2311綜放工作面過陷落柱支架穩(wěn)定性控制技術(shù)

姚 鑫

(潞安環(huán)能股份公司 常村煤礦，山西 長治 046102)

綜放開采具有開采效率高、推進(jìn)速度快、頂板管理簡單等優(yōu)點，是厚煤層開采的主要方法。但當(dāng)開采大傾角厚煤層時，如何確保綜放支架的穩(wěn)定，一直是制約該類煤層高效回采的一個不利因素[1-3]。特別是開采遇到斷層、陷落柱等地質(zhì)構(gòu)造時，圍巖完整性、穩(wěn)定性降低，支架更容易出現(xiàn)傾倒，造成生產(chǎn)中斷[4-5]。本文以常村煤礦2311綜放工作面過陷落柱為工程背景，對大傾角綜采工作面支架穩(wěn)定性控制技術(shù)進(jìn)行分析，以期能為類似大傾角綜放開采工作面支架穩(wěn)定性控制提供一定指導(dǎo)。

1 工程概況

2311工作面地面標(biāo)高為+949.3～+955.2 m，工作面標(biāo)高為+419.3～+515.7 m，埋藏深度為436.6～523.9 m。工作面可采長度1 469.2 m，傾斜長300 m，工業(yè)儲量365萬t，可采儲量340萬t。根據(jù)兩巷煤厚探測得平均煤厚5.92 m，采高(3.2±0.1) m，循環(huán)進(jìn)度0.8 m，工作面回采率93%。

切眼內(nèi)最大坡度為18.5°，高差69.5 m，切眼靠近機(jī)頭側(cè)213.3 m范圍坡度最小為11.2°，最大坡度18.5°；靠機(jī)尾側(cè)88 m范圍最大坡度9.5°。切眼實測剖面見圖1。

圖1 實測剖面

根據(jù)實際揭露情況顯示：膠帶巷距切眼112.3 m位置發(fā)育有X63陷落柱，預(yù)計工作面回采距原切眼107.4 m位置，距膠帶巷9.6 m位置率先揭露該陷落柱；軌道巷距原切眼208.9 m位置發(fā)育有Fj208(H=0.5 m，∠55°)正斷層；高抽巷距原切眼277.5 m位置，發(fā)育有Fj227(H=0.4～0.8 m，∠45°)正斷層；高抽巷距原切眼505.3 m位置，發(fā)育有Fj225(H=0.5 m，∠55°)正斷層；工作面內(nèi)部距切眼1 439.6 m、1 774.5 m位置可能發(fā)育有DX22-5、DX22-4陷落柱。斷層及陷落柱參數(shù)見表1，表2。

表1 斷層參數(shù)

表2 陷落柱參數(shù)

工作面采用ZF8000/20/38型普通液壓支架198組和ZFG9600/23/38型排頭(尾)架8組(排頭架4組、排尾架4組)，采煤機(jī)為MG400/930-3.3D型，刮板輸送機(jī)為SGZ1000/2×1000型，膠帶輸送機(jī)為DSJ140/230/3×400型。

2 液壓支架失穩(wěn)分析

液壓支架在使用過程中失穩(wěn)主要是由于支架受到外力的力矩出現(xiàn)不平衡，造成支架沿著某點或者某線出現(xiàn)轉(zhuǎn)動，其實質(zhì)為支架在傾斜方向、垂直斜面間的作用力力矩不平衡[6]。具體的支架受力模型見圖2。

圖2 支架受力力學(xué)模型

圖2中B、C、h分別表示液壓支架的寬度、重心高度、支架高度；O點表示支架在力矩平衡條件下的底座反力作用點。當(dāng)液壓支架受到的力力矩處于平衡狀態(tài)時，支架在O點處旋轉(zhuǎn)處于力矩穩(wěn)定條件。

正常情況下液壓支架受到自身重力(G)、覆巖對支架壓力或支架工作阻力(P)、頂梁與頂板巖層摩擦力(f2)、底座與底板板巖層摩擦力(f1)作用。液壓支架各個作用力作用時不發(fā)生傾倒的力學(xué)條件為：

(1)

其中：f2=μPcosα

(2)

對公式(1)、(2)簡化得到：

(3)

確保泵站可以提供足夠動力，支架移架時應(yīng)采用少降快拉方式，使得液壓支架具備一定的支撐阻力，確保支架頂梁可以貼合頂板巖層摩擦移動，實現(xiàn)不降架或少降架快移，當(dāng)移動至設(shè)計位置時立刻升起支架，及時對頂板及煤壁進(jìn)行支護(hù)，降低支架移動過程中給頂板造成的損壞。

支架支撐頂板時充分發(fā)揮側(cè)護(hù)板作用，及時對支架架間距離及方向進(jìn)行調(diào)整，降低架間漏矸量，使得支架頂梁與頂板充分接觸，受力均衡，從而避免支架出現(xiàn)失穩(wěn)情況。

