一、工程概况
52307综采工作面推进长度4462.6m，工作面长度301m，煤厚7.1～7.4m，上覆基岩厚度为135～165m。
煤层情况
工作面煤厚7.1～7.4m，平均7.2m。煤层底部发育1～2层夹矸，夹矸厚度约0.05～0.15m，岩性为泥岩。工作面煤层整体呈宽缓坡状构造，底板标高为987.8～1025.5m，最大相对高差为37.8m。工作面煤层特征表如表1所示。
表1 煤层特征表
煤层厚度（m） 7.2 结构 简单 倾角 1～3°
煤层情况       工作面煤厚7.1～7.4m，平均7.2m，宏观煤岩类型以半暗型、半亮型煤为主，夹部分亮煤及暗煤。煤层底部发育1～2层夹矸，夹矸厚度约0.05～0.15m，岩性为泥岩。工作面煤层整体呈宽缓坡状构造，底板标高为987.8～1025.5m，最大相对高差为37.8m。
煤层顶底板情况
52307综采工作面煤层顶底板情况如表2所示。
表2  52307综采工作面煤层顶底板情况表
顶底板 岩石名称 厚度(m) 岩性特征
老顶 细砂岩 2.9～21.8 灰白色，分选中等，磨圆度好，成分以石英为主，泥质胶结，波状层理。
直接顶 粉砂岩 0～2.8 灰色，微波状层理，泥质胶结，富含植物化石。
伪顶 泥岩 0～0.25 灰色、灰褐色，水平层理发育。
直接底 粉砂岩 1.7～5.2 灰色，泥质胶结，水平层理发育，局部有泥岩、粗砂岩薄层发育。
（三）工作面设备配套情况
52307综采工作面设备配备情况见表3所示。

表3  52307综采工作面设备配备情况
序号 设备名称 规格型号 序号 设备名称 规格型号
1 采煤机 EKF SL1000-6698 5 刮板输送机 3×1600KW
2 中部支架 ZY18000/32/70D 6 转载机 700/350KW
3 端头支架 ZYT18000/28/55D 7 破碎机 700/350KW
4 过渡支架 ZYG18000/32/70D  
（四）工作面矿压情况
通过对52307综采工作面矿压数据的收集统计，得到52307工作面矿压显现主要规律如下：
（1）工作面周期来压步距20～30m，平均来压步距25m，具体见下表。
表4  工作面推进至3105～3244m和3285～3415m期间来压步距统计表
周期来压起始位置/m 3107～3130 3130～3156 3156～3185 3185～3205 3205～3225
来压步距/m 23 26 29 20 20
周期来压起始位置 3286～3315 3315～3345 3345～3372 3372～3393 —
来压步距/m 29 30 27 21 —
平均来压步距 25m
（2）工作面周期来压时压力值在450bar左右，局部压力显现强烈区域压力值达到470bar。其中来压持续段长度5.6～8m，安全阀开启率30%，工作面活柱下缩量300mm左右，两顺槽顶板无离层和下沉等情况。
（3）工作面推进至3280m后，工作面周期来压的同步性较差，整体上呈现前半部和后半部两段交替来压的特点。其中前半部压力集中在25～80#架区域，后半部压力集中在60～135#架区域。
（4）工作面推进至3010m之后，平均来压步距约25m，较之前的来压步距明显增大。在之前工作面推进至2600～2850m区域时，平均来压步距15.5；推进至2850m至3010m区域时，平均来压步距19.7m。分析引起周期来压步距增大的主要原因是工作面的推进速度加快和埋深逐步增大。
（5）工作面最近一次的来压位置为距切眼3393m处，来压持续了9m，压力甩过后至目前停机位置（距切眼3415m），工作面呈现无压状态。
二、事故经过及造成的损失
2017年3月28日，大柳塔煤矿7.0m采高52307工作面推进至3413m处，采煤机停在130～140#支架正常停机检修，液压支架压力数据为260～310bar。12:10分工作面133～145#支架采空区老顶垮落，将133～145#支架推出，将运输机及采煤机推出挤在煤帮上。12:20跟班队干汇报矿调度指挥中心，启动故障抢修预案。12:45经现场诊断，发现采煤机左摇臂耳座托架变形，左行星减速机构外齿圈断裂、行星头浮动密封损坏，右摇臂行星减速机构内部轴承损坏，现场无法修复，确定更换左、右摇臂。23:00左、右摇臂更换完毕，开始试生产，3月29日0:00正式恢复生产，影响生产10小时，直接经济损失超过500万元。
