文/吳宏勇 武龍飛

綜放工作面端頭支護(hù)方式優(yōu)選及強(qiáng)度確定

文/吳宏勇 武龍飛

綜放工作面端頭支護(hù)的主要作用是支撐不能形成懸板結(jié)構(gòu)的直接頂，并給予懸頂一定的支撐力，增加其穩(wěn)定性，這就要求端頭支護(hù)應(yīng)有較高的支撐力和增阻特性，以便能夠有效阻止直接頂下沉離層，保證足夠的支護(hù)強(qiáng)度。本文以孔莊煤礦綜放工作面開(kāi)采條件為基礎(chǔ)，綜合考慮設(shè)備配套、通風(fēng)要求、采動(dòng)影響等因素，結(jié)合7431工作面端頭放煤困難、頂煤遺留較多、遺留頂煤存在發(fā)火隱患等問(wèn)題，對(duì)端頭頂煤的運(yùn)移規(guī)律和端頭支架的適用性進(jìn)行研究分析，擇優(yōu)選擇端頭支護(hù)方式，合理確定支護(hù)強(qiáng)度，并通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐，達(dá)到預(yù)期支護(hù)效果，提高了端頭回收率，取得了較好的經(jīng)濟(jì)效益，也為周邊煤礦提供了實(shí)踐基礎(chǔ)和經(jīng)驗(yàn)數(shù)據(jù)。

一、工作面基本情況及端頭支護(hù)現(xiàn)狀

7431工作面采用走向長(zhǎng)壁采煤法，輕型綜采放頂煤一次采全高，采空區(qū)處理方法為全部垮落法。工作面走向長(zhǎng)1234m，面長(zhǎng)155m，采高2.2m，放煤平均厚度2.6m，平均采放比為1∶1.2，煤層平均傾角25°。煤層直接頂為砂質(zhì)泥巖和泥巖，平均厚度分別為2m及1.8m；老頂為粉砂巖，平均厚度4.2m；底板為泥巖，平均厚度2.3m。

工作面采煤機(jī)沿底板回采，在中上部或中下部斜切進(jìn)刀（進(jìn)刀位置根據(jù)頂煤穩(wěn)定情況而定），生產(chǎn)工序?yàn)橐徊梢环?，割煤步?.6m，放煤步距 0.6m，控頂距 3.43m～4.03m?；局ёo(hù)方式為采用122架ZF2800-16/26型放頂煤液壓輕放支架，機(jī)頭采用 2架ZFSB4400A/16/28A排頭液壓支架；上、下出口抬棚使用DZ-2.5m單體配4.0m∏梁支護(hù)，一梁四柱，主要負(fù)責(zé)前后部溜子機(jī)頭、機(jī)尾處的加強(qiáng)支護(hù)，∏梁成對(duì)使用，交錯(cuò)邁步前竄，共四對(duì)。

孔莊煤礦綜放工作面自投產(chǎn)以來(lái)，上端頭2架及下端頭3架始終放煤不正常，主要原因是上下端頭放煤后，煤層直接頂受采動(dòng)壓力較小，冒落不充分，造成支架后方空頂，易使支架上下擺動(dòng)，威脅安全生產(chǎn)。

二、端頭支架工況分析

1．觀測(cè)方案

沿工作面上下端頭布置2條觀測(cè)線，觀測(cè)工作面及端頭支柱支護(hù)阻力，包括初承力、循環(huán)初阻力和循環(huán)末阻力等內(nèi)容。

2.端頭支架工作阻力

隨著工作面推進(jìn)，每個(gè)循環(huán)內(nèi)支架阻力的大小因支架操作質(zhì)量、控頂效果及頂板動(dòng)態(tài)變化的影響而不同，而且在工作面整體來(lái)壓的基礎(chǔ)上不同部位阻力大小也有差異，反映了工作面頂板的壓力大小、支架的適應(yīng)性，以及支護(hù)效能的發(fā)揮程度。端頭處支架的工作特性又反映出端頭上方關(guān)鍵部位隨工作面開(kāi)采而運(yùn)動(dòng)的一些特征，便于了解頂板下沉的規(guī)律，及其對(duì)頂煤破碎所產(chǎn)生的效果。為此，與上下端頭圍巖關(guān)系比較密切的120號(hào)與10號(hào)支架是研究端頭頂板圍巖特征的重點(diǎn)。參照兩支架工作阻力隨時(shí)間變化的趨勢(shì)圖，從圖1（a）和（b）中可明顯看出，下端頭區(qū)域10號(hào)支架的工作阻力大于上端頭120號(hào)支架的工作阻力。

