淺談大傾角煤層的綜采工作麵過中型斷層的綜合技術

淺談大傾角煤層的

綜采工作麵過中型斷層的綜合技術

楊磷¹，吳成遠²，範勇軍²

（攀煤公司花山煤礦）

摘要：本文以花山煤礦4236綜采工作麵成功通過中型斷層為實例，係統闡述了過中型斷層采取的一係列的技術、安全措施，保證了人員、設備的安全，提高了綜采隊伍過斷層技術水平，完善了過斷層的處理機製，填補了攀煤公司綜采工作麵過中型斷層的空白，為同類綜采工作麵過斷層提供了學習和借鑒的範例。

關鍵詞：大傾角中型斷層綜采麵樓層支護法

1、工作麵概況

4236綜采麵位於花山煤礦四采區，其走向長為 604m ～ 606m ,傾斜長為 90m ～ 101m ，傾角為39°～44°，煤層平均總厚度為 3.52m ,回采煤量為28萬噸。

4236綜采工作麵的煤層結構複雜，有三層煤和兩層夾矸。主要開采23^-1#和23^-2#兩層煤。其老頂為大於 20m 的淺灰色厚層狀粗砂岩，直接頂為 1.1m 深灰色中厚層狀泥質粉砂岩，偽頂為 0.75m 黑色中厚層狀泥質粉砂岩，直接底為 2.0m 黑色薄層狀泥質粉砂岩。4236綜采麵揭露一條在區段回風巷和區段運輸巷落差分別為 7.0m 和 1. 5m 的傾角為32°的正斷層。

4236綜采工作麵采用走向長壁後退式采煤法,采空區采用全部垮落法處理。

圖1工作麵地質構造

2、過斷層的可行性03manbetx

2.1員工操作技術的可行性

綜采一隊是攀煤公司成立的第一個綜合機械化采煤隊。全隊現擁有高級職稱29人，中級技術職稱64人，機電技術員3人，采礦助理工程師3人，機電工程師1人。現已發展成為一支經驗豐富、技術過硬的綜合機械化采煤隊伍，成為花山煤礦培養綜合機械化采煤技術人才的搖籃。該隊人員先後被派往四川華瑩山、山東青島等地學習綜采技術，並掌握了山東、上海、四川等地的專家到現場傳授的經驗和技術。該隊回采了七個難度大的工作麵，其中對複合頂板、急傾斜煤層、留底煤開采取得較大成功。由此，鍛煉出一批專業技術好，操作本領強的員工。有著豐富經驗和高超技術的員工，使得過中型斷層在操作技能方麵得以解決。

2.2設備過斷層的可行性

根據回風巷斷層帶上的螺紋錨杆的錨固力試驗，杆體位移20mm時，平均錨固力為40KN。而工作麵液壓支架支護強度為0.6Mpa，足以能支撐起液壓支架上方的直接頂及部分老頂。F₄大斷層雖然在區段運輸巷有1.5m落差，但不影響采煤機的正常工作,隻是在傾斜方向上距區段運輸巷的下安全出口36m～40m時才開始對回采工作有影響。

根據工作麵通風、行人、機械設備等要求，通過F₄斷層的需要通過沿走向上15m左右、沿傾斜方向45m左右的粗砂岩。粗砂岩的普氏係數為6～7，打眼放震動炮後用采煤機切割岩石較為容易。工作麵按仰偽斜布置時，采線與斷層走向夾角控製在 ～ ，這樣就減小了揭露斷層麵的長度，減少過斷層的困難。設備的良好性能為過斷層提供了必要的物質基礎。

2.3過斷層的經濟可行性

為了減少資源的損失，創造最大的經濟效益，設計了兩個方案。

方案一：設備搬家法。即按照“重新開劈安裝切眼→開劈拆除切眼→拆除設備→安裝設備”的工序進行。根據本工作麵頂底板的實際情況，在離運輸巷斷層上盤斷煤交線10m處開劈拆除液壓支架通道，在離回風巷斷層下盤斷煤交線10m處開劈切眼安裝液壓支架，兩通道間的煤柱為斷層保護煤柱。此煤柱沿走向75m，除去工作麵的矸石量約0.83萬噸，將會損失約2.18萬噸的原煤。按公司內部市場的原煤單價計算，將會損失606.30萬元，材料消耗51.23萬元，工期按80天計算出人工費80萬元，總共需投入131.23萬元。經濟效益為-836.53萬元。

