大傾角工作面破碎頂板支架穩定性控制技術

高艷明

(霍州煤電集團有限責任公司 龐龐塔煤礦，山西 臨縣 033200)

1 工程概況

霍州煤電集團龐龐塔礦9-301工作面主采9#煤層，位于9#煤三采區，埋深約為370 m.9#煤層厚度9～13.55 m，平均為11.8 m，煤層傾角4°～24°，平均14°，屬于大傾角煤層。工作面采用綜采放頂煤的采煤工藝，采煤高度為3.2 m，放煤高度為8.6 m，采放比為1∶2.69. 9-301工作面共揭露9條斷層，斷層處由于煤層的節理裂隙較為發育，致使頂板破碎，9-301工作面為大傾角綜放工作面，在回采過程中極易出現支架傾斜倒架事故，故為確保支架的穩定性，使工作面安全通過頂板破碎區域，需采取有效的控制技術。

2 大傾角綜放面支架穩定性分析及控制技術

2.1 液壓支架穩定性分析

針對大傾角綜放工作面，液壓支架的控制問題為一個最基本和最重要的問題[1-2]，大傾角綜放工作面支架失穩的主要表現形式為兩種：支架沿工作面下滑與支架傾斜倒架。

1) 支架倒架穩定性分析。

由于大傾角綜放工作面礦壓顯現較為劇烈，頂煤的冒落易致使支架上部失去約束而發生傾倒[3-4]. 現主要分析頂板冒空條件下和移架過程中支架傾倒的控制條件。

a) 頂板(煤)冒空時支架傾倒的控制條件。

頂板冒空時支架受到的作用力主要包括：自身重力和底板對支架的作用力，受力模型見圖1.

G—支架的重力 H—支架的實際支承高度 W1—底板對支架底座的正壓力 α—煤層傾角 B—支架的底座寬度 μ1—支架底座與底板間的摩擦系數 Hg—支架的重心高度圖1 頂板冒空時支架傾倒的力學模型圖

考慮到液壓支架相對于底座下側邊緣O3點處于向下傾倒時W1的力臂趨于0，能夠得出支架倒架時的方程為：

(1)

據此能夠得出支架在自重條件下出現翻倒時，煤層傾角的表達式：

(2)

根據式(1)、式(2)可知，當頂板冒空時，支架出現翻倒時臨界的煤層傾角為αm1=arctanB/2Hg.

b) 移架過程中支架倒傾的控制條件。

此處主要對頂板在未出現冒空時支架的受力狀態進行分析，支架移架過程中走向剖面的受力圖見圖2.

F1—移架過程中單根前柱立柱的殘余支撐力 T1—支架的拉架力 θ1—前立柱與底板法線之間的夾角 F2—移架過程中單根后立柱的殘余支撐力 W1—底板對支架底座的正應力 W2—頂煤對頂梁的正壓力 W3—頂煤對掩護梁的正壓力 f1W1—底板作用于沿走向方向的實際水平力 f2W2—頂煤作用于頂梁沿走向水平力f3W3—頂煤作用于掩護梁沿傾向實際水平力圖2 移架過程中支架走向剖面受力圖

對于作用于支架掩護梁上的作用力W3表達式為：

W3=γBhmcosα

(3)

式中：

γ—上覆巖層的重量；

m—掩護梁在走向水平的投影長度；

h—放煤高度；

B—支架寬度。

分別取頂梁、頂梁與掩護體為隔離體，以O1、O2為支點取距，由∑Mo1=0∑Mo2=0，再聯立式(3)能夠得出：

(4)

式中，L1、L2、L3、L4分別為前柱支撐力F1對O1的力臂、后柱支撐力F2對O1的力臂、后柱支撐力F2對O2的力臂、前柱支撐力F1對O2的力臂；l2、l3、l4、l5、l6分別為W2對O1的力臂、W3對O2的力臂、O1對O2的水平距離、f2W2對O2的力臂和f3W3對O2的力臂，其余符號含義同上。將支架在擦頂前移時需承受的最小頂板荷載用Qm表示，則保障支架擦頂前移的最低要求可表達為：W2=Qm；當假設綜放支架前后柱支撐力分別相等并滿足一定比例時，結合式(4)可得出支架擦頂前移時立柱殘余支承強度為：

Fm1=

(5)

式中，lg1為G1對O1點的力臂；lg2為G2對O2點的力臂，其余符號含義同上。

2) 支架下滑穩定性分析。

在大傾角的條件下，支架本身存在著傾斜向下的下滑分力，對單個液壓支架來說若未采取相應措施，支架會沿著煤層的傾向出現下滑現象，致使擠架或咬架事故的出現[5].

a) 頂板(煤)冒空時支架下滑的控制條件。

支架不發生下滑現象，底板與支架底座之間的摩擦力需大于支架自重分力的下滑力，即為：

μ1W1≥Gsinα

(6)

再根據支架保持平衡時，有W1=Gcosα，聯立式(6)有：

α≥arctanμ1

(7)

說明在頂板冒空的條件下，支架在自身重力的作用下發生下滑的臨界煤層傾角為αm2=arctanμ1.

b) 移架過程中支架下滑的控制條件。

支架在移架過程中發生下滑位移的原理與頂板漏空條件下綜放液壓支架下滑的原理相似，具體支架移架過程中的受力見圖3.

