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注：Sc——單向抗壓強度，MPa；St——單向抗拉強度，MPa
1.3 頂板構成及運動規律
1.3.1 直接頂特征
直接頂的構成分析如下：
(1)利用冒高公式MZ=h/(KA-1)推算．上覆直接頂松軟，易冒落，KA取1.3，h為采高4.0 m，
代入得MZ=13.3m；
(2) 利用直接頂初次來壓時頂板壓力推算
式中：Q——頂板冒落時壓力，2 373.1 kN/架； rZ——直接頂容重，26 kN/m3；
LOZ——直接頂初垮前懸跨度，10 m； B——支架中心距，1.5 m．
得到MZ=12.41m．綜合(1)、(2)結果，對照2201面頂底板柱狀圖，直接頂組成如下：12.04 m(1號層)含油頁巖；0.66 m(2號層)油2下層．直接頂總厚度MZ=12.04+0.66=12.70m．
直接頂運動特征：初垮步距10.0 m，周期來壓階段直接頂及時冒落．
1.3.2 老頂特征
老頂構成分析如下：用老頂初次來壓時頂板壓力推算，考慮老頂來壓時支架阻力由直接頂全部巖重及老頂巖梁斷裂中部拉開后支架側巖石重的二分之一組成，則老頂厚度計算公式為
式中：PT——初次來壓時循環末支護強度， LK——控頂距，3.525 m；
604.9 kN/m2； rE——老頂容重，26 kN/m3；
A——直接頂壓力， LOE——老頂初次來壓懸跨度18.18 m．
A=MZ.rZ=323.6kN/m2；
對照圖1頂板結構知，老頂由第3、4、5、6、7、8、9共7層巖層組成，總厚ME=8.56m．
老頂運動特征：初次來壓步距18.18 m，周期來壓步距7.1 m．
1.4 頂板壓力的變化規律
1.4.1 頂板壓力的周期性
直接頂初次來壓時頂板壓力增加不明顯．表2是老頂運動階段頂板壓力(與支架工作阻力數值相等)統計值．老頂初次來壓動載系數KD較周期來壓時大，周期來壓時頂板壓力增量不大．
表2 老頂來壓時刻頂板壓力顯現
| 老頂來壓 |
初撐力P0/(kN.架-1) |
時間加權阻力Pt/(kN.架-1) |
循環末阻力Px/(kN.架-1) |
| 特 性 |
來壓前 |
來壓時 |
動載系數KD |
來壓前 |
來壓時 |
動載系數KD |
來壓前 |
來壓時 |
動載系數KD |
初次壓
周期壓 |
2 438.4
2 465 |
3 198
2 860 |
1.31
1.160 |
2 579.9
2 365 |
3 201.1
2 882 |
1.24
1.22 |
2 558.4
2 464 |
3 201.7
3 154 |
1.25
1.28 |
1.4.2 推進速度與工作面頂板壓力的關系
在地表充分移動后，支架的工作阻力隨推進速度的變化而顯著變化．從兩方面分析：
(1)循環時間與增阻速度的關系：總趨勢是隨工作面推進速度的加快，支架增阻速度增大．
(2)循環時間與增阻量的關系：表3為31號架增阻量與循環時間的關系．
由表3知，隨循環時間的加長，工作阻力呈增長趨勢，但此刻的壓力增量導致的最終循環末工作阻力，并沒有超出已知工作面直接頂(12.7 m)、老頂(8.6 m)作用的礦壓顯現．
根據地表充分移動前后頂板壓力與推進速度的關系可知，在試采面頂板構成條件下，頂板壓力的最大值是有限的，反映頂板的構成是基本穩定的．
表3 支架阻力增阻量與循環時間對應關系 |
| 循環時間/h |
初撐力/(kN.架-1) |
循環末阻力/(kN.架-1) |
增阻量/(kN.架-1) |
1.0
1.5
2.0
2.5
3.0
3.5
4.0
4.5
5.0 |
1 642.2
