高檔工作面過斷層群實(shí)踐與應(yīng)用

一、概述

（一）盤區(qū)四鄰概況：12#層311盤區(qū)位于同家梁礦井田西南部，盤區(qū)對應(yīng)地面為山地和溝谷，地面高程為1369—1419m，井下標(biāo)高1048—1062m。該盤區(qū)西北與410盤區(qū)相接，東北部與309盤區(qū)相接，東南部和白洞礦相鄰，西南與四老溝礦相接。

（二）工作面概況：

1、 工作面位置及井上、下關(guān)系

2、 煤層情況

3、 煤層頂?shù)装迩闆r：

4、斷層狀況：

本工作面有5條正斷層。里部有一條，外部集中有四條。在里部： 斷層F₁在21102巷距切眼144M處暴露，在51102巷距切眼160M處暴露，落差H₁=1.10M, 與切眼巷呈12°交角，走向45°，傾向135°，傾角70°。在外部：斷層F₂在21102巷口向里151M處暴露且落差為0.50M, 在51102巷口向里170M處暴露且落差為2.10M, 走向40°，傾角130°，傾角70°。斷層F₃在21102巷口向里124M處暴露且落差為1.35M, 在51102巷口向里155M處暴露且落差為1.35M, 走向10°，傾向100°，傾角70°。斷層F₄在21102巷口向里100米處暴露且落差為0.55M, 在51102巷口向里129M處暴露且落差為0.50M,走向40°，傾向130°傾角70°。斷層F₅在51102巷口向里70M處暴露且落差為0.30M，在21102巷無露頭。斷層F₂、F₃、F_4、與切眼巷交角分別為20°、27°、29°，貫穿于工作面煤體中。斷層F₅與切眼巷交角為70°，由51102巷斜穿入煤體中。由于斷層的影響，在斷層落差較大的地點(diǎn)，兩巷沿?cái)鄬由媳P挑頂沿?cái)鄬酉卤P臥底開掘。由于斷層落差較大，在斷層處上下盤間煤厚小于1.60M時(shí)支護(hù)設(shè)備無法向前移支，必須沿?cái)鄬由媳P挑頂沿?cái)鄬酉卤P臥底的方法通過，這樣就嚴(yán)重地影響了正常開采，給頂板管理造成了較大的困難。斷層的走向、傾向、傾角、性質(zhì)、落差、位置與切眼巷交角、對回采的影響程度、影響范圍等情況見《斷層情況表》及斷層狀況圖。

上面是5條主斷層，從工作面兩巷可以看到其產(chǎn)狀，還有28條隨主斷層而出現(xiàn)的派生斷層，在開采過程中才可逐一暴露出來，這些派生斷層主要集中在外部4條斷層周圍，與主斷層形成樹狀分布，給開采和頂板管理造成了極大的困難。

附：12#層81102工作面主斷層(F_2、F_3、F₄)平面布置示意圖

斷層情況表

（三）、采煤方法及工藝

1、采煤方法

采煤方法為高檔單一走向長壁大冒頂，全部垮落法處理采空區(qū)頂板。采高2.1±0.1M, 循環(huán)進(jìn)度0.60M,見頂見底(煤層厚度小于2.2M時(shí))或見頂留底煤(煤層厚度大于2.2M)開采。

2、采煤工藝流程

機(jī)組在溜頭（尾）往返斜切進(jìn)刀（割掉三角煤）→正常割煤至溜尾（頭）→追機(jī)移溜→支回單體點(diǎn)柱→拉墩柱→放頂（每割三刀煤放一次頂），此為一個(gè)循環(huán)，照此方法往復(fù)不斷割煤。

3、落煤、裝煤、運(yùn)煤、頂板管理方式

工作面選用MXG-350采煤機(jī)落煤、裝煤，選用SGB-630/264W刮板運(yùn)輸機(jī)運(yùn)煤，工作面選用QZS-2400-15/22型雙柱式切頂墩柱（溜頭、溜尾選用QZS-2400-1725型切頂墩柱）及DZ-22-30/100型單體液壓支柱配帶2.4M長“∏”型鋼梁管理工作面頂板。采用全部垮落法處理采空區(qū)頂板。

