綜放工作面端頭支架壓架分析與處理

張 超

(大同煤礦集團(tuán) 馬道頭煤業(yè)有限責(zé)任公司，山西 大同 037100)

綜放工作面壓架是一種常見的生產(chǎn)事故，發(fā)生壓架事故后，工作面支架立柱行程變小甚至為零，造成支架前移困難，特別是端頭支架發(fā)生壓架后，與其相連的轉(zhuǎn)載機(jī)及搭接的膠帶自移尾都無法前移，嚴(yán)重制約著工作面的正常推進(jìn)，對礦井的安全生產(chǎn)造成較大影響[1-2]。本文以大同煤礦集團(tuán)某礦8105綜放工作面為背景，詳細(xì)介紹了該工作面發(fā)生端頭支架壓架的原因及處理方法，以供同行參考。

1 工程概況

某礦8105綜放工作面可采走向長1 890 m，傾向長235 m，平均煤厚9.2 m，煤層傾角為3～9°，工作面頭低尾高，頭尾高差為31～43 m，蓋山厚度為628～710 m，工作面采用兩巷布置，即一進(jìn)一回的通風(fēng)方式，主要巷道包括：8105膠帶巷、8105回風(fēng)巷。煤層頂?shù)装鍘r性見表1。結(jié)合煤層和圍巖的實(shí)際情況，設(shè)計(jì)選用ZF15000/27.5/42D型低位放頂煤液壓支架為中部支架，支架支撐高度為2.75～4.2 m，中心距1.75 m，工作阻力15 000 kN，支護(hù)強(qiáng)度1.23 MPa，配套選擇ZFG13000/27.5/42D型低位放頂煤過渡支架和ZTZ20000/27.5/42D型端頭支架。

表1 煤層頂?shù)装鍘r性

2 端頭支護(hù)

2.1 永久支護(hù)

膠帶巷道斷面為矩形，斷面規(guī)格為5 500 mm×3 600 mm。巷道永久支護(hù)的形式為：錨桿、錨索、W鋼帶和金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)。頂板支護(hù)選用錨桿規(guī)格為D20 mm×2 400 mm，每排6根，間排距為900 mm×800 mm；錨索規(guī)格為D21.8 mm×9 000 mm，每排2根，間排距為2 700 mm×2 400 mm；兩幫支護(hù)選用錨桿規(guī)格為D20 mm×2 400 mm，每排4根，排間距為900 mm×800 mm；角錨索規(guī)格為D21.8 mm×4 000 mm，排距2 400 mm；角錨桿規(guī)格為D20 mm×2 400 mm，排距為800 mm。

2.2 超前支護(hù)

膠帶巷從工作面煤壁線向外0～30 m范圍， 采用“一梁兩柱”的支護(hù)形式，排距3.7 m，柱距1.1 m，單體柱型號為DW45-250/110×(A)，花邊梁長4.8 m。30～60 m范圍，在行人道靠膠帶架側(cè)支單點(diǎn)柱，柱距1.1 m，單體柱型號為DW45-250/110×(A)，花邊梁長1.2 m。

2.3 端頭支架支護(hù)

端頭支架選擇ZTZ20000/27.5/42D 型中置式端頭支架，兩架為一組，寬度3.3 m；配套ZTZ10000/27.5/42D中置式端頭支架做為前端頭支架，兩架一組，寬度3.3 m，兩組支架有效支護(hù)長度為25 m。

3 壓架事故

3.1 壓架經(jīng)過

當(dāng)工作面推進(jìn)至采位頭570 m/尾557 m時(shí)在膠帶巷超前50 m范圍內(nèi)頂、底板移近量達(dá)2.5 m，導(dǎo)致端頭支架后半部上方頂板下沉、破碎情況嚴(yán)重，煤柱側(cè)支架傾斜，支架立柱行程低，具體如下：

1) 支架共8個(gè)立柱，分左右兩側(cè)，每側(cè)4個(gè)；現(xiàn)場測得活柱伸出量分別為煤柱側(cè)：從采空區(qū)側(cè)往外分別為15 cm、22 cm、37 cm和56 cm；采煤側(cè)：從采空區(qū)側(cè)往外分別為10 cm、19 cm、24 cm和33 cm。

