大采高大側護支架在低位放頂煤工作面的應用

陽泉煤業(集團)有限責任公司一礦 山西陽泉 045008

放頂煤工作面回風巷一般沿底板掘進，隨著工作面的推進，回風巷頂煤隨頂板垮落直接遺落在落山。由于上端頭頂板壓力大，支護效果也往往不理想，為保證支護質量，工作面端頭區域一般不放頂煤，不僅造成煤炭資源的浪費，同時也存在一定的自燃危險。此外，由于端頭維護工序繁雜，采用傳統的“單體液壓支架+Π 形梁+工字鋼”維護，工人勞動強度大，作業環境差。每推進一茬需要移動端頭支護，端頭維護占用大量時間，影響工作面開機率[1-4]。

采煤工作面上端頭頂板壓力大，礦壓顯現明顯。尤其是相鄰工作面已經開采完畢后，相鄰工作面的采空區形成的支承壓力會與本工作面的超前支承壓力疊加，煤體經受疊加應力后，破損變形嚴重。這也是現場回采工作面三角煤破損嚴重、上端頭維護困難的主要原因[5-7]。

1 工作面概況

陽煤一礦 S8303 工作面(東部)設計可采走向長度為 962 m，傾斜長度為 215 m，煤層最大厚度為 5.90 m，最小厚度為 5.75 m，平均厚度為 5.83 m。煤層傾角為 1°～13°，平均為 5°，采深為 527.3～587.9 m。直接頂為黑色泥巖，平均厚度為 1.19 m；基本頂為深灰色石灰巖，平均厚度為 11.80 m。直接底為灰黑色泥巖，平均厚度為 0.33 m，基本底為灰色細砂巖，平均厚度為 7.24 m。

直接頂初次垮落步距為 16 m，初次來壓步距為 20 m，來壓顯現程度明顯。周期來壓步距為 12～16 m，來壓顯現程度不明顯。最大平均載荷強度為 0.4 MPa。直接頂類型二類，基本頂級別 Ⅲ 級。

服務工作面有 4 條巷道：進風巷、回風巷、低位抽采巷、走向高抽巷。

工作面采用綜合機械化放頂煤一次采全高采煤工藝，工作面原先共安設 124 架液壓支架，其中普通支架 117 組，為 ZFY13000-24/40D 型兩柱掩護式液壓支架，過渡支架共 7 組，機頭 3 架，機尾 4 架，型號為ZFG13000-27.5/42D。進風巷 1 組 ZTZ20000-27.5/42型端頭支架，回風巷超前 4 組 ZCZ10000/26/45 型兩柱兩列式超前支架支護管理頂板。

回風巷沿煤層頂板掘進，頂板采用波紋鋼帶+金屬網+φ20×2 000 mm 主錨桿+φ17.8×5 200 mm 補強錨索聯合支護。一排有補強錨索(錨桿 4 根，補強錨索 2 根)，一排沒有補強錨索(錨桿 6 根)，交替進行支護，排距為 0.9 m。

S8303 工作面原先設計為大采高工作面，回風巷沿頂板掘進。在回采初期，工作面機尾沿上層推進，中部沿下層推進。在生產過程中，由于機尾 74～124架底層變上層的過渡段頂板維護困難，支架上方時常發生流矸，導致支架傾斜，制約生產。為解決該問題，后機尾改為沿底板推進，解決了機尾 74～124 架過渡段支架傾斜的問題，但是造成機尾有 2～3 m 的臺階煤體。端頭維護仍困難，回風落山不好維護。落山垮落造成回風支設的密柱提前失效，支護效果不理想。為解決落山提前垮落的問題，先后采用增加支設工字梁、Π 形梁、木梁、批木垛等方式維護，但是造成支護成本高、工人勞動強度大、機尾通風不暢等問題，制約安全生產。

在機尾沿上層、下層推進都存在支護效果不理想、制約安全生產的情況下，提出前部刮板輸送機機尾延長 2 節中部槽，后部刮板輸送機縮短 1 節中部槽，機尾增加安裝 2 架 ZY12000/30/68D 型大采高大側護支架。大采高大側護支架安裝后，成功解決了機尾維護困難、通風不暢的問題，取得了良好的經濟效益。

