过断层技术研究

过断层技术研究（共12篇）

过断层技术研究 篇1

0 引言

作为煤矿地质灾害的有机内容, 水灾害对于煤矿的生产安全具有非常大的影响。突水预测预报属于其中非常关键的一项内容, 具有十分重要的作用。本文分析了顶板透水预测, 细致深入地研究了掘进巷道过含水断层的施工方法, 以期为有效防范水害提供一定帮助。

1 顶板透水预测分析

对于矿井来说, 水害危险包括煤层顶底板周围含水量高、老窑采空区充水等。在采掘施工之前准确探测水害因素, 是合理避免水害出现的重中之重。

1.1 透水灾变理论

在防治之前, 必须先要进行预测分析, 切实强化对水害形成机理认识, 用含水量大小、煤体上覆岩体裂隙扩展高度、透水与否三个指标来反映顶板透水状况。其中, 前面的的两个指标属于突变理论中的2个控制变量, 而第三个指标属于尖点突变理论中的状态变量。以上三个指标的曲面图见图1。

顶板透水与否主要是伴随前面的两个指标的改变而改变。要是含水量相对较小, 透水量会伴随第二个指标的逐渐增加而逐渐增加。要是含水量相对较大, 伴随第二个指标的逐渐扩展, 透水量会发生急剧的增加, 当第二个指标和第一个指标顺着路径I不断改变时, 顶板就会从稳定状态变成为不稳定状态。伴随掘进的不断进行, 后面的岩体由于受到其上面岩层压力的影响构造裂隙闭合, 含水层水压降低, 渗流率逐渐下降, 是沿路径II的变化过程。

1.2 断层突水探测原则

当施工现场遭遇下面问题的时候, 一定要对断层含水性进行探测。

第一, 采掘工作面前面或者周围存在断层, 然而, 没有掌握其准确位置或者无法有效控制的时候;第二, 采掘工作面前面或者周围存在断层, 然而其含 (导) 水性不明确, 或许会造成突水的时候;第三, 采掘工作面底板隔水层厚度和承受的水压均处在临界值, 在其前面与采面影响区域中是不是存在断层仍然没有弄清楚, 可能会造成突水事故的时候;第四, 己为巷道穿过或实揭断层, 短时间之内未发现出水, 然而, 因隔水层厚度与具体水压己达到临界值, 受采动影响, 可能会发生突水, 应当弄清楚其深部是不是导通了强含水层;采掘工作面周围的结构不清楚, 施工预计要穿过的断层浅部不含 (导) 水, 但其深部或许会出现突水的时候。

2 工程应用分析

该矿补充地质勘探区域, 南北走向的长度为9.9 km, 东西的宽度大约为3.1~4.9 km范围之内, 覆盖范围大约为35.98 km2。于深部补勘区新探明14条断层, 包括逆、正断层分别为6和8条。破碎带区域中的煤岩发生破碎, 裂隙发育, 向深部拓展, 基本上是砂质、泥质充填, 断层具有相对较好的导水性。掘进下山揭露某正断层时, 发生若干次涌水与流砂, 同时发生了冒落, 并且伴随着泥石流灾害, 涌出泥砂大概为5 000 m3, 最大涌水量为91 m3/h。

2.1 工作面状况简介

回风大巷主要采用锚索、锚网喷进行支护, 断面为半圆拱形, 巷道宽度大约为5.28 m, 高度大约为4.4 m, 净断面积大约为23.9 m2, 掘进过程中沿二煤层顶板进行, 二煤结构相对简单, 厚度在7.0~9.2 m之间, 平均厚度为8.1 m, 其直接顶是细粒砂岩、粉砂岩, 伪顶是炭质泥岩, 老顶是粉砂岩、中粒砂岩。按照勘探地质数据进行研究分析, 该回风大巷掘进的时候将会揭露DF9正断层。

2.2 水害隐患

1) 顶板水害。在这里, 通过研究可以发现, 顶板水涌出主要是和含水层赋存的水体特点、种类以及具体的赋存条件存在着一定的联系。同时还和顶板隔水层的地质结构、水文地质条件存在联系。施工巷道处在第III含水层组下方, 按照所得到的勘探数据进行研究发现, 这一个含水层组具有大量的水, 基本上是一层煤层顶板粗粒砂岩含水, 能够经由裂隙等涌入巷道。

2) 断层水害。DF9正断层属于张性导水断层, 具有相对较大的落差, 由于受到拉伸力的影响, 发生严重的张裂, 因断层带具有大量的孔隙, 同时具有相对较大的孔隙度, 再加上断层两盘具有较高的富水性, 往往还具有次生裂隙构造, 和断层破碎带一起形成一个通道, 断层水能够从中通过。当掘进揭露断层, 其破碎带中的水或顶板含水层的水将导致矿井涌水量大幅提升。

2.3 施工方法分析

根据有疑必探、先探后掘的基本指导思想, 于断层前面100 m的位置进行钻探, 研究其具体的水文特征。单孔深50.0 m。2、3-钻孔施工的时候探查到正断层DF9, 过断层时, 通过注博特威对围岩进行加固, 遵循先堵水, 然后进行加固, 最后实施掘进的指导思想。

1) 超前疏放水。将顶板水实施可控疏放对降低涌水量非常关键, 通过疏水降压的方法是防治顶板水过程中的关键一项工作。当挖掘到距离断层10 m的时候, 通过坑道地质钻机, 于顶板附近设置2~3个泄压导水孔, 终孔应当与顶板保持20 m的距离, 钻孔深度必须要进入断层带5 m。

2) 预注浆加固。断层影响范围之内的煤岩体尽管存在或多或少的残余强度, 然而其抵抗围岩变形的性能大幅减小, 利用预先加入化学材料, 例如博特威、马丽散等, 用这种方式来进一步提高弱面的力学性能, 具体来说, 也就是将裂隙的内摩擦角与粘结力增加, 最终将破碎带松散岩层固结, 避免发生溃沙、溃水现象, 确保断层破碎区顶板安全。注浆孔间距与数目具体通过渗透半径来进行确定, 主要是由注浆时间、压力等相关指标决定, 注浆浆液的扩散半径R (cm) 具体通过下面的式子进行求解:

上面的式子里面, po与pc分别是指受注裂缝内地下水压力与注浆孔内压力, 单位为MPa;T是指注浆时间, 单位为s;u指浆液黏度, MPa·s;rc与b分别是指注浆孔半径与裂缝宽度, 单位为cm。

注浆量主要是由注浆时间、压力等指标所决定, 单孔注浆量Q (kg) 具体能够通过下面的式子进行求解:

上面的式子里面, A是指浆液消耗系数, 其取值范围处于1.2~1.5之间。L指钻孔长度方向加固区长度, m。B是浆液的允填系数, 其取值范围处于0.7~1.0之间;n指岩石的裂隙率, 其取值范围处于1%~10%之间。通过计算可以得出Q为110 kg。

按照先支护后注浆的基本思想, 掘进到距离DF9断层4 m位置的时候, 沿巷道轮廓线提前布设注浆孔, 边注浆边掘进, 各次加固区域是5.0 m, 每掘进3.0 m实施下一轮注浆。各个循环安排钻孔9个, 钻孔ф为32 mm, 深度为6.0 m, 间距为1.4 m, 顶孔仰角大约为17.5°, 帮孔外摆15°。

3) 超前架棚维护。通过联合支护的方式进行, 距断层面10 m时从外及里布置U型钢棚, 各架设三架棚后喷射混凝土支护。循环进度处于0.5~0.8 m范围内, 掘进一个循环及时架设U型钢棚。要是煤岩体破碎十分严重, 通过镐刨进行, 边掘进边布置顶锚杆。要是煤岩体相对偏硬, 那么将循环进度缩小, 放小炮掘进。

4) 全断面锚注加固。工作面穿过断层后, 对其20 m区间中实施全断面化学注浆加固, 总计安排锚注孔10排, 钻孔ф为42 mm, 深度5.0 m, 孔间、排距分别为1和2 m。每排有钻孔17个, 其中包括6个底孔, 11个帮孔与顶孔。

3 结语

本文根据煤矿地质勘查数据, 细致地阐明了施工范围内充水特征和水文地质条件, 评价了含水断层开采的突水危险性。与此同时, 通过超前加固、导水等相关方法, 在很大程度上降低了断层突水的危险, 避免了冒顶及次生灾害出现, 充分保证了巷道的安全掘进, 为相同条件下做好防护措施提供了一定的帮助。

