盧遠(yuǎn)成
(同煤國(guó)電同忻煤礦有限公司山西大同037001)
煤炭資源目前在我國(guó)仍占據(jù)著較大的比例,是不可或缺的能源之一,如何針對(duì)煤炭資源進(jìn)行安全高效的開(kāi)采,是廣大科研學(xué)者研究的重要課題之一。尤其在工作面開(kāi)采頂板巖層控制方面尤為重要,頂板巖層的活動(dòng)規(guī)律嚴(yán)重制約著工作面的開(kāi)采安全[1-3],因此,需對(duì)工作面開(kāi)采時(shí)的頂板運(yùn)移規(guī)律及控制技術(shù)進(jìn)行研究。楊敏[4]闡述了綜采放頂煤液壓支架現(xiàn)有的型號(hào)以及應(yīng)用;李剛[5]針對(duì)宏遠(yuǎn)煤業(yè)150202 工作面的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律,進(jìn)行了支架選型及強(qiáng)度驗(yàn)算?,F(xiàn)針對(duì)同忻礦8309放頂煤工作面頂板結(jié)構(gòu)特點(diǎn)進(jìn)行研究,并采取合理的頂板控制措施,實(shí)現(xiàn)工作面的安全開(kāi)采。
表1 工作面頂?shù)装鍘r性表
同忻礦8309工作面所采煤層為C3~5#煤層,平均厚度為14.88 m,煤層結(jié)構(gòu)較為復(fù)雜。工作面位于三盤(pán)區(qū)西南部,東南方向?yàn)?207 回采工作面采空區(qū),西北方向?yàn)槊后w,西南方向?yàn)楸Wo(hù)煤柱,東北方向?yàn)槿P(pán)區(qū)三條大巷。工作面頂?shù)装鍘r性如表1所示。
根據(jù)工程經(jīng)驗(yàn),同忻礦8309工作面選用ZF15000/27.5/42型正四連桿低位放頂煤支架,下面進(jìn)行驗(yàn)算此液壓支架是否符合要求。
(1)放頂煤支架支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算方法:
根據(jù)斷裂角確定放頂煤支架支護(hù)強(qiáng)度:
式中:H—對(duì)支架有直接影響的巖層厚度(m);L—有效控頂距(m),5.655 m;h1—頂煤厚度(m),10.98 m;α—頂煤斷裂角(°),一般為70°~120°,取70°;θ—頂板斷裂角(°),一般為60°~65°,取60°;γ1—頂煤的容重,取1.43 kN/m3;γ2—頂板巖石的容重,取26 kN/m3;qz—支架的動(dòng)載支護(hù)強(qiáng)度;k—?jiǎng)虞d備用系數(shù),Ⅱ級(jí)以上老頂,一般取1.5-2.0,取1.6;
代入上式計(jì)算可得:H=16.86 m;qz=957.6 kN/m2(2)綜放工作面支架阻力計(jì)算:
根據(jù)斷裂角確定放頂煤支架工作阻力:
式中:P1—支架的工作阻力(kN);Lk—梁端距0.340 m;LD—頂梁長(zhǎng)度5.315 m;B—支架中心距1.75 m;ηs—支架的支護(hù)效率80%。
代入上式計(jì)算可得:P1=11 846 kN
根據(jù)放頂煤工作面現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)回歸公式計(jì)算:
式中:P2—工作阻力,kN;h—煤層埋深,539 m;f—煤的硬度系數(shù)3;Md—頂煤厚度10.98 m;k—安全系數(shù)為1.2~1.35代入上式計(jì)算可得:P2=(1939+2.1×539+471×3+155/11.2)×1.35=6 072 kN
因此,支架的工作阻力為11 846 kN。60%<11 846/15 000<80%,故支架選型合理。