方案二、直接回采法。即采線直接通過斷層，不留任何保護煤柱。按公司內部市場的原煤單價計算將獲得606.30萬元，除去材料消耗122.58萬元和工期按100天計算出的人工費100萬元，總共需投入220.58萬元。經濟效益為385.72萬元。

綜上所述，從資源利用率及經濟效益的角度來看應采用方案二。

3、過斷層的主要技術

3.1爆破作業

4236綜采工作麵過正斷層采用放震動炮後采煤機切割的方式對正斷層的上、下盤進行挑頂、拉底作業。

3.1.1 震動爆破

本工作麵炮眼采取五花眼布置，用YT-23（7655）型氣腿鑿岩機濕式打眼、采用正向裝藥結構（圖2）、串聯聯線方式。依據現場實際砂岩及煤層情況，可以適當調整炮眼位置及裝藥量，盡可能使爆破作用指數n=0.75，達到鬆動效果。本工作麵采用分段打眼、分段爆破，堅決執行“一炮三檢”、“三人聯鎖”製度。在瓦斯濃度CH₄%≤0.2%的範圍內方能裝藥放炮。放炮員必須在運輸巷距離爆破點不小於 150m 的地點起爆，每次爆破斷麵長度不得大於 6m 。工作麵的所有人員必須撤退到運輸巷或回風巷距安全出口 100m 以外的幫、頂支護完好的地點，嚴禁在液壓支架內躲炮。

圖2正向裝藥結構示意圖

表一工作麵每次震動爆破說明書

圖3炮眼布置示意圖

3.2采煤機的調整

3.2.1 采高控製

4236綜采工作麵采用ZQY2600/15/35液壓支架支護頂板。液壓支架可調高度為 1.5m ～ 3.5m 。在無地質構造影響的情況下，為提高采出率和降低灰度，采高控製在 3.2m 以內。在過斷層期間，為減少割岩量和材料損失，滿足行人、通風、運料等的要求，加快過斷層的進度，將采高控製在 2.0m ～ 2.3m 之間。

3.2.2 改變采煤機進刀方式

4236綜采工作麵在正常生產時，采煤機的右滾筒采取順時針旋轉並沿底板割煤的方式，左滾筒采取逆時針旋轉並沿頂板割煤的方式。這種布置方式采煤司機操作安全，煤塵少，裝煤效果好。在過斷層時，采煤機的左滾筒采取逆時針旋轉，且依據無斷層段的下盤底板或上盤頂板的傾斜延長線割煤，右滾筒采取順時針旋轉依據左滾筒切割的高度，調整采煤機的搖臂，將采高控製在 2.0m ～ 2.3m ，並把采煤機的牽引速度控製在 2.0m /min以內。這種布置方式可以有效減少碎矸垮落量，保證工程質量，提高工作效率。當工作麵采至回風巷的斷層處時，工作麵端頭空間變小，頂板破碎，采煤機的進刀方式由原來的工作麵端部割三角煤斜切進刀方式改成中部斜切進刀，有利於采煤機在中部停留和維修保養。

3.3調斜工藝

由於工作麵受特殊條件的限製，若工作麵按正常推進的方式通過斷層，將有約25m的距離處於斷層帶，增大了斷層帶與采線的接觸長度，增加了回采工作的難度，不利於煤壁、頂板的維護管理，所以在進入斷層前，對工作麵進行調斜。

為此，我們采取先調采工作麵SGZ730/200刮板輸送機尾，讓工作麵采線在工作麵下部首先揭露斷層，而中上部仍然正常回采。當下部岩石過完後再逐步調采至SGZ730/200刮板輸送機頭，使工作麵采線揭露的岩石逐步上移，分步揭露斷層，從SGZ730/200刮板輸送機尾過渡到SGZ730/200刮板輸送機頭逐漸調采以通過整個斷層。調采實行一“長”、三“短”刀結合。“長”刀是采煤機一次采全工作麵，截深為600mm，“短”刀為采煤機截割工作麵下部，截深由600mm向0mm過渡。過完斷層後，由於掘送巷道的調整，工作麵長度將會縮短約10m，因此，拆除工作麵上部5台液壓支架並進行調采，最終在過完該斷層後工作麵的超前量控製在8.0m內。

3.4端頭支護

3.4.1 超前支護

F₄斷層麵在回風巷影響的距離長達 25m 。在這 25m 內頂、底板比較破碎，維護比較困難。為了提高端頭支護的效果，滿足通風、行人、運料的需要，將工作麵上安全出口高度控製 1.8m ～ 2.0m 內。