4、進(jìn)刀方式：機(jī)組切入煤壁采用機(jī)組在上下端頭斜切割三角煤進(jìn)刀方式。

5、割煤方式：機(jī)組割煤方式為一次采全高雙向穿梭截割。$Page_Split$

二、斷層對回采的影響分析：

1、按照工作成煤層賦存厚度(1.7～2.6m)選用QZS-2400-16/23型切頂墩柱(最小高度為1.6m,最大高度為2.3m)是合理的。保證正常開采的最小高度不低于1.7m,考慮頂板來壓下沉(按0.1m下沉量),只有最小高度不低于1.8m時(shí),才能使切頂墩柱順利通過。在斷層處煤層厚度為2.1～2.4m,斷層落差大于0.3～0.6m時(shí),斷層兩盤間的夾煤厚度小于1.8m,必須采取挑頂留底煤或臥底留頂煤的方法來加大回采高度。

2、斷層落差大，派生斷層多且方向變化大，頂板節(jié)理明顯，致使頂板十分破碎，極易出現(xiàn)垮項(xiàng)現(xiàn)象，頂板管理相當(dāng)困難。

3、增加了巖體打眼爆破工作量，不但使開采進(jìn)度減慢，而且增加了在機(jī)道打眼爆破作業(yè)時(shí)的不安全隱患，有很大的危險(xiǎn)性。

4、推進(jìn)速度減慢，采空后的頂板活動時(shí)間長，支護(hù)承載隨時(shí)間增長而加大，增加了頂板管理的難度。

5、派生斷層多，有利于放頂工作，僅此是積極的一面。

三、過斷時(shí)出現(xiàn)的一次垮頂事故：

2007．4．8中班工作面在在過F2斷層時(shí)，工作面中部10～42#切頂墩柱范圍內(nèi)，頂板沿機(jī)道裂開并下沉0.2～0.8m,裂隙帶寬度0.6～0.8m,被壓死的墩柱27架,壓死的單體支柱達(dá)70%。到2007.4.16才恢復(fù)正常，影響8天。

當(dāng)時(shí)：F2斷層在工作面暴露的位置是在33～42#墩柱范圍，落差1.7m左右,斷層走向與工作面呈21度角度，但派生斷層有5條，分布在15#～45范圍內(nèi)，其落差是0.2～0.4m,走向方向與工作面呈5度～8度的角度。

事故原因分析：1、斷層落差大,打眼爆破及維護(hù)頂板所用時(shí)間長,頂板控頂時(shí)間長,頂板活動加大。2、斷層處所留頂煤受放炮震動而部分塌落，使部分支護(hù)接頂不好，處于失支狀態(tài)。3、對派生斷層沒有收起高度的重視，沒有采取強(qiáng)有力的支護(hù)。4、古塘頂板沒有放回，古塘懸板寬度達(dá)到了5.0 m,長度達(dá)到了工作面長度的一半多(50m)?？傊?，對派生斷層重視不夠，“支”、“護(hù)” 、“放”都沒有達(dá)到要求。$Page_Split$

四、過斷層采取的主要方法和措施：

（一）、過斷方法：

1．因?yàn)橹鲾鄬幼呦蚺c工作面斜交且交角在20度～29度，故工作面通過主斷層時(shí)，頭、尾平行推進(jìn)通過斷層不必調(diào)采。但調(diào)采主要考慮派生斷層的方向，使主要派生斷層的方向與工作的交角達(dá)到15度左右，同時(shí)又保證主要斷層走向與工作面的交角不能小于15度。

