综放面压架事故及其防治技术

杨 春

（山西汾西矿业集团水峪煤业， 山西 孝义 032300）

引言

煤矿综放工作面支架被压死或压坏的一个主要原因就是工作面支架工作阻力不够。当工作面直接顶不能充填满采空区时，顶板下沉空间大，而支架的工作阻力不能保证顶板的控制位态；支架的活柱缩量不能满足顶板完全着矸的工作面顶板下沉量。另外，工作面生产管理不到位，当工作面生产状况较差时，顶板出现大范围的回转运动。以上现象的出现容易引发综放面压架事故[1-2]。针对矿井的实际条件，采取针对性预留顶煤煤柱技术来控制顶板，在技术实施可行性和经济效益方面都具有重大优势[3-4]。

1 顶板压架事故概述

水峪矿井自2011年2月21日开始生产，在初采和正常回采阶段，工作面顶板呈现分阶段分区域垮落，曾发生多次工作面支架被压死和压坏的事故。工作面频繁的压架事故源于地质条件的复杂性和生产的不规范性[3]。分析认为工作面支架被压死和压坏主要有两种形式，一是由于工作面顶煤破碎，且在生产过程中被过分放出，顶板运动空间大，工作面支架上方不能接顶形成空顶，当工作面老顶大范围回转运动时，对支架形成一定的冲击，导致支架压死或压坏[4]。二是由于工作面回采厚度大，导致垮落的直接顶不能有效地充填采空区，工作面基本顶在运动空间大，当工作面支架阻力不能满足基本顶的控制位态或支架活柱缩量不能满足工作面顶板下沉量时[5]，在未着矸之前，基本顶会持续下沉，导致工作面支架被压死或压坏。

2 顶板运动的压力显现预测

61052工作面采用ZF15000/26/42型四柱支撑掩护式低位放顶煤支架，设备安装时，按照支架出厂设置参数，初撑力为 12 778 kN（P=31.4 MPa），支架工作阻力为15 000 kN（P=36.86 MPa），支护强度为1.45 MPa。2011年5月12日前，工作面基本支架安全阀开启压力为36.86 MPa，由于工作面经常出现压坏支架和架前漏煤压死前部运输机情况，对顶板的控制效果不好。5月12日之后，经过研究决定将前柱安全阀开启压力升高至46.2 MPa（受损修复的支架为42 MPa，后又统一调整到46.2 MPa），后柱升高至42 MPa，调高安全阀开启压力后支架额定工作阻力为17 946 kN。

将整个工作面区域分为4个压力测区，从细节和整体两个方面入手，分别研究工作面周期来压过程中的压力显著阶段及整个过程的压力显现特点，对比支架工作阻力与显现压力，预测工作面压架危险，既突出重点又不失整体特征。

3 采空区预留顶煤煤垛及配套技术

3.1 配套采煤工艺

61052工作面继续采用综采放顶煤工艺，但部分采煤工艺参数和设备有所改变，主要包含有：

1）减小采煤机截深至700mm，保持采高3.8～4m。

2）更换前部运输机电机，把原有的855 kW电机，更换为1 000 kW电机，提高前部运输机的运载能力，减小前部运输机过载的几率，并采用TTT平衡加载。

3）工作面泵站压力由31.5 MPa升高至37 MPa，前柱初撑力标准由25.2 MPa升高至28 MPa，在工作面顶板完整区域必须保证初撑力达到规定值。

4）支架前柱安全阀开启压力升高至46.2 MPa，后柱安全阀开启一律升至42 MPa。

3.2 采空区预留煤垛技术

为避免工作面受到顶板来压冲击，采用采空区预留顶煤煤垛的技术及加快推进速度的方法，减小顶板来压强度，其中，采空区预留顶煤煤垛技术主要方法有两种，一是预留条形间隔煤垛技术，二是工作面一线双十架放煤技术。其中工作面一线双十架放煤技术是在预留条形间隔煤垛技术的基础上经过实践优化而来。

3.2.1 预留交错条形间隔煤垛技术

在实际生产中，以矿压研究成果和现场观测为主要技术支护手段指导煤垛的留设工作主要包括两个方面。一是在工作面推进方向上，主要是以周期来压步距作为留设煤垛的标准。必须准确预测来压步距，对留设煤垛的工作进行提前布置安排。二是支架工作阻力是矿压显现的直观表现，根据支架工作阻力可以预测顶板来压时刻，从而指导煤垛的留设。按目前观测结果，4个区域顶板来压时前柱工作阻力平均分别为 29.09 MPa、37.13 MPa、37.36 MPa 和 36.12 MPa。以顶板周期来压过程支架平均末阻力加1倍均方差达不到上述来压强度均值。经计算，区域1—4顶板周压过程平均末阻力分别加1.6倍、3.4倍、2.4倍和2.1倍均方差才可达到上述来压强度均值。

