一起綜采工作面壓架事故的原因分析

徐義勇

（和生企業管理咨詢（上海）有限公司，上海 200120）

一起綜采工作面壓架事故的原因分析

徐義勇

（和生企業管理咨詢（上海）有限公司，上海 200120）

摘要：從礦業地質條件、撤架時的巷道布置和支架選型方面對發生在國內某礦綜采工作面的一起壓架事故進行了分析，根據事故特點提出了預防壓架事故的建議措施，為防止類似事故發生提供借鑒。

關鍵詞：壓架事故；采高法；巖石容重法

1　事故背景

國內某煤礦，礦井設計生產能力5.00 Mt/a，采用斜井開拓方式，事故綜采工作面長度為240 m，回采高度為2.2m～5.5 m，平均采高3.6m。采煤機為MG800/2040-WD型，支架為ZY10500/26/55D型支撐掩護式液壓支架。地層厚度為104.62 m～238.09m，平均厚度為186.26m，區內煤層分述如下：

Ⅰ號煤層：該煤層位于延安組上巖段（J1-2Y3）的中部，煤層厚度0.25m～7.80m，平均2.62m。局部含夾矸0-3層，厚度為0.20 m～1.40 m，平均厚度為0.54m。煤層結構較簡單，但厚度變化較大，為較穩定的大部可采煤層。

Ⅱ號煤層：該煤層位于延安組上巖段（J1-2Y3）的中下部，煤層厚度0.25m～3.90m，平均1.09m，為不穩定的局部可采煤層。與Ⅰ號煤層間距為7.20 m～ 25.82m，平均為16.86m。

Ⅲ號煤層：該煤層位于延安組中巖段（J1-2Y2）的頂部，煤層厚度0.30 m～8.65 m，平均3.61 m。含1-4層夾矸，厚度為0.14m～1.60m。該煤層屬較穩定的大部可采煤層。煤層頂板巖性主要為砂質泥巖和細砂巖，局部為粗粒砂巖，底板為砂質泥巖、細砂巖、中砂巖。與Ⅱ號煤層間距為9.65m～57.66m，平均33.67 m。

2　事故經過

2015年5月，Ⅲ號煤301綜采工作面進入末采，礦方為了該采面順利撤架，在采面推進方向先期分別施工了主、副回撤通道，并在主、副回撤通道間施工了三個聯絡巷，見圖1。

圖1　綜采面布置示意圖

2015年5月25日，當綜采工作面在臨近與主回撤通道貫通時，突然出現了頂板強烈來壓，造成工作面大面積冒頂及回撤通道垛式支架被壓死，回撤通道及各個聯絡巷出現嚴重的片幫及底鼓現象。其中綜采面支架130號到100號、35號到8號均為冒頂嚴重區，冒頂高度在2.5 m以上。約10日后，綜采面與主回撤通道貫通后，頂板壓力進一步加聚，導致60多架液壓支架被埋，在工作面機尾支架97號到99號之間，冒頂高度達10 m以上，礦方對冒頂處用抬棚、鋼梁架成棚子，上方用風筒布鋪底，用羅克休和馬麗散充填，形成人工假頂，采取以上安全措施后，對被埋支架進行了搶挖，最后剩20余架沒有被挖出，這起壓架事故造成直接經濟損失約1 000萬元。

3　事故原因分析

此次壓架事故原因復雜，根據壓架事故現場情況和所收集的相關資料分析認為，主要由礦井復雜的地質條件、撤架時的巷道布置、支架選型等多方面因素綜合造成。具體分析如下：

1）礦井現主采煤層為Ⅰ、Ⅲ號煤，其中Ⅲ號煤頂、底板巖石主要為砂質泥巖及泥巖，局部為粗砂巖及細砂巖。地質報告對其頂板以上30 m至底板以下20m進行巖石采樣工作，并進行了巖石物理力學性質試驗。按巖石單軸極限抗壓強度分級：小于30 MPa為軟弱的，30 MPa～60 MPa為半堅硬的，大于60MPa為堅硬的。從試驗結果總體看，各類巖石抗壓強度小于30 MPa的占96%，30 MPa～60 MPa的占4%。砂質泥巖類軟化系數在0.03～0.58之間。綜上所述，事故工作面頂底板主要以軟弱巖石為主，砂質泥巖遇水易軟化，在工作面推進到應力集中區域，造成頂板破碎，先漏冒，繼而大面積冒落，頂板維護難度大。

