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摘 要：结合实际，论述了如何合理减小支护密度简化回采工藝。
关键词：支护密度；减小；简化；回采工艺
我矿是一个多年开采的老矿，井深、片大，地质条件复杂全矿共有五个生产井区，七个可采煤层10个采煤工作面，使用单体柱10000多棵，使各工作面工序繁琐工人劳动强度大，减小支护密度简化回采工艺，一直是我矿老大难的问题，下面就以一个采面为例：
1 地点
32#/左二路工作面长度170米，走向长：480米，倾角10-160/130煤层厚度为1.3米，该面为走向壁后退式，直接顶为II类顶板。
表1 顶底板岩石特征表
工作面支护使用DZ-14型单体液压支柱，运输机使用SGW-40T型，落煤选用BMD-100型采煤机，顶板管理为全陷法，支护为四-五排管理后改为四-四排管理，开始排距为0.6米，柱距为0.6米，后改为排距0.70米，柱距0.75米，下巷为石墙沿空留巷。
2 初次放顶及老顶周期来压步距
由于工作面为走向长壁式回采，上、下巷有时推进不均匀，从直观上看当工作面。平均推进12米时采空区顶板有下沉趋势，但由于顶板坚硬，直接顶没有垮落，此时为了加强切顶排支护强度，沿倾斜每3.0米打一棵对柱切顶，当工作面推进17米时直接顶全部垮落。
从工作面所设的三条矿压观测线，使用的是单体液压支柱测力计：观测的主要内容是支柱的载荷，顶板下沉量，目的是为取得该工作面的压力显现数据，探讨其规律性，掌握初次垮落步距及周压步距。
表2 工作面测得的支柱载荷均值分布
观测时测得末排最大值35mpa，初撑力最大值15mpa，最小为5mpa，初撑力不足的主要原因是：（1）泵站压力不足；（2）管理损失打柱人为造成。
当工作面推进21米时老顶初次来压开始，来压时，顶板掉渣，煤壁片邦，支柱载荷量，下沉量加大，并伴有打雷的轰鸣响声，此征兆持续4个循环。
从以往的经验和实际观察老顶周期来压步距为23-25米，来压时最大工作阻力35mpa，下沉量130mm，通过观测没有明显的周压显现，原因是直接顶有跨落缓慢下沉，而采高只在1.1-1.3m，采空区充填比较严实，所以很难观测出老顶的周压步距，工作面的支柱及对柱没有被扑倒的，支柱的工作阻力基本没有达到额定值的。
3 合理减小支护密度，简化回采工艺
我矿003队采面，开始采用4-5排柱管理顶板，见五翻一，排柱距0.6米，最大控顶距3.8米，其支护密度安全系数计算如下：
3.1 平均采场压力：
式中：h-实际采高（m）；r-岩石容重（t/m3）；k1-不均衡系数；k2-悬顶片邦系数；k1-工作时最大控顶距离（m）；L2-平均工作面悬顶距离；L3-平均工作面片邦深度（m）；
式中：A-最大控顶距四排柱数；P-采场平均压力；F-单体柱的额定工作阻力；C-支柱性能系数；S-面积。
我局于1985年颁布《顶板管理细则》对普采工作面的支护密度规定2根/㎡；且安全倍数K要大于2，这是由金属摩擦支护时延续而来的，但实践中证明具有增阻-恒阻单体液压支柱的支护密度过大，它的支护强度远远大于摩擦柱，且初撑力大，根据观测依据和现场的实际情况首先改进了回采工艺，主机割煤由原来的0.6米，通过加长滚筒改为0.7米，排距由0.6米改为0.7米，柱距0.6米改为0.75米，支护由原（四-五排管理）改为（四-四）排柱管理。
4 四排柱支护密度计算如下：
（1）采场平均压力：
式中：A-最大顶距时瞬间3排柱数；F-支柱的额定工作阻力；P-平均采场压力；C-支柱性能系数；S-控顶区单一行柱面积。
从而使原支护密度1.75根/m2降为1.143根/m2，安全倍数由3.5倍降为2.17倍，而从工艺上原四-五排柱管理，它的工序繁琐，劳动强度大，作业空间小，即主机割煤时要提前把五排柱翻掉打在二排柱上，待主机下推煤时，再将此柱打在新一排柱位置，就是每一循环翻打二次顶子，支柱排列紊乱，多占用一排柱，当工作面五排柱时，控顶距加大，悬壁梁加长形成了支柱载荷量增大。
改进后的四-四排柱管理方法是：主机上行割煤无需翻打柱，当采煤机下推时，滞后主机20m分段式移溜后，边翻柱边打柱，即瞬间三排支护翻一根打一根，节省一排支柱，使控顶距始终控制在3.5m，从改进工艺到工作面采完从没有出现过大冒顶和推场子等事故，从矿压观测方面看支柱的平均载荷平均为21.5MPA，基本没有达到额定工作阻力，所以，从本工作面看，合理减小支护密度，四一四排柱管理顶板是成功的也是切实可行的。
几年来，四一四排柱管理顶板分别在我矿各个采煤工作面推广应用，支护密度也根据采场不同程度的合理减小，共节省支柱1692根，折合资金84.6万元，并做到安全生产提高经济效益。