3 過陷落柱支架穩(wěn)定性控制措施

3.1 采面調(diào)斜

大傾角采煤大溜下滑是導(dǎo)致支架失穩(wěn)的重要原因。防止大溜下滑的關(guān)鍵是調(diào)斜，因該工作面設(shè)計為負(fù)偽斜，膠帶巷比軌道巷長6 m，回采時膠帶巷比軌道巷最少要多推進(jìn)27 m才能完成調(diào)斜，結(jié)合現(xiàn)場情況，采用“大調(diào)斜”思路，即持續(xù)錯機(jī)頭、偶爾錯機(jī)尾，錯機(jī)尾作為調(diào)節(jié)工作面直線，當(dāng)機(jī)頭推進(jìn)24 m、機(jī)尾推進(jìn)2.6 m，前溜下滑達(dá)最大值830 mm后，大溜的上竄下滑得到有效控制，并開始緩慢向機(jī)尾方向竄動；當(dāng)機(jī)頭推進(jìn)28.8 m、機(jī)尾推進(jìn)2.6 m后，前溜下滑達(dá)770 mm；當(dāng)機(jī)頭推進(jìn)60.8 m、機(jī)尾推進(jìn)22.9 m時，前溜下滑580 mm，工作面調(diào)斜完成，經(jīng)計算：該工作面?zhèn)蝺A角控制在5°，大溜開始向機(jī)尾竄動；當(dāng)機(jī)頭推進(jìn)78.4 m、機(jī)尾推進(jìn)44.7 m，前溜下滑400 mm，開始甩機(jī)頭(錯1個機(jī)頭2個機(jī)尾)，機(jī)尾向機(jī)頭單向頂溜；當(dāng)機(jī)頭推進(jìn)114.4 m、機(jī)尾推進(jìn)87.9 m時，機(jī)頭長短調(diào)整至最佳，并全部完成支架的調(diào)向，開始過陷落柱。

3.2 頂板及煤壁注漿

為了確保陷落柱影響附近頂板及煤層穩(wěn)定，分階段進(jìn)行了注漿加固。

當(dāng)采面膠帶巷掘進(jìn)揭露陷落柱時，即開始對煤層及頂板進(jìn)行注漿加固，加固共用水泥45 t，改性液250 t，水玻璃9桶。

回采工作面初采期間為了確保支架穩(wěn)定，提升頂板、煤墻完整性，在切眼機(jī)頭段加注大成Ⅰ號漿液，共注入30 t。

當(dāng)回采工作面推進(jìn)至距離陷落柱30 m時，即對陷落柱底板進(jìn)行注漿，防止回采底板導(dǎo)通奧灰水，共施工鉆孔數(shù)28個，注水泥10 t、水玻璃2 t。

當(dāng)陷落柱進(jìn)入采面超前影響區(qū)域后，即陷落柱與采面間距為20 m時，在陷落柱機(jī)頭靠老塘方向煤巖結(jié)合面處加注大成Ⅰ號漿液，共計5 t。

通過注漿加固，提升了陷落柱影響范圍內(nèi)的煤巖體穩(wěn)定性，避免了出現(xiàn)支架失穩(wěn)、涌水等問題，提高了采面生產(chǎn)安全性。

3.3 其他穩(wěn)定性控制措施

1) 排頭架防倒：在排頭1號架幫打設(shè)單體柱進(jìn)行輔助防倒；排頭支架上斜拉式防倒裝置。

2) 機(jī)頭段聯(lián)網(wǎng)：機(jī)頭至150號架聯(lián)網(wǎng)，增強(qiáng)頂板完整性，后經(jīng)試驗一周后，改為機(jī)頭至50號架聯(lián)網(wǎng)。

3) 排頭4組架安裝防倒油缸和擺架大鏈。

4) 對普通支架進(jìn)行設(shè)備改造，每7組支架增加防倒千斤頂和防倒鏈。

4 支架穩(wěn)定性控制效果分析

2311工作面過斷層及陷落柱時，由于煤層及頂板巖性破碎，液壓支架容易出現(xiàn)失穩(wěn)，通過采取支架穩(wěn)定性控制措施后，支架穩(wěn)定性顯著提升。通過監(jiān)測支架工作阻力得出，在采面過斷層、陷落柱時支架的初撐力、工作阻力呈正態(tài)分布，表明支架受力狀態(tài)均衡，受力狀態(tài)完好。采面液壓支架工作阻力最大為6 526.3 kN，均值為5 986.2 kN，分別為支架額定工作阻力的88.5%和83.2%，支架支撐頂板的作用顯著發(fā)揮，同時支架未出現(xiàn)歪斜、傾倒等不良現(xiàn)象。

5 結(jié) 語

針對常村礦大傾角工作面在過地質(zhì)構(gòu)造時，通過嚴(yán)格控制采高、提高支架工作阻力及采面調(diào)斜、注漿加固、帶壓移架等措施，避免了頂板、煤壁垮落及片幫，提高了采面液壓支架穩(wěn)定性，保障了工作面的安全高效回采。