8309 工作面選用了ZF15000/27.5/42 型正四連桿低位放頂煤支架,共108 架、過(guò)渡支架選用ZF13000/27.5/42H 型支架,共9 架、端頭支架選用ZTZ20000/30/42型端頭支架,共2架。支架中心距1 750 mm,最大控頂距6 455 mm,最小控頂距5 655 mm。
圖1 8309工作面支架控頂距示意圖
2.2.1 工作面內(nèi)頂板控制
(1)工作面支護(hù)方式
采用追機(jī)移架(滯后采煤機(jī)后滾筒3~5 架)的方式對(duì)頂板進(jìn)行及時(shí)支護(hù)。在采煤機(jī)割煤后,先移支架,再移運(yùn)輸機(jī),即割煤—移架—移運(yùn)輸機(jī)—推前溜—放頂煤—拉后溜。
采煤機(jī)割煤并移架后,及時(shí)伸出支架的伸縮梁護(hù)頂,并及時(shí)伸出護(hù)壁板。
(2)工作面頂板控制要求
工作面液壓支架初撐力需達(dá)到額定阻力的80%,即達(dá)到12 000 kN;液壓支架中心距不可以超過(guò)100 mm;支架前梁梁端至煤壁頂板垮落高度不大于300 mm;工作面應(yīng)做到“三直一平”,液壓支架偏差不超過(guò)50 mm;工作面控頂范圍內(nèi)頂?shù)装逡平坎淮笥?00 mm/采高。
2.2.2 端頭及超前支護(hù)的頂板管理
(1)端頭支護(hù)
經(jīng)計(jì)算,本工作面端頭及超前支護(hù)選用DWX45-150/110 型單體支柱。端頭采用一組端頭支架(兩架)和2#過(guò)渡支架維護(hù)頭安全出口處頂板。尾端頭采用117#和118#過(guò)渡支架,118#支架與巷道外幫側(cè)使用帶0.8 m 長(zhǎng)花邊梁的單體柱維護(hù)尾端頭及安全出口處頂板。端頭單體的支護(hù)形式采用“一梁一柱”,當(dāng)尾最后一架支架到巷道煤柱幫之間的距離1.6 m時(shí),在支架與巷幫煤壁之間支一排單體柱,之后每增加0.8 m,增加支設(shè)一排單體柱,柱距1.2 m。
(2)運(yùn)輸巷、回風(fēng)巷的超前支護(hù):
8309工作面由于采用放頂煤開(kāi)采方法,因此超前支承壓力較大且范圍較廣。根據(jù)工作面具體實(shí)測(cè)及理論分析可以得到2309巷超前工作面煤壁25 m、5309工作面巷道超前工作面煤壁50 m 需進(jìn)行超前支護(hù)。超前支護(hù)方式為“三梁三柱”,兩幫側(cè)單體液壓支柱距巷道中線1 400 mm,中間排液壓支柱沿巷道中線布置,排距1 400 mm,柱距1 200 mm。支柱采用3 根DWX45-140/110 型單體液壓支柱配0.8 m 長(zhǎng)花邊梁,梁與巷幫垂直;2309 巷超前支護(hù)形式為“三梁三柱”,兩幫側(cè)單體柱排距4 400 mm,中間排單體柱在轉(zhuǎn)載機(jī)采煤側(cè)支設(shè),與采煤側(cè)排單體柱間距0.9 m,柱距1 200 mm,采用3 根DWX45-140/110 型單體液壓支柱配0.8 m長(zhǎng)花邊梁,梁與巷幫垂直。
2.3.1 來(lái)壓及停采前的頂板管理
1.來(lái)壓時(shí)的頂板管理
(1)工作面要提前做好來(lái)壓預(yù)防支護(hù)工作,確保支架初撐力合格。
(2)支架必須升緊達(dá)到規(guī)定初撐力,防止工作面老頂周期來(lái)壓和沖擊性壓力摧前支架而損壞支架部件。
2.停采前頂板管理
(1)確定停采線要參照設(shè)計(jì)和工作面實(shí)際,停采線里部15 m范圍內(nèi)兩巷頂板完整。
(2)停采時(shí)根據(jù)工作面周期來(lái)壓步距,確定停采前不放煤距離,一般定為30 m。
(3)停采前兩巷要采取補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)措施。