过断层技术研究 篇2

一、概述

根据现有资料，903工作面自开采起遇到贯穿工作面的斜交正断层主要有4条，这些断层对工作面的安全生产有一定影响，其具体位置、产状见附图。受断层影响，两顺槽部分区域出现超高架棚段。为顺利通过此3条断层及架棚段特制订此安全技术措施。

二、过断层安全技术措施

1.作业形势及要求

1）在回采过程中，采煤机司机要严格控制采高3.2m左右，回采过程中视现场情况进行抬底（或卧底），每次高度不能大于100mm。

2）采煤机割煤要割直割齐，尽量保证工作面的平直。采机在通过构造带时，要控制好采机的牵引速度，缓慢通过。

3）采煤机割过煤后，支架工必须立即移架，将顶梁及前梁接实顶板，拉架后及时打出护帮板护住煤壁，当顶板破碎时，要采取割一架拉一架的方式支护顶板。

4）在过破碎带拉架作业时，要带压超前拉架，并伸出护帮板护住煤帮，以缩短空顶时间，防止冒顶。

5）当工作面过渡支架进入到破碎架棚段时，要充分利用支架前梁和顶梁，在支架上挑走向工字钢梁以加强架棚段的支护。

6）作业过程中要加强两出口超前支护的管理，确保超前支护的长度以及单体柱初撑力，任何时候不得提前摘柱或一次摘除多根单体柱。

7）过断层和破碎带期间应加强工作面涌水量及瓦斯等有毒有害气体的监测，发现问题及时采取相应措施并汇报矿调度室。

8）工作面要备有水泵及开关，排水系统要完好。

9）工作面进入架棚段后要加强对棚子的管理，防止架棚木料进入前后溜煤流。

2.预防冒顶措施

1）支架及液压管路系统必须加强检修，保证完好。严禁出现滴、漏、跑、冒、串液等现象，发现问题要及时处理。

2）乳化液泵应连续运转，以防止停泵支架自降，且泵站压力必须达到30Mpa，支架初撑力达到24Mpa。

3）支架必须接顶严密，出现倒架、叠架及明显错差现象必须及时处理。

4）拉移支架后，要及时打出护帮板，贴紧煤壁，并及时清理架前货。若发生片帮造成前梁端距煤壁大于1.0m时，支架上方要架设走向梁（走向梁长度不小于2.0m）护顶。端面距大于1.5m时，支架上方要插工字钢梁支护，每架穿梁2根，梁长3.5m。顶板破碎或压力大时，要加打贴帮单体支柱，保证支撑有力。

5）按规定加强两顺槽顶帮的支护，提前检查架棚段，对于退山、过山或帮顶未刹严实等失效的棚子必须提前进行处理，否则不能进行回采。另外辅运顺槽要常备有足够数量的圆木、帮板、单体支柱，以备支护急用。

6）加强采煤机及三机设备的检修工作，保证设备的正常运转，以利于工作面的正常推进。

7）移架时，支架工要观察好顶板的变化情况，发现有异常情况必须停机处理，处理好后再开机。

三、过架棚子段安全技术措施

受断层影响，903工作面两顺槽顶板较破碎，巷道原有支护为锚杆+锚索+钢带+工字钢棚（吊棚），经队和有关部门研究决定将工字 钢棚子靠工作面回采煤壁侧棚腿回撤。

回撤工字钢棚腿时提前在此处施工超前支护，超前支护采用单体支柱挑走向钢梁，走向钢梁提前固定（焊接）在原棚梁上，工作面推进至棚子处时支架挑走向吊挂梁，并施工替棚腿柱后回撤架棚段棚腿，回撤长度不超过原班推进长度。

1.超前支护支设临时改为3排，间距依照现场条件（原架棚段棚梁间距1m左右时，每根棚梁下支设1根单体，原棚梁间距0.5m左右时，每隔1根棚梁下支设1根单体），单体柱必须保证初撑力符合要求，按此要求支设完超前支护后，方可按要求回撤棚腿。

2.回棚时，必须坚持“先支后回”的原则，方可回收工字钢棚。3.回撤棚腿时只能在检修班进行，以够原班推进度为原则，严禁提前把全部棚腿回撤。

4.安全技术措施：

1）施工前后及施工过程中，必须严格执行“敲帮问顶”制度，用长柄工具处理完顶板、煤帮的隐患后方可施工，并重点检查棚子架设质量，对于退山、顶帮未刹紧、棚子松动等失效的棚子必须处理完后才能进行回采。

2）施工单体柱挑走向钢梁时，人员要相互配合协调，防止钢梁或单体倒落伤人，蹬梯作业要防止人员跌落。

3）焊接走向钢梁与原棚梁时，每个相交点必须焊接固定，作业人员与监管人员要严格执行电焊措施。

4）在整个回棚过程中，必须由跟班队长或工长现场指挥，发现问题及时通知施工人员整改。

5）回棚期间必须有专人负责检查顶板及煤帮的情况，并看好退路，回棚地点前后5m以内严禁人员通过。

6）回棚腿前如发现煤帮有掉落的可能时，要及时打好贴帮点柱；确认无危险后，方可进行回棚作业。

7）必须由里向外逐架回收，严禁两头同时回收。8）工字钢棚之间的拉杆要用钢锯锯断，严禁风焊。

9）回棚腿时，要保护好附近的电缆、管线、液管等，防止棚梁或棚腿掉倒砸断。

10）蹬梯作业时，必须有专人扶梯，同时蹬梯人员要防止物料掉落伤人。

11）待棚梁与棚腿分离后，两人配合将棚腿取下抬走，棚腿要运至指定地点，统一码放整齐。

12）回撤完棚腿后，要用半圆木把液压支柱与巷帮之间刹严、刹实，防止片帮伤人。

13）人工抬运工字钢时，必须协调配合好，同起同放，相互监护，避免碰手碰脚事故发生。

14）用过渡支架挑钢梁时人员要站在安全地点，并保证支架的初撑力，保证支护质量，然后用ф28钢丝绳长度为6米，一端系在工字钢棚腿上，一端系在支架护帮板上，利用支架护帮板将靠回撤范围内的棚腿拉出。

15）任何人不得进入采空区作业。

16）过架棚段期间，135#134#支架，1#支架与2#支架必须采取迈步拉移抬棚，拉移1#支架前，必须在1#支架与转载机进料槽间空档处施工单体柱挑梁，每根棚梁下施工一根单体柱，并保证支护质量。

四、钻眼操作安全技术措施

1.作业前必须执行“敲帮问顶”制度，将爆破地点附近的煤岩帮壁活石碎块等处理掉后方准作业。在有煤岩滑面或顶板破碎处施工 4 前，必须采取超前移架挤紧煤帮或支架抬梁抬棚封顶护帮确认安全后方可进行作业。

2.断层前后岩石过硬，采煤机不得强行割岩，必须采用爆破破岩。炮眼间距0.6m，排距0.6m，上至煤岩分界线0.3m左右。开槽眼深1.8m，与工作面角度80°，辅助眼深1.6m，与工作面角度85-90°，正向装药，每孔2卷药，每次爆破不超过五组，使用5种号段毫秒延期雷管一次起爆。

3.风钻通气通水前细致检查各连接位置是否安全可靠,避免脱落伤人。风煤钻使用时，连接风管前必须吹净管内的杂物，以免杂物进入机体内，影响机器正常运转。

4.领钎工不准在开钻时用手直接去握钻杆，必须在停钻时将眼领正，然后要离开钻杆铅垂下方，以防突然断钎伤人。风钻钻进过程中，起初使用小风门，随着钻进深度的增加逐渐将风门开大。

5.领钎人员作业时不准带手套，袖口要扎紧，围巾不准露在领口处。

6.严禁打眼与装药并行操作，严禁在残爆未爆的炮眼上重新打眼。

7.坚持湿式钻眼。

五、放炮安全技术措施

1.放炮工作必须由专职放炮员担任，放炮员必须经过专门培训，并持有放炮合格证。

2.火药、雷管必须由放炮员亲自领取、保管，领取药必须使用火药兜子，并将火药、雷管分开运送，必须人工将火药和电雷管送到工作地点，使用完毕后必须由放炮员亲自交回领取地点，不得将雷管放入衣服口袋内。

