楊 春
(山西汾西礦業(yè)集團(tuán)水峪煤業(yè), 山西 孝義 032300)
煤礦綜放工作面支架被壓死或壓壞的一個(gè)主要原因就是工作面支架工作阻力不夠。當(dāng)工作面直接頂不能充填滿采空區(qū)時(shí),頂板下沉空間大,而支架的工作阻力不能保證頂板的控制位態(tài);支架的活柱縮量不能滿足頂板完全著矸的工作面頂板下沉量。另外,工作面生產(chǎn)管理不到位,當(dāng)工作面生產(chǎn)狀況較差時(shí),頂板出現(xiàn)大范圍的回轉(zhuǎn)運(yùn)動(dòng)。以上現(xiàn)象的出現(xiàn)容易引發(fā)綜放面壓架事故[1-2]。針對(duì)礦井的實(shí)際條件,采取針對(duì)性預(yù)留頂煤煤柱技術(shù)來控制頂板,在技術(shù)實(shí)施可行性和經(jīng)濟(jì)效益方面都具有重大優(yōu)勢(shì)[3-4]。
水峪礦井自2011年2月21日開始生產(chǎn),在初采和正?;夭呻A段,工作面頂板呈現(xiàn)分階段分區(qū)域垮落,曾發(fā)生多次工作面支架被壓死和壓壞的事故。工作面頻繁的壓架事故源于地質(zhì)條件的復(fù)雜性和生產(chǎn)的不規(guī)范性[3]。分析認(rèn)為工作面支架被壓死和壓壞主要有兩種形式,一是由于工作面頂煤破碎,且在生產(chǎn)過程中被過分放出,頂板運(yùn)動(dòng)空間大,工作面支架上方不能接頂形成空頂,當(dāng)工作面老頂大范圍回轉(zhuǎn)運(yùn)動(dòng)時(shí),對(duì)支架形成一定的沖擊,導(dǎo)致支架壓死或壓壞[4]。二是由于工作面回采厚度大,導(dǎo)致垮落的直接頂不能有效地充填采空區(qū),工作面基本頂在運(yùn)動(dòng)空間大,當(dāng)工作面支架阻力不能滿足基本頂?shù)目刂莆粦B(tài)或支架活柱縮量不能滿足工作面頂板下沉量時(shí)[5],在未著矸之前,基本頂會(huì)持續(xù)下沉,導(dǎo)致工作面支架被壓死或壓壞。
61052工作面采用ZF15000/26/42型四柱支撐掩護(hù)式低位放頂煤支架,設(shè)備安裝時(shí),按照支架出廠設(shè)置參數(shù),初撐力為 12 778 kN(P=31.4 MPa),支架工作阻力為15 000 kN(P=36.86 MPa),支護(hù)強(qiáng)度為1.45 MPa。2011年5月12日前,工作面基本支架安全閥開啟壓力為36.86 MPa,由于工作面經(jīng)常出現(xiàn)壓壞支架和架前漏煤壓死前部運(yùn)輸機(jī)情況,對(duì)頂板的控制效果不好。5月12日之后,經(jīng)過研究決定將前柱安全閥開啟壓力升高至46.2 MPa(受損修復(fù)的支架為42 MPa,后又統(tǒng)一調(diào)整到46.2 MPa),后柱升高至42 MPa,調(diào)高安全閥開啟壓力后支架額定工作阻力為17 946 kN。
將整個(gè)工作面區(qū)域分為4個(gè)壓力測(cè)區(qū),從細(xì)節(jié)和整體兩個(gè)方面入手,分別研究工作面周期來壓過程中的壓力顯著階段及整個(gè)過程的壓力顯現(xiàn)特點(diǎn),對(duì)比支架工作阻力與顯現(xiàn)壓力,預(yù)測(cè)工作面壓架危險(xiǎn),既突出重點(diǎn)又不失整體特征。
61052工作面繼續(xù)采用綜采放頂煤工藝,但部分采煤工藝參數(shù)和設(shè)備有所改變,主要包含有:
1)減小采煤機(jī)截深至700mm,保持采高3.8~4m。
2)更換前部運(yùn)輸機(jī)電機(jī),把原有的855 kW電機(jī),更換為1 000 kW電機(jī),提高前部運(yùn)輸機(jī)的運(yùn)載能力,減小前部運(yùn)輸機(jī)過載的幾率,并采用TTT平衡加載。