支護強度計算：P_t=9.8hγk

=9.8×2×2.5×8

=392KN/㎡

式中: P_t—工作麵合理支護強度，KN/㎡；h—采高，取2m；

γ—頂板岩石容重,取2.5t/m³；

k—工作麵支柱應該支護的上覆岩層厚度與采高之比（4～8），取8。

n= = =1.71根/㎡

式中：n——支柱的密度，根/㎡；Pt——工作麵合理的支護強度，392KN/㎡；

Rt——支柱實際支撐能力，229.2KN/根。

為此，在回風巷F₄斷層25m範圍內補掛雙層金屬網。在金屬網的下方打設柱距×排距：800mm×1000mm的“戴帽穿鞋”的單體液壓支柱作為回風巷的超前支護。

3.4.2 上端頭加強維護

由於斷層發育過程中，兩盤相互錯動、相互擠壓、相互揉搓，使斷層帶附近岩石較為破碎，裂隙發育。采用錨網（索、梁）聯合支護可將力從岩體表麵傳遞到岩層深處，防止頂板離層。

（1）錨杆支護。 樹脂錨杆多為端頭錨固型，也有全長錨固型。本工作麵使用端頭錨固型的樹脂錨杆。在樹脂錨固劑作用下，將錨杆端頭或錨杆粘結在錨杆孔內。它凝結硬化快，粘結強度高，在很短時間內便能達到很大的錨固力。錨杆通過錨固頭和墊板對圍岩產生的壓應力，改善了圍岩應力狀態。

1）錨杆長度計算：

L＝KH+L₁+L₂

式中：L——錨杆長度，m；H——冒落拱高度，m；

K——安全係數，一般取K＝1.6；

L₁——錨杆錨入穩定岩層的深度，一般按經驗取 0.6m ；

L₂——錨杆的外露長度，一般取 0.05m ；

其中：H＝ ＝ ＝0.61m

式中B——巷道開拓寬度，m；

f——岩石堅固性係數，按粉砂岩考慮，取3；

則：L＝KH+L₁+L₂＝1.6×0.61+0.6+0.05＝1.626m取2m。

2）錨杆的間距、排距計算：

按照錨杆間、排距相等的原理計算：

錨杆間、排距a＝Q/KHν

=

= 1.3m

式中Q——錨杆設計錨固力，40KN/根；

k——安全係數，一般取1.5～2.0；H——冒落拱高度，m；

ν——被懸吊岩石的重力密度，取25kN/m³。

錨杆間、排距確定為1000㎜。

（2）錨索支護。在工作麵的上安全出口及拆架通道都采用預應力錨索加強支護。預應力錨索是向岩層傳遞力的一種支護手段，可按給定的方向和荷載大小將力從岩體表麵傳遞到岩層深處，從而使被加固的岩體受到一個有益的預壓應力。在這一過程中，岩體得到加固並使其強度增加，其他力學性能也會得到改善。目前，我礦使用的是Φ15.24mm、強度1860Mpa的鋼絞線。

1)錨固段的確定

=1.58

式中：K——安全係數； ——錨具效率係數，取0.95；

m——張拉應力控製係數；取0.60。

Lb是樹脂錨固劑與孔壁岩石的粘結長度，選計算最大值。

=

= 0.41m

= 1.7m

式中：La——樹脂錨固劑與鋼絞線的粘結長度，m；

Lb——樹脂錨固劑與孔壁岩石的粘結長度m；

K——安全係數；Nt——錨索設計載荷，N；

d——鋼絞線直徑，mm；D——鑽孔直徑，mm；

τa——樹脂錨固劑與鋼絞線的粘結強度，MPa；

τb——樹脂錨固劑與孔壁岩石的粘結強度，MPa。

表1樹脂錨固劑與岩石及與鋼絞線粘結強度參考值（單位：MPa）

煤、頁岩、泥灰岩、粉砂岩	1.6～3.0
砂岩、石灰岩	3.0～5.0
花崗岩、各種火成岩	5.0～7.0
鋼絞線	12.0～16.0

表2預應力錨索係列

2）錨索長度的確定

岩孔深度為錨索錨固段長度和自由段長度之和∑hi，通常以錨固段進入堅硬岩層來選取，根據鬆弛要求，自由段長度應在3m以上，並超過圍岩破裂麵1.5m以上。岩孔深度L 為

