的刚度共同决定。

（二）采场支架的工作状态
在支架与围岩体系中，若令支架与围岩体系的总体变形量为，支架及直接顶的变形量分别为和，则有
令 则
， 与n 的关系曲线如图5-13所示。

111K K K r s =+∆S ∆S s ∆S r
K K K K S K S K S s r s r s s r r +==∆∆∆K K n r s =∆∆S S n n s =+1∆∆S S s 0.20.4
0.6
0.8
1.0△S s /△S
若当>80% 时，即认为系统的变形主要是
由支架的变形决定的，则支架的刚度特性决定系
统的总体力学特性；
当<20%时,即认为系统的变形主要是由
直接顶的变形决定的，则直接顶的刚度特性决定
系统的总体力学特性；
当 20% ≤≤ 80%时，即认为系统的变形取
决于直接顶和支架的共同变形，则系统的刚度是
由直接顶的刚度和支架的刚度共同决定的。

当时，支架围岩体系的变形量主要由
支架承担，因此，可把直接顶视为似刚性体。

此
时，支架的工作状态为“给定变形”工作状态，
即老顶的“给定变形”经直接顶全部传到支架上，
因此，顶板的下沉量由老顶的回转量决定。

当时，支架与围岩体系的变形量主要
由直接顶来承担，相比之下，可视直接顶的刚度
为零。

此时，老顶的“回转变形压力”被直接顶
的变形所吸收，支架所承受的载荷为直接顶的重∆∆S S s ∆∆S S s ∆∆S S s K K r s 〉4K K s r
〉4
量，支架处在“给定载荷”工作状态。

当或时，支架与围岩体系
的变形量是由直接顶和支架共同分配的。

在这种
情况下，支架的变形量与其刚度间具有关系： K S 与∆S S 间具有双曲线关系。

即随着支架刚度
的增大，支架的承载能力增强，顶板的下沉量减
小。

支架的工作状态是处于“给定变形”状态还
是处于“给定载荷”状态，是由直接顶刚度和支架
刚度的相对变化决定的。

当支架处在“给定变形”
工作状态时，支架应具有足够的支护强度和可缩
量；当支架处在“给定载荷”工作状态时，支架应
具有足够的稳定性。

第四节 综合机械化采煤工作面顶板控制设计
一、液压支架选型 1.液压自移支架的选型顺序
（1)根据顶板岩石力学性质、厚度及岩层结
构及弱面发育程度确定直接顶类型；
（2)根据老顶岩石力学特性及矿压显现特
征确定老顶级别；
（3)根据底板岩性及底板抗压入强度及刚
度测定结果，确定底板类型；
（4)根据矿压实测数据计算额定工作阻
力或根据采高，控顶宽度及周期来压步距，估
算支架必需的支护强度和每米阻力；
（5)根据顶底板类型、级别及采高，初选必
0254.≤≤K K r s 0254.≤≤K K s r
∆∆S K K K S s r r s
=+
需的额定支护强度，初选支架型式；
（6)考虑工作面风量，行人断面，煤层倾角，修正架型及参数；
（7)考虑采高、煤壁片帮(煤层硬度和节理)的倾向性及顶板端面冒落度，确定顶梁及护帮结构；
（8)考虑煤层倾角及工作面推进方向，确定侧推结构及参数；
（9)根据底板抗压入强度，确定支架底座结构参数及对架型参数的要求；
（10）利用支架参数优化程序(考虑结构受力最小)，使支架结构优化。

液压支架的选型：系统分析比较法分析比较法
选型原则为：
（1)主要根据直接顶、老顶的厚度、物理性质、层理和裂隙发育情况及类级；结合采高、开采方法等因素确定支架的额定工作阻力、初撑力、几何形状、立柱数量及位置、移架方式、顶板覆盖率。

下位顶板的稳定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，而前者可适用于老顶I—I级，动压系数为1.2～1.5，直接顶较稳定，采高小于5m 的煤层；后者主要适用于I级以上老顶，动压系数约1.5m以上，直接顶中等稳定以上的煤。