3)工作面泵站壓力由31.5 MPa升高至37 MPa,前柱初撐力標(biāo)準(zhǔn)由25.2 MPa升高至28 MPa,在工作面頂板完整區(qū)域必須保證初撐力達(dá)到規(guī)定值。
4)支架前柱安全閥開啟壓力升高至46.2 MPa,后柱安全閥開啟一律升至42 MPa。
為避免工作面受到頂板來壓沖擊,采用采空區(qū)預(yù)留頂煤煤垛的技術(shù)及加快推進(jìn)速度的方法,減小頂板來壓強(qiáng)度,其中,采空區(qū)預(yù)留頂煤煤垛技術(shù)主要方法有兩種,一是預(yù)留條形間隔煤垛技術(shù),二是工作面一線雙十架放煤技術(shù)。其中工作面一線雙十架放煤技術(shù)是在預(yù)留條形間隔煤垛技術(shù)的基礎(chǔ)上經(jīng)過實(shí)踐優(yōu)化而來。
3.2.1 預(yù)留交錯(cuò)條形間隔煤垛技術(shù)
在實(shí)際生產(chǎn)中,以礦壓研究成果和現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)為主要技術(shù)支護(hù)手段指導(dǎo)煤垛的留設(shè)工作主要包括兩個(gè)方面。一是在工作面推進(jìn)方向上,主要是以周期來壓步距作為留設(shè)煤垛的標(biāo)準(zhǔn)。必須準(zhǔn)確預(yù)測(cè)來壓步距,對(duì)留設(shè)煤垛的工作進(jìn)行提前布置安排。二是支架工作阻力是礦壓顯現(xiàn)的直觀表現(xiàn),根據(jù)支架工作阻力可以預(yù)測(cè)頂板來壓時(shí)刻,從而指導(dǎo)煤垛的留設(shè)。按目前觀測(cè)結(jié)果,4個(gè)區(qū)域頂板來壓時(shí)前柱工作阻力平均分別為 29.09 MPa、37.13 MPa、37.36 MPa 和 36.12 MPa。以頂板周期來壓過程支架平均末阻力加1倍均方差達(dá)不到上述來壓強(qiáng)度均值。經(jīng)計(jì)算,區(qū)域1—4頂板周壓過程平均末阻力分別加1.6倍、3.4倍、2.4倍和2.1倍均方差才可達(dá)到上述來壓強(qiáng)度均值。
1)面長方向分區(qū)域控制放煤。根據(jù)工作面面長方向不同區(qū)域來壓特點(diǎn),將工作面面長方向劃分為4個(gè)區(qū)域?qū)Ψ琶哼M(jìn)行控制,分別為區(qū)域1(1號(hào)—30號(hào))、區(qū)域2(31號(hào)—70號(hào))、區(qū)域 3(71號(hào)—100號(hào))和區(qū)域4(101號(hào)—140號(hào))。
2)走向方向按步距控制放煤。沿推進(jìn)方向,以平均周期來壓步距(20 m)對(duì)放煤時(shí)間進(jìn)行控制,在每個(gè)周期來壓步距內(nèi)頂板來壓時(shí)約割煤5~7刀(3.5 m~4.9 m)不放煤,不放煤步距基本與工作面平均顯著來壓步距(5 m)基本相當(dāng),即在來壓期間不放煤可形成滿足要求的最大煤垛高度。
3)交錯(cuò)條形間隔煤垛內(nèi)局部支架放煤。在每個(gè)不放煤區(qū)域內(nèi),仍可以以8架為單位對(duì)放煤進(jìn)行控制,相鄰條形內(nèi)放煤與不放煤間隔進(jìn)行。采空區(qū)留設(shè)煤垛控制頂板下沉量需要時(shí)間(來壓時(shí)刻的判斷)和空間(工作面推進(jìn)方向和面長方向)的相互配合,同時(shí)也需要在實(shí)踐中對(duì)該技術(shù)進(jìn)行不斷完善。
3.2.2 工作面一線雙十架放煤技術(shù)
根據(jù)上述留煤垛控制礦壓基本思路,配合綜采隊(duì)在實(shí)踐中對(duì)留煤垛技術(shù)從實(shí)際可操作性及經(jīng)濟(jì)性方面進(jìn)行了研究和創(chuàng)新,提出了全工作面一線雙十架放煤技術(shù),其技術(shù)要點(diǎn)如下:
