采煤工作麵過斷層
礦區，工作麵回采過程中，往往會多次出現過斷層回采，給設計和生產帶來很大困難。回采過FX8斷層組有兩種方案:其一為重開切眼,跳采,其二為直接過斷層。重開切眼,綜采支架搬家—跳采—搬家,至少須投入資金100萬元,而且丟失斷層兩盤三角煤13萬t,同時加大了該礦綜放工作麵接續的難度。隻要采取相應措施直接過斷層回采，既可達到安全采煤之目的，又能取得顯著的經濟效益。
一般采用以下幾種方法過斷開采：
(1)直接割煤過斷層
當斷層落差較小，上下兩盤接觸處之間的煤層的厚
度大於或等於液壓支架的下限通過高度，則液壓支架可
以順利通過，綜采工作麵可直接采煤過斷。
(2)割頂(底)采煤過斷
斷層上下兩盤接觸處之間的煤厚小於液壓支架下限
通過高度，煤層底板或頂板岩石較軟且頂板較完整，可
通過機組割底或割頂直接采煤過斷。
(3)用預掘巷與割底相結合的方法過斷
斷層落差較大，可采取預掘巷輔助法過斷。
2)用預掘巷與割底相結合的方法過斷層
大同挖金灣礦開采12-18801工作麵時,工作麵推進394m,遇到一條落差為0.68～1.45m的正斷層。根據斷距及MLS3-340采煤機的最小采高1.4m、ZY500-19/12液壓支架的下限通過高度按1.4m,支架傾斜度、斷裂麵破碎程度等條件,提出了如下過斷層設計:緊貼斷層麵,沿著斷層走向掘1條30～50m長的巷道,其規格為寬2.5m、高1.8m,然後在斷層一側,跨斷層由外向裏開幫,遞進開2m幫,使巷寬增加到4.5m。然後在小斷麵棚中間支大斷麵長梁棚,1棚3腿,並在長梁上補1架1 7m長的錨栓,以防機組通過時推倒棚腿,造成梁掉,頂板垮落,如圖1。
機組通過巷道前，還必須處理好支護與采煤的關係。
過巷時，棚梁方向基本與煤壁方向垂直，當工作麵支架接觸巷道長棚梁時，必須使支架前探梁托在棚梁下麵，然後移架。如果頂板不穩定，可在煤壁貼近頂板處打超前眼扡入適當數量的鋼棒，以使頂板保持相對穩定，
工作麵過斷時，還要解決底板坡度變化的問題。為
使機組和支架順利通過，需建造·-個坡度(見圈2)。坡
度的大小立要根據支架的縱問穩定性和支架鉸接前探梁
允許的上下擺動角度確定。我礦所使用的ZY500-19/12
型支掩式艾架，鉸接前探梁的擺動範圍是±50，因而
坡度控製在12～140。
3) 開鑿斷層巷 回采過斷層
五陽煤礦51采區地質構造複雜,回采過程中經常遇到斷層及構造破碎帶等。5103綜放工作麵煤層埋藏深度平均為220m。工作麵基本沿煤層偽傾向布置,運輸巷煤層沿底板有波狀起伏變化,平均坡度6°,運輸巷全長540m,切眼長150m。煤層厚度穩定,平均厚度為6.31m,含兩層夾矸,煤層普氏係數f=3～8,老頂為中粒砂岩,石英為主,致密堅硬。采用後退式割底煤、低位放頂煤的綜合機械化采煤方法,使用MG—360型雙滾筒采煤機,采高3.0m,截深0.6m,滾筒直徑1. 8m,使用ZZPF—4400型液壓支架,全部跨落法管理頂板。
5103工作麵運輸巷由切眼向外至停采線共揭露四條斷層,第一條斷層落差為3. 8m。采用平推硬過的方法。開始斷層岩石比較鬆軟時,可用采煤機滾筒割下。當斷層落差較大,岩石較硬采煤機難以截割通過時,采用打淺眼、少裝藥、放小炮挑頂的方法, 過斷層期間,生產推過速度明顯降低。第二、第三條斷層落差分別是0.8m和1.3m,對回采影響不大,都采用平推硬過的方法,第四條斷層落差4.5m,如仍采用硬過的方法顯然將對正常生產影響很大。因此采取開鑿斷層巷的方法,先將斷層岩石破取,而後使工作麵通過這段空巷,保證工作麵的正常生產。