2．?dāng)鄬泳€處煤層厚度2.10m~2.40m。在運(yùn)料巷斷層F2暴露處上盤頂板與下盤底板間煤厚為0.4m~0.6m，在皮帶巷斷層F2暴露處上盤頂板與下盤底板間煤厚為1.75m；在兩巷,斷層F3暴露處上盤頂板與下盤底板間煤厚為1.10---0.8m。工作面支護(hù)設(shè)備能夠順利通過的最小高度不低于1.6M，考慮頂板來壓下沉的影響，工作面支護(hù)設(shè)備能夠順利通過的最小高度按1.9M設(shè)計(jì)。因此在過斷F2、F3時(shí)，要采取在斷層上盤挑頂同時(shí)留底煤，在斷層下盤臥底同時(shí)留頂煤的方法從斷層的上盤區(qū)域過渡到斷層的下盤區(qū)域。過斷層F4時(shí)，用機(jī)組在斷層上盤挑頂0.1-0.2M.直接通過。

3.通過斷層時(shí)，采用打眼爆破在斷層上盤挑頂和在下盤臥底的方法進(jìn)行過斷,根據(jù)斷層落差大小確定挑頂高度和臥底深度。

（二）．過斷層挑頂、臥底、留底（頂）煤工藝要求：

1．過斷層時(shí)留底煤是指在原正常開采時(shí)留底煤(原留底煤厚度為0.39M)的基礎(chǔ)上再次加厚留底煤。工作面頭、尾平行推進(jìn)。當(dāng)工作面溜尾距51102巷F2（F3）斷層線14.84M（8.20M），從工作面溜尾開始逐步留底煤，沿走向每推進(jìn)一個(gè)循環(huán)(每循環(huán)按0.5M計(jì)算)留底煤厚度增加0.052M，沿傾向從尾到頭方向每推進(jìn)一個(gè)循環(huán)留底煤長度增加0.5M。照上述方法工作面推進(jìn)4個(gè)循環(huán)后，工作面留底煤最厚處達(dá)到0.59M，同時(shí)該處采高由原來的2.1M降為1.9米。工作面采高降到1.9M后，開始進(jìn)行挑頂(沿?cái)鄬由媳P),挑頂時(shí)，每推進(jìn)一個(gè)循環(huán)，挑頂高度增加0.052M，同時(shí)留底煤厚度增加0.052 M，挑頂或留底煤長度從尾向頭方向每循環(huán)增加0.5M。按照上述方法推進(jìn)26(15)個(gè)循環(huán)后,工作面在斷層上盤頂板最大挑頂高度達(dá)到1.35M(0.70M)同時(shí)對應(yīng)下方底板最大留底煤厚度達(dá)到1.95M(1.25M),這時(shí)斷層上盤挑頂長度為12.85M(6.7M)、留底煤長度為10.46M(8.20M),工作面采高為1.9M，至此挑頂不再加高。隨工作面推進(jìn),每推進(jìn)一個(gè)循環(huán)挑頂向溜頭方向平移1.38M(1.0m),同時(shí)在斷層下盤逐步臥底,每推進(jìn)一個(gè)循環(huán)臥底深度增加0.05M、臥底長度從尾向頭方向增加0.5M，再推進(jìn)2個(gè)循環(huán)后，在斷層下盤臥底深度增加到0. 1M、臥底長度增加到1.43M。之后挑頂高度和臥底深度不再增加,工作面每推進(jìn)一個(gè)循環(huán)，挑頂和臥底長度向溜頭方向平移1.38M(1.0m)， 按照上述方法隨工作面推進(jìn)逐步通過斷層。