1)工作面頂板相對(duì)穩(wěn)定時(shí)期。采用兩采一放雙輪順序放煤或三輪順序放煤補(bǔ)充煤量。正常放煤期間,以下幾種情況不放煤:采空區(qū)大面積懸頂時(shí)不放煤、支架活柱壓縮量大時(shí)不放煤、特殊條件不放煤。
2)工作面頂板顯著運(yùn)動(dòng)時(shí)期。工作面頂板周期來壓期間,仍然以快推為主,放煤為輔的方式進(jìn)行甩壓。具體放煤操作方式為:全工作面一線雙十架放煤技術(shù),即工作面在同一個(gè)推進(jìn)位置,全工作面范圍內(nèi)從上部到下部主動(dòng)放十個(gè)支架后部頂煤,留十個(gè)支架后部頂煤,依次類推。采空區(qū)內(nèi)間隔留條形煤垛,支撐采空區(qū)頂板,控制工作面頂板下沉量。工作面頂板壓力大的區(qū)域,不放煤。支架超高區(qū)域,不放煤。支架架態(tài)不好,低頭嚴(yán)重處不放煤。
通過改變來壓期間放煤方式,即從原來的工作快速推進(jìn)不放煤到雙十架放煤,不但提高了工作面頂煤放出高度,而且采空區(qū)留間隔條形煤垛,支撐采空區(qū)頂板,對(duì)周期來時(shí)工作面頂板下沉量得控制也得到了顯著的效果。工作面沒有出現(xiàn)支架被壓死情形,活柱縮量在可控范圍內(nèi)。目前達(dá)到較理想的頂板控制效果,實(shí)際上是支架“限定變形”和“采空區(qū)留煤垛”支撐頂板共同貢獻(xiàn)的結(jié)果。
61052工作面頂板災(zāi)變運(yùn)動(dòng)形成的壓架事故的直接原因是工作面支架阻力的不足。從頂板運(yùn)動(dòng)方面講,老頂斷裂回轉(zhuǎn)空間大,工作面支架阻力或活柱縮量不能滿足老頂控制位態(tài),形成壓架事故。
1)壓力顯現(xiàn)監(jiān)測(cè)分析。通過監(jiān)測(cè),頂煤切頂線位于后立柱前方,后柱工作阻力小。頂板顯著運(yùn)動(dòng)過程,前柱及整架工作阻力分別為38.99~42.78 MPa及11 628~13 057 kN。頂板周期運(yùn)動(dòng)過程,前柱及整架工作阻力分別為 25.19~26.56 MPa及 7 308~7 961 kN。以整架阻力計(jì)算動(dòng)載系數(shù)為1.72~2.08??傮w來說,61052綜放工作面屬于來壓強(qiáng)烈的工作面。
2)頂板控制理論及技術(shù)。支架在“給定變形”狀態(tài)下工作,支架富余伸縮量為-294 mm,支架會(huì)被壓死;支架在“限定變形”條件下,發(fā)揮理論最大工作阻力(12 220 kN),支架富余伸縮量177 mm,當(dāng)生產(chǎn)條件不好時(shí),仍有壓死支架危險(xiǎn)。綜上所述,必須從改變支架工作狀態(tài)和提高采空區(qū)充填率兩方面入手,提出并實(shí)施支架“限定變形”工作狀態(tài)+“采空區(qū)留頂煤間隔煤垛”兩項(xiàng)主導(dǎo)技術(shù)。
[1] 顧鐵鳳,宋選民.封閉采空區(qū)頂板垮落-空氣沖擊耦合模型與差分解法[J].煤炭學(xué)報(bào),2008(11):1 211-1 215.
[2] 息金波.采場(chǎng)頂板大面積垮落的颶風(fēng)災(zāi)害的理論研究[D].太原:太原理工大學(xué),2006:11-18.
[3] 宋選民,顧鐵鳳.頂板受沖擊垮落的理論分析及工程應(yīng)用[J].太原理工大學(xué)學(xué)報(bào),2008(6):609-612.
[4] 熊仁欽.采場(chǎng)頂板大面積冒落的破壞性及防治原理[J].礦山壓力與頂板管理,1995(1):35-38.
[5] 熊仁欽.頂板大面積來壓破壞機(jī)理的研究[J].煤炭學(xué)報(bào),1995(3):38-41.