施工順序：
① 先在斷層處(見圖2)垂直運輸巷開口掘一條中間巷,平掘見頂後停掘,鑿斷層巷垂直中間巷開口平行運輸巷掘進,從裏到外依次掘三巷,全部將斷層掘完。
② 當裏麵巷道掘到設計位置(即棚梁下麵煤層厚度夠2. 5m時),從裏往外稍靠運輸巷側打木垛進行加固。
③ 第二拱掘進時,保證兩巷棚梁頭相接, 第二拱掘到設計位置時,第一拱從裏往外打木垛進行加固,方法同上。
④ 第三拱掘進同前兩拱一樣,最後用木垛加強支護。三拱巷道掘完後,基本把影響生產的岩石破取。其餘斷層延伸部分雖對回采也有影響,但此時隻要工作麵適當降低采高(2.5m),隻需破除少量的岩石即可。
工作麵過斷層巷由於提前開鑿了斷層巷,造成應力的重新分布,所以過斷層巷的關鍵問題是加強對工作麵頂板的控製,見圖3。
4)大采高綜采工作麵采用俯仰斜回采過斷層
(1)工作麵概況
義馬礦務局耿村礦(2-1)11061工作麵位於東一采區西翼,東至采區軌道上山,西至采區邊界,上部為已采的(1-2)11041和11061工作麵。其煤層屬半亮型塊狀結構,內生節理較發育,性脆、中硬。煤層中含兩層夾矸,上層為堅硬的灰白色細砂岩,下層為質軟的棕褐色泥岩。兩層夾矸累計厚度0.3m。工作麵走向長640m,斜長146m,煤層傾角14～18°,煤層厚4.5～5.4m。工作麵布置如圖1。
(2)過斷層工藝
根據斷層產狀,與工作麵走向成65～75°斜交,落差1.4～4.5m之間,斷層影響寬度70m左右。結合煤層厚度平均5.2m,支架支撐高度2.5～4.7m之間,以及斷層破碎帶30m寬,工作麵上巷在斷層帶附近由裏向外以4°傾角下降,決定采用俯仰斜回采過斷層法,如圖2所示。具體作法是:在工作麵推進到距斷層40m時,采用沿煤層頂板以6°傾角俯斜回采,並逐漸降低采高;待推進到距斷層線2m時,再以7°傾角仰斜回采,並逐漸增大采高,減小仰斜角度,直至采出斷層帶,盡快消除上巷與上端頭的台階。
斷層由下巷落差1.4m至上巷逐漸增大到4.5m。因此工作麵機械設備要下落3.5m左右。為了確保上端頭及機尾的正常行人、通風,保證不發生冒頂02manbetx.com ,保證煤炭質量,采取了安全技術措施。
① 在距上端頭20m範圍內,支木套棚和機尾支架頂梁搭接,護好破碎頂板。在工作麵距斷層10m(以6°傾角逐漸向下俯采)時,架設木垛棚支護好頂板,直至通過斷層帶。
② 在過斷層期間全部實行擦頂帶壓移架,且前梁緊頂煤壁,盡量縮小梁端距,防止片幫冒頂。
③ 為了控製住頂板,盡量少破頂,在保證支架良好的受力狀態情況下,使采高控製在最低限度內。
④ 采煤機在割煤時,先割底刀,後割上刀。割後及時移超前架,嚴禁大麵積空頂。
⑤ 加強通風管理,防止上端頭瓦斯聚積;在機頭處掛擋風簾,在支架間噴灑阻化劑和機尾隨采隨灌漿等防火措施。
⑥ 當工作麵推進到斷層落差較大的位置時,由礦統一安排對煤矸進行分裝分運,盡力減少對煤炭質量的影響。
5)“三軟”4.5m厚煤層綜放開采過斷層
(1) 工作麵概況
任樓煤礦7215工作麵走向長685～658m, 工作麵長150m,煤厚3.4～5.3m。煤層傾角16～19°。采高2.2m,放煤高度2.4m,煤質鬆軟,f=0.9～1.6。采放比1∶1.1。選用ZFS4400/15.5/27C型低位放頂煤支架。直接頂為粉砂質泥岩,厚0.8～9.6m,平均4.9m,單向抗壓強度為19.3MPa。老頂為中細砂岩、粉砂岩,厚7.1～13.7m,單向抗壓強度為127.4MPa。直接底為砂質泥岩和粉砂岩,含1～2層煤線,厚2.7m,單向抗壓強度為25.6MPa。屬較為典型的“三軟”煤層。
