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书书书 第 41 卷增刊 煤 炭 科 学 技 术 Vol. 41Supplement 2013 年7 月 Coal Science and TechnologyJuly2013 自移式超前支架应用及分析 张健东 大同煤矿集团有限责任公司 大唐塔山煤矿有限公司， 山西 大同037026 摘要 针对塔山煤矿 8210 综采工作面邻空巷道采用单体支柱加木垛的老旧支护方式存在支护强度 不足、 工作量大等问题， 将工作面尾部超前支护形式改用超前支架， 通过各方面的改进和优化， 使其适 合塔山煤矿石炭二叠纪煤层特点和邻空巷道顶板压力控制。使用超前支架后， 超前支护工作量大幅 降低， 同时超前支护范围内作业人员的安全性相对单体支柱加木垛的老旧支护方式大幅提高。 关键词 煤矿安全; 矿压显现; 超前支架; 整改方案 中图分类号 TD35文献标志码 B 文章编号 0253 －2336 2013 S0 －0136 －02 Application and Analysis of Self － motion Advanced Hydraulic Support ZHANG Jian- dong Datang Tashan Coal Mine Co． ，Ltd． ， Datong Coal Mine Group Co． ， Ltd． ， Datong037026， China 收稿日期 2013 －05 －25; 责任编辑 赵瑞 作者简介 张健东 1987 ， 男， 山西大同人， 助理工程师。Tel 18935236212， E － mail 78971131 qq. com 0引言 塔山煤矿在开采石炭二叠纪特厚煤层过程中， 一、 二盘区工作面邻空开采矿压显现情况严重， 尾巷 超前 50 m 范围内顶板破碎下沉， 底鼓、 煤壁片帮严 重， 来压时出现超前单体支柱弯倒、 钢带断裂、 锚杆 锚索失效的情况， 局部地段发生带有较大破坏性现 象的矿压应力集中释放事件， 给矿井安全生产带来 极大影响。塔山煤矿综采工作面邻空巷道采用单体 支柱加木垛的老旧支护方式存在以下问题 ①支护 强度明显无法满足邻空巷道顶板管理的要求， 单体 支柱持续卸液无行程， 木垛受力变形， 特别是在超前 10 ～30 m 顶板压力集中释放过程中， 单体支架易被 弹飞、 打弯、 打倒; ②塔山煤矿综采工作面邻空巷道 要求超前支护 50 m， 采取用单体支柱加木垛的支护 方式， 支护工作量很大， 而且支护工作要求人员在超 前支护压力显现明显区域的工作面时间长， 带来严 重的人员安全隐患。2012 年 3 月塔山煤矿 8210 工 作面尾超前支护形式改用超前支护， 从保障作业人 员安全这方面来看是今后受邻空压力影响较大的回 采工作面超前支护的一种发展趋势， 需要经过现场 检验并进行整改， 通过各方面的改进和优化， 使其适 合塔山煤矿石炭二叠纪煤层特点和邻空巷道顶板压 力控制， 但是在实际使用过程中存在制约生产等较 严重的问题。因此， 笔者对超前支架相关技术进行 了分析研究。 1矿井概况 8210 工作面是塔山煤矿二盘区邻空开采的第 2 个工作面， 工作面设计走向长 2 801 m， 于 2011 年 9 月开始试生产， 邻空开采巷道 5210 回风巷 ， 超前 支护采用单体柱配合木垛支护形式， 推进 300 m， 2011 年 12 月， 5210 回风巷超前支护由原来的单体 支柱支护改为超前支护。8210 工作面在开采实煤 区过程中， 超前支护顶板应力显现平稳， 顶板平整， 无底鼓现象， 邻空巷道超前支护范围为 80 m 以内。 随着工作面的推进， 工作面逐渐进入 8208 工作面采 空区， 此时邻空巷道受二次采动影响逐渐增大。