松軟厚煤層大傾角綜合機械化放頂煤開采

1 工作面基本情況
　　9-301綜放工作面位于9#煤一采區(qū)，受斷層（H=11.8m）影響，共施工了兩個切巷，其中第一切巷長度121m，1#-72#架段平均坡度36°，其中50-65#架坡度達45°，9-101工作面煤層厚度11.8m。直接頂巖性為4-7m厚的L1灰?guī)r、硬度5（f），直接底為0.5-2m厚的泥巖、硬度3（f），老底為細粒砂巖及砂質(zhì)泥巖，硬度3-5（f）。
　　以往專家學(xué)者對類似于我礦9-301綜放工作面大傾角開采技術(shù)的研究甚少，目前尚無成熟的經(jīng)驗可以借鑒。為此，我礦圍繞9-301大傾角綜放工作面采煤技術(shù)這一核心問題，通過對“三機”下滑原因、支架傾倒影響因素和“三機”的受力研究分析，找出“三機”下滑、傾倒產(chǎn)生的原因，并從礦山壓力影響、設(shè)備配套、工作面?zhèn)涡眳?shù)、刮板機的推移順序、移架方式、排頭支架的控制、采煤機截割方式、放煤方式等方面入手，提出相應(yīng)技術(shù)措施，達到防止控制設(shè)備上竄下滑、支架倒架咬架及保證頂板安全的目的，并總結(jié)各項技術(shù)措施的成功經(jīng)驗，以便進行應(yīng)用和推廣。
　　2 支架傾斜、下滑、失穩(wěn)原因分析
　　2.1 煤層傾角
　　工作面煤層傾角較大，支架重力的作用線超出支架底座寬度邊緣，若支架架間出現(xiàn)間隙，便會向下傾倒，傾角越大，支架重心偏移越遠，支架越不穩(wěn)定。此外因煤層傾角較大，頂板移動方向偏離煤層頂?shù)装宓姆ň€方向，對支架形成一個向下的分力，也會使支架傾倒。
　　2.2 頂板穩(wěn)定性
　　大傾角綜放工作面的頂板（煤），不僅受支承壓力的作用而變形破壞，而且受傾斜方向重力分力的作用。因此大傾角煤層的頂板不是沿法向移動，而是沿一條逐漸接近重力作用方向的曲線移動，頂板越不穩(wěn)定，其移動曲線偏離法線越遠。頂板移動的切向分量對支架產(chǎn)生側(cè)向力可能導(dǎo)致支架傾倒，頂板運動方向與煤層方向夾角的變化對支架抗倒能力的影響是顯著的。
　　2.3 支架結(jié)構(gòu)
　　放頂煤工作面液壓支架結(jié)構(gòu)不同于綜采掩護式液壓支架，支架重心偏向尾梁一側(cè)，工作面在推進過程中，支架尾梁出現(xiàn)下擺情況，造成支架前梁上擺、前溜上竄，頂板破碎處支架失穩(wěn)、傾斜，嚴重時可能會出現(xiàn)倒架、咬架情況。
　　2.4 控制方法
　　①支架的改進。對比原支架新增加前梁側(cè)護，可有效控制架間漏矸，特別是頂板破碎是，可避免前梁上方頂煤大范圍漏空;支架底座側(cè)推油缸由單油缸改為雙油缸，并加大了缸徑，便于支架靠架使用;
　　②排頭架的控制，拉移時單體柱配合戧架防滑、防傾斜。工作面機頭段相對平段的留設(shè)，機頭段15m范圍內(nèi)層位調(diào)整相對比工作面其它坡度減小，已提高工作面排頭架的穩(wěn)定性，防止從機頭開始支架失穩(wěn)整體下滑;
　?、郾谜緣毫τ?0MPa提高到34MPa，使得工作面支架油缸動作加快，支架初撐力提升至26MPa，能快速達到工作阻力，更有利于頂板支護及設(shè)備防滑;
　?、苤Ъ艿睦粕?。拉架時采取兩人配合操作，一人負責(zé)降架拉移，另一人負責(zé)操作下方支架側(cè)推油缸進行靠架，控制上方支架底座下滑，防止形成支架傾斜及無間隙夾死，支架間隙較影響拉移時需使用單體柱靠架調(diào)整。
　　3 溜子上竄下滑控制
　　3.1 輸送機上竄下滑原因分析