工作麵內斷裂構造較為發育,有3組斷層:F3正斷層位於工作麵南部,切眼外側。受此影響,切眼附近煤層變薄。FX6正斷層位於工作麵北側,其產狀:170°～190°<70°,H=4.8～7.5m,可不跨采。FX8斷層組共發育4條斷層,其中以FX8為主,位於工作麵中部,對工作麵的回采影響較大。其產狀:
FX8-1:183°<70～90°,H=2.4m;
FX8-2:350°<80°,H=1.3m;
FX8-3:170°<66°,H=1.8m;
FX8:160°<40°,H=3～6m。
工作麵布置及構造如圖1所示。
回采過FX8斷層組有兩種方案:其一為重開切眼,跳采,其二為直接過斷層。重開切眼,綜采支架搬家—跳采—搬家,至少須投入資金100萬元,而且丟失斷層兩盤三角煤13萬t,同時加大了該礦綜放工作麵接續的難度。若不跳采,在推進到FX8而沒接觸到FX8-1、FX8-2、FX8-3組合斷層前,斷層落差小於煤厚,通過提架、縮小采高,減少破矸量。推進到組合斷層後,累計落差大於6m,在工作麵傾斜方向,破矸長度15m左右,走向方向長度約50m,破矸總量約1.5km3,可通過調整勞動組合,放震動炮,集中人工超前破岩,分裝分運保證煤質。為此,決定直接回采通過FX8斷層組。
(2)過斷層工藝
確定工作麵仰角
工作麵從上風巷首先揭露FX8斷層,斷層落差3.0m,斷層處煤層在工作麵推進方向的前上方。通過計算,機尾爬坡點在距風巷頂揭露的斷層前18m起按10°(即每刀抬100mm)提架爬坡,到斷層麵時,支架頂梁正好到斷層下盤煤層底板(見圖2)。
架長梁超前支護頂板
綜放工作麵支架上方為頂煤。受斷層應力擠壓破壞及提支架爬坡、頂煤逐漸變薄的影響,煤壁易片幫、漏頂。因此,煤機割煤後要及時帶壓擦頂移架,一次到位,端麵距小於300mm。為防止頂板沿煤壁斷開,頂板超前破碎,且隨工作麵推進,頂煤逐漸變薄,易冒頂。為此,在距斷層麵5m時人工超前管理頂板,用Φ200mm×1.4m的半圓木打挑棚,一頭搭在前梁,另一頭用單體支撐,上方用撞楔、笆片背嚴,防止冒頂。在過斷層遇頂板特別破碎時,斷層上盤20m範圍內的頂煤易冒頂。應在煤壁貼頂板處打超前孔,插入工字鋼,架設沿傾斜方向的長梁以控製頂板,使支架接頂嚴實(見圖3)。
調整支架和輸送機
工作麵每推進1m,斷層點沿工作麵下移0.84m,如不及時提架,就會造成多破斷層下盤底板的岩石。為此,以斷層在煤壁的位置為基準,斷層帶附近斷層下盤支架和輸送機底板盡量不破底板岩石。斷層上盤30m範圍內按每刀150～200mm的速度提輸送機和支架。往機頭方向30m範圍內提輸送機丟底留頂,盡可能減少破岩量(見圖4)。
6)綜采過斷層化學加固
(2) 化學加固材料
聚氨醋材料是比較理想的井下注漿加固材料。它具有
粘度適中，凝膠時間可調、粘結強度較高，可產生二次發泡壓力，塑性好、性能穩定等待點。國外如德國、日本、俄羅斯等也廣泛使用該材料。
聚氨醋是聚氨基甲酸醋的簡稱，它是由多異氰酸醋和多元醇反應生成的。
硬質聚氨醋泡沫塑料是多異氰酸酪與多元醇按1:11比例均勻混合，首先由多異氰酸醋和水反應生成二氧化碳或由於外發泡劑因受熱反應而突然氣化，當氣體濃度超過平衡飽合濃度後，溶液中即開始形成微細的氣泡，然後體積增大，很快形成聚氨醋泡沫塑料。