L ＞∑hi+Lm+1=3+1.7+1.5= 6.2m 式中：Lm——選取的錨固段長度，m。

3）錨索間排距的確定

S =6.2/2= 3.1m

S——錨索孔間排距m；L——為錨索孔長度m。

綜上所述，錨索長度為6.3m，每根錨索用3支K2360樹脂錨固劑，錨托盤改用長度2.4m的工字鋼。（工字鋼在距端頭200mm處打設孔徑28mm的孔）錨索外露長度不超過300mm，間排距為2.5m，並根據打錨索眼流出的岩水顏色確保錨入穩定岩層不小於1.5m。工字鋼沿走向布置，並在兩根錨索攪拌好後，用兩台YDC180/150液壓張力千斤頂同時拉緊錨索，確保每根錨索的拉力不低於37MPa。

為了確保錨索支護強度，在錨入岩層的錨索端部用14^#鐵絲夾入錨索中並纏繞3組，每組四圈，第一組距端頭 50mm ，其於每組間隔 100mm 。此方法增加了錨索與樹脂錨固劑的接觸麵積，同時錨索端頭不易鬆散，提高了錨固強度，能夠更加充分的攪拌樹脂錨固劑（如圖4）。

圖4錨索加固示意圖

1、錨索，2、鐵絲圈，2、結頭，4、鋼絞線

3.5過斷層期間的防護裝置

3.5.1 液壓支架防倒防滑

液壓支架的下滑力主要來自液壓支架的自重,當自重在傾斜方向的分力大於頂底板對液壓支架的壓力所產生的摩擦力時,液壓支架必然向下滑動。

F = f —Gsinα式中G——液壓支架重量；

f——頂底板對液壓支架的壓力；α——頂板傾角； ——摩擦係數。

從上式中可以得出，隻有f達到一定值時，才能防止液壓支架下滑。根據牛頓第一定律，液壓支架達支撐力增大，頂底板對液壓支架的壓力就增大了。F>0時，能有效防止下滑。為此，工作麵采取間隔拉架。液壓支架保持適當的迎山角，以抵消頂板下沉時的水平位移量；液壓支架頂梁間高低差不得超過側護板的三分之二,且不得歪斜，擠架、咬架,架間空隙≤200mm，端麵距≤340mm，盡可能的保證采麵“三直一平”。

升柱時，使液壓支架頂梁與頂板嚴密接觸約3～5秒,確保液壓支架有足夠的初撐力。若液壓支架頂梁不能與頂板成麵接觸時，必須采用半圓木、刹杆等材料接頂，若一架液壓支架未有效接頂，且用其他材料全部接頂有困難時，可用單體液壓支柱支撐液壓支架，但確保不會出現連續二架及以上的液壓支架不能有效的支護頂板。若發現液壓支架有歪、斜預兆時,液壓支架工要配合側護板、底調、平衡千斤頂及時調整液壓支架狀態,或者使用DZ係列的單體液壓支柱輔助作業，及時處理，防止事態進一步擴大。

3.5.2 輸送機防滑

在過斷層期間，輸送機下滑會加大安全生產的難度。引起其下滑的主要因素是采煤機割煤方向；輸送機在推移過程中的自重；煤矸的重力、運輸方向；切割阻力及斷層附近的頂、底板凹凸不平，容易出現變坡段，坡度變大，增加下滑分力等。這些因素將使輸送機產生向下的滑動位移。

（1）輸送機下滑往往牽動液壓支架下滑。因此，合理調整液壓支架受力作用可以控製輸送機下滑。輸送機的中部槽與相對應的液壓支架是通過推溜框和聯接錘相連,在推移過程中要兩者之間互為支點,相互影響,互相製約。嚴禁使用軟聯結中部槽與相對應的液壓支架。從而可以減少或避免輸送機下滑。

（2）用單體液壓支柱輔助支撐防止輸送機過斷層下滑。其方法：單體液壓支柱的鉸接頂蓋打在支護效果好的液壓支架底座，單體液壓支柱的底端打在輸送機的中部槽體合適位置，確保單體液壓支柱有足夠的支撐力，每隔6台液壓支架打設一組防滑單體液壓支柱，每組三根。將輸送機更多下滑分力轉移到液壓支架，減小輸送機下滑分力。若推溜框有出槽或向下轉動的趨勢，及時用單體液壓支柱的調整其姿態。（3）嚴格把握割煤方向和移輸送機推移順序。采煤機單向下行割煤，上行清掃浮煤；從工作麵的下端頭開始移輸送機，（先移第3^#液壓支架，再移第1^#液壓支架，最後移第2^#液壓支架）從下至上的進行推移，嚴禁在工作麵隨意推移輸送機,破壞工作麵的受力平衡。

