張 超

(大同煤礦集團 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)載機及搭接的膠帶自移尾都無法前移，嚴重制約著工作面的正常推進，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某礦8105綜放工作面為背景，詳細介紹了該工作面發(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)合煤層和圍巖的實際情況，設(shè)計選用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，支護強度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

2.1 永久支護

膠帶巷道斷面為矩形，斷面規(guī)格為5 500 mm×3 600 mm。巷道永久支護的形式為：錨桿、錨索、W鋼帶和金屬網(wǎng)聯(lián)合支護。頂板支護選用錨桿規(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

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

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，兩組支架有效支護長度為25 m。

3 壓架事故

3.1 壓架經(jīng)過

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

1) 支架共8個立柱，分左右兩側(cè)，每側(cè)4個；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%的支架初撐力不達標(biāo)；超前段頂板普遍發(fā)生離層下沉和底鼓，在轉(zhuǎn)載機頭部巷道高度僅有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；最后不得不占用大量有效生產(chǎn)時間進行事故處理。

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，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，支架及超前支護鉆底現(xiàn)象嚴重，對頂板起不到有效支撐作用；而且煤柱幫與轉(zhuǎn)載機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)載機頭處巷道高度僅有2.6 m，轉(zhuǎn)載機頭高2.9 m，因此第一次起底需在膠帶自移機尾下方起底，否則轉(zhuǎn)載機頭無法通過，第二次起底在膠帶自移機尾后方起底，起底后保證巷道高度不低于4.0 m，因膠帶巷頂?shù)装逡平?，在膠帶自移機尾后方起底達到4.0 m后，當(dāng)該位置到了前端頭支架時，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，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，即需停下來進行起底或者剪頂網(wǎng)反復(fù)升降支架破碎頂煤。

2) 補強頂板支護。在膠帶巷從轉(zhuǎn)載機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) 加強底板支護。在膠帶巷從轉(zhuǎn)載機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) 加強超前單體支護。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)低洼點開鑿臨時水倉，加強排水。

6 應(yīng)用效果

通過采取上述措施后，超前支護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)淖饔孟拢褐鶄?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)超前支護段巷道變形嚴重時，應(yīng)提前采取補強支護措施；

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