3.放炮员必须把炸药、电雷管分别放在专用的火药、雷管箱内，并加锁。严禁乱堆、乱放；火药、雷管箱必须放在支护完整，顶板完好，避开机械电气设备的安全地方。

4.放炮员装配引药必须在无电器设备、无导电线路和顶板稳定、支护完整的地方进行，引药和炸药要分开堆放。

5.装药前必须将炮眼内的煤（岩）粉、积水清除干净，装药时要用木质炮棍将药轻轻送入眼底，不准冲撞、捣实。

6.炮眼封孔时，必须用粘土炮泥，封孔长度不小于0.6m，严禁用块状或可燃性材料作封泥，无封泥的炮孔严禁放炮。严禁放糊炮和明火放炮。

7.有下列情况之一者，都不准装药放炮。

①支护落后于作业规程规定时或支护损坏和留有伞檐大于0.5m时。

②装药前和放炮前，瓦检员必须检查瓦斯，如放炮地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，或局部瓦斯浓度达到2%时。

③在放炮地点附近20m内有未清除的煤矸、物料阻塞巷道断面1/3时。

④炮眼内出水异常，温度骤高骤低，有明显的瓦斯涌出，煤岩松软等情况时。

⑤放炮地点附近30m内的煤尘未经洒水降尘。⑥炮眼深度、角度不符合规定时。⑦发现炮眼裂缝，缩小等严重变形时。

⑧炮眼内煤岩粉未清理净，炮眼质量不合格或数量不足时。⑨放炮时，瓦检员，放炮员，班组长三者缺一时。8.放炮母线和连接线必须符合下列规定：

①电雷管的脚线的连接线、脚线和脚线的接头必须拧紧悬空，不得同任何物体相接触。

②放炮母线和连接线不得同导电物体相接触，并不得同信号线，电缆靠近。

③放炮母线必须用绝缘的双线。

④放炮母线长度必须符合警戒距离要求且不得有破损、明接头等。

9.放炮前应把工具撤到安全地点，并用破皮带等物遮盖爆破地点附近电缆、管路、支架等，防止崩坏。放炮时，放炮员、班组长要派责任心强的职工在所有能进入放炮地点的巷道叉口设好岗哨，所有人员必须撤到安全地点躲炮，放炮员必须最后离开放炮地点，并要发出警号。放炮、放哨、躲炮地点必须距放炮地点有足够安全距离，直线距离不小于100m，曲线距离不小于75m。放炮员必须在支护完整、避开电气设备的地方放炮，并在发出放炮信号5s后方可放炮。放哨人员不经布哨人员撤哨不得离开岗位。

10.放炮母线长度不小于100m，不得有破损，并展开使用。11.放炮器的把手、钥匙必须由放炮员随身携带，不得转交他人。严禁使用明电或矿灯放炮。严禁用碰头短路的方法检查或试验发爆器和放炮母线。

12.严禁一次性装药、分组放炮，必须装一组放一组。

13.工作面20m以内风流中瓦斯浓度达0.8%时，不准放炮，达到1.2%时，停止工作，切断电源，进行处理。

14.放炮前要将附近液压支架大立柱活柱和供液管路及工作面电缆、水管等使用破皮带保护好，防止被崩落的岩石砸坏。

15.放炮前，确保采煤机距离爆破地点30m以上。

16.放炮时，必须执行“三人连锁放炮”，做到“一炮三检”。三人放炮制的职责按以下规定执行：

①瓦斯员负责检查装药前、后及放炮前、后的通风、瓦斯、煤尘等情况，处理局部瓦斯、监督检查安全技术措施的执行情况。

②放炮员负责按《煤矿安全规程》、《放炮员操作规程》和作业规程中的有关规定检查瓦斯的浓度，进行放炮操作。

③班组长负责安排人员处理放炮前后支护存在的问题，供应炮泥，放炮前后洒水降尘，撤人，放哨和放炮断电等工作。

17.放炮时的脚线联接、放炮母线联接脚线，检查线路和通风工作只许放炮员一人操作。装药炮眼必须当班放完，在特殊情况下，如果当班留下尚未放的装药炮眼时，当班放炮员必须同下班放炮员在现场交待清楚。

18.放炮时，放炮员发出信号，通电后，炮不响，放炮员必须取下钥匙，将放炮母线从放炮器上摘下扭到一起，等15分钟后，方可由放炮员沿线查找原因。

19.放炮后，放炮员和班组长必须巡视放炮地点，检查通风、瓦斯、煤尘、支护、顶板、支架、瞎炮、残爆、明火等情况，如有危险情况，必须立即处理。只有在班组长撤回放哨人员，炮烟被吹散后，其它人员才可进入工作面。

20.处理瞎炮(包括残爆),必须在放炮员和班组长直接指挥下进行,并在当班处理完毕,如当班未处理完毕,放炮员必须在现场同下班放炮员交清情况,处理瞎炮必须遵守以下规定: ①由于连线不良造成的瞎炮,可以重新连线放炮。

②在距瞎炮至少0.3m处另打一同瞎炮眼平行的新炮眼装药放炮。

③严禁用镐刨或从炮眼内取出原放置的引药中拉出电雷管，严禁将炮眼残底（无论有无残余炸药）继续加深，严禁用打眼方法往外掏药，严禁用压风吹这类炮眼。

④处理的瞎炮炮眼爆破后，放炮员必须详细检查崩落的煤或岩石，收集未爆的火药。

⑤在瞎炮未处理完毕前，严禁在同一地点进行同处理瞎炮无关的工作。

21.七不准放炮措施： 1）没有检查瓦斯不准放炮。2）没有排除积存瓦斯不准放炮。3）没有消除积尘隐患不准放炮。4）没有充填炮泥或水炮泥不准放炮。5）没有消除电器失爆不准放炮。6）没有加强支护不准放炮。

过断层技术研究 篇3

关键词：深部 过断层 沿空留巷 研究与实践

0 引言

新汶矿业集团鄂庄煤矿于1982年7月正式投产，年产90万吨；现有-300、-530两个水平，深部开采地质构造复杂，地压大，影响工作面单产水平的提高，成为制约矿井发展的瓶颈。为减小地质构造对工作面的开采影响，弱化深部地质构造附近应力集中区影响，在-530水平6403综采工作面过地质构造期间进行了后维护沿空留巷课题的研究。

1 工作面概况

1.1 工作面状况 6403工作面走向长度1465m，倾斜长度132m，工作面倾角5°，煤厚1.8m，工业储量47.7wt，地质储量45.3wt。

1.2 影响工作面开采地质构造 褶曲：6403工作面位于莱城向斜构造轴部及南北两翼，自西向东由345°转为60°，剖面为宽缓的波浪状，总体中部高两端低。该区莱城向斜构造形成过程中局部伴生次级褶曲，西部煤岩层走向53°左右，倾向143°左右，东部形成构造盆地。煤岩层倾角西部切眼位置15°，中部较大范围产状平缓，东部倾角5°，总体平均倾角8°。

断层：根据6403工作面轨道巷、运输巷、切眼掘进已揭露的地质构造情况来看，本区地质构造条件较简单，受莱城向斜挤压拉伸作用影响，北西向的小断层和缓倾斜层滑构造零星发育，造成局部煤岩层破碎、煤层变薄，主要影响工作面生产的为f3、f7号断层。

2 工作面采煤工艺

采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板，采用MG180/435-W型双滚筒无链液压牵引采煤机落煤、装煤，SGD630/264W型刮板输送机运煤，采用ZY3200/09/21型支架支护顶板。

3 后维护沿空留巷工艺

工作面溜尾推采揭露f4、f5断层后，根据工作面揭露断层倾斜宽度，将工作面刮板输送机机尾上缩，上缩段长度控制在4.5m～6.0m，将上缩段控顶区域内综采撤除支架3～4个；然后对上缩段进行后维护沿空留巷的方式进行推采，沿空留巷巷道宽度2.6m，高度1.8m，采用DZ系列单体液压支柱配HDJA-1000型金属铰接顶梁支护顶板。

3.1 上缩段控顶区域内综采支架回撤顶板加固方式 上缩段支架移至距回撤范围内停采线4.2m时，工作面每推进1m，沿倾向在顶板施工一排锚杆+W钢带+网支护。当液压支架顶梁前端压住第二排钢带时，支架停止移动。工作面推进4.2m（生产七循环），施工五排锚杆+W钢带+网支护，锚杆间、排距0.8m×1.0m。期间贴第三排钢带老空侧及第四、五排钢带中间按倾向间距2.0m补打两排锚索加强支护。顶板支护完第五排锚杆后，工作面煤壁侧按间距不大于2.0m带帽支设一排贴帮支柱。锚杆采用金属全螺纹（20MnSi）钢等强锚杆，直径为20mm，长度为2000mm，每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，锚固长度不小于700mm，直径28mm，长330mm；托盘为120×120×

