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注：Sc——单向抗压强度，MPa；St——单向抗拉强度，MPa
1.3 顶板构成及运动规律
1.3.1 直接顶特征
直接顶的构成分析如下：
(1)利用冒高公式MZ=h/(KA-1)推算．上覆直接顶松软，易冒落，KA取1.3，h为采高4.0 m，
代入得MZ=13.3m；
(2) 利用直接顶初次来压时顶板压力推算
式中：Q——顶板冒落时压力，2 373.1 kN/架； rZ——直接顶容重，26 kN/m3；
LOZ——直接顶初垮前悬跨度，10 m； B——支架中心距，1.5 m．
得到MZ=12.41m．综合(1)、(2)结果，对照2201面顶底板柱状图，直接顶组成如下：12.04 m(1号层)含油页岩；0.66 m(2号层)油2下层．直接顶总厚度MZ=12.04+0.66=12.70m．
直接顶运动特征：初垮步距10.0 m，周期来压阶段直接顶及时冒落．
1.3.2 老顶特征
老顶构成分析如下：用老顶初次来压时顶板压力推算，考虑老顶来压时支架阻力由直接顶全部岩重及老顶岩梁断裂中部拉开后支架侧岩石重的二分之一组成，则老顶厚度计算公式为
式中：PT——初次来压时循环末支护强度， LK——控顶距，3.525 m；
604.9 kN/m2； rE——老顶容重，26 kN/m3；
A——直接顶压力， LOE——老顶初次来压悬跨度18.18 m．
A=MZ.rZ=323.6kN/m2；
对照图1顶板结构知，老顶由第3、4、5、6、7、8、9共7层岩层组成，总厚ME=8.56m．
老顶运动特征：初次来压步距18.18 m，周期来压步距7.1 m．
1.4 顶板压力的变化规律
1.4.1 顶板压力的周期性
直接顶初次来压时顶板压力增加不明显．表2是老顶运动阶段顶板压力(与支架工作阻力数值相等)统计值．老顶初次来压动载系数KD较周期来压时大，周期来压时顶板压力增量不大．
表2 老顶来压时刻顶板压力显现
| 老顶来压 |
初撑力P0/(kN.架-1) |
时间加权阻力Pt/(kN.架-1) |
循环末阻力Px/(kN.架-1) |
| 特 性 |
来压前 |
来压时 |
动载系数KD |
来压前 |
来压时 |
动载系数KD |
来压前 |
来压时 |
动载系数KD |
初次压
周期压 |
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 推进速度与工作面顶板压力的关系
在地表充分移动后，支架的工作阻力随推进速度的变化而显著变化．从两方面分析：
(1)循环时间与增阻速度的关系：总趋势是随工作面推进速度的加快，支架增阻速度增大．
(2)循环时间与增阻量的关系：表3为31号架增阻量与循环时间的关系．
由表3知，随循环时间的加长，工作阻力呈增长趋势，但此刻的压力增量导致的最终循环末工作阻力，并没有超出已知工作面直接顶(12.7 m)、老顶(8.6 m)作用的矿压显现．
根据地表充分移动前后顶板压力与推进速度的关系可知，在试采面顶板构成条件下，顶板压力的最大值是有限的，反映顶板的构成是基本稳定的．
表3 支架阻力增阻量与循环时间对应关系 |
| 循环时间/h |
初撑力/(kN.架-1) |
循环末阻力/(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 围岩控制技术及效果
2.1 对顶板的控制
(1)提供强大的支架初撑力抵抗顶板作用力．按照本工作面直接顶厚度12.7 m、老顶8.56 m、老顶周期来压步距7.1 m计算，老顶来压前、来压时顶板压力分别为323.6 kN/m2、547 kN/m2．由表2可知，老顶周期来压前、来压时支架初撑力分别为2 465 kN/架、2 860 kN/架，即466.2 kN/m2、540.9 kN/m2．由此可知，支架实际初撑力可以抵抗顶板的压力，避免了较大的下沉量而导致顶板破碎加剧．
(2)支架护顶及时顶板破碎度很小．支架为首次使用，支架前梁伸缩有力及时，前端支撑能力大，护顶效果明显．实测表明，除上下端头局部顶板冒落外，其余部位顶板冒落次数少，平均端面顶板破碎度几乎为零．
2.2 煤壁片帮的控制
(1)确定合理的采高．支架允许采高2.3～4.2 m．通过实测片帮深度c与采高h之间的回归分析得到两者的定量关系式(c=21.38ln h-17.97, r=0.72,c为片帮深度，cm；h为采高，m．)并据此对比分析知，当采高h=3.3～3.85 m时，片帮深度c随采高h增大而增大，h大于3.85 m后片帮深度变化不大而c趋于稳定，故确定合理采高应大于3.85 m．根据支架工作的具体情况，最终确定采高h=4.0～4.1m，能保证片帮深度较小且易于控制．
(2)片帮深度较小的原因．实测片帮深度最大125 mm，平均99.7 mm，无周期性，不影响正常生产．其原因如下：① 顶板、煤层、底板互为依存的围岩体系中，煤体强度最高，煤体受到超前破坏较轻，片帮深度小；② 煤层含2～8层总厚0.3～0.5 m的夹矸，夹矸如骨架一样增强煤壁抗片帮能力；③ 煤层垂直节理发育，且与煤壁高角度相交，不易产生煤壁片帮；④ 生产过程中防片帮措施得力，如顶板初压、长时间停采时提前采取打护帮柱等措施；⑤ 支架设有一级、二级护帮装置及时护帮．
2.3 预防支架插底
2.3.1 支架设计对底板比压较小
生产过程中对两种底板比压进行了测试，其中：泥岩和泥砂岩底板暴露8 h以上时，允许比压大于1.68 MPa和4.8 MPa；泥岩潮解24 h时，允许比压为0.96 MPa．而支架设计对底板比压最大为1.1 MPa，平均0.9 MPa，由此可知，本面底板不潮解时能够满足支架对底板比压的要求，不会发生插底情况．
2.3.2 保证底板比压较大的措施
避免工作面出现底板潮解软化是控制支架插底的重要措施．主要有下列几点：
(1)留适量底煤．由于煤层较底板强度大，不易软化潮解，开采过程中留20 cm厚的底煤有效地保护了底板，使之不暴露和潮解；
(2)试采设备所用冷却水铺设专用管路排至工作面外；
(3)防火、注浆用水在下顺槽分段建水池并及时抽出巷道外．
通过上述综合治理，全面清除了支架插底的现象，保证了工作面顺利前进．
3 结 语
通过矿压观测及有关研究，以及保证支架的合理初撑力及有关综合措施，对三软条件下围岩的变形破坏进行了有效的控制，保证了试采面的正常推进，达到日产8万t以上的回采效果．
来源：焦作工学院学报 |
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