(4)停采前工作面鋪網(wǎng)、支護(hù)要編制收尾專(zhuān)項(xiàng)措施,明確規(guī)定鋪網(wǎng)位置、支護(hù)方式等內(nèi)容。
2.3.2 頂板破碎時(shí)的頂板管理:
(1)頂板破碎時(shí),移架滯后采煤機(jī)前滾筒2個(gè)支架并擦頂帶壓移架,移架后及時(shí)伸出伸縮梁和護(hù)幫板進(jìn)行機(jī)道及時(shí)護(hù)頂;由于煤壁松軟或片幫深,機(jī)道頂板超前暴露時(shí),超前二次移架使前伸梁前端頂住煤幫,同時(shí)采煤機(jī)前滾筒降低不割頂煤。
(2)漏頂處的活煤要提前放下,片幫要提前用長(zhǎng)柄工具處理掉。
(3)由于漏頂支架上方空頂時(shí),升架不能超過(guò)正常采高的5%,前后柱高差不能超過(guò)±100 mm。沒(méi)有空頂?shù)闹Ъ芤可o達(dá)到額定初撐力。相鄰支架高低要一致,不能有明顯的錯(cuò)差,以防大塊煤、矸石從架間漏下。
(4)要加強(qiáng)各機(jī)電設(shè)備和各支架的檢修,保證設(shè)備運(yùn)轉(zhuǎn)正常,保證支架支護(hù)有效。
(5)機(jī)組要停放在漏頂區(qū)上部。漏頂區(qū)附近移架時(shí)要停采煤機(jī)后進(jìn)行,不準(zhǔn)平行作業(yè)。
(6)漏頂區(qū)移架時(shí)如有煤、矸石漏下,每移一架處理完漏下的矸石并拉空溜子后再移下一架,不準(zhǔn)多架同時(shí)操作。
(7)漏下的矸石要用溜子拉到距漏頂區(qū)10 m以外頂板完好的地點(diǎn)進(jìn)行破碎,不準(zhǔn)在漏頂區(qū)處理。
2.3.3 應(yīng)力集中區(qū)的頂板管理:
(1)通過(guò)應(yīng)力集中區(qū)時(shí)必須保證支架的初撐力符合要求。
(2)加快應(yīng)力集中區(qū)的推進(jìn)速度,適當(dāng)減少放煤量。
(3)如遇應(yīng)力集中區(qū),另行制定專(zhuān)項(xiàng)措施。
圖2 工作面液壓支架工作阻力
同忻礦8309 工作面采用如上支護(hù)方式針對(duì)工作面開(kāi)采后頂板巖層進(jìn)行支護(hù),為了進(jìn)一步驗(yàn)證液壓支架選用合理性,針對(duì)工作面回采期間液壓支架受力進(jìn)行監(jiān)測(cè),通過(guò)記錄工作面第40#、80#液壓支架受力情況可知,液壓支架工作阻力均未超過(guò)額定阻力,可以保證工作面的安全回采。
(1)針對(duì)同忻礦8309 工作面具體地質(zhì)條件,選用了ZF15000/27.5/42 型正四連桿低位放頂煤支架,共108 架、過(guò)渡支架選用ZF13000/27.5/42H 型支架,共9架、端頭支架選用ZTZ20000/30/42 型端頭支架,共2架。并針對(duì)支架支護(hù)強(qiáng)度及支架工作阻力進(jìn)行了驗(yàn)算,均滿足工作面要求。
(2)8309 工作面端頭及超前支護(hù)選用DWX45-150/110 型單體支柱;分析得到2309 巷超前工作面煤壁25 m、5309工作面巷道超前工作面煤壁50 m需進(jìn)行超前支護(hù)。5309巷超前支護(hù)為“三梁三柱”,2309巷超前支護(hù)形式為“三梁三柱”。
(3)分析了工作面來(lái)壓、停采、通過(guò)破碎區(qū)及應(yīng)力集中區(qū)時(shí)的頂板控制技術(shù)措施。最后通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)40#、80#支架監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù),液壓支架工作阻力未超過(guò)額定阻力,可以保證工作面的安全回采。