10mm方形球墨铸铁托盘；W钢带型号：BHW-240-3.00，长2.4m；W钢带片：400×280mm。塑料双抗网规格：长×宽=6000×1200mm。

3.2 上缩段后维护沿空留巷支护及施工工艺 后维护推采过程中，刮板输送机机尾处始终保持移溜后两个超前机窝，机窝宽度不小于2.4m，高度不低于1.8m。机窝支护：沿走向段距上帮2.4m范围内支设三排单体支柱配HDJA-1000型金属铰接顶梁，联合锚网（塑料双抗网）带进行支护顶板，三排柱梁支护规格为：下帮一排距第二排1.2m，中间和下帮一排排距1.0m，作为人行道。顶板及巷帮铺设塑料双抗网，在每条顶梁上方按倾向放两根锚杆，将塑料双抗网挑在顶板上。

后维护段若顶板破碎或压力集中时，顶板采用锚杆+金属菱形网+W钢网带片加强支护，锚杆间排距：1.0m×1.0m；沿空留巷下帮补打护帮锚杆加强支护，锚杆间排距为：0.8×1.0m。沿空留巷自工作面最下端一个支架后方开始，采用尼龙袋装矸石垒砌，垒砌矸石带宽度1.0m，形成采空区侧护巷巷帮，并作为沿空留巷巷道的上帮边界。矸石袋采用“积木”式进行垒砌，上边矸石袋压放在下边矸石袋两袋之间。交叉垒砌，保证其稳定性和牢固性。并保证与上一循环的矸石袋严密接实，不得出现大的相通的死角空隙。

4 后维护沿空留巷支护效果及瓦斯防控效果检验

6403综采工作面过断层期间共计沿空留巷183m，其中过f4断层沿空留巷81m，过f5断层沿空留巷102m，沿空留巷段采取了锚杆、单体液压支柱等主动支护形式，满足了老顶剧烈运动期间的围岩控制要求；同时矸石带充填护巷巷壁强度较高，有效的支撑了来自采空区冒落矸石的侧向冲击力和采空区岩层缓慢沉降期间的应力，弱化了地质构造附近开采地应力的影响，减轻了巷内支护所承受的载荷，巷道整体状况良好。根据矿压观测资料证实，沿空留巷顶底板、两帮最大移近量分别为174mm、226mm，未出现顶板离层、破碎、漏顶等现象。同时，矸石带“积木”式叠加垒砌，有效的防止了采空区瓦斯及有害气体逸出和煤层自燃。

5 结束语

深部高应力集中区综合机械化采煤工作面过断层沿空留巷技术研究与应用成功，为我矿下一步相同地质条件下开采积累了成功经验，为矿井的后续发展奠定了基础。

参考文献：

[1]李宪伟.沿空留巷支护技术研究与实践[J].中国煤炭工业，2011（04）.

[2]谭江江.关于深部沿空巷道留设与复用的技术条件[J].价值工程，2012（01）.

朱庄矿过断层陷落区技术研究 篇4

淮北矿业股份有限公司朱庄煤矿是开采几十年的老矿, 老巷道多, 地质条件构造复杂, 掘进施工过程受断层及老巷道影响较大, 为了提高掘进施工工艺, 提高生产效率, 快速通过断层及老巷道对施工的影响, 缓解采掘工作面接续紧张的局面, 保证正常生产接替, 最大限度的提高掘进施工效率, 我矿对质构造影响区及过断层陷落区进行了技术研究。

2、断层陷落区分析

Ⅲ4417机巷拨门位置为Ⅲ4417机联上山1号点向前38m处, 拨门方位为N116°, 从地质资料中了解到Ⅲ4417机巷施工中将受到方位为N110°, 落差H=3.0米的断层和Ⅲ54回风石门冒落带的影响, 其中过冒落区对掘进施工影响较大 (见图1) 。

依据我矿治理特殊地段方案, 科学大胆提出了过断层及断层冒落区综合治理方案, 并进行有效实施。

3、实施方案分析

3.1巷道采用工字钢棚支护, 梯形断面, 当顶板不稳定时, 及时缩小棚距为0.7m, 较好地控制顶板。

架工字钢棚支护作业适用范围较广, 能适应各种复杂地质条件, 当巷道围岩不稳定、顶板不易控制发生冒顶时能及时进行接顶作业;在工作面回采过程中能及时地将铁料回收再利用。

3.2过断层时采用分装分放进行放炮作业, 架好的支架采用喷浆加固。

根据迎头围岩的变化, 采取分装分放的形式进行放炮作业, 有利于控制顶板, 当迎头岩石断面较大时放炮不易崩倒支架。后路支架的及时喷浆加固能使整个支架连成一个整体, 有利支架的稳定性, 当迎头围岩较坚硬时, 放炮不易崩倒棚, 有利于安全施工。

3.3过断层时当顶板冒落范围较大时, 顶板冒落后不再冒落时采用过通顶打木垛的方式进行接顶作业。

施工时采用4m长的18Kg/m旧轨道4根, 将其一端搭在冒落的矸石上, 另一端插在架好的棚子上, 等距离放置, 然后在轨道上架设木垛将顶板接实, 接实顶板后再在木垛下架设支架有效地控制顶板不再冒落。

3.4过断层陷落区时, 陷落区冒落较高, 冒顶范围较大, 下部底板不实, 顶底板都处于不稳定状态, 顶板有继续冒落的趋势, 采用过通顶打木垛处理冒顶的方法已不能安全、快速的通过该地段, 采用注罗可休泡沫充填冒顶区, 冒落的岩矸上部注入马丽散进行加固并插入旧轨道进行补强加固, 可快速控制顶板的冒落, 有利于安全施工。 (见图2) 。

4、实施情况

4.1根据地质条件的变化及时采用相对的措施保证了安全施工。

4.2采用喷浆加固支架和分装分放的形式进行放炮作业, 确保了支架的稳定性, 防止了倒棚的危险。

4.3采用注罗可休和马丽散并对顶板放置轨道的综合技术的应用, 有效地控制了顶板的冒落, 快速地通过了断层陷落区。

4.4断层陷落区底板放置轨道并打水泥地坪, 增加了巷道底板的支撑强度。

4.5运用多种技术手段, 组织合理有效的劳动组织形式, 提高了掘进施工速度, 保证了安全施工。

摘要：针对朱庄煤矿开拓掘进巷道时遇断层及老巷道进行分析, 并提出处理措施, 最大限度的提高掘进施工效率。

关键词：断层,陷落区,技术,研究

参考文献

[1]董方庭, 姚玉煌.井巷设计与施工[M].中国矿业大学出版社, 1994.

过断层技术研究 篇5

为了降低破岩工作量，在进行工作面断层作业时，可以应用上盘挑顶，下盘拉底的方式进行。在实际进行破岩时，要对断层落差进行准确的测量，并对岩层的硬度进行分析，根据分析结果实施机械切割破岩或者施行爆破方式破岩。如果采取爆破方式，在打眼作业时要控制好打眼防震动炮，运用采煤机扫岩方法进行爆破。

根据煤层情况设计设备允许范围内的最小采高量。大采高过断层会影响区域范围，如果设计采高过低就会造成死架现象，对于采煤机通行也会产生极大地阻碍。因此，一般设计500mm的安全高度。

在进行过断层操作时，要严格控制刮板机拉运倾角以及拉运方向，确保刮板机能够平缓地进行过渡。如果设计存在偏差致使拉运倾角过大，就会使采煤机的正常运行产生困难，如果在工作面中出现大幅度的起伏现象，也会使刮板机运行受阻，影响采面生产。

一般情况下，工作面过断层受到断层影响的仰俯状况要视顶板变化而定，而这种变化必须结合工作面的其他段顶板变化情况，根据实际及时进行调整，保证顶板变化前后的协调性。如果难以保证这种有效调整，就会使拉底或者调整出现严重偏差，进而增加了用于破岩的成本。

工作面过断层要进行充分的支护以及接顶处理，使支撑力能够达到作业要求，严防顶板出现冒顶状况。如果断层顶板受到外力影响产生碎裂，能够极大增加冒顶的发生率，因此在破碎带进行爆破前，需要在综采工作面壁采用锚杆锚索或高分子材料进行巩固支护。如果前期没有达到技术要求而出现冒顶事故，这时就要采取高分子材料充填加固或锚杆索加强支护，防止冒顶范围及冒落程度进一步扩大。