2 3 種采煤工藝對比

2.1 機尾沿上層推進

初采階段工作面機尾沿上層推進，如圖1 所示，機尾 74～124 架由底層逐漸變為上層(50 架長約 87.5 m，為機尾過渡段)。機尾采用單體柱＋木梁支護形式。

圖1 機尾沿上層推進示意Fig.1 Sketch of facility end advancing along upper layer

工作面推進過程中存在以下主要問題：

(1)工作面 74～124 架朝前部刮板輸送機機頭方向傾斜，易造成工作面 74～124 架咬架現象。

(2)由于機尾過渡段支架有坡度，頂板維護困難，架間易出現流矸現象。移架不及時，大塊矸極易提前冒落，流入工作面，影響生產。

(3)機尾及回風巷底板的煤炭資源損失嚴重，工作面機尾 50 架范圍內的三角底煤和回風巷 2 m 厚的底煤無法回收。

2.2 機尾沿下層推進

如圖2 所示，機尾沿下層推進，上端頭采用單體柱+Π 形梁支護，木梁、批木垛方式維護，存在以下問題：

圖2 機尾沿下層推進示意Fig.2 Sketch of facility end advancing along lower layer

(1)由于機尾 124 架與回風巷底板存在約 2 m 的高差，機尾形成“臺階煤體”。回風端頭支護過程中，回風“臺階煤體”易片幫，存在片幫煤流入工作面的危險，人員在 124 架作業時安全受到嚴重威脅。

(2)回風端頭的支護質量不高。由于原先采用單體柱+Π 形梁支護，單體柱支設在機尾底板煤體上，尤其是靠近 124 架一側，單體柱支護鉆底現象嚴重，且極易造成“臺階煤體”片幫，導致回風端頭的支護提前失效。

(3)采用木梁、批木垛方式維護回風端頭(見圖3)，機尾不小于5 m 的范圍就需布置1 個3 m×3 m 木垛，木垛高度依據實際高度而定，約為 3 m。每推進一個循環(0.8 m)上1 根6 m 木梁，工人勞動強度大、維護成本高。

圖3 機尾沿下層推進原先支護Fig.3 Facility end advancing original support along lower layer

(4)123～124 架頂煤受壓嚴重，易造成滾幫。在三角煤托不住的情況下，支架上方形成空頂區，導致機尾4 組支架和回風落山提前垮落。124 架上方存在碎煤、矸石流入工作面的危險。

(5)通風斷面不足。機尾沿下層推進，由于存在“臺階煤體”造成通風斷面減小，影響通風。

2.3 機尾沿下層推進并采用大采高大側護支架

采用大采高大側護支架機尾沿下層推進如圖4 所示。機尾沿下層推進，延長 2 節前部刮板輸送機中部槽，縮短 1 節后部刮板輸送機中部槽，機尾增設 2 組ZYP12000/30/68D 型大采高大側護支架，如圖5 所示。增設后的優點如下：

圖4 采用大采高大側護支架機尾沿下層推進示意Fig.4 Facility end advancing along lower layer with large mining height support withbig side plate

圖5 機尾沿下層推進并采用大采高大側護支架支護Fig.5 Facility end advancing along lower layer andapplying large mining height support with big side plate to support

(1)提高了作業人員的安全保障。原先采用單體柱+木梁、單體柱+Π 形梁支護，工人在機尾臺階煤體上作業，存在摔落、滑跌的危險，而且臺階煤體易片幫流入124 架。現在工人可以在123 架隔架操作增設的 125、126 架，保證了操作工人的安全。

(2)提高了支護強度，保證了支護效果。由于回風巷道為煤底，支設范圍有限，支設的單體柱不能有效地管控端頭頂板。改為2 架大采高大側護支架后，保證了支護質量。

(3)回風端頭回采工藝優化，減輕了工人的勞動強度，降低了維護成本。原先采用的支護方式，端頭維護工需要將單體柱、Π 形梁、木梁等支護材料扛至回風端頭進行支設與維護，工作量大，支護效果不理想。現使用125、126 架進行維護，操作便捷，維護方式簡單，不需對支護材料回收，大大減少了回風端頭維護的工作量，減輕了工人的勞動強度，降低了維護成本。

(4)提高了工作面煤炭資源的回采率。機尾沿回風底板推進后，工作面機尾 50 架范圍內的三角底煤和回風巷2 m 厚的底煤可以直接截割回收，現工作面每推進 1 m，比原先沿上層推進可多回采約 131.04 t的煤炭資源，取得了良好的經濟效益。

(5)成功解決了機尾通風斷面不足的問題。機尾工作面通風斷面增大，保證了工作面的通風順暢。

3 大采高大側護支架支護強度校核[8-9]

工作面在回采時，不破壞進、回風巷原有的金屬網、錨桿錨索聯合支護。驗算8.8 m 范圍內頂板載荷。

靜壓情況下頂板載荷

式中：γR為頂板巖石平均容重，取γR=25 kN/m3；RP為塑性區半徑，m；H為巷道高度，H=3.8 m；R0為矩形巷道外接圓半徑；Z為巷道深度，取Z=690 m；φ為內摩擦角，取φ=45°；C為黏結系數，取C=4；a為巷道寬度，a=6.1 m。

計算得Q回靜=59.25 kN/m2。動壓影響一般取靜壓時的 2～4 倍，在此取 4，則回風巷端頭段頂板載荷Q回=237 kN/m2。

回風巷端頭頂板總壓力(取8.8 m 范圍計算)