(3)化學加固設備及工藝
液動泵主要應用於有乳化液係統附近的施工地點，風動泵主要用於巷道，井筒等地，電動泵幾乎可應用於井下的任何地點。
化學加固是利用一定的設備及工藝將化學注漿材料後注到鬆散的煤岩體中，漿液滲透到煤岩體的裂隙中去，凝固後將鬆散的煤岩體加固成一個有機的整體。但采用化學加固煤岩體並不能使已受破壞的岩層組織恢複到末破壞前的程度，而隻是提高那些由於受到采動壓力影響的岩塊之間的相互摩擦粘接作用，以而阻止較大岩塊垮落。
(4)試驗工作麵概況
石咀山礦務局二礦2266綜放麵走向長706m，工作麵長137m，煤層傾角18050‘，煤厚4.3～5.6m，平均4.71m，頂板為2266二分層采空區，底板為8.67m細砂岩。回采前方有兩條與其相交的正斷層 (見圖1),F2210，F2211，走向S1O0E，傾向NE，F2210落差0.15～0.9m，上部落差大;F2211落差0.9～2.Om，下部落差大，斷層處剩餘煤厚最小為3m，最大為3.8m，因此，采用常規方法過斷層是非常困難的，決定采用化學加固技術加固斷層破碎帶。
(5) F2211斷層帶加固施工情況
對二礦提出的綜放、綜采、炮采三個方案進行了對比論證，最後決定采用綜放強行通過斷層，並加強了三條技術措施:
調整支架工作狀態，準備爬坡;
沿斷層麵開掘一條施工巷，超前處理破碎頂板及煤幫;
在斷層巷中采用化學加固，為了斷層線兩側破碎頂板及片幫煤壁能保障工作麵順利通過。F2211斷層剖麵見圖2。
鑽孔布置參數主要包括鑽孔位置、孔徑、孔深、鑽孔角度、孔間距等。鑽孔布置見圖3。
根據現場觀纂03manbetx 及注漿施工，沿巷道頂郡每隔2.5m布置一鑽孔，共27個孔，孔深1.5m,φ43mm,平均傾角650。
沿巷道左上方平均間距2.5m布置一鑽孔，共26個孔，孔深2m，φ43mm，平均傾角300。離巷道開口23m處，在巷道腰部每隔5m布置一近水平鑽孔，共7個孔。
注漿參數主要包括每孔注漿量，注漿壓力，注漿時間，滲透半徑等。
由於巷道頂部比較破碎、裂隙發育、所以頂部鑽孔注液量較大。27個孔共注液2050kg，平均每孔76kg，最大為30Okg，最小為2Okg。平均注漿壓力為6.1MPa。最大為12MPa.最小2MPa。
由於左幫是靠近工作麵的實體煤，故布置在巷道左上方的鑽孔注漿量較頂部鑽孔少。26個孔共注液1330kg，平均每孔51kg，最大160kg，最小10kg。平均注漿壓力為4.5MPa，最大lOMPa，最小0.6MPa。
由於煤層中己注人了一定量的聚氨醋材料，在巷道左幫中部的7個孔注液量均較小，共注液95kg，平均每孔13·5 kg，最大為40 kg，最小為10 kg。·各孔注漿壓力均為6MPa。
漿液在岩體裂隙中擴散凝結後，能起到加固作用的範圍稱為擴散半徑。在實際施工中，漿液在岩石裂隙中的擴散是不規則的，即各個方向上漿液擴散距離不同，所以很難準確確定。漿液擴散半徑隨岩體滲透係數、裂隙寬度、注漿壓力和壓注時間的增加而增大，隨濃度和粘度的增加而減少。根據多次施工實踐統計，聚氨醋材料在煤體中的滲透半徑為2m左右。
(6) 加固效果
斷層施工巷的整體看，經過加固後，片幫得到控製，工作麵超前壓力增大時，巷道內有的木支架被壓斷·頂煤位移加大，最大達300mm，但頂煤在聚氨醋材料粘結下膠結牢固，隻有塑性變形而無垮落現象。