大采高综采工作面断层炮眼设计要满足以下要求，首先要依据岩层厚度对炮眼设计进行综合衡量，如果进行破岩处理时，厚度在0.8cm以下，要选用单排炮眼布局方式;如果厚度在1.5m以上，择采取双排炮眼布局方式。若上盘顶眼和顶板的落差在0.2m水平，同样小盘距离底板的落差也是0.2m水平，则选取水平0.8m，垂距0.8的炮眼间距，并注意保持炮眼口与机头或者机尾摆角在10°左右。

此外注意保证打一茬眼，割一刀煤，严禁出现打满杆现象，进而造成空顶出现大规模冒顶现象的发生。要视采煤工作面具体情况进行炮眼装药量的确定，正常放炮作业时可以按照1卷/眼的标准进行装药，装药方式采用正向装药结构，要尽量减少放炮时间，避免出现抛渣现象，如果不能降低抛渣度，就有可能使支架设备受到大幅度的破坏。

放炮时设置3m为一个爆破段，完成放炮后要及时将护帮板打出，并保持其后端间距在340mm以上。实施放炮前要进一步加强支护力度和相应的保护措施，停止乳化液泵供液，在实施放炮后，对支架阈组、管线做好完善的检查，看爆破抛出的岩石是否打到升降位置，如果出现这种情况，就要进行恢复，然后才能进行供液支护，从而有效避免放炮引起的支架漏顶。

2.2 注意事项

在过断层过程中，要切实保证支架的完好，严防自动卸载现象的发生，如果不进行这方面的控制将很有可能造成顶板失控事故。采煤机进行割煤作业后，要进行及时的拉架并将护帮板打出。

要保证大采高工作面刮板输送机的倾角缓和，防止出现刮板机急弯现象，以保证刮板机的正常运行。

要充分重视断层带顶板破碎段的锚杆锚索联合支护、高分子材料对煤岩进行固结等措施。做好这些措施能够有效保证对顶板和煤壁的控制，进而预防煤壁片帮可能大采高综采工作面过断层采煤技术探讨出现的问题或者由于煤壁片帮的原因引发的冒顶事故，促使采煤工作的顺利进行。

3 结论

随着社会对采煤技术的要求不断提升，技术含量高的技术将会得到更大范围的应用，以促进产业的升级和生产方式的变更。对大采高综采技术进行适应性改进并将其运用于实际作业中将是提升出煤率的重要发展方向。但是煤矿开采应对的问题较为复杂，并且涉及到较多的安全性问题，因此采用科学合理的采煤布局降低断层产生的影响，并进行客观的评估，制定应对措施，能够大大加强煤矿企业的经济效益和社会效益，进而实现煤矿产业的可持续发展。

参考文献：

[1]徐俊明，张吉雄，黄艳，等.充填综采矸石-粉煤灰压实变形特性试验研究及应用[J].采矿与安全工程学报，(01).

[2]段宏飞，姜振泉，朱术云，等.综采薄煤层采动底板变形破坏规律实测分析[J].采矿与安全工程学报，2011(03).

[3]赵辉.关于长壁工作面过断层技术的实践研究[J].城市建设理论研究(电子版)，(11).

[4]李永植.谈大倾角工作面长壁采煤法回采工艺的完善[J].科技创新导报，(15).

综采工作面过断层采煤技术探讨 篇6

1、综合工作面过断层遇到的困难及采用的方法

1.1综采工作面过断层遇到的一些问题

有关数据显示，几乎不存在没有断层的工作面，因此，综采发展的重要工作是探索综采工作面过断层的方法。综采工作面所要经过的断层岩石比较破碎，这样很容易造成冒顶，并且冒顶所产生的高度比不过断层时大。由于采高、底板、顶的变化，综采工作面经过断层时，比较容易造成液压支架的压死和倾倒。工作面的产量会受到通过断层时的情况所影响，如果断层有较大的落差，产量下降就会较为严重；工作面与断层的夹角也会对工作面产量造成较为严重的影响，也就是工作面与断层之间的夹角越小，产量下降就会较为严重。

1.2综采工作面过断层比较常见的几种方法

1.2.1跳采法

跳采法就是根据作业的具体情况，当断层出现在工作面的两端时，可以采取沿着断层与煤层平行的方向挖掘一条巷道，这条巷道应当与区段运输巷以及区段材料巷相互连接，这样回采的时候就能绕开断层。

如果断层被工作面包围，就必须采取跳采法，应当在断层处留垛，开出巷道打通工作面。另外，在回采的时候遇到落差较大的倾向断面也应当采取跳采法。

1.2.2挑顶起底法

1.2.3调整割煤高度法

调整割煤高度法也是一种为了避开断层的方法。

在采煤作业之前，要对断层前方与工作面之间的距离进行计算，根据所得数据调整割煤高度。在作业过程中，通常采取保留底层煤或者顶层煤的方法过断层，过断层以后就可以开采底层和顶层。调整割煤高度法常用于断层间落差不大的情况，特殊情况下，就应当将工作面上扬，降低采高过断层，这样就保证了正常作业。

1.2.4综合方法

综合方法就是结合实际情况，在综采工作面过断层时综合性的技术方法。综合方法需要多个方面的配合，需要较为复杂的工艺，采煤的进度受到很多因素的影响，由于工艺具有一定的复杂性就这决定了采煤技术的综合性。因此，应当因地制宜，综合各种方法，而不是在采煤过程中只使用单一的方法，综合方法的运用能够有效地解决一些问题。

2、综采工作面过断层采煤技术措施

2.1认真做好支护工作

综采工作面在过断层采煤时，必须防止冒顶。要想解决这一问题，就应当加强支护，对断层的顶板做好控制工作。首先要认真做好断层附近和工作面巷道附近的支护，支护的数量和质量关系到支护的安全可靠性和强度，应当依据一定的规范进行施工。要根据工作需要进行支护的增减，当出现顶板破碎情况时，为了防止顶板破碎的情况出现就应当采取带压移架。

2.2对断层线与工作面的夹角进行科学调整

对于煤层的倾斜断层大于或者等于落差，一般采取工作面平推硬过的方式进行。如果断层线与工作面相交或者相互平行的度数不是很大，工作面通过断层时，断层就会有很大的暴露范围；断层线相交或者相互平行的度数不是很大，则断层有较大的暴露范围，从而给顶板维护带来一定的难度。为了减少综采工作面与断层的交叉面积，可以采取在通过断层前对综采工作面的方向进行调整，使断层与综采工作面形成一定的夹角，夹角越大，就会形成越小的交叉面积，顶板维护起来越容易，但是需要较长的时间才能通过断层。顶板工作面稳定程度处于中等，断层与综采工作面的夹角以20°-30°度最佳；对于顶板不稳定的，断层与综采工作面的夹角以30°- 45°度最佳。但是会大大加长综采工作面的长度，是否采用这种方法要综合各种因素，最终确定最优方案。

2.3认真做好断层处岩石处理

综采工作面过断层首先要做好断层处岩石的处理。硬度系数小于4的岩石硬度直接采取截割；当硬度较高时可以采取打眼放炮进行卧底或者挑顶。对断层进行处理时应当放小炮、少装药、打浅药，要先选择好炮眼的角度和位置然后再打眼，放炮时要注意防护液压支架防止被崩坏。在放炮区对支架的防护也就是悬挂挡矸皮带在支架前柱，有时甚至还需要套上防护筒在支架的外面。通过长期观察发现，炮烟严重腐蚀支架表面镀层，影响最大的就是表面的镀铜层，因此有些煤矿采取风镐对断层的岩石进行处理。

2.4要加强管理以及设备的维护工作

机器设备是施工工程和工业项目非常重要的组成部分，很多作业时必须借助机械的力量，完全靠人力难以完成。机械设备在综采工作面过断层时发挥着非常重要的作用，因此要认真做好机械设备的管理和维护工作。另外，还要定期对机械设备进行检修，保证采煤项目的有序开展，保证机械设备的可靠、安全运行，避免和减少由于机械设备而发生安全问题等，要特别注意易磨损部件的预备以及常用零配件的更换，以便出现问题时能够及时进行维护和更换。

2.5认真做好过断层时顶板的管理工作

由于顶板比较破碎，支架过断层时要认真加强防护。在工作面断层区域内支架的转移可以采取隔一架移一架的方式进行。当顶板破碎较为严重时，移架要随着采煤机滚筒割煤同步进行。工作面的支架采取及时带压移架，采取间隔移架方式。