3.端頭支架工作阻力與圍巖作用分析

了解工作面推進(jìn)時(shí)支架的工作特性，有利于分析支架與圍巖的穩(wěn)定性，確定頂煤和頂板在放煤前所處的承載狀態(tài)。

從支架增阻情況來(lái)看，靠近上端頭的支架所有循環(huán)內(nèi)存在將近20%的負(fù)增阻情況，全部集中在-300～0KN范圍內(nèi)。

綜合來(lái)看，每個(gè)循環(huán)的支架阻力和頂板下沉量隨時(shí)間而變化，分為四個(gè)階段：初撐增阻階段、相對(duì)穩(wěn)定階段、移架前增阻階段和卸載移架階段。經(jīng)統(tǒng)計(jì)，初撐增阻階段的頂板下沉量占循環(huán)下沉總量的33%，移架卸載過(guò)程中的頂板下沉量約占17%，初撐力大小對(duì)這兩部分影響很大。從圖1可以看出，下端頭10號(hào)支架初撐力普遍小于上端頭120號(hào)支架，因此初撐增阻階段經(jīng)歷的時(shí)間相對(duì)要長(zhǎng)，不僅如此,支架初撐增阻階段經(jīng)歷的時(shí)間還與頂板穩(wěn)定性相關(guān)，受上部采空區(qū)以及7431工作面回采影響，上端頭頂板比下端頭頂板相對(duì)破碎，頂板初撐后要經(jīng)過(guò)較長(zhǎng)的時(shí)間壓縮浮矸和構(gòu)頂?shù)闹虚g介質(zhì)，才能使支架與圍巖處于相對(duì)平衡階段。所以，上端頭破碎頂板的下沉量要比穩(wěn)定和完整的下端頭頂板大。

圖1 上下端頭支架阻力的頻率直方圖

從觀測(cè)結(jié)果來(lái)看，上端頭頂板破碎不完整，但支架初撐力反而較低，基本上達(dá)不到22.4MPa，不利于頂板控制，煤壁片幫較嚴(yán)重。下端頭處，支架初撐力能夠達(dá)到要求，但是頂板得不到充分的早期下沉，影響了放煤效果。

三、端頭支護(hù)的選擇原則及工作阻力計(jì)算方式

1.端頭支護(hù)的選擇原則

（1）頂板壓力大小及其穩(wěn)定性；

（2）端頭懸頂面積的大?。?/p>

（3）回采巷道的原有支護(hù)和工作面生產(chǎn)工藝及兩者的聯(lián)系特點(diǎn)；

（4）端頭設(shè)備的布置方式。

2.端頭支架工作阻力計(jì)算

垮落帶往往在工作面前方煤壁內(nèi)斷裂，這時(shí)巖塊的長(zhǎng)度就是老頂周期來(lái)壓步距。隨著工作面推進(jìn)，一方面頂板前端斷裂面要露出煤壁，另一方面頂板巖塊要旋轉(zhuǎn)、下沉、觸矸。當(dāng)頂板后端觸矸時(shí)，頂板巖塊可能再斷裂?？梢?jiàn)，當(dāng)垮落帶頂板巖塊前端已露出工作面煤壁，后端又未觸矸時(shí)，頂板巖塊的全部重量均由采場(chǎng)支架承擔(dān)，對(duì)支架而言，這是最不利條件。

在綜放工作面中，為支撐垮落帶巖重，支架所需的工作阻力P可按下式計(jì)算。

式中：Lα—每架支架所控制的工作面長(zhǎng)度，為1.5m/架；γ—垮落帶直接頂巖層平均容重，25kN/m3；h—垮落帶直接頂厚度，19m；L'Ζ—直接頂巖梁長(zhǎng)度，L'Ζ=Ld+Lh+Lzx(Ld為端面距，m；Lh為支架頂梁和前梁長(zhǎng)度之和，m；Lzx為直接頂巖層在支架后的極限懸頂長(zhǎng)度，頁(yè)巖約為1.0m，砂頁(yè)巖約為2.0m)；γιi—垮落帶中第i層老頂及其附加巖層的平均容重，kN/m3；hιi—垮落帶中第 i層老頂及其附加巖層的厚度，m；Lι-ki—垮落帶中第i層老頂?shù)膸r塊長(zhǎng)度，m（計(jì)算時(shí)取實(shí)際數(shù)據(jù)，若無(wú)，可參考下列數(shù)據(jù)：巖層厚1.5m時(shí)為6m，厚2.0m時(shí)為10m，厚 2.5m時(shí)為14m）；α—煤層傾角，25°。