式中：L為超前維護距離，取L=20 m；F錨網為巷道錨網的錨固力，kN；F支護為巷道需要支護阻力；F支架為支架總的工作阻力，ZY12000/30/68D 型支架工作阻力為 12 000 kN；n1補為巷道補強錨索的數量，n1補=27；N破為補強錨索的破斷力，采用 1×7-17.8-1860型錨索，取N破=353 kN；η為補強錨索的支護效率，η=80%。

經校驗，2 組 ZY12000/30/68D 型支架能夠滿足端頭頂板的支護強度。

4 安裝大采高大側護支架后的安全技術措施

4.1 機尾割煤、移架工序

前部刮板輸送機機尾延長 2 節中部槽，安裝 125架、126 架(ZYP12000/30/68D)，同時，為保護后部刮板輸送機機尾電動機不受 125 架落山矸石壓埋，后部刮板輸送機縮短 1 節中部槽。采煤機滾筒可以直接割底刀將回風巷底煤截割。采煤機割完底刀退出。拉架時，將 124 架拉出后，再將 125、126 架依次拉出，回風落山自然垮落。拉架完成后，支架推溜，收后部刮板輸送機完成循環。即：機組滾筒割底刀—退回滾筒—移架—推溜—收后部刮板輸送機。

4.2 125、124 架的維護

125 架進風側安裝大側護板，124 架降架時，要確保 124 架頂梁高度不低于 125 架大側護板下邊沿，避免 124 架頂板上煤、巖體垮落從兩架間流入工作面。125 架升架、降架過程中，支架工應注意 125 架大側護板的位置，保證該區域掩護效果。

此外，為保證操作人員的安全，應在 123 架操作125、126 架，保證操作人員安全。

工作面推進過程中，若 124 架向機頭側竄移，進入工作面時，124 架與 125 架架間空隙增大，此時124 架上方所挑木梁應伸出 124 架，伸出的外露梁頭應緊貼 125 架大側護板，保證兩架間煤體支掩維護到位。

4.3 機尾 126 架回風側及落山側的維護管理

機尾減速器、126 架回風側安裝防矸鐵板，防止126 架煤柱幫側以及落山煤、巖體垮落流入 126 架。

在前部刮板輸送機機尾減速器外殼煤柱幫側，安裝 2 塊防矸鐵板，2 塊鐵板順沿至 126 架落山側，掩護原回風巷底板煤體，避免回風底板煤體破碎后垮落流入工作面。

為進一步避免 126 架煤柱及落山側上方煤、巖體垮落從 126 架回風側流入 126 架，在 126 架頂梁回風側用錨鏈懸吊一塊長 3 m 防矸鐵板，在 126 架形成一個相對封閉的空間，防止煤柱及落山側煤、巖體流入 126 架，保證人員作業及通行的安全。126 架升降時，懸吊鐵板應與原先固定的鐵板有交錯。

超前架最后 1 架與機尾工作面煤壁距離應該控制在 2 m 范圍以內，保證端頭頂板的維護質量。

4.4 行人安全

如圖6 所示，在機尾減速器外殼上方搭設扶梯，人員通過扶梯進出工作面。扶梯靠煤柱一側為防矸鐵板，右側靠工作面一側加設防護欄，防止人員誤入前部刮板輸送機。扶梯與回風巷底板搭接處，應提前檢查該處底板穩定性。人員通過扶梯前需閉鎖前部刮板輸送機，用長桿捅落回風底板破碎煤體，并在扶梯上側用鐵絲與幫網連接牢靠，扶梯下側應與減速器外殼搭接穩定，保證扶梯不滑落。

圖6 機尾沿下層推進采用大采高大側護支架行人通道示意Fig.6 Pedestrianroad map while facility end advancing along lower layer and applying largemining height support with big side plate to support

工作面生產割煤期間，應將扶梯拆除，并在機尾往外 10 m 處，超前段掛置警戒線，避免人員從回風巷誤入該區域。

5 結語

放頂煤工作面回風巷沿頂板掘進，機尾安裝大采高大側護支架，能夠滿足工作面上端頭頂板的支護強度，很好地解決工作面上端頭維護困難的問題，為改變傳統的端頭維護工藝和支護技術提供了可鑒的方案。

機尾安裝大采高大側護支架后，提高了作業人員的安全保障，回風端頭回采工藝優化，減輕了工人的勞動強度，減少了端頭維護的時間，降低了維護成本。機尾工作面通風斷面增大，保證了工作面的通風順暢。

機尾沿回風底板推進后，工作面機尾 50 架范圍內的三角底煤和回風巷 2 m 厚的底煤可以直接截割回收，現工作面每推進 1 m 比原先沿上層推進，可多回采約 131.04 t 煤炭，取得了良好的經濟效益。