3、结语

综采工作面过断层采煤过程中要进行科学设计，精心准备，要按照一定的程序和步骤对方案进行科学实施，对于巷道的质量要认真检查，一旦发现问题要认真进行整改，综采工作面过断层采煤技术的运用创造了较好的经济效益，使煤炭的回收率得到提高。

浅谈综采工作面过断层的技术研究 篇7

关键词：正断层,构造,技术研究

1 综采工作面概况

1.1 煤层情况

工作面回采为二叠系下统山西组下部3 号煤层, 自然色为黑色, 半光亮型, 性脆。煤层较稳定, 节理、裂隙不发育, 硬度系数为2.5, 煤层结构复杂, 有一层稳定夹矸, 夹矸平均厚度为0.6 m。3 号煤层属低灰, 低硫- 高硫, 中热值- 高热值, 特强粘结的气煤。煤层倾角0°~6°的平均厚度为2.2 m。

1.2 顶底板情况

直接顶:灰黑泥岩厚度为2.7 m, 岩性为灰黑色泥岩, 泥质结构, 含植物化石印痕、松软。直接底:黑色泥岩厚度为5.72 m, 岩性为灰黑色泥岩、泥质结构, 含植物化石、松软。

工作面为一缓单斜构造, 顶板裂隙发育, 断层较多, 均为正断层, 工作面内存在5 条断层 (如表1所示) 。

1.3 工作面巷道布置

该面由三条巷道形成 (回风巷、皮带巷、辅运巷) , 为一面三巷布置;回风巷为工作面专用回风巷, 承担工作面的回风任务;运输巷和辅运巷为工作面进风巷, 承担工作面的进风、进料、行人及出煤任务;运输巷和辅运巷的联络巷方便工作面进料。

1.4 采煤方法

工作面煤层厚度平均为2.2 m, 倾角6°, 工作面沿煤层倾斜长度布置, 属于倾斜长壁工作面, 采高2.2 m (上部煤厚+ 中部夹矸+ 下部煤厚) 。一般采用倾斜长壁后退式、机械化一次采全高、全部垮落管理顶板的采煤方法。

1.5 回采工艺

1) 中间段:割煤→伸前探梁→移架→移刮板运输机→移转载机

2) 机头 (尾) 段:割煤→伸前探梁→移刮板运输机机头 (尾) →移端头架

2 断层与回采关系:

断层特性及影响情况:综采工作面在掘进揭露中, 运输巷发现有一条北偏东57°、落差4.5 m、倾角36°的正断层一条, 一直延伸到回风巷, 影响范围预计120 m。回采过程中断层位置预计顶底板非常破碎, 并伴有炭质泥岩和煤矸碎屑。

3 过断层前准备工作

3.1 加强断层的情况分析

该正断层影响范围预计为120 m, 必须对此断层有正确的判断, 防止在回采过程中, 造成不必要损失。

根据现场断层形状和工作面实际巷道布置情况分析, 过断层主要采取的措施为:正常推进, 少降快拉, 随采随拉, 加强工作面、端头、超前、煤帮的顶板支护和管理。

3.2 加强断层影响区的两巷维护

1) 为加强断层区两巷顶底板的管理, 在断层影响区必须加固顶底板且将超前“一梁三柱”坚持落实到位。

2) 及时更换卸压、损坏或失效的单体支柱。

3) 顶板破碎漏矸处, 在巷道顶部重新铺设钢筋网, 使用双股14 号铁丝进行联网。

4) 工作面两巷出现片帮时, 必须支设点柱进行背帮处理防止因片帮出现漏顶。背帮柱柱距1 m, 背帮使用半圆木 (1 200 mm×100 mm×50 mm) 。

5) 工作面过断层期间两巷必须各备有50 颗DZ28/1002.8 m单体支柱、5 m3木板梁、100 片金属网、足量的圆木等。

6) 工作面过断层期间, 必须每班观察超前支护范围内巷道顶板情况, 发现问题及时处理。

3.3 加强工作面设备管理

1) 必须做好工作面所有机电设备及设备易损件的备件准备工作, 加强对机电设备的检修、保养力度。过断层期间每天必须对工作面所有机电设备进行认真检查, 确保所有设备完好可靠不带病运转。

2) 加强泵站、液压支架的管理和维修。保证泵站供液正常, 压力不低于30 MPa。保证液压支架完好, 杜绝液压系统跑、冒、滴、漏现象, 避免压力损失, 确保支架不出现卸压等情况, 有效控制工作面顶板。工作面过断层期间, 必须加大对工作面支架的维护、检修力度, 每天检查支架上的管路、阀组和其他附件, 发现问题及时处理或更换, 卸压支架必须及时处理。

4工作面过断层的方法

1) 该正断层落差4.5 m, 采用适当降低采高调整开采层位破断层下盘底板的方法平推通过 (即正常硬过断层法) 。

2) 根据地质资料及现场实际情况正确控制工作面开采层位:层位调整原则:上盘按《作业规程》要求进行回采, 当工作面破底量超过1.0 m时采用降低采高的办法减少破岩量和保证煤质;工作面破岩段可通过适当抬高底板的方法减少破岩量, 但抬底段最大高度不能超过500 mm, 必须与工作面平缓过渡;调整开采层位时原则上每隔一刀挑顶或卧底一次, 每一刀挑顶或卧底量不得超过100 mm;工作面过断层期间必须保证工作面“三机”平直。

5推采中遇到的困难和采取的措施

1) 该断层由于落差较大, 且由2~4 条断层相互错综交错存在, 中部两条断层断距较大, 且间隔仅有30 m, 形成一个地堑, 将上部2 号煤层较为完整的断移镶入3 号煤层中存在。但由于2 号煤层多为小窑回采, 大部分已被掏空, 在回采中断层断落的2 号煤基本上已没有可采价值, 且伴随着回采的推进, 顶板不断冒落, 形成了破碎冒落填充区, 冒落的岩石坚硬, 煤机不能硬性强割, 容易造成机械设备的损坏, 给回采推进增加了不小的难度, 因此处理冒落大块坚硬岩石就必须采用爆破技术处理。

2) 回采中, 3 号煤层受断层群落的影响, 现场操作人员经常会割完一刀煤后, 第二刀就无从下手, 到底是割底还是挑顶才能进入煤层的两难境地;从而形成了工作面中期, 断层的不断后延, 断层数目不断增加或减少, 工作面采高和割岩量不断波动, 给回采矿井造成了一定的产能影响。因此, 工程技术人员和有经验的老工人必须根据现场实际情况, 正确判断、指导和监督, 并制定出一整套的安全技术措施后贯彻执行到位。

3) 由于破岩量的增加和割煤降尘间的关系, 工作面经皮带运输到各个转载点后, 经常会发生堵库、皮带打滑、巷道内撒煤矸等情况, 必须每班加派人员进行维护和清理。

4) 过断层易损坏综采机械设备, 从回采通过断层情况来看, 工作面正常割煤时, 溜子很少上窜下滑, 但是在过断层期间, 由于不断在调整工作面煤层, 致使工作面溜子上下窜动, 在发现溜子由窜动迹象时, 必须立即对回采工艺进行调整。

5) 断层致使两巷顶板压力不断变化, 断层面前后20 m范围均需要加强支护管理, 支护材料配备数量较大, 必须提前做好材料准备, 未雨绸缪。

6) 回采中岩石普世系数大于4 时, 必须进行震动爆破处理, 采煤机才能缓慢通过, 且对截齿和滚筒均有不同程度的损耗, 增加了回采工艺和材料消耗。

7) 对工作面情况有疑惑时, 必须采取长短探相结合的探测技术来确认, 防止造成严重生产事故。

8) 通过对工作面的预测预报配合工作面的实际生产剖面图示, 研究、分析出具有开操作性和执行性强的措施。

9) 对推采过程中出现的各种变化, 进行编制临时工程措施和补充措施。

10) 公司各级领导对过断层的重视度极高, 多次召开各种形势的动员大会, 配合部室的大力支持, 稳定职工动态的稳定至关重要, 根据形势和目标, 敢闯敢拼, 面对困难保持有良好的工作态度和坚持不懈的精神状态。

6结语

过断层时, 在做好充分的准备工作情况下。必须对队伍的整体稳定情况进行管理, 并加强工作面的预测预报和正确判断、指导, 更要对机电设备进行加强检修和维护, 还要有公司各级领导的支持和部门、队组的协调配合, 着重将工作面的安全隐患排查工作贯彻、落实到位。