3.5.3 防飛石裝置

由於工作麵是仰偽斜布置，在煤矸重力、頂板壓力、岩石構造力等作用下使工作麵易片幫，為了保證員工和設備的安全，安設了兩種防飛石裝置。一種是在SGZ730/200輸送機的電纜槽外加設高度為800 mm,長度為1500mm，厚度為5mm的鋼板製作成加高擋煤板形成傾斜方向上的屏障；另一種是在工作麵的每五台液壓支架安設沿走向的防竄矸裝置。防竄矸裝置由雙層金屬網、廢舊皮帶組成。即在液壓支架主梁上吊掛雙層金屬網，在金屬網的下麵用鐵線將廢舊皮帶捆綁在液壓支架上和刮板輸送機加高擋煤板上，形成走向上的屏障(見圖6)。通過上述兩種防竄矸裝置有效解決了上部煤塊下滑傷人問題。

圖5走向的防竄矸裝置

1、廢舊皮帶 ，2、金屬網，3、加高擋煤板

3.6斷層帶的措施

斷層帶的技術措施是過斷層的關鍵環節，方便快捷的技術、安全措施能減少工程量和提高工作人員、設備的安全等級。

3.6.1 煤壁片幫冒頂的處理方法

（1）煤壁片幫不嚴重時,采取提前支護。當煤壁剛發生片幫時,不必等采煤機割煤,就及時打開ZQY2600/15/35液壓支架特有的伸縮梁，並打開其護幫板，使煤壁片幫後的頂板和煤壁得到提前支護。這時回采工藝過程為：打開伸縮梁和護幫板→開動采煤機→收回護幫板和伸縮梁→割煤,可大大減少梁端與煤壁的空頂距離和空頂時間。在采煤機割煤後及時移液壓支架後再移輸送機,這時回采工藝過程為：割煤→打開伸縮梁和護幫板或移架→推移輸送機。為此,必須保證液壓支架拉到煤壁時600mm的伸縮梁在收回狀態，且保持伸縮梁、護幫板的管路完好可靠。

（2）煤壁片不嚴重，出現局部漏冒型冒頂時，采用人工掏柱窩打貼幫柱、架走向抬棚的超前支護方法。即用直徑180mm～200mm的圓木做梁,梁的一端插入柱窩並在梁端打設單體液壓支柱升緊貼煤幫,另一端插入液壓支架頂梁上,一台液壓支架上架二根梁,然後在架好的梁上麵鋪密半圓木,並采用一刀一背頂的方法確保頂板的有效控製。一般情況下,超前掏窩深度由液壓支架伸縮梁前端不大於2.0m ,以便采煤機通過工作麵在兩頭頂板、煤壁較好處割煤。

（3）出現大麵積漏型冒頂時，采用通道法和構建樓層法聯合支護頂板。

根據礦壓監測數據和以前的治理經驗，待周期來壓之後，采取通道支護法提前支護頂板。在斷層帶往上頂板完好的地段開始，按照從上往下的順序進行開設煤壁通道，開設至斷層麵往下頂板較完好的位置為止。每次開設煤壁沿傾斜長度不大於2m，沿走向不大於1.2m，最終開設煤壁深度不大於3m，開幫上下口必形成“八”字型口，開口麵與煤壁成45度的夾角。通道的頂板即為煤層的頂板，用錨（杆）索、鋼筋托梁、金屬網聯合支護，將冒頂區應力傳遞到岩層深處。

在大麵積漏冒型冒頂區采用構建樓層支護法來支護頂板。首先在冒頂區進行“敲幫問頂”等隱患排查，且先不要清掃冒落的矸石，再矸石堆上打好排柱距為1.0m×1.0m的戴帽點柱臨時支護頂板。根據實際情況，確定錨索長度，以錨入穩定岩層2.0m為準，即有白色的岩漿流出後再打設深度2.0m為止。錨索按間排距為2.0m×2.0m的布置。鋪上金屬網，正常安裝錨索後，再安裝鋼梁。梁是由每端鑽有兩個孔徑∮23mm的15kg/m的鐵道或工字鋼在製成的。安裝時，用兩台YDC180/150液壓張力千斤頂同時拉緊梁下的錨索，以便形成“樓頂”。在下一層安裝第二根梁，形成“樓麵”。安裝錨索的鎖具時，一個鎖具正安，用於起吊此梁，另一個反安，用於起吊下一梁。樓麵與樓麵的距離1.5m～2.5m為宜。在樓麵間架設用8^#鐵絲捆綁牢固的半圓木構成的“井”字型木垛。每個木垛按從下往上的順序接頂，整體木垛按從上往下的順序進行。每次安裝之前先將相應位置的浮貨清掃到有一個“樓層麵”的高度。等待樓層架設好以後，再用兩台YDC180/150液壓張力千斤頂同時拉錨索以便接頂完後能對梁起到支撐作用。當與液壓支架的高度相當時，在梁下方打設柱距為1000mm的單體液壓支柱。（如圖6）搭接有木垛的液壓支架采取“帶壓移架”且“間隔拉架”的方式作業。