2）301綜采工作面為該礦Ⅲ號煤層首采工作面，在該煤層上面平均距離約40 m為Ⅰ號煤層，該煤層目前已被全部采空。在301綜采工作面上部為101和103采空區。這兩個采空區的停采線均較301綜采面停采線超前。301綜采面采空區老頂冒落，致上部Ⅰ號煤采空區原冒落頂板下陷，在主、副回撤通道形成應力集中帶，表現為301綜采面和回撤通道頂板來壓強烈，造成大面積壓垮性冒頂，致使綜采面及回撤通道支架被壓。

表1　冒落帶和導水裂隙帶最大高度的經驗公式［1］

根據表1公式可確定該工作面頂板冒落帶和裂隙帶的高度。

根據該工作面頂板巖石抗壓強度和煤層特征，最大采高M為5.5m，則：

通過上面計算，該面正常冒落帶為22 m，裂隙帶高度約為83 m，但當301綜采工作面與主回撤通道貫通停采后，在停采工作面形成應力集中帶，由于該工作面煤層直接頂為軟弱類頂板，在部分支架上方冒頂達10m之多，在冒頂區域，當老頂來壓時，冒落帶高度可達60 m，也致上部Ⅰ號煤采空區原冒落頂板下沉，形成的頂板壓力負荷已遠超支架選型時所考慮的支護強度。

該工作面支架支護強度分別按采高法和巖石容重法［2］驗算如下：

①按照采高法確定支護強度qd

qd=K1×H×γ×10-2=8×15.5×2.5×10-2=3.1 MPa.

式中：K1為作用于支架上的頂板巖石厚度系數，一般取6～8，大采高取8；H為工作面采高5.5 m，冒頂高度10m，H取15.5m；γ為巖石容重，取2.5 t/m3.

②巖石容重法確定支護強度

通過采高法和巖石容重法計算，存在10m冒頂情況下，頂板來壓支架需要承受的最大壓力為3.1MPa，而該礦工作面的支架型號為ZY10500/26/ 55D型，最大支護強度為1.05 MPa，這就不難理解為什么工作面大量支架在頂板破碎區，出現冒頂后，頂板再次來壓，大量支架被壓死。

3）工作面和回撤通道支架選型計算沒有充分考慮上部煤層采高，對上部采空區的頂板下陷壓力估計不足。

4）上、下鄰近煤層采面停采線設置不合理，下部采區的停采線應超前上部采空區。

5）在頂板壓力較大地區，此撤架方案中主、副通道設置不合理。在頂板壓力較大情況下，在主、副撤架通道區域形成了應力集中區，巷道難以維護。

4　預防建議

1）工作面在遇頂板破碎帶時，應加強頂板維護，對漏冒區及時充填羅克休和馬麗散材料，鋪設人工假頂，防止頂板再次垮冒。

2）礦方應加強開采區的地質勘探，進一步摸清Ⅲ號煤的圍巖特點，準確預計Ⅲ號煤層頂板的“三帶”高度。

3）合理設置上、下鄰近煤層采面的停采線。建議Ⅲ號煤停采線應超前上部Ⅰ號煤設置，建議內錯距離增加至15 m以上，避免形成應力集中區。

4）進一步優化撤架方案。在頂板壓力大的情況下，設置主、副撤架通道不合理，易形成應力集中帶，致使巷道難以維護。建議改變撤架路線。

5）支架選型計算應充分考慮上部鄰近煤層采空區對頂板壓力的影響。

6）在頂板壓力較大區域，應改變工字鋼+錨網巷道支護形式。應選擇抗壓能力更強的支護形式，如對高應力軟巖巷道采取錨網噴+U型鋼+注漿的支護方式。

7）綜采面在回采結束后，應盡快完成撤架，在45 d內進行永久封閉。

參考文獻：

［1］煤炭工業部.礦井水文地質規程［S］.北京：煤炭工業出版社，1984.

［2］ 郭朋星.大采高液壓支架選型及適應分析［J］.煤炭技術，2010（12）：4-5.

（編輯：楊鵬）

中圖分類號：TD355.4

文獻標識碼：A

文章編號：1672-5050（2016）03-014-03

DO I：10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2016.06.004

收稿日期：2015-11-23

作者簡介：徐義勇（1973-），男，安徽霍山人，碩士，工程師，從事礦山風險管理與咨詢。

Cause Analysis on Support Crushing Accident of Fully-mechanized M ining Face

XU Yiyong
（Hesheng Management Consulting Co.，Ltd.，Shanghai200120，China）

Abstract：In termsofgeological condition，roadway layoutduring supportwithdrawing，and support selection，the paper analyzes a support crushing accident of a fully-mechanized mining face in amine in China.According to the accident features，prevention measures are proposed to afford lessons for the similar accidents.

Keywords：support crushingaccident；mining-heightmethod；rock bulk densitymethod