综放工作面过断层技术研究与实践 篇8

关键词：综放,断层,技术,实践

综放工作面生产易受到断层、褶曲、沿空顺槽变形等多种因素的影响, 其中, 断层是影响工作面安全生产的主要因素之一。东滩煤矿东翼一采区、三采区断层众多, 从最近回采的一采区1304、1305综放工作面统计, 每个采煤工作面平均过断层20条, 其中落差接近或超过煤层厚度的断层8条。生产过程中揭露断层时易造成顶板局部破碎甚至出现冒顶事故, 工作面推进缓慢, 成本增高, 严重制约安全高效生产。因此, 合理分析断层对生产的影响, 制定有针对性的巷道掘进和工作面回采过断层综合技术方案, 对矿井安全生产具有十分重要的意义。

1 地质资料收集

工作面设计前, 首先由地质部门收集相关地质资料, 对相邻工作面或巷道揭露过的断层情况进行分析, 并在工作面平面图中对预测的断层产状标注说明, 标注内容包括断层的位置、落差及可能的延伸距离等, 然后由分管技术负责人、技术管理部门共同分析、制定工作面布置方案。

2 断层影响分析

断层落差大小与煤层厚度和顶底板岩层岩性、厚度及硬度是决定工作面能否顺利通过断层的关键因素, 可分为以下几种情况:

(1) 如果H≤ (k-h) , 可直接布置工作面回采此断层。

(2) 如果H> (k-h+2.5+2.5) , 则不考虑工作面通过此断层。

(3) 如果H≥ (k-h) , 工作面要通过此断层必须截割部分顶底板岩石。此时, 就要分析煤层顶、底板是否存在硬度f≤6的岩层以及其厚度, 来确定工作面是否能回采此断层。

(4) 如果煤层顶板为硬度较小且极易掉落的岩层时, 易频繁引发冒顶事故, 不利于顶板维护, 过断层不考虑截割顶板岩层, 可通过的最大断层落差为H=k-h+2.5。

3 巷道掘进期间过实施断层方案

(1) 巷道掘进过断层施工方案制定要综合考虑巷道支护安全、工作面回采设备的安装及正常运行、巷道排水、设备运输等方面的要求。

(2) 过断层区域的巷道层位要尽量沿煤层布置;当断层落差较大需要截割顶 (底) 板岩石时必须控制割岩厚度, 割岩厚度不大于2.5m。

(3) 过断层区域的巷道坡度要平缓, 以不大于10°为宜。

(4) 当巷道两帮揭露断层产状差异较大时, 要以巷道回采帮的产状参数为准制定施工方案。

(5) 在过断层区域要采取加密锚杆 (索) 、缩小棚距、锚架联合支护、顶部铺双层金属网等加强支护措施, 确保顶板支护可靠。

(6) 巷道掘进至距离断层预计揭露位置50m时, 要采取“边探边掘”, 每掘进5m钻探一次, 钻探的深度≥15m;钻探发现异常情况时必须加密探测孔, 以便准确掌握断层产状, 合理控制掘进层位。

(7) 当掘进过程中揭露隐伏断层或探测的断层实际落差与预测不一致时, 要充分考虑工作面回采要求, 掘进迎头需要后退下扎或后退上挑重新掘进时必须后退, 并合理确定后退距离和施工坡度。

(8) 过断层区域的巷道高度不低于正常段的巷道设计高度;巷道变坡点前后10m巷道高度应适当加大。

4 采煤工作面过断层控制方案

4.1 综放工作面过断层提刹刀量及范围确定

4.1.1 工作面过断层时提刹刀情况确定

⑴沿工作面推进方向由上盘向下盘通过正断层和沿工作面推进方向由下盘向上盘通过逆断层时, 均需要进行提刀。

⑵沿工作面推进方向由下盘向上盘通过正断层和沿工作面推进方向由上盘向下盘通过逆断层时, 均需要进行刹刀。

4.1.2

工作面揭露断层后, 工作面推进一个截深, 断层面向延伸方向的移动距离及沿工作面采煤机超前断层面位置刹刀距离计算。

(1) 工作面推进一个截深, 断层面向延伸方向的移动距离计算公式。

式中:La-工作面推进一个截深断层面向延伸方向的移动距离;

S-断层倾向延展长度;

L-断层走向延展长度;

J-煤机截深。

(2) 沿工作面采煤机超前断层面位置刹刀 (提刀) 距离计算公式。刹刀 (提刀) 距离计算:

A= (k÷a) ×La式中:

A-超前断层面刹刀 (提刀) 距离;

k-工作面过断层时最大允许割矸量 (留底煤量) ;

a-工作面每推进一个截深的刹刀 (提刀) 量;

La-工作面每推进一个截深断层移动距离。

4.2 东滩煤矿综放工作面过断层原则

(1) 工作面揭露断层前, 应根据断层在工作面的实际 (或预计) 揭露位置, 超前15~20m开始调整断层附近15组支架的截割层位, 超前进行提刹刀, 合理破底或留部分底煤, 在距离揭露断层3m时调整完毕, 支架尽量保持水平推进, 确保揭露断层后的顶板支护。

(2) 过断层时必须截割部分顶底板岩石时, 首先截割考虑底板岩石, 割底厚度超过2.0m时, 再考虑截割顶板岩石, 最大割顶、底量控制在2.5m以内。

(3) 严格把握截割层位, 超前提刹刀, 杜绝出现大幅度提刹刀现象, 提刹刀量控制在100~130mm, 对安全生产较为有利。

(4) 工作面过断层期间, 断层面前后各10组支架采高控制在 (3.0±0.1) m, 便于顶板控制。

(5) 工作面顶板完好区域的支架要升实达到初撑力, 因顶板破碎无法达到初撑力的支架必须与相邻支架衬平, 顶板破碎、煤壁片帮时, 要拉移超前支架, 缩小空顶距。

(6) 工作面过断层需要提刀时, 采煤机必须超前2~3刀进行挑顶后方可提刀, 如果同时进行挑顶和提刀, 容易导致采煤机挑顶困难, 采高降低, 造成生产被动。

(7) 工作面过断层期间, 因断层产状突变导致割矸厚度大于2.5m的区域超过10组支架, 煤机截割困难时, 要考虑采用松动爆破来配合煤机截割。

5 实施效果

过断层技术研究 篇9

关键词：过断层,煤巷,离散元,桁架锚索支护

断层是影响煤矿开采的重要地质因素, 一些大的断层对采区布置、煤层开采以及巷道、采场等支护起很大的影响。煤矿井下巷道掘进经常会遇到断层破碎带, 如果施工及支护不当易造成大面积冒顶, 而如何有效地控制过断层破碎带时巷道围岩稳定性也一直是困扰现场施工的难题, 为此探索出一套巷道过断层时的支护体系具有深远的意义[1,2,3]。

1 地质工程条件

河南地方煤炭集团洛阳叁伟煤业有限公司前身为河南省偃师市府店叁驾店煤矿, 位于偃师市府店镇叁驾店村东, 属国有股份制企业, 井田走向长约1100m, 倾斜约600m, 面积约0.6532km2, 开采二叠系山西组二1煤层。煤层埋深586~615m, 二1煤层厚度为0~9.11米, 平均厚4.25米, 结构简单, 偶含一层夹矸, 层位稳定。顶板为深灰色, 层面含碳质及云母碎片, 中粒砂岩, 底板为砂质泥岩。11011工作面运输巷设计断面宽×高:5.5×3.5m, 沿煤层底板布置。

运输巷掘进过程中, 在掘进到距巷道开口300m处, 遇一断层破碎带, 导致顶板出现严重冒顶现象, 冒落高度达5m;煤帮中部和上部均出现片帮情况。

2 过断层煤巷控制原理

2.1 锚网带控制加固破碎围岩机制

大断面顶板破碎的煤巷, 显著特点是顶板跨度大、顶板破碎不稳定, 掘出后顶板煤岩体容易沿着破裂煤岩体裂隙等弱面滑动变形产生失稳。高预紧力锚网带支护可以有效的阻止或延缓破裂煤岩体沿弱面错动, 提高锚固体弱面力学性能, 阻止裂隙的拓展。

2.2 桁架锚索加强支护顶板

当巷道顶板冒落拱高度大于锚杆锚固范围时, 容易造成大面积冒顶事故。在煤巷支护中, 为了防止锚杆支护不可靠, 我们通常还需要加锚索补强, 通过锚索的悬吊作用来阻止冒顶。但是, 当巷道过断层时, 顶板裂隙深度向深部拓展明显, 破碎的顶板高度可达数10m, 巷道上方更多的围岩处于破碎状态, 锚索锚固段很有可能工作在顶裂隙发育区内, 影响单体锚索锚固点的稳固性, 引起锚固失效等。为此对于特大断面破碎顶板的回采巷道应考虑将锚固点选在肩角无裂隙区或裂隙不发育的区域作为锚固点, 考虑采用桁架锚索加强顶板支护。

