２０１４年第１期 中州煤炭 总第２１７期 复杂条件下综采面支架拆除工艺 黄 辉 （河南能源化工集团永煤公司陈四楼煤矿，河南永城４７６６００） 摘要：针对陈四楼煤矿２１５０１综采工作面在收尾阶段受断层、采空区水、巷道变形严重等影响这一实际情况， 通过采取拉底、扩帮、堵水等一系列方法，让受复杂条件影响的综采工作面达到可以拆除的标准。分析了液 压支架回撤过程中的主要影响因素，介绍了工作面的具体拆除方法。 关键词：综采工作面；复杂条件；支架回撤 中图分类号：ＴＤ３５５．４ 文献标志码：Ｂ 文章编号：１００３—０５０６（２０１４）叭一００２７—０３ 综采工作面设备的拆除是煤矿安全生产的重要 组成部分，受设备多、运输环节复杂及其他条件影响 等，综采工作面的拆除工作难度加大，如何安全、快 速地完成综采工作面的拆除¨ 成为煤矿科技工作 者研究的一项重要课题。陈四楼煤矿通过采取拉 底、扩帮、堵水等一系列措施，完成了受复杂条件影 作面支架从机头至机尾编号依次为１ －－１ １６ ）采空 区有出水现象，工作面整体为俯采，且机尾高机头 低，涌出的水冲刷回撤通道，给回撤带来一定影响。 （３）工作面收尾时所扩通道规格为：自支架顶 梁头距煤帮柱内侧净宽１．８ ｍ，顶梁下侧距底板净 高２．０ ｍ，受机尾断层和相邻采空区影响，工作面压 力较大，回撤通道机尾段出现底鼓、帮鼓现象，变形 响的２１５０１综采工作面设备的拆除工作。 １工作面概况 陈四楼煤矿２１５０１工作面位于十五采区，北为 ＦＳ．正断层；南为南十五胶带下山、一５６０ ｍ水平轨 道巷及其保护煤柱；西为实体煤，东为２１３０４工作面 严重，致使机尾段８４ 一１１６ 架处回撤通道高度、宽 度均不够，机尾８４ 一１１６ 支架全部“压死”（支架明 柱伸缩量不足４００ ｍｍ），回撤通道变形前支护如图 １所示。 采空区。工作面走向长７７４ ｍ，倾斜长８１～１６９ ｍ。 ２０１３年８月底，工作面推进到停采位置，具备回撤 条件，工作面待回撤ＺＹ３８００—１６／３５型液压支架共 １１６架。 ２ 液压支架回撤主要影响因素 （１）轨道巷原设计断面为矩形（４．０ ｍ×２．６ Ａ －Ｊ ｍ），受机尾断层以及相邻采空区的影响，机尾压力 较大，巷道变形严重，断面收缩为２．２ ｍ×１．８ ｍ，致 使支架无法从轨道巷回撤。而胶带巷两侧为实体 煤，巷道变形量小，满足运输要求，故将支架改为从 胶带巷回撤，需要在胶带巷重新铺设轨道，改变通风 路线，增加了回撤的工作量。 图１ 回撤通道支护示意 （２）受机尾断层影响，机尾９０ 一１１６ 支架（工 ３ 回撤前的准备工作 收稿日期：２０１３—０９—２６ 作者简介：黄 辉（１９８８一）骂，安徽淮北人，助理工程师，２０１１年 （１）在机尾８４ 一ｌ１６ 支架下方打设２根合适 高度的木支柱，一端打在支架底座上，另一端打在支 ・毕业于太原理工大学，现从李煤矿技术管理工作。 ２７・ ２０１４年第１期 中州煤炭 总第２１７期 架大立柱柱窝前，并在支架的前梁下打２根合适高 度的单体支柱，以支撑支架，防止支架再被下压。 （２）拆除胶带巷胶带输送机与转载机，铺设胶 带巷轨道（型号为２２ ｋｓ／ｍ）１５０ ｍ；安装回撤所需的 ７部绞车；安装ＸＲＢ２Ｂ一８０／２０乳化泵，回撤时给工 作面供液；安装２ＢＫＪ—Ｎｏ．４．５局部通风机２部，回撤 时给工作面供风；安装起吊棚，用于装车时起吊液压 支架、槽子等各种设备。回撤期间绞车布置如图２ 所示。 ３ 绞车 ｜Ｄ］－１４ ＳＤＪ一 ｕ１４ 卜ｚ轰 １５采区胶带下山 ２１５０１回撤通道 ７ 绞车 ２１５０１ ＳＤＪ一１４ ｌ ∞永久调节风门口双速绞车 Ｉｃ调节风窗 调节绞车 Ｉ密闭Ⅲ无极绳绞车 图２回撤期间绞车布置示意 （３）改变工作面的通风路线，在胶带巷胶带头 处打１道木板墙（带调节风窗），打开胶带巷车场的 ２道风门，在轨道巷车场处打设２道风门，让新鲜风 流改为从胶带巷进入。 ４液压支架的回撤 （１）回撤前机尾段通道的二次拉底、扩帮。回 撤通道机尾段出现底鼓、帮鼓，通道变形严重，高度、 宽度均不够，回撤支架前首先要进行二次拉底、扩帮 工作。拉底步骤：工作面通排铺设１部ＳＧＷ－４０Ｔ输 送机，用于外运拉底、扩帮清出的渣块和煤，且将机 头处铺设的轨道下落，并将铺设的ＳＧＷ￣０Ｔ输送机 的机头抬高，以使输送机拉过来的渣可以直接装车， 减少人工清渣量。拉底高度要保证从支架顶梁下侧 到回撤通道的底板大于２．０ ｍ，拉底方法为人工用 风镐开挖，实际拉底深度为：１００ 一１１６ 架平均１．２ ｍ，为煤底；８４ 一９９ 架平均０．７ ｍ，为砂岩底板。拉 底工作完成后，进行扩帮，扩帮宽度保证从支架的顶 梁头到煤帮柱内侧的距离大于１．８ ｍ，扩帮方法为 人工用风镐扩帮，扩帮工作完成后拆除铺设的 ＳＧＷ－４０Ｔ输送机。 ．２８． （２）液压支架的回撤。①１００ 一１ｌ６ 支架的回 撤。以１１６ 支架的回撤为例，受机尾断层影响， １００ 一ｌ１６ 支架底座下为煤底，在回撤支架前，采用 人工用风镐开挖的办法掏支架底座下的底煤，掏底 高约０．５ ｍ、深约０．７ ｍ；掏底工作完成后，给支架供 液，升高支架，由于支架底座下的煤底被掏空了，升 架时，支架底座会下栽，这样支架大立柱会有一段行 程，支架就不再“死架”，接着降架，收平衡千斤顶， 支架前梁就可以降低，落过１１５ 支架的侧护板，然 后将１根合适高度的单体支柱的柱根放在１ １５ 架底 座立柱前，柱头放在１１６ 架顶梁所带的孔上，并供 液升紧，停止向液枪供液，将液枪手把用绳绑住，防 止液枪脱落。拉回撤通道内ＳＤＪ－１４绞车钩头，把钩 头拴在１１６ 架顶梁上。单独接通１１６ 架的供液管 路将操作手把打至降架位置，对单体柱进行远距离 控制供液，同时点动ＳＤＪ一１４绞车，在降架的过程中， 支架脱离受压状态，依靠单体柱的推力和绞车的拉 力将支架向前抽出，并调向。在调向过程中，为避免 １１６ 架靠向１１５ 架，可在两支架间适当位置打设１ 根单体支柱，边调向边向单体支柱供液，使１１６ 架 顺利完成调向工作。然后调节平衡千斤顶和立柱， 将１１６ 支架调至最低高度，用机头ＳＤＪ．２８绞车和起 吊棚外ＳＤＪ－１４绞车将支架拖到起吊棚下装车，升 井。②８４ 一９９ 支架的回撤。以９９ 支架的回撤为 例，受机尾断层影响，８４ 一９９ 支架底座下为砂岩底 板，人工用风镐挖不动，故需采用放炮的方式清除支 架底座下的渣底。具体方法：在９９ 架底座前下方 打２个深１ ８００ ｍｍ的炮眼，两炮眼间距为７５０ ｍｍ， 炮眼与底板夹角约２０。顺向支架方向，向采空区侧 延伸。支架底座下炮眼布置如图３所示。 图３支架底座下炮眼布置示意 每眼装药量０．２５ ｋｇ（１卷水胶炸药，实际装药 可根据现场情况适当调整），采用反向装药，放炮 后，人工再用风镐清理渣块；掏底工作完成后，回撤 ２０１４年第１期 黄辉：复杂条件下综采面支架拆除工艺 总第２１７期 ９９ 支架的方法与回撤１１６ 支架的方法相同。装药 结构如图４所示。 的２根半圆木两两固定，当支架在木料上拖运时就 不会拖拉煤底了。便于支架往外拖运，也减少了工 人清煤的工作量。 ５ 结语 陈四楼煤矿２１５０１工作面支架的回撤受到断 图４装药结构示意 层、采空区水以及巷道变形严重等因素的影响，但通 过拉底、扩帮、放炮、水治理等方法，成功回撤了工作 面的支架，尤其是机尾段３２台“死架子”的安全回 撤，为今后类似条件工作面液压支架的回撤积累了 经验。 参考文献： 郭胜利．