　?、僦亓υ蛞鹣禄斆簩觾A角達到一定角度時，就有可能因自重而下滑。從靜力學(xué)的角度考慮，對于運輸機不產(chǎn)生下滑的條件為：
　　f GcosA≥GsinA
　　式中：G-輸送機重量;A-煤層傾角;f-摩擦系數(shù)。
　　則：
　　tgA≤f A≤arctgf
　　一般來講，金屬與煤層底板之間的摩擦系數(shù)為0.35～0.40，相應(yīng)的摩擦角為18°～20°。由于工作面常有油污、浮煤、淋水以及降塵灑水，可使摩擦系數(shù)進一步降低，所以當煤層傾角為12°時，由于輸送機的自重就有可能產(chǎn)生下滑現(xiàn)象。
　?、谕埔撇划敗⒋螖?shù)過多的從工作面某端開始推移;
　?、圯斔蜋C機頭與轉(zhuǎn)載機機尾搭接不當，導(dǎo)致輸送機底鏈反向帶煤，或者底板沒割平或移輸送機時過多浮煤及硬矸進入底槽，導(dǎo)致底鏈與底板摩擦阻力過大，均能引起輸送機下滑，多數(shù)情況下是這幾種因素綜合作用的結(jié)果;
　　④工作面?zhèn)涡苯钦莆詹缓?，造成前部運輸機上竄或下滑;
　?、菀簤褐Ъ艿南禄瑫舆\輸機下滑。
　　3.2 控制方法
　?、倏刂乒ぷ髅鏅C頭排頭架與正巷回采幫相齊，拉移時進行單體柱在戧架防滑，始終控制支架垂直于煤壁，出現(xiàn)前梁上竄下滑時及時靠架調(diào)整;拉移支架后必須將初撐力升夠，防止推移溜子時推移梁引起支架底座下滑。
　?、趥涡钡恼{(diào)整。通過調(diào)斜根據(jù)工作面實際情況，采取多推機頭或機尾的方式調(diào)整正巷超前副巷距離，采煤推2-3次機頭或機尾走1-2回通刀，始終保持機巷超前風(fēng)巷5-8°。日常通過支架推移梁與底座間隙判斷是否有下滑趨勢，及時通過靠架及調(diào)斜來調(diào)整。后刮板機防滑方面主要采取調(diào)整拉移鏈在支架上下的連接位置進行控制。
　　3.3 頂板的控制
　　采高的控制在2.8m-3.1m，降低支架中心的同時，提高支架穩(wěn)定性，同時也可以減小煤壁片幫;割煤時采取緊追前滾筒拉架，滯后不得超兩架，出現(xiàn)拉架無法緊跟機組時，采煤機司機必須停機等待，頂板破碎區(qū)域采取割一架拉一架的方式，保證及時支護頂板。在支架初撐力的管理上，班中再進行一次巡查補液，再是支架頂梁側(cè)護板錯茬的的管理嚴禁錯茬超規(guī)定，支架出現(xiàn)歪斜時及時單體柱靠架調(diào)整，以保正支架支護質(zhì)量。
　　頂板破碎區(qū)域的管理上。在超高區(qū)域采取鋪設(shè)雙層菱形網(wǎng)，施工超前拖頂錨索進行控制頂板，采煤機割煤時，采取低速掃底刀的方式，將工作面采高控制在2.8m-3m，滿足采煤機能正常通過及支架正常拉移即可。采取追機帶壓擦頂移架，并采用支架側(cè)護板油缸及底座側(cè)推油缸供液進行靠架調(diào)整支架間隙;端面距超規(guī)定后及時超前拉架，無法超前拉架時將支架前梁插板伸出，或使用護幫板進行臨時支護，防止發(fā)生漏頂事故。
　　3.4 采煤機防滑
　　采煤機能適應(yīng)<35°傾角，工作面坡度超35°時采煤機采取下行割煤防滑，拖纜采取在副巷超前外安裝28T回柱絞車不帶電進行下放。
　　3.5 防竄矸方面
　　采取支架前立柱前方掛φ6mm鋼絲繩擋矸網(wǎng)，機頭1#-10#支架段再采取φ26mm鋼絲繩及拉后溜鏈配合編制擋矸網(wǎng)，已應(yīng)對竄矸對支架管路及電纜的沖擊，在前溜機頭處1#端頭架頂梁吊掛鋼板進行擋矸，防止矸石竄至行人側(cè)。前溜運行期間嚴禁人員從機頭作業(yè)及通過。