冲击压力督导在矿藏破碎加工践行

　　破碎机外移的布置方案根据以往孤岛面回采经验，通常情况下我矿孤岛面在两巷超前支护50m范围内巷道变形量*大，而两顺槽内破碎机与转载机联合布置后尺寸*大，且破碎机往往刚好处在巷道变形严重区域内，*容易造成生产过程中转载机压死无法拉移。为尽量减少影响，煤矿现代化2011年第1期总第100期顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性及物理力学性质老顶中砂岩6.4～13.511.30灰白色，成分以石英、长石为主，层理发育，泥质胶结，含少量暗色矿物，局部裂隙发育；f=6.0～13.5直接顶粉砂岩0～6.03.0灰黑色，含植物根部化石碎片及泥岩条带，性脆易破碎冒落；f=2～5伪顶直接底泥岩1.5～3.02.2灰黑色，含植物根部化石，具膨胀性；f=2～5老底粉砂岩3.0～7.05.5灰黑色，块状，裂隙发育，裂隙面多充填菱铁矿，局部含植物根部化石，性脆易破碎；f=5～8老顶以灰白色中砂岩为主，局部有泥岩伪顶，易破碎冒落；煤层底板为泥岩。

　　我们经过论证，充分利用巷道空间，提出将破碎机外移的设计构思，即在皮带机头布置第二部转载机，并把**部转载机的破碎机外移至第二部转载机，*大限度的减少了转载机和破碎机压死的事故，保证了破碎机处人行道的宽度和支护空间及设备日常检。

　　加长电缆，外移电站，摆脱了冲击地压的威胁，实现了电站顺利拉移。根据巷道受采动影响顶板压力作用范围，将电站布置在距工作面煤壁200m处，在整个推进过程中，避免了因鼓帮或鼓底引起的电站拉移困难及冲击地压显现引发的电站歪斜倾倒伤人事故，有效地保证安全生产。

　　工作面支护优化在实际回采过程中由于两巷超前支护使用单一行程单体，造成单体变形损坏，平均每天多达数十棵，而被压死的单体在受巷道侧向变行应力时或在回撤过程中极易出现“跑”、“跳”、“窜”的现象，容易造成伤人事故。

　　另外为防治冲击地压而采取的放炮解危和煤体带压注水措施在改变工作面应力分布的同时使煤体松软煤体力学性质改变加剧了工作面巷道变形，如果维护不及时支护质量下降极易造成重大的顶板事故。

　　通过对11302工作面两巷相对固定距离测点的周期观测（观测周期为2426h）统计，绘制了工作面两巷变形量与工作面超前支护距离的关系图。工作面运顺顶、帮移近量统计图工作面轨顺顶、帮移近量统计图依据统计图变化趋势，运顺超前支护段顶板下沉量可划分为：0～11m，11～51m，51m向外的三段；轨顺超前支护段顶板下沉量可划分为：0～25m，25～70m，70m向外的三段。通过对超前支护内划分为三段范围的顶板下沉量进行统计，我们在超前支护段梯次使用3.15m、2.8m、2.5m单体进行支护。

　　同时我们根据工作面在回采过程中的推进速度和回采时期工作面压力的强弱及时对工作面超前支护长度、支护密度进行优化调整。具体如：工作面回采初期根据巷道压力监测及顶板离层仪的数据统计，同时考虑到工作面初次放顶将两顺槽超前支护距离确定为120m；当工作面推进230m后，随着工作面推进速度的加快，两顺槽超前支护80m就能很好的控制巷道变形量，通过优化支护将超前支护距离定为100m，同时在轨顺靠工作面煤壁侧变形较严重的地方采取加密支护（一梁三柱），由一棚6柱改为一棚7柱支护，有效的保证了工作面两巷安全出口空间；当工作面推进到距停采线100m时随着两巷压力逐渐减小，将两巷支护改为一棚四柱支设，两巷超前支护距离改为80m；停采造条件阶段为保证设备运输撤出空间轨顺停采线外改为一梁四柱“∏”型钢支护，超前支护距离改为20m，运顺超前支护60m.通过支护参数的不断优化，既确保了超前支护段的支护强度，又有效节省了支护材料的投入，减少了工人的劳动强度。