附： 過斷挑頂、臥底和留頂?shù)酌汗に囀疽鈭D

3、按照上述方法挑頂、留底煤和臥底、留頂煤，留底煤后底板傾角不超過6度，挑頂后頂板傾角不超過6度。

4、在斷層下盤頂板依上盤頂板挑頂高度留適當(dāng)厚的頂煤，采用機(jī)組臥底或挑頂厚度不能大于0.10 M，以防損壞機(jī)組。

（三）、挑頂及臥底方法及要求：

1、挑頂或臥底厚度小于0.10M時(shí)，可采用機(jī)組直接截割頂?shù)装暹M(jìn)行。

2、挑頂或臥底厚度超過0.10M時(shí)，進(jìn)行打眼裝藥爆破處理。

3、打眼鉆具：采用手持式風(fēng)鉆，采用移動空氣壓縮機(jī)供壓力風(fēng)。

4、炮眼布置：眼深1.5M，相鄰眼距0.5~0.8M，水平傾角90度，垂直挑頂巖面或傾斜向上(最大仰角不大于10度)。

（四）、斷層在工作面的暴露情況：

1、工作面距巷口180M～163M（=17M）范圍，只有斷層F2暴露，暴露長度為L2=4.1×ctg20^。=11.3M。

2、工作面距巷口163M～142M（=21M）范圍，斷層F2、F3同時(shí)暴露，最大暴露長度從尾向頭依次為L3=4.1×ctg27^。=8M，間隔46.7M，L2=4.1×ctg20^。=11.3M。

3、工作面距巷口142M～137M（=5M）范圍，只有F3暴露，最大暴露長度為L3=4.1×ctg27^。=8M。

4、工作面距巷口137M～116M（=21M）范圍，斷層F3、F4同時(shí)暴露，最大暴露長度從尾向頭依次為L4=4.1×ctg29^。=7.4M，間隔52M，L3=4.1×ctg27^。=8M。

5、工作面距巷口116M～96M（=20M）范圍，只有斷層F4暴露，暴露長度L4=4.1×ctg29^。=7.4M。5、斷層在工作面的影響寬度:斷層F2的最大影響寬度L2= 12.85M+7.2M=20.05M。斷層F3的最大影響寬度L3= 6.7M+6.18M=12.88M。

（五）、過斷時(shí)主要頂板管理措施：

1、斷層留頂煤區(qū)域、斷層破碎區(qū)域必須鋪設(shè)金屬頂網(wǎng)。同時(shí)使用帶1.0m長的工字鋼錨索（錨索長度4.5m長）加強(qiáng)頂煤的固定,避免了頂煤受放炮震落現(xiàn)象,保證了支護(hù)充分接頂。

2、斷層裂隙帶空洞必須使用坑木充剎接實(shí)，確保支護(hù)接頂有力。

3、過斷時(shí)工作面首先按“二梁四柱”式支護(hù)執(zhí)行。機(jī)道頂板不穩(wěn)定時(shí)，按“三梁五柱”支護(hù)執(zhí)行。

4、斷層在工作面暴露時(shí)，為了防止頂板沿?cái)鄬泳€下沉，要在工作面溜子擋煤板后方墩柱前方的斷層上、下盤邊緣0.5M處加支帶1.2M長“π”型鋼梁的單體戧柱加強(qiáng)支護(hù)，間距1.0m。

5、斷層線附近斷層下盤頂煤留不住時(shí)，必須充剎“井”字型坑木進(jìn)行接頂。

6、“大小鉆齊上”、“深孔與淺孔”爆破相結(jié)合，加強(qiáng)工作面放頂工作，確保古塘頂板放回塌實(shí)，盡可能地減小頂板壓力。$Page_Split$

五、效果

通過采取上述過斷層措施之后，保證了本工作面安全而順利地通過了各條斷層，再未發(fā)生過垮頂事故。雖然增加了支護(hù)和放頂成本，但經(jīng)濟(jì)效益和社會效益顯著。在本面外部180米范圍，由于斷層落差大，斷層多而集中，礦領(lǐng)導(dǎo)猶豫不定是否開采時(shí)，面對礦煤生產(chǎn)吃緊的狀況，高檔一隊(duì)接受了這次挑戰(zhàn)，通過采取了如上的得力措施勝利度過了難關(guān)，多采出煤炭3.5萬多噸，既有效地回收了煤炭資源，又解決了礦上產(chǎn)量吃緊的問題。

六、推廣和應(yīng)用：

在煤層賦存不穩(wěn)定，在老礦回顧收殘余邊角煤及生產(chǎn)規(guī)模較小的礦井，不能布置綜采工作面時(shí)，采用高檔普采較合理，在地質(zhì)條件復(fù)雜的情況下，上述實(shí)踐經(jīng)驗(yàn)有很好的推廣價(jià)值。