導(dǎo)硐法過大斷層回采工藝應(yīng)用分析

冀永林

（晉能控股煤業(yè)集團四明山煤業(yè)有限公司，山西 高平 048405）

1 概述

晉能控股煤業(yè)集團四明山煤業(yè)有限公司9106-1工作面位于一采區(qū)西部，工作面南部為采區(qū)回風(fēng)巷，西部為北善村邊界保安煤柱，北部為井田邊界保安煤柱。9106-1工作面為北部第一個采面，工作面設(shè)計走向長度677 m，傾向長度210 m，工作面回采煤層為9#煤層。9#煤層位于太原組中下部K5灰?guī)r之下20～30 m，上距3#煤層底板一般為59.14 m，9#煤層均厚2.2 m，結(jié)構(gòu)簡單，無夾矸。直接頂板為0.59～2.53 m的砂質(zhì)泥巖，基本頂為2.20～5.40 m的細粒砂巖或石灰?guī)r，底板為1.60 m的砂質(zhì)泥巖。9#煤層屬結(jié)構(gòu)簡單、穩(wěn)定可采的中厚煤層。

《四明山煤礦9106-1工作面水文地質(zhì)報告》顯示9106-1工作面地質(zhì)構(gòu)造相對簡單，主要以中小型斷層為主，斷層平均落差為0.8 m，平均傾角為47°。工作面在回采前期共計揭露6條斷層，斷層最大落差為1.1 m，對工作面回采影響不大。工作面回采至420 m處預(yù)計揭露F9正斷層，斷層落差為1.7 m，傾角為52°。通過對運輸順槽圍巖觀察發(fā)現(xiàn)，該斷層預(yù)計從工作面20#～24#范圍內(nèi)支架前方揭露，并向運輸順槽方向延伸，斷層與工作面傾向夾角為12°。該斷層是整個工作面落差最大的斷層，對工作面影響大，影響工作面回采長度達64 m。

2 初步設(shè)計過斷層回采方案

2.1 原過斷層方案

9106-1工作面采用綜合機械化回采工藝，工作面已回采至380 m，通過在工作面施工鉆孔發(fā)現(xiàn)F9斷層揭露點位于23#支架前方煤壁，且工作面揭露斷層后回采方向為斷層下盤，斷層上盤煤體在空間上發(fā)生下移。

初步設(shè)計工作面采用俯斜回采工藝，即工作面回采至402 m處時調(diào)整工作面?zhèn)涡焙?，工作面采煤機從機頭處斜切進刀，并調(diào)整采煤機割煤角度以7°俯角下山回采，下山回采期間對斷層下盤留頂煤、破底巖。當工作面下山回采18 m后且完全揭露F9斷層上盤煤體頂?shù)装鍟r及時調(diào)整采煤機割煤角度，沿上盤煤體頂?shù)装暹M行回采。如圖1。

圖1 工作面俯斜回采剖面示意圖（mm）

2.2 原回采方案主要存在的問題

（1）設(shè)備損壞嚴重。與傳統(tǒng)采煤機強行破巖相比，俯斜回采工藝減少了工作面破巖量，加快了過斷層速度。但是9106-1工作面采用俯斜回采過F9斷層時，需破底巖，而工作面底巖主要為粗砂巖，該巖體硬度大，巖石普氏系數(shù)f＞5.0，超過采煤機截齒允許截割硬度，工作面采用俯斜回采采煤機破底巖時，采煤機截齒磨損嚴重，設(shè)備損壞率高。

（2）圍巖控制難度大。采用俯斜回采時需預(yù)留斷層下盤頂煤，頂煤預(yù)留厚度范圍為0～1.7 m。由于9106-1工作面回采的9#煤層結(jié)構(gòu)相對復(fù)雜，煤層穩(wěn)定性差，俯斜回采留頂煤時，頂煤預(yù)留難度大，特別是當留頂煤厚度小于1.0 m時，頂煤很容易出現(xiàn)垮落，頂板維護難度大，液壓支架在留頂煤區(qū)域初撐力及工作阻力不足，威脅著工作面安全回采。

3 導(dǎo)硐法過斷層回采工藝

為了減少工作面過斷層破巖量，降低設(shè)備故障率，加快工作面過斷層速度，決定采用導(dǎo)硐法過F9斷層[1-5]。

3.1 導(dǎo)硐施工工藝

導(dǎo)硐法即沿斷層走向施工一條巷道，對斷層處巖體進行提前挖除，當工作面回采至斷層時將傳統(tǒng)強行破巖、仰俯斜過斷層工藝變?yōu)檫^空巷，從而避免了工作面過斷層時破巖導(dǎo)致設(shè)備損壞、回采效率低等技術(shù)難題，加快了工作面過斷層速度。

（1）通過現(xiàn)場觀察，發(fā)現(xiàn)F9斷層從23#支架向運輸方向延伸，在回采煤層內(nèi)延伸長度為34.5 m（每架支架寬度為1.5 m，共計23個支架），所以決定導(dǎo)硐施工長度為34.5 m。