1 623.5
1 373.7
1 572.8
1 484.3
1 874.8
1 622.7
1 324.4
1 306.8 |
1 806.4
2 029.7
1 980.6
2 398.3
2 020.9
2 567.3
2 315.3
1 846
2 008 |
164.2
406.2
606.9
825.5
536.6
892.5
692.6
521.6
701.2 |
2 圍巖控制技術及效果
2.1 對頂板的控制
(1)提供強大的支架初撐力抵抗頂板作用力．按照本工作面直接頂厚度12.7 m、老頂8.56 m、老頂周期來壓步距7.1 m計算，老頂來壓前、來壓時頂板壓力分別為323.6 kN/m2、547 kN/m2．由表2可知，老頂周期來壓前、來壓時支架初撐力分別為2 465 kN/架、2 860 kN/架，即466.2 kN/m2、540.9 kN/m2．由此可知，支架實際初撐力可以抵抗頂板的壓力，避免了較大的下沉量而導致頂板破碎加劇．
(2)支架護頂及時頂板破碎度很小．支架為首次使用，支架前梁伸縮有力及時，前端支撐能力大，護頂效果明顯．實測表明，除上下端頭局部頂板冒落外，其余部位頂板冒落次數少，平均端面頂板破碎度幾乎為零．
2.2 煤壁片幫的控制
(1)確定合理的采高．支架允許采高2.3～4.2 m．通過實測片幫深度c與采高h之間的回歸分析得到兩者的定量關系式(c=21.38ln h-17.97, r=0.72,c為片幫深度，cm；h為采高，m．)并據此對比分析知，當采高h=3.3～3.85 m時，片幫深度c隨采高h增大而增大，h大于3.85 m后片幫深度變化不大而c趨于穩定，故確定合理采高應大于3.85 m．根據支架工作的具體情況，最終確定采高h=4.0～4.1m，能保證片幫深度較小且易于控制．
(2)片幫深度較小的原因．實測片幫深度最大125 mm，平均99.7 mm，無周期性，不影響正常生產．其原因如下：① 頂板、煤層、底板互為依存的圍巖體系中，煤體強度最高，煤體受到超前破壞較輕，片幫深度小；② 煤層含2～8層總厚0.3～0.5 m的夾矸，夾矸如骨架一樣增強煤壁抗片幫能力；③ 煤層垂直節理發育，且與煤壁高角度相交，不易產生煤壁片幫；④ 生產過程中防片幫措施得力，如頂板初壓、長時間停采時提前采取打護幫柱等措施；⑤ 支架設有一級、二級護幫裝置及時護幫．
2.3 預防支架插底
2.3.1 支架設計對底板比壓較小
生產過程中對兩種底板比壓進行了測試，其中：泥巖和泥砂巖底板暴露8 h以上時，允許比壓大于1.68 MPa和4.8 MPa；泥巖潮解24 h時，允許比壓為0.96 MPa．而支架設計對底板比壓最大為1.1 MPa，平均0.9 MPa，由此可知，本面底板不潮解時能夠滿足支架對底板比壓的要求，不會發生插底情況．
2.3.2 保證底板比壓較大的措施
避免工作面出現底板潮解軟化是控制支架插底的重要措施．主要有下列幾點：
(1)留適量底煤．由于煤層較底板強度大，不易軟化潮解，開采過程中留20 cm厚的底煤有效地保護了底板，使之不暴露和潮解；
(2)試采設備所用冷卻水鋪設專用管路排至工作面外；
(3)防火、注漿用水在下順槽分段建水池并及時抽出巷道外．
通過上述綜合治理，全面清除了支架插底的現象，保證了工作面順利前進．
3 結 語
通過礦壓觀測及有關研究，以及保證支架的合理初撐力及有關綜合措施，對三軟條件下圍巖的變形破壞進行了有效的控制，保證了試采面的正常推進，達到日產8萬t以上的回采效果．
來源：焦作工學院學報 |
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