根據(jù)孔莊煤礦地質(zhì)開(kāi)采條件，計(jì)算可得支架所需的工作阻力為：P=1.5×25×19×（4.24+2）×cos(25°)= 4029(KN/架)，考慮到掩護(hù)式及支撐掩護(hù)式支架的立柱往往不垂直于頂板，并且掩護(hù)梁上還承受有冒矸的載荷，實(shí)際所需支架的工作阻力還應(yīng)增加20%左右。用增加20%左右的P進(jìn)行液壓支架選型時(shí)，P一般不應(yīng)大于支架額定工作阻力的70%；用P進(jìn)行液壓支架設(shè)計(jì)時(shí)，富余系數(shù)應(yīng)為1.5左右。

四、端頭支護(hù)方式及布置形式選擇

1.支護(hù)方式

作為巷道與工作面接合部的端頭是頂板控制的薄弱環(huán)節(jié)。這是由于端頭處的圍巖長(zhǎng)期處于巷道松動(dòng)圈附近，加上老頂弧三角形懸板的破斷，以及端頭支架區(qū)因工藝需要必須提供較大的無(wú)立柱空間，又因經(jīng)常支、卸等原因，使得工作面端頭區(qū)維護(hù)較困難。鑒于端頭區(qū)域是工作面安置前后部輸送機(jī)機(jī)頭機(jī)尾和轉(zhuǎn)載機(jī)尾的地方、設(shè)備多，以及控頂面積大等原因，故采用端頭支架的支護(hù)方式，取代目前工作面采用的金屬鉸接頂梁的支護(hù)方式。機(jī)頭、機(jī)尾巷道內(nèi)分別布置兩個(gè)端頭支架，上端頭三架普通支架也改為排頭支架。采用端頭支架后，可利用排頭支架放煤，下端頭頂板條件比較好時(shí)，也可進(jìn)行端頭放煤。端頭支架和排頭支架均采用插板式低位放煤結(jié)構(gòu)。

2.布置形式

布置形式如圖2所示，端頭支架與中間支架均為低位插板式放煤結(jié)構(gòu)，轉(zhuǎn)載機(jī)放在第一架端頭支架內(nèi)，后部輸送機(jī)機(jī)頭傳動(dòng)裝置垂直式布置，放于端頭支架外靠巷幫處，側(cè)卸式把煤卸入轉(zhuǎn)載機(jī)，前部輸送機(jī)的傳動(dòng)裝置平行布置，且位于其采空區(qū)一側(cè)，端卸式把煤卸入轉(zhuǎn)載機(jī)。

圖2 端頭布置模式

該布置形式的優(yōu)點(diǎn)為：

（1）前后部輸送機(jī)的機(jī)頭部均置于平巷內(nèi)，使工作面設(shè)備比較整齊，避免支架后部的參差不齊。

（2）采煤機(jī)割煤不需爬過(guò)渡槽，且順利割透。

（3）后部輸送機(jī)推移過(guò)程中機(jī)頭傳動(dòng)裝置的活動(dòng)余地較大，推移方便。

（4）端頭放煤、支架檢修拆除時(shí)均比較方便。

缺點(diǎn)是平巷內(nèi)設(shè)備多、較擁擠，搬運(yùn)設(shè)備和人員行走時(shí)空間有限。但總起來(lái)看，該布置形式較為優(yōu)越、可靠，后期實(shí)踐中若進(jìn)一步改進(jìn)，將是減少端頭損失的主要途徑。

五、結(jié)論

1.頂煤在煤壁前方以剪切破壞為主，在剪切破壞作用下，頂煤抗拉強(qiáng)度明顯降低，裂隙和弱面比較發(fā)育，到達(dá)支架上方和后方時(shí)，在拉伸作用下，冒放性得到進(jìn)一步發(fā)展。

2.上端頭支架初撐力較小，不能滿足額定初撐力的要求，頂板初期下沉得不到有效控制，存在煤壁片幫隱患。下端頭支架初撐力能夠達(dá)到要求，但維持了頂板的穩(wěn)定性，影響了頂煤的有效破壞。

3.上下端頭優(yōu)選采用端頭支架和排頭支架聯(lián)合支護(hù)的方式，采用端頭支架后，可利用排頭支架放煤，下端頭頂板條件比較好時(shí)，不鋪網(wǎng)，也可進(jìn)行端頭放煤。

4.合理確定支架工作阻力。當(dāng)垮落帶頂板巖塊前端已露出工作面煤壁，后端又未觸矸時(shí)，在最不利條件下，經(jīng)數(shù)值計(jì)算用于選型的工作阻力應(yīng)為4834KN。

（作者單位：華電國(guó)際電力股份有限公司、中國(guó)煤炭工業(yè)協(xié)會(huì)）

（責(zé)任編輯：周瓊）