（2）導(dǎo)硐開口位置位于運輸順槽425 m處，硐室與斷層走向平行布置，硐室為梯形斷面規(guī)格，硐室工作面?zhèn)认飵透叨葹?.9 m，斷層上盤側(cè)巷幫高度為2.2 m，寬度為3.5 m，如圖2。

圖2 硐室圍巖支護斷面示意圖（mm）

（3）采用光面爆破法進行導(dǎo)硐施工，每掘進一個斷面布置40個爆破鉆孔。其中掏槽孔6個，鉆孔深度為1.7 m；輔助孔12個，鉆孔深度為1.5 m；周邊孔22個，鉆孔深度為1.5 m。

（4）爆破鉆孔施工完后對鉆孔內(nèi)填裝礦用三級乳化炸藥以及1#、2#、3#三種毫秒延期電雷管，延期時間為130 ms。其中掏槽孔填裝3支藥卷，周邊孔與輔助孔填裝2支藥卷。每個爆破孔采用水炮泥封孔，封孔深度不低于0.5 m。

（5）硐室爆破施工后，在硐室口與運輸順槽帶式輸送機之間安裝一部礦用隔爆型耙?guī)r機進行煤矸運輸，當硐室施工長度達30 m時及時在硐室內(nèi)安裝一部刮板輸送機。硐室施工期間，在距硐室口20 m新鮮風(fēng)流處安裝22 kW的局部通風(fēng)機進行通風(fēng)。

（6）導(dǎo)硐施工后且硐室內(nèi)圍巖支護全部完成后，工作面繼續(xù)割煤。當工作面與硐室貫通后，逐漸抬高支架行程并在斷層下盤與上盤交界處鋪設(shè)高度為0.5 m道木，使液壓支架、刮板輸送機以及采煤機平順過渡至斷層上盤處。

3.2 硐室圍巖聯(lián)合支護技術(shù)

由于硐室布置在斷層帶處，受構(gòu)造應(yīng)力影響硐室圍巖穩(wěn)定性差，決定對硐室采取錨桿、鋼帶、錨索組合以及玻璃鋼錨桿聯(lián)合支護。

3.2.1 硐室頂板支護

（1）錨索吊棚鎖口。硐室開口5.0 m范圍內(nèi)采用錨索吊棚進行鎖口。吊棚主要由JW型鋼梁和恒阻錨索組成，鋼梁長度為3.2 m，寬度為0.32 m，恒阻錨索長度為4.5 m，直徑為21.8 mm，吊棚施工排距為1.0 m。

（2）JW型鋼帶施工。頂板永久支護采用JW型鋼帶配套左旋無縱筋螺紋鋼錨桿聯(lián)合支護。JW型鋼帶長度為3.2 m，寬度為0.28 m，每根鋼帶采用4根長度為2.5 m、直徑為22 mm錨桿支護，錨桿布置間排距為1.0 m。

（3）組合錨索加強支護。為了防止斷層帶處頂板出現(xiàn)破碎、垮落，沿斷層帶方向施工組合錨索進行加強支護。組合錨索采用“二.三.二”布置方式，組合錨索布置間距為1.2 m，排距為2.0 m。每組組合錨索由長度及寬度為0.5 m鋼托板以及3根長度為6.3 m、直徑為21.8 mm恒阻錨索組成。

3.2.2 巷幫支護

為了便于工作面回采，硐室巷幫主要采用玻璃鋼錨桿、玻璃鋼托盤、鋼錨桿聯(lián)合支護。

（1）斷層下盤側(cè)巷幫高度為3.9 m，其中底板往上1.7 m為粗砂巖，1.7～2.2 m范圍內(nèi)為9#煤層，決定對下盤側(cè)巷幫施工三排護幫，其中第一排、第二排為玻璃鋼錨桿支護，第三排為螺紋鋼錨桿支護。斷層上盤巷幫高度為2.2 m且全部為9#煤層，巷幫施工兩排玻璃鋼錨桿。

（2）玻璃鋼錨桿長2.4 m，直徑為23 mm，每根錨桿配套一塊長度為0.32 m、寬度為0.25 m玻璃鋼托盤，錨桿布置間排距為1.0 m，其中第一排護幫距頂板間距為0.5 m。

4 結(jié)語

至7月29日，9106-1工作面已回采至440 m處，工作面已過渡至F9斷層上盤。工作面采用導(dǎo)硐法過斷層，解決了傳統(tǒng)回采工藝采煤機破巖量大、設(shè)備損壞嚴重等技術(shù)難題。導(dǎo)硐法工作面采用爆破破巖代替?zhèn)鹘y(tǒng)機械破巖，減少采煤機破巖量540 m3，對導(dǎo)硐區(qū)域圍巖采取聯(lián)合控制技術(shù)，過斷層期間未出現(xiàn)頂板破碎、煤壁片幫現(xiàn)象，保證了工作面安全快速回采，取得了顯著應(yīng)用成效。