三、事故原因分析
工作面回采速度加快，周期来压步距变大。自2017年3月15日开始52307综采面调整为主采，工作面周期来压步距逐渐增加，顶板悬垮距离变大。
由于工作面回风顺槽顶板支护作用及顺槽煤柱支撑作用，造成工作面机尾三角区域老顶在工作面周期来压时未及时垮落，老顶形成大块结构。
（三）52307工作面在133～145#支架上覆老顶形成大块结构后，整块结构整体失稳、下沉，作用于支架掩护梁，对支架掩护梁施加一个向前的分力，推动支架前移，将采煤机挤在煤壁上，损坏采煤机摇臂。
52307工作面支架推出机理示意图如图3和图4所示。
（四）52307工作面平均采高6.8m，上覆直接顶最厚为2.8m。直接顶紧跟工作面垮落后，最大充填高度4.5m（碎胀系数1.6），垮落矸石无法完全充填支架后冒落空间，导致支架后垮落矸石与老顶间存在较大间隙，无法对老顶垮落形成支撑和缓冲作用，使老顶垮落直接作用于支架掩护梁，导致支架被推出。
四、采取的防治措施及取得的效果
提前对工作面两端头三角区顶板实施高压水预裂。在工作面两端头区域上覆顶板采用高压水预裂技术提前弱化老顶，预裂钻孔深度一般为30m，在需要施工的区域沿顺槽方向每15～20m预裂一次。
两顺槽严格执行退锚措施。两顺槽端头架顶梁前端4m范围提前实施退锚，切断端头三角区域易形成悬顶的条件。
（三）尽量保证工作面匀速推进。避免推进速度过快或者过慢，造成老顶周期来压不规律，更容易形成架后悬顶。
（四）工作面采高严禁超过6.9m。7m采高液压支架的最大升起高度为7m，为了确保支架接顶支护效果良好，工作面采高严禁超过6.9m。
（五）加强工作面支架管理。保证支架架形及支撑状态良好，前梁接顶严密，初撑力达到252bar，护帮板到位。有悬顶的区域安排专人检查，二次补升初撑力到位。严格执行顶板管理“五到位”制度，即护帮板到位、初撑力到位、伸缩梁到位、跟机拉架到位、超前拉架到位。
（六）加强工程质量管理。保证工作面工程质量，保持顶底板平整，控制好煤机抬落刀幅度，尤其严禁采煤机连续卧刀，避免造成工作面底板连续下坡给支架推出创造条件。
（七）统计好矿压数据，采煤技术员及时对矿压进行分析，准确掌握来压规律，预测来压前及时告知。
五、事故经验教训
分析采煤机摇臂损坏事故原因，吸取教训，制定了专项的防范措施。
生产期间安全防范措施
1、工作面有悬顶时，禁止任何人到架前作业，禁止在架缝间停留或坐在架间液管上休息。
2、悬顶区域支架工拉架应滞后底滚筒拉架，预防悬顶垮落推出煤机损坏采煤机。
3、更换架前安全立销，观察无悬顶时方可更换，必须有专人监护，保证护帮板支护到位，初撑力到位，关闭本架邻架闭锁及进液截止阀。
4、生产过程中马蒂尔司机、机头工系好保险带，防范老顶垮落飓风冲击。
5、机头吃三角煤或推移机头机尾时，专人监护禁止人员通过；马蒂尔司机和机头工监护好通过运输顺槽过往的人员。通过时要迅速，发现有耳鸣或耳膜压迫感时立即蹲下并抓住身边固定可靠物体。
6、拉超前支架必须拉好过渡架，便于人员通过，防止液管与大柱距离过近人员通过时支架突然推出，夹伤行人。
7、加强员工的教育培训，确保每一位员工熟悉采空区老顶垮落的危害及防范措施。
检修作业期间安全防范措施
1、机头机尾30架范围内，禁止采煤机停机检修，应该在端头30架范围外的三无地带且采空区无悬顶处停机检修。
2、检修采煤机区域禁止其他岗位平行作业，检修煤机区域护帮板、初撑力、伸缩梁必须到位。检修煤机滚筒时必须做二次防护。
3、检修时三角煤不要割透，割出机窝就行。
4、悬顶检修时，初撑力必须升紧达到252bar以上，护帮板必须打到位，严禁登高作业。
5、悬顶区域禁止降架检修检修支架。
6、在端头检修三机时登高作业必须系安全带，并且专人监护。
7、检修期间人员严禁站在架缝中间，防止来飓风时把作业人员吹在大脚前。
案例四：补连塔煤矿12401综采面顶板漏冒事故