复杂地质条件下综采工作面液压支架回撤技术［Ｊ］． 煤炭工程，２００６（７）：３５．３６． 口 冉星仕．综采工作收尾回撤安全贯通技术研究［Ｊ］．煤炭工程， １｛１Ｊ １Ｊ （３）回撤支架期间采空区涌水的处理方法。 ９０ 一１１６ 支架采空区有出水现象，工作面整体为俯 采，且机尾标高大于机头标高，涌出的水流入回撤通 道，冲刷回撤通道底板，尤其是煤底段，向外拖拉支 架时，支架底座下会堆积大量的煤，给支架的拖运带 来一定的困难，也增加了清煤工作量。为解决这一 问题，采取以下方法：①采空区涌水的治理。在回撤 通道机尾采空区出水段，沿煤墙开挖一个水沟，把水 ｉ引到９０ 架煤墙处，在此处用废旧的水泥袋装碎煤， 垛成一个矩形水坑，然后把１根 １５２ ｍｍ的塑料水 管透过所垛的、装有碎煤的水泥袋插入水坑。由于 ２００９（４）：５７３９． 王继宇，张寅，闰旭恒．综采工作面特殊条件下收尾技术研究 ［Ｊ］．煤炭技术，２００７（３）：４２４４． 白忠盛．综采工作面快速拆除技术［Ｊ］．河北煤炭，２０１０（３）：３－ ６． 工作面整体标高为机尾高于机头，故可以将水引到 机头去，在机头掘一个泵坑，用水泵将水排出。在支 架回撤过程中，每隔２Ｏ架，垂直于通道方向用废旧 水泥袋装碎煤打隔水墙，用于阻止未被完全引出的 许京破．综采工作面支架拆除技术［Ｊ］．中州煤炭，２０１０（１２）： ４３４４． 徐宏，刘刚，李国君，等．综采工作面拆除期间的通风管理［Ｊ］． 煤矿安全，２０００（７）：１５—１６． 采空区涌水。②为了不让涌出的水冲刷８４ 一１ｌ６ 架底板，尤其是对底板为煤底段通道的冲刷，以防止 拖拉支架时支架底座下堆积大量的煤和渣。首先在 底板上铺上一层废旧的风筒布用来隔水，然后在风 筒布上再铺上一层４ｍ的半圆木，并用铁丝把相邻 刘赵伟，张京泉，高杰，综采工作面过断层方案分析［Ｊ］．山东 煤炭科技，２００７（５）：６０４２． 李建宏，范再良，何伟宏，等．综采工作面的安全回撤方法［Ｊ］． 煤矿安全，２００１（７）：１７．１８． （责任编辑：秦爱新） （上接第ｌ１页） 进行了大采高综采时巷道的断面 和支护参数的设计，通过对比不同参数下的支护效 果，得出原有的支护方案为最优。 参考文献： 吴建星．锚杆托板的合理结构与支护效果研究［Ｄ］．北京：煤 炭科学研究总院，２００９． ［６］ 陆士良，汤雷，杨新安．锚杆锚固力与锚固技术［Ｍ］．北京：煤 炭工业出版社，１９９８． ［７］ 陈炎光，陆士良．中国煤矿巷道围岩控制［Ｍ］．徐州：中国矿业 大学出版社，１９９４． ［８］ 王飞虎．地下硐室预应力锚杆支护机理及设计参数确定方法 研究［Ｄ］．西安：西安理工大学，２００１． ［９］ 侯朝炯，郭励生，勾攀峰．煤巷锚杆支护［Ｍ］．徐州：中国矿业 大学出版社，１９９９． 李建军．大采高综采工作面矿压观测与顶板管理［Ｊ］．华北科 技学院学报，２００４，１（２）：１０．１２． 何满潮，孙晓明．软岩巷道支护设计与施工指南［Ｍ］．北京：科 学出版社，２００４． ［１Ｏ］华心祝．我国沿空留巷支护技术发展现状及改进建议［Ｊ］．煤 炭科学技术，２００６，３４（１２）：７８ １． ［１１］侯朝炯，勾攀峰．巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究［Ｊ］．岩 石力学与工程学报，２０００，１９（３）：３４２．３４５． ［１２］高延法．矿山岩体力学［Ｍ］．徐州：中国矿业大学出版社， ２０００． 宋振骐．实用矿山压力控制［Ｍ］．徐州：中国矿业大学出版社， １９８８． 康红普．煤矿深部巷道锚杆支护理论与技术新进展［Ｊ］．煤矿 支护，２００７（２）：１－８． （责任编辑：秦爱新） ２９・ ・