圖3 移架過程中支架傾向受力剖面圖

根據圖3中沿著垂直于底板法向方向上的平衡條件W1=W2+Gsinα，并用μ2表示支架頂梁與頂板間的摩擦系數時，可知保證支架不發生下滑的W2表達式為：

(8)

結合W2的表達式可知：

(9)

當式(9)等號成立時，即可得出防止支架下滑的立柱殘余支撐力的最小值Fm2.

為從根本上防止支架發生傾倒，取支架為隔離體，力臂仍取B/2，由∑Mo2=0有：

(10)

聯立式(4)和式(10)能夠得出支架不出現向下翻倒立柱殘余支撐力最小值為：

(11)

由于Fm為帶壓移架過程中防止支架發生傾倒的立柱殘余支撐力的最小值，為保證支架不會出現倒傾現象，則實際支撐力F需滿足：F>Fm，其中Fm為3個立柱殘余支撐力的最大值，即為：

Fm=max{Fm1,Fm2,Fm3}

(12)

2.2 9-301綜放工作面支架控制參數確定

9-301綜放面使用ZF12000/22/35放頂煤液壓支架，支架寬度B=1.5，高度H=2.4 m，重心高度Hg=1.35 m,為保證支架的穩定性，需計算出工作面下滑傾倒的臨界角αm，可得出αm=min{αm1,αm2}=15.6°，即為保證支架不發生下滑倒架事故需保證工作面傾角小于15.6°，但由于工作面最大傾角為36°，故在開采時需采取防倒防滑措施。

以煤層最大傾角36°，確定支架帶壓移架時的最小殘余支撐力Fm，根據式(12)有：

Fm=max{Fm1,Fm2,Fm3}=43 845.57 kN

(13)

由于F1=F，F2=λF，取安全系數為1.3，得出支架整架的最小殘余支撐力為：

F整m=2(F1+F2)·1.3=223 kN

(14)

故得出在進行帶壓移架時ZF12000/22/35型支架整架殘余支撐力應大于223 kN. 綜合上述分析，為保證回采過程中支架的穩定，應使支架的殘余支撐力達到要求，但控制支架的殘余支承力較難操作和掌握，因此，改造液壓支架防止支架倒架下滑，具體如下：

1) 在支架后柱后部底座的平臺處，將底座左右兩側的方板割開，并在內部安裝套筒焊接牢固，在套筒上安裝能夠進行左右旋轉的耳軸，將相鄰支架通過d100 m的千斤頂固定到耳軸上，并將千斤頂的管路接好，通過控制千斤頂的伸縮，實現支架角度的調整。

2) 在工作面中部支架的底座前部與后部分別安設耳軸，以增設油缸拉運輸送機，減少運輸機的下滑，同時每隔3～5個支架，加設一組防滑油缸，確保支架不會在運輸機的帶動下出現下滑。

3) 工作面支架每隔5～10架設壓桿油缸。將油缸的上端安裝到支架頂梁上，其下端對著支架的推移連桿。在進行機割或推移運輸機的操作時，通過將壓桿油缸伸長壓在支架推移連桿上，保證推移連桿與底板緊貼，不出現上翹現象。

3 大傾角綜放面支架穩定性控制技術實踐

3.1 礦壓觀測分析

在9-301工作面回采期間，通過對液壓支架的工作阻力進行監測，得出工作面液壓支架的工作阻力、頂板的來壓步距，并觀察支架立柱的傾角。具體測站布置位置見圖4.

圖4 測站布置位置示意圖

根據液壓支架工作阻力的監測數據能夠得出直接頂的初次垮落步距約為12.8 m，基本頂的初次來壓步距為32.8 m，周期來壓步距約為21 m. 具體測站監測分析得到的支架立柱液壓數據見表1.

表1 支架立柱液壓數據統計表

根據表1中數據可知，工作面回采期間各測站的液壓支架的工作阻力均為正常狀態，另外通過觀測支架立柱的傾角，得出回采期間支架立柱傾角向上偏離0°～8°. 綜合上述數據可知，回采過程中支架得到了有效的管理，基本以穩定狀態工作，支架的俯仰角、綜放面的空頂范圍及支架低頭或抬頭現象均得到了合理控制。

3.2 支架穩定性控制效果分析

對9-301工作面實施了支架防倒防滑措施，據礦壓觀測數據可知，支架立柱傾向的平均偏離角度在合理范圍內，支架的工作阻力均為正常狀態，在整個回采過程中支架及運輸機等設備未出現傾倒和下滑現象，實現了9-301工作面在大傾角條件的綜放開采，保障了回采工作安全高效進行。

4 結 論

1) 通過建立綜放工作面液壓支架的力學模型，對大傾角支架出現傾倒與下滑現象的臨界極限條件進行了分析計算，得出頂板冒空時支架不發生傾倒與下滑現象時煤層的臨界傾角αm1、αm2，以及支架在進行擦頂移動時保證支架不出現下滑、傾倒時立柱最小初撐力Fm1、Fm2.

2) 根據力學模型分析得出，進行帶壓移架作用時保持支架穩定的最小殘余支撐力的表達式，從而計算出保證9-301綜放工作面ZF12000/22/35型液壓支架需要的最小殘余支撐力為233 kN，并提出了保證支架穩定的防倒防滑措施。

3) 根據礦壓觀測數據可知，工作面進行回采工作時液壓支架均處于正常工作狀態，支架立柱傾斜向上的偏離角度為0°～8°也在合理范圍內，對大傾角綜放面實施支架的防倒防滑措施防止了支架出現下滑與倒架事故，實現了工作面的安全高效回采。