当 工作面回采至 730 m 附近时， 邻空巷道超前支护压 力逐渐显现， 顶板下沉量逐渐增大， 底鼓明显， 顶板 破碎， 截至目前， 工作面已推进 1 740 m。经统计发 现， 8210 工作面自进入相邻工作面采空区后， 邻空 巷道受二次采动影响明显， 尤其是当工作面来压与 邻空巷道来压重叠时， 顶板破碎下沉， 底鼓严重， 巷 道最低高度仅 1. 8 m， 影响超前支架的使用， 为此多 次组织施工队组对邻空巷道超前支护底板进行起 631 张健东 自移式超前支架应用及分析2013 年增刊 底， 以保证超前支架的顺利前移。 2自移式超前支架地点选择 由于 8210 工作面设计可采长度 2 572 m， 截至 2013 年 1 月 11 日回采到 2 322 m， 可采长度为 250 m， 预计 2013 年 3 月停采， 回采即将结束， 超前支架 可使用距离较短， 8106 工作面设计可采长度 2 497 m， 截至2013 年1 月11 日回采到1 651 m， 可采长度 为 846 m， 预计 2013 年 7 月停采， 可回采时间较长， 经专题会议决定在 8106 工作面使用超前支架。 1 超前支架优点 使用超前支架后， 工作量大 幅降低， 同时超前支护范围内作业人员的安全性相 对于单体加木垛的老旧支护方式大幅提高。 2 超前支架缺点 超前支架反复支撑顶板， 破 坏巷道原有支护， 造成顶板破碎， 易发生漏顶事故， 由于 5106 巷道顶板采用钢梁、 钢带支护形式， 工字 钢间距为 1. 6 m; 超前支架顶梁与顶板工字钢、 锁头 直接接触， 超前支架破坏原有顶板支护导致支护失 效。为降低超前支架对顶板支护的破坏， 对超前支 架顶梁进行顶梁焊接横向工字钢梁， 在巷道支护之 间尽量使用钢梁支护， 减小超前支架对顶板完整性 的破坏。 考虑超前支架对顶板破坏， 矩形钢高度确定为 136 mm。超前支架位置设置在 5106 巷道超前 10 ～ 30 m， 压力显现明显， 发生过压力集中显现现象， 所 以补焊横架高应大于 200 mm。超前支架最低 2. 3 m， 前期观测 8106 工作面尾超前 10 ～30 m， 顶板明 显下沉， 故横梁高度应为 300 mm， 最低行程 2. 6 m， 无影响。支护外露情况如图 1 所示， 超前支架尺寸 及与顶板接触情况如图 2 所示， 顶板支护间距如图 3 所示。 图 1支护外露示意 由于矩形钢设置在钢带与钢带间， 间距为 800 mm， 考虑不破坏顶板原有支护和现场施工误差、 超 前支架灵活性， 以及人工移架误差等原因， 矩形钢宽 度为 200 mm。超前支架宽度为 900 mm， 考虑支护 范围、 支护有效性、 矩形钢受力能力、 超前支架顶梁 图 2超前支架尺寸及与顶板接触示意 图 3顶板支护间距示意 与掩护梁间距， 故矩形钢长度为 1 000 mm。经上述 分析可得出 矩形钢尺寸为 长 1 000 mm， 宽 200 mm， 高 200 mm。 如图 4、 图 5 所示， 超前支架最大长度为 7. 92 m， 6 片为 1 组， 1 组最大长度为 20. 4 m。5106 巷道 超前10 ～30 m 矿压显现明显， 范围为20 m 以内， 由 于受顶板平整度限制， 超前支架距离过长后需起底 才能正常生产， 故 1 组即可满足综采工作面生产需 要。采用超前支架支护后矿压显现范围如遇改变， 可根据现场观测情况适量增加超前支架数量。 图 4超前支架尺寸示意 图 5超前支架在巷道的位置确定 下转第 25 页 731 孟国胜等 马脊梁煤矿综采工作面综合防治水技术2013 年增刊 移动， 每移动一次测量电极 MN， 测量一次 A1、 A2、 A3 所对应的视电阻率值。依次移动 MN 电极直到 测量完所有测点。探测工作循环作业， 直至巷道掘 完为止。超前探测井下施工布置如图 3 所示。 