关键词：支护密度；减小；简化；回采工艺
我矿是一个多年开采的老矿，井深、片大，地质条件复杂全矿共有五个生产井区，七个可采煤层10个采煤工作面，使用单体柱10000多棵，使各工作面工序繁琐工人劳动强度大，减小支护密度简化回采工艺，一直是我矿老大难的问题，下面就以一个采面为例：
1 地点
32#/左二路工作面长度170米，走向长：480米，倾角10-160/130煤层厚度为1.3米，该面为走向壁后退式，直接顶为II类顶板。
表1 顶底板岩石特征表
工作面支护使用DZ-14型单体液压支柱，运输机使用SGW-40T型，落煤选用BMD-100型采煤机，顶板管理为全陷法，支护为四-五排管理后改为四-四排管理，开始排距为0.6米，柱距为0.6米，后改为排距0.70米，柱距0.75米，下巷为石墙沿空留巷。
2 初次放顶及老顶周期来压步距
由于工作面为走向长壁式回采，上、下巷有时推进不均匀，从直观上看当工作面。平均推进12米时采空区顶板有下沉趋势，但由于顶板坚硬，直接顶没有垮落，此时为了加强切顶排支护强度，沿倾斜每3.0米打一棵对柱切顶，当工作面推进17米时直接顶全部垮落。
从工作面所设的三条矿压观测线，使用的是单体液压支柱测力计：观测的主要内容是支柱的载荷，顶板下沉量，目的是为取得该工作面的压力显现数据，探讨其规律性，掌握初次垮落步距及周压步距。
表2 工作面测得的支柱载荷均值分布
观测时测得末排最大值35mpa，初撑力最大值15mpa，最小为5mpa，初撑力不足的主要原因是：（1）泵站压力不足；（2）管理损失打柱人为造成。
当工作面推进21米时老顶初次来压开始，来压时，顶板掉渣，煤壁片邦，支柱载荷量，下沉量加大，并伴有打雷的轰鸣响声，此征兆持续4个循环。
从以往的经验和实际观察老顶周期来压步距为23-25米，来压时最大工作阻力35mpa，下沉量130mm，通过观测没有明显的周压显现，原因是直接顶有跨落缓慢下沉，而采高只在1.1-1.3m，采空区充填比较严实，所以很难观测出老顶的周压步距，工作面的支柱及对柱没有被扑倒的，支柱的工作阻力基本没有达到额定值的。
3 合理减小支护密度，简化回采工艺
我矿003队采面，开始采用4-5排柱管理顶板，见五翻一，排柱距0.6米，最大控顶距3.8米，其支护密度安全系数计算如下：
3.1 平均采场压力：
式中：h-实际采高（m）；r-岩石容重（t/m3）；k1-不均衡系数；k2-悬顶片邦系数；k1-工作时最大控顶距离（m）；L2-平均工作面悬顶距离；L3-平均工作面片邦深度（m）；
式中：A-最大控顶距四排柱数；P-采场平均压力；F-单体柱的额定工作阻力；C-支柱性能系数；S-面积。
我局于1985年颁布《顶板管理细则》对普采工作面的支护密度规定2根/㎡；且安全倍数K要大于2，这是由金属摩擦支护时延续而来的，但实践中证明具有增阻-恒阻单体液压支柱的支护密度过大，它的支护强度远远大于摩擦柱，且初撑力大，根据观测依据和现场的实际情况首先改进了回采工艺，主机割煤由原来的0.6米，通过加长滚筒改为0.7米，排距由0.6米改为0.7米，柱距0.6米改为0.75米，支护由原（四-五排管理）改为（四-四）排柱管理。
4 四排柱支护密度计算如下：
（1）采场平均压力：
式中：A-最大顶距时瞬间3排柱数；F-支柱的额定工作阻力；P-平均采场压力；C-支柱性能系数；S-控顶区单一行柱面积。
从而使原支护密度1.75根/m2降为1.143根/m2，安全倍数由3.5倍降为2.17倍，而从工艺上原四-五排柱管理，它的工序繁琐，劳动强度大，作业空间小，即主机割煤时要提前把五排柱翻掉打在二排柱上，待主机下推煤时，再将此柱打在新一排柱位置，就是每一循环翻打二次顶子，支柱排列紊乱，多占用一排柱，当工作面五排柱时，控顶距加大，悬壁梁加长形成了支柱载荷量增大。
改进后的四-四排柱管理方法是：主机上行割煤无需翻打柱，当采煤机下推时，滞后主机20m分段式移溜后，边翻柱边打柱，即瞬间三排支护翻一根打一根，节省一排支柱，使控顶距始终控制在3.5m，从改进工艺到工作面采完从没有出现过大冒顶和推场子等事故，从矿压观测方面看支柱的平均载荷平均为21.5MPA，基本没有达到额定工作阻力，所以，从本工作面看，合理减小支护密度，四一四排柱管理顶板是成功的也是切实可行的。
几年来，四一四排柱管理顶板分别在我矿各个采煤工作面推广应用，支护密度也根据采场不同程度的合理减小，共节省支柱1692根，折合资金84.6万元，并做到安全生产提高经济效益。