1）面长方向分区域控制放煤。根据工作面面长方向不同区域来压特点，将工作面面长方向划分为4个区域对放煤进行控制，分别为区域1（1号—30号）、区域2（31号—70号）、区域 3（71号—100号）和区域4（101号—140号）。

2）走向方向按步距控制放煤。沿推进方向，以平均周期来压步距（20 m）对放煤时间进行控制，在每个周期来压步距内顶板来压时约割煤5～7刀（3.5 m～4.9 m）不放煤，不放煤步距基本与工作面平均显著来压步距（5 m）基本相当，即在来压期间不放煤可形成满足要求的最大煤垛高度。

3）交错条形间隔煤垛内局部支架放煤。在每个不放煤区域内，仍可以以8架为单位对放煤进行控制，相邻条形内放煤与不放煤间隔进行。采空区留设煤垛控制顶板下沉量需要时间（来压时刻的判断）和空间（工作面推进方向和面长方向）的相互配合，同时也需要在实践中对该技术进行不断完善。

3.2.2 工作面一线双十架放煤技术

根据上述留煤垛控制矿压基本思路，配合综采队在实践中对留煤垛技术从实际可操作性及经济性方面进行了研究和创新，提出了全工作面一线双十架放煤技术，其技术要点如下：

1）工作面顶板相对稳定时期。采用两采一放双轮顺序放煤或三轮顺序放煤补充煤量。正常放煤期间，以下几种情况不放煤：采空区大面积悬顶时不放煤、支架活柱压缩量大时不放煤、特殊条件不放煤。

2）工作面顶板显著运动时期。工作面顶板周期来压期间，仍然以快推为主，放煤为辅的方式进行甩压。具体放煤操作方式为：全工作面一线双十架放煤技术，即工作面在同一个推进位置，全工作面范围内从上部到下部主动放十个支架后部顶煤，留十个支架后部顶煤，依次类推。采空区内间隔留条形煤垛，支撑采空区顶板，控制工作面顶板下沉量。工作面顶板压力大的区域，不放煤。支架超高区域，不放煤。支架架态不好，低头严重处不放煤。

4 顶板控制效果

通过改变来压期间放煤方式，即从原来的工作快速推进不放煤到双十架放煤，不但提高了工作面顶煤放出高度，而且采空区留间隔条形煤垛，支撑采空区顶板，对周期来时工作面顶板下沉量得控制也得到了显著的效果。工作面没有出现支架被压死情形，活柱缩量在可控范围内。目前达到较理想的顶板控制效果，实际上是支架“限定变形”和“采空区留煤垛”支撑顶板共同贡献的结果。

5 结论

61052工作面顶板灾变运动形成的压架事故的直接原因是工作面支架阻力的不足。从顶板运动方面讲，老顶断裂回转空间大，工作面支架阻力或活柱缩量不能满足老顶控制位态，形成压架事故。

1）压力显现监测分析。通过监测，顶煤切顶线位于后立柱前方，后柱工作阻力小。顶板显著运动过程，前柱及整架工作阻力分别为38.99～42.78 MPa及11 628～13 057 kN。顶板周期运动过程，前柱及整架工作阻力分别为 25.19～26.56 MPa及 7 308～7 961 kN。以整架阻力计算动载系数为1.72～2.08。总体来说，61052综放工作面属于来压强烈的工作面。

2）顶板控制理论及技术。支架在“给定变形”状态下工作，支架富余伸缩量为-294 mm，支架会被压死；支架在“限定变形”条件下，发挥理论最大工作阻力（12 220 kN），支架富余伸缩量177 mm，当生产条件不好时，仍有压死支架危险。综上所述，必须从改变支架工作状态和提高采空区充填率两方面入手，提出并实施支架“限定变形”工作状态+“采空区留顶煤间隔煤垛”两项主导技术。

[1] 顾铁凤，宋选民.封闭采空区顶板垮落-空气冲击耦合模型与差分解法[J].煤炭学报，2008（11）：1 211-1 215.

[2] 息金波.采场顶板大面积垮落的飓风灾害的理论研究[D].太原：太原理工大学，2006：11-18.

[3] 宋选民，顾铁凤.顶板受冲击垮落的理论分析及工程应用[J].太原理工大学学报，2008（6）：609-612.

[4] 熊仁钦.采场顶板大面积冒落的破坏性及防治原理[J].矿山压力与顶板管理，1995（1）：35-38.

[5] 熊仁钦.顶板大面积来压破坏机理的研究[J].煤炭学报，1995（3）：38-41.