图 3超前探测井下施工布置 为保证探测机探放水质量， 施工过程中应注意以 下事项 ①打孔前认真阅读探放水设计， 探放水钻孔 施工均依据设计方位、 角度、 位置进行; ②开孔前， 认 真检查施工地点顶板和巷帮的支护情况， 在确保施工 地点顶板完整、 支护完好， 无片帮的情况下开孔; ③先 用115 mm 钻头打2 m 深的钻孔， 退出钻杆， 下入直径 108 mm 的控水套管， 套管外露长度保证 10 ～15 cm。 孔壁与套管之间的缝隙用海带填实， 以防漏水。开孔 时， 司机必须缓慢钻进， 以保证钻孔方位、 仰角准确; ④在孔口周围再打4 架锚栓， 每架锚栓锚固力必须达 到预锚力。用抱箍12. 5 mm 以下的钢丝绳， 正反扣将 套管上的阀门与锚栓联接好; ⑤将阀门固定好后， 再 将钻杆和65 mm 钻头穿过阀门和套管后继续钻进， 直 至与积水层采空区打通为止。打钻过程中， 将阀门关 小， 以能通过钻头为宜; ⑥每钻进10 m 或更换钻具时， 要严格丈量一次钻杆 并核实孔深。终孔前在复核一次， 以防孔深差错， 造 成水害事故; ⑦探放同层即执行有掘必探时， 用直径 65 mm 钻杆钻进， 按上所设计参数施工。 4结论 由于 8210 工作面水文地质条件复杂， 工作面最 初设计长度 758 m。开切眼宽 130 m、 两巷宽 8. 8 m， 平均煤厚 2. 5 m， 容重 21. 8 kN/m3。由于采用合 理的探测手段， 与 8210 工作面 5210 巷向里 856 m 处与小煤矿探通， 并成功放出水量达 7 万 m3， 解除 了老空水对工作面的威胁， 确保了矿井安全生产。 解除采空区水对工作面影响的同时使工作面长度增 加了 98 m， 增加产量 43 527 t。据统计， 该矿侏罗系 煤炭每吨单价按 600 元计算， 8210 工作面可增加 261. 2 万元的经济效益。 参考文献 ［ 1］轩大洋， 许家林 . 煤矿老采空区水害防治技术分析［J］ ． 煤炭 科技， 2008 4 38 －42． ［ 2］魏可忠 . 矿井水文地质［M］． 北京 煤炭工业出版社， 1991 10 －130． ［ 3］何学秋 . 中国煤矿灾害防治理论与技术［M］． 徐州 中国矿业 大学出版社， 2006 20 －80． ［ 4］郭启文 . 煤矿重大水害快速治理技术［M］ ． 北京 煤炭工业出 版社， 2005 檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶 10 －100． 上接第 137 页 超前支架在 8210 工作面过破碎段进行试验， 由 于超前支架行程低、 行走困难， 超前支架两侧液管、 支架四连杆、 中间梁及千斤、 操作阀阀组、 下防倒千 斤、 内侧护壁板等部件不同程度的损坏， 甚至有部分 部件无法更换， 造成支架工作性能降低， 考虑部分零 件无法更换应及时更换新超前支架保证人员安全和 正常生产。 图 6超前支架与工作面及巷道的位置关系 3结论 综采工作面一班进尺为 2 ～5 m， 单体支柱范围 为6 m 以内， 在进尺范围内， 超过6 m 后需对超前支 架进行移架， 超前支架后部因移架需要回收单体支 柱， 生产班组劳动强度大幅提高。单体支柱范围为 6 m 以内， 在进尺范围外， 可在检修班进行超前支架 的移架工作， 减轻了生产班组劳动强度。经上述分 析比较可得出 超前支架设置在距综采工作面 6 m 处更加适应生产需要， 大幅减少了生产劳动强度。 参考文献 ［ 1］宋大成 . 安全生产标准化［ M］ ． 北京 煤炭工业出版社， 2009． ［ 2］综采技术手册编委会 . 综采技术手册［M］ ． 北京 煤炭工业出 版社， 2001． ［ 3］张惠 . 神东补连塔矿运输平巷支护探讨［M］ ． 北京 煤炭工 业出版社， 2004． ［ 4］石永奎 . 自移式超前支架支护效果分析［M］． 北京 煤炭工业 出版社， 2004． ［ 5］王显政 . 煤矿安全新技术［ M］ ． 北京 煤炭工业出版社， 2002． 52