郭正文

【摘 要】依據綜采工作面開采地質及技術條件，結合以往開采經驗及現(xiàn)場實測的基礎上，分析了工作面在推進速度與前方煤體受應力分布關系。實際生產過程中，適當加快工作面推進速度，減少在同一位置的滯留時間，控制應力超前；有利于保持工作面的穩(wěn)定性，保證安全生產具有重要意義。

【關鍵詞】綜采工作面；推進速度；超前應力；控制

0 引言

隨著現(xiàn)代采煤技術的不斷發(fā)展，綜合機械化采煤不斷應用于生產中，但在實際生產過程中，工作面推進速度得不到有效控制，導致工作面周期來壓及應力超前，從而發(fā)生片幫冒頂事故，這不僅使工作面經常處于半停產狀態(tài)，而且造成機械設備的損壞，采煤機開機率下降，綜采工作面產量和效益大大降低，同時對人身安全造成嚴重威脅。通過對綜采工作面發(fā)生片幫冒頂?shù)臋C理及特點進行分析，就綜采工作面如何控制推進速度與超前應力關系，提出有利的控制措施。

1 工作面概況

該3603二段工作面位于叢林向斜軸部西翼，其左側與3601采區(qū)采空區(qū)相鄰；上、下及右側均為原生煤體，其走向長度755m，傾斜長165m，距地表垂深530～580m。處于單斜構造區(qū)域，區(qū)域內主要以小斷層及褶曲構造為主；煤層的厚度變化范圍為1.0～2.5m，平均1.6m，可采煤層為K1（6#）煤層。工作面初次來壓步距為10～25m，周期來壓步距為12～21m，直接頂為炭質頁巖，基本頂為砂巖。該工作面采用單一走向長壁綜合機械化采煤工藝，全部垮落法管理頂板， MG2×160/740-WD1型雙滾筒采煤機雙向往返割煤，ZY3300/12/30型支架支護頂板，最大、最小控頂距分別為5.8m和5.2m，移架步距為0.6m。工作面機巷采用單體液壓支柱配合1200mm鉸接梁，一梁一柱超前托梁支護，工作面風巷采用單體液壓支柱配合800mm鉸接梁，一梁一柱超前托梁支護，梁與梁間鉸接；兩巷超前支護距離雙排不少于20m；工作面上端頭采用800mm鉸接頂梁配單體液壓支柱，一梁一柱支護頂板，柱距700mm，排距800mm；下端頭采用用單體液壓支柱配合1200mm鉸接梁進行支護，排距800mm，和單體支柱配合3.6mπ梁，一梁四柱，錯梁齊柱并棚支護，錯距600mm～1200mm，并棚柱距200mm，棚距鉸梁對鉸梁1100mm。

2 現(xiàn)場實測方案

采用工作面頂板動態(tài)監(jiān)測以及工作面機巷、風巷頂板變化情況測試方案。

如圖1所示，工作面安設5條測線，1號測線和5號測線距離工作面機巷和風巷各20m左右，其余測線均勻布置在工作面中部。工作面機巷和風巷間距5m各布置2條巷道頂板移近量測站；巷道內各測站隨工作面推進不斷報廢而循環(huán)布置，保證各測站數(shù)量不變，直至觀測結束。

2.1 工作面頂板動態(tài)監(jiān)測

為獲得綜采工作面在回采期間的應力分布情況和變化規(guī)律，工作面設5條測線，1、 5號測線各布置3架，每隔3架支架監(jiān)測1架，其余測線各布置2架，每隔3架支架監(jiān)測1架，分別對工作面12架支架進行監(jiān)測。分別在回采過程中推進速度快時為3.6m/d，和推進速度慢時的0.3m/d兩個階段，每次移架后觀測初撐力及移架前觀測工作阻力值。

通過對工作面慢速、快速推進時支架載荷的觀測，2.14-2.29日工作面停滯期間，煤壁片幫較為嚴重，壓力表觀測數(shù)據有持續(xù)增大趨勢；2.14日工作面推溜移架過程中，支架壓力有較大變化，最大值達到40MPa，工作面煤壁大面片幫，深度達6m，老頂巖石不斷發(fā)出沉悶的斷裂聲音，工作面大部分支架安全閥溢液，19-23架支架被壓死，并形成2-8m高冒區(qū)，并伴隨有頂板淋水。隨著工作面的緩慢推進，頂板斷裂聲音增大，煤壁片幫、頂板垮冒更為嚴重。這說明工作面推進速度慢，支架長時間承載，工作面支架的阻力非常大，部分支架安全閥被迫開啟，安全閥沒有開啟的支架壓力遠大于額定工作阻力。12.6-12.15日工作面正常推進期間，頂板自然垮落，直接頂無明顯冒落，工作面無片幫現(xiàn)象，工作面支架初撐力28MPa，工作阻力3300kN，均達到支架額定初撐力及阻力。這說明工作面頂板運動不明顯，頂板運動對支架阻力的影響小。

2.2 工作面機、風巷頂板變化觀測

工作面機巷、風巷通過斷面收縮觀測站，觀測巷道圍巖變化狀況，并通過安設頂板離層儀觀測巷道頂板離層情況。隨著工作面的逐漸推進，每隔一天觀測一次，詳細觀測數(shù)據及巷道變形趨勢，見表2、表3、圖2、圖3。

以此看來，巷道頂?shù)装迮c兩幫移近量變化趨勢基本一致，即隨著工作面的推進，頂?shù)装迮c兩幫的移近量均在逐步增加，距離煤壁越近，增加越大，20m范圍內變形量較為明顯。

3 頂板控制措施

（1）工程技術人員要加強頂板壓力變化和來壓預兆分析，在頂板來壓時可以做到預先防范，加強支護，防止冒頂。

（2）要摸索和掌握來壓步距，在來壓前采取加強支護措施，在工作面回采時，盡量減少煤壁傘檐的長度和寬度，防止出現(xiàn)片幫導致頂板嚴重垮冒，造成事故。

（3）防止采高超過設計要求，預防支架初撐力達不到規(guī)定要求而接頂不嚴密，造成頂板離層，在動態(tài)應力影響下發(fā)生冒頂。

（4）當頂板及煤壁破碎時，減少采煤機的一次進刀量，以提高牽引速度，實行淺截快跑，縮短工作面生產的循環(huán)時間，從而減少機道頂板裸露的面積和時間，降低頂板下沉量，使頂板壓力顯現(xiàn)均衡，避免片幫冒頂。

4 結論

（1）通過現(xiàn)場實測及礦井以往超前支護經驗，我礦采煤工作面機、風巷超前支護距離20m能夠滿足支護要求。

（2）工作面在推進過程中，超前應力隨之變化；當工作面慢速推進或停滯時間較長時，超前應力峰值向工作面煤壁前方煤體移近，受超前應力影響，煤壁片幫和冒頂嚴重，阻礙工作面正常推進；當工作面過快推進時，超前應力峰值向工作面煤壁靠近，形成應力集中區(qū)域，容易引發(fā)煤與瓦斯等動力災害，誘發(fā)安全事故。

（3）結合現(xiàn)場實際，適當加快工作面推進速度，減少在同一位置的滯留時間，控制應力超前；有利于保持工作面的穩(wěn)定性，充分發(fā)揮安全高效生產。

【參考文獻】

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[責任編輯：朱麗娜]