2) 端頭支架煤柱側(cè)部分向工作面?zhèn)葍A向近25°。

3) 端頭支架上部永久支護(hù)部分失效，導(dǎo)致破碎的頂煤從支架間隙流下。

3.2 其他現(xiàn)場情況

壓架發(fā)生后對現(xiàn)場的其他條件進(jìn)行查看，發(fā)現(xiàn)工作面頭低尾高，頭尾高差38 m，采空區(qū)與工作面積水全部流向端頭，導(dǎo)致底板水煤泥多，支撐力差；煤柱幫與轉(zhuǎn)載機(jī)擋煤板之間充滿碎煤，高度與擋煤板平齊；工作面40%的支架初撐力不達(dá)標(biāo)；超前段頂板普遍發(fā)生離層下沉和底鼓，在轉(zhuǎn)載機(jī)頭部巷道高度僅有2.6 m。這些情況與端頭架壓架相疊加，對工作面的安全生產(chǎn)造成嚴(yán)重的影響：首先是端頭支架易被壓死，無法拉移支架；其次是支架立柱行程低于0.4 m，導(dǎo)致前后溜頭過煤通道不暢，尤其是后溜頭，稍不注意即導(dǎo)致刮板損壞、刮板鏈斷開，致使放煤受限，造成大量資源浪費(fèi)；最后不得不占用大量有效生產(chǎn)時(shí)間進(jìn)行事故處理。

4 原因分析

1) 工作面膠帶巷處于盤區(qū)的向斜軸部，受構(gòu)造應(yīng)力影響，超前段承受壓力大。

2) 工作面為下山開采，膠帶巷超前支護(hù)段承受頂板壓力較大。

3) 工作面剛過完斷層破碎區(qū)，40%的支架初撐力不達(dá)標(biāo)，且頭低尾高，導(dǎo)致工作面頂板整體壓力集中于頭部，端頭支架為最低點(diǎn)，受壓較大。

4) 采空區(qū)與工作面積水全部流向端頭，導(dǎo)致底板水煤泥多，由于底板巖性為泥巖，遇水軟化，支架及超前支護(hù)鉆底現(xiàn)象嚴(yán)重，對頂板起不到有效支撐作用；而且煤柱幫與轉(zhuǎn)載機(jī)擋煤板之間充滿煤泥，增加了移架阻力。

5 采取措施

1) 反復(fù)起底。轉(zhuǎn)載機(jī)頭處巷道高度僅有2.6 m，轉(zhuǎn)載機(jī)頭高2.9 m，因此第一次起底需在膠帶自移機(jī)尾下方起底，否則轉(zhuǎn)載機(jī)頭無法通過，第二次起底在膠帶自移機(jī)尾后方起底，起底后保證巷道高度不低于4.0 m，因膠帶巷頂?shù)装逡平?，在膠帶自移機(jī)尾后方起底達(dá)到4.0 m后，當(dāng)該位置到了前端頭支架時(shí)，巷道高度又變成2.5～3.1 m，端頭支架最小支撐高度為2.75 m，因此仍需要對前兩次起完底的位置進(jìn)行重復(fù)起底，因此第三次起底在前端頭架前方起底，第四次起底在端頭架前方起底，經(jīng)過四次反復(fù)起底才能保證工作面正常推進(jìn)，因起底工作量大，經(jīng)常出現(xiàn)端頭支架4號立柱無行程，一旦端頭支架被壓死，即需停下來進(jìn)行起底或者剪頂網(wǎng)反復(fù)升降支架破碎頂煤。

2) 補(bǔ)強(qiáng)頂板支護(hù)。在膠帶巷從轉(zhuǎn)載機(jī)處向外鋪雙層菱形金屬網(wǎng)+三眼錨索梁，錨索規(guī)格為D21.8 mm×9 000 mm，鋼梁為11號工字鋼，長4.8 m，錨索梁排距1.6 m，一直施工至停采線位置。

3) 加強(qiáng)底板支護(hù)。在膠帶巷從轉(zhuǎn)載機(jī)處向外施工底板錨索，底板錨索呈三花布置，錨索規(guī)格為D21.8 mm×4 000 mm，錨索間排距2 500 mm×2 500 mm。

4) 加強(qiáng)超前單體支護(hù)。將單體柱支設(shè)長度延長至100 m，采取三梁三柱形式，給單體柱穿柱鞋。

5) 在超前200 m范圍內(nèi)低洼點(diǎn)開鑿臨時(shí)水倉，加強(qiáng)排水。

6 應(yīng)用效果

通過采取上述措施后，超前支護(hù)段圍巖變形得到有效控制，端頭支架的行程逐漸增大，在千斤頂?shù)淖饔孟?，煤柱?cè)端頭支架恢復(fù)正常，使得工作面端頭支架能夠繼續(xù)前移。

7 結(jié) 語

通過這次端頭支架壓架處理，得出幾條經(jīng)驗(yàn)教訓(xùn)：

1) 工作面巷道布置應(yīng)避開構(gòu)造應(yīng)力，特備是不能布置在向斜軸上；

2) 當(dāng)發(fā)現(xiàn)超前支護(hù)段巷道變形嚴(yán)重時(shí)，應(yīng)提前采取補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)措施；

3) 當(dāng)巷道底板巖性為泥巖等遇水軟化的巖石時(shí)，一定要做好排水或防水工作，加強(qiáng)清理煤泥，并且給單體柱穿鞋來預(yù)防鉆底，必要時(shí)應(yīng)該用混凝土鋪底。