圖6構建樓層支護法示意圖

1、“樓頂”，2、“樓層麵”，3、單體液壓支柱

4、工字鋼 ，5、半圓木，6、錨索鎖具，7、錨索，8、頂板

3.6.2 輸送機調整的方法

為了維護頂板、減少破岩量，順利過渡斷層，在斷層的下盤必須留頂臥底，在斷層的上盤采取挑頂提底的方式控製輸送機與水平麵的夾角。常規的做法是利用采煤機下切煤層的底板或者留底板割頂板的辦法來臥底或留底。但這樣的方式太慢，靈活性差，不利於工作麵的快速調整。特殊的方法是利用平衡千斤頂、卸扣、單體液壓支柱、礦用高強度鏈等聯合作業來達到提底、臥底的效果。

（1）理論依據

SGZ730/200刮板輸送機整機彎曲性能：

水平彎曲度：±1.2°

垂直彎曲度：±3°

平衡千斤頂的拉、推力：

=

其中D——缸徑，cm；P——工作壓力，Pa。

礦用高強度鏈條負荷為20KN，每塊中部槽及銷軌等的重量約為4.6KN，平衡千斤頂自重0.51KN，小於386.5KN。支架支護強度為0.6Mpa，所以利用平衡千斤頂能將SGZ730/200刮板輸送機懸吊起。

每台液壓支架及其管線重約146KN，柱徑 100mm 的每根單體液壓支柱的工作阻力187～300KN以上，用兩根單體液壓支柱足以支撐起一台液壓支架。

（2）實際應用

提底時，用卸扣和礦用高強度鏈將平衡千斤頂連接到液壓支架主梁上，再將平衡千斤頂全部伸出，最後把礦用高強度鏈連接到刮板輸送機的銷軌上。收縮平衡千斤頂即可提升，在中部槽下麵充填夾矸或木料就能快速提底。臥底時，先對要臥底段的底板進行震動爆破後，再將平衡千斤頂部分伸出，用礦用高強度鏈連接到刮板輸送機的銷軌上，收縮平衡千斤頂將中部槽提起後，把其下麵的矸石清理一部分，最後伸出全部平衡千斤頂。

圖7液壓支提底示意圖

1、卸扣2、平衡千斤頂3、礦用高強度鏈4、銷軌5、半圓木

液壓支架提底時，首先用單體液壓支柱支撐在液壓支架主梁上，其次收液壓支架的立柱將其底座提起，在底座下麵充填夾矸或木料等，再升立柱就能快速提底。液壓支架臥底時，首先用單體液壓支柱支撐液壓支架主梁上，其次收液壓支架的立柱將其底座提起，根據實際需要確定炮眼深度，裝藥後，遠距離操作將液壓支架落平底板上，再進行震動爆破。放炮後，將液壓支架底座提起，清理矸石。最後升液壓支架的立柱即達到臥底要求。

圖8刮板運輸機提底示意圖

4、結束語

（1）回采通過中型斷層從根本上減少了綜采設備拆除、安裝、搬家的次數，避免了大量時間的浪費，保證了采煤工作麵的連續性。

（2）成功通過中型斷層，不僅豐富了回采技術，還提高了員工技能，為今後斷層合理圈定到工作麵內提供了良好範例和寶貴經驗。

（3）此次綜采工作麵全部通過中型斷層共用92天，未發生輕傷及以上的02manbetx.com ，並節省大量的資源、人力、財力，創造價值約380萬元，獲得了良好的經濟效益和社會效益。

參考文獻

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楊磷：攀煤公司花山煤礦，采煤助理工程師，電話：15881298107，郵箱：yanglin815@126.com

吳成遠：攀煤公司花山煤礦，采煤助理工程師

範勇軍：攀煤公司花山煤礦，安全助理工程師