3 支护设计

针对大断面过断层的巷道围岩破碎、应力高的特征, 结合大断面破碎顶板控制原理, 进行了11011工作面运输巷的支护设计, 提出采用高强高预紧力桁架锚索+锚网带的控制技术。

锚杆索布置形式和支护参数见图1所示:

4 现场观测

过断层大断面煤巷支护完成工业性试验后, 又进行了2个月的矿压观测, 结果如下:

1) 巷道掘进影响期内顶底板相对最大移近速度11.62mm/d, 两帮相对最大移近速度7.37mm/d, 巷道掘出后12天左右实现自稳, 变形速度降低, 掘进稳定期内变形速度降低到0.5~1mm/d。2) 顶底板相对移近量145mm, 两帮相对移近量83mm。3) 顶板无明显离层, 最大离层量7.9mm。从现场看未出现锚杆索拉断、锚空失效、锚固力丧失等破坏, 锚杆桁架锚索支护能力得到充分发挥。

5 结论

该巷道支护的工业性试验成功, 为类似条件下工程提供了借鉴经验, 我们可以得出以下有益结论:1) 断层产生的构造应力, 对煤巷围岩稳定性影响较大, 断层等地质构造带的作用导致巷道围岩破碎, 要求巷道围岩控制必须形成整体结构, 才能对围岩起到良好的控制作用。2) 在支护体系中, 锚杆可以起到限制裂隙面滑移, 控制碎胀变形的效果。桁架锚索可以使破碎岩体形成整体结构能够, 有效控制断层和支承压力叠加导致的顶板裂隙深度向深部拓展, 加强支护顶板。

参考文献

[1]勾攀峰, 晁建伟, 孙光中.回采巷道过断层顶板应力分布特征研究[J].能源技术与管理, 2007.

[2]李志华, 窦林名, 牟宗龙等.断层对顶板型冲击矿压的影响[J].采矿与安全工程学报, 2008.

某矿综放工作面过断层技术研究 篇10

关键词：综放工作面,过断层技术研究

引言

通过对深部大倾角轻放开采关键技术的综合研究, 确保回采巷道和工作面支架与围岩体系的有效控制, 防止冲击矿压、瓦斯、自然发火等对工作面的影响, 确保该条件下工作面的安全生产和高产高效。为矿区和我国类似条件下煤层的开采提供借鉴。

1 技术方案

1.1 现场实测调研及基础资料分析。

1.2 数值计算、物理模拟、理论分析。

1.3 制定技术方案并现场实施。

1.4 现场实测、控制、分析、总结不断修改技术方案。

1.5 通过现场试验研究开发出深部大倾角综放开采技术。具体技术内容如下:

2 深部综放条件下巷道和工作面矿压显现规律

通过现场钻孔应力计和电磁辐射仪实测, 获得综放条件下巷道制成压力的分布规律:工作面顶煤越软, 煤体内的塑性区范围越大, 支承压力影响范围也就越大。

3 深部大倾角综放工作面高产高效开采关键技术

针对矿井煤层倾角大的特点, 采用伪斜技术控制溜子、支架上窜下滑, 省去了使用防倒防滑千斤顶, 具有操作简单, 节省时间, 技术简单, 控制溜子、支架上窜下滑可靠等特点。

综采放顶煤工作面回采率的高低是降低采煤成本, 取得安全技术经济效益的关键。通过强化现场管理, 制定回收率考核办法, 加强放顶煤工艺现场管理, 减少工作面上下端头放煤损失, 减少工作面过断层放煤损失, 减少工作面初采煤炭损失, 放煤要控制矸石不要窜入架后阻挡煤炭放出等措施有效地提高了综放工作面的煤炭回采率, 降低了煤炭开采成本, 减少了掘进巷道, 取得了很好的经济效益。

4 工作面冲击矿压预测预报技术

对于工作面的冲击矿压危险, 需要采用早期冲击矿压危险程度评定、及时预测预报和综合治理及解危等相结合的方法进行。

5 冲击矿压、瓦斯、自然发火综合防治

工作面存在着冲击矿压、瓦斯、自然发火等多种灾害事故危险, 因此需要研究和探讨大采深水旱交接、多巷道、多煤柱条件下, 发生冲击矿压、瓦斯涌出以及煤自燃等三种灾害发生的机理及监测预报治理措施。

通过对冲击矿压, 瓦斯事故以及煤层自燃等三种灾害影响因素的分析, 建立了工作面自然灾害危险性评价的模型, 并对工作面的自然灾害进行了评价。工作面属于自然灾害较危险的工作面。而对冲击矿压、瓦斯和煤层自燃三种自然灾害防治最有效的方法是向采空区注浆和护巷煤柱煤体注水相结合的措施。

6 创新点

6.1 采用伪斜技术控制溜子、支架上窜

下滑, 省去了使用防倒防滑千斤顶, 具有操作简单, 节省时间, 技术简单, 控制溜子、支架上窜下滑可靠等特点。

6.2 深部大倾角轻放工作面巷道支护技

术实现了工作面两道、切眼锚网支护, 降低了工人劳动强度, 降低了巷道材料费用, 适用深部矿压大的采煤工作面巷道支护, 加快了掘进速度。

6.3 深部工作面防治煤炭自燃技术向采

空区注浆或压注阻化剂、加强工作面上隅角防火检查、工作面两道每隔10米设一道高分子材料墙。该技术操作简单, 技术可靠, 投资少, 避免了采空区煤炭自燃, 实现了安全生产。

6.4 深部大倾角开采瓦斯防治技术包括

工作面上隅角安装压入式风机、抽出式风机和安装压风管, 在压风管上钻上小孔排出压风释放瓦斯;工作面机巷老塘侧刮风帐。该技术操作简单, 技术可靠, 投资少, 避免了瓦斯积聚, 实现了安全生产。

6.5 矿井深部采用大倾角工作面冲击地

压防治技术采用磁辐射仪和钻屑法对工作面冲击地压预测预报, 防治冲击地压技术, 有效避免了深部综放面发生冲击地压, 实现了安全生产, 实现了高产高效, 实现了工作面稳产高产。

7 应用情况

该项目已在矿井深部煤层综放工作面应用深部大倾角综放开采关键技术并在其矿推广应用。

该矿地质条件复杂, 断层多, 煤层倾, 多种自然灾害并存 (包括冲击地压、瓦斯、自燃发火、火区等) , 开采难度大, 采用该技术项目后, 近四年共采出煤炭400多万, 比高档放顶煤每月多采出2万多吨煤, 每月创造经济效益400多万元。提高了煤炭产量, 节约了大量的材料费用, 提高了煤炭回收率, 少掘进巷道, 减轻工人劳动强度, 降低吨煤成本。

7.1 采用大倾角综采复杂技术后, 材料

道减小了变形量, 避免了因修复材料道造成的材料、工资浪费;工作面上下两道不用回棚, 减少了钢材丢失率;

7.2 采用大倾角综采复杂技术后, 工作面上下两道不用回棚, 每班少用3人;

7.3 采用大倾角综采复杂技术后, 避免

了轻放综采工作面冲击地压、瓦斯、煤层自燃等事故的发生, 有明显的安全经济效益;

7.4 减轻了巷修工作量。采用大倾角复

杂综采技术后, 巷道支护技术先进, 减少了巷道变形量, 改善了工作面的环境, 从而减少了对工作面的维护工作, 减少了大量的维护人力、材料的投入, 每年可节省材料、维护费用20多万元;

7.5 采用窄煤柱, 减少了煤炭丢失, 一

般情况下, 小煤柱或沿空掘巷可使巷道掘进率降低5%~10%, 可降低吨煤成本12~40元。

该项目既可在上海大屯能源股份有限公司直接应用, 也可在国内类似赋存条件下的综放工作面开采提供技术指导, 丰富综放开采技术理论。

该项技术成果通过鉴定后, 必将有更广泛的市场和远大的推广前景。该技术向国内同类型煤矿推广后, 将解决煤矿深部煤层开采技术难题, 解决断层多、巷道地压显现大、有冲击地压、瓦斯危害等自然灾害矿并存的开采技术, 经济效益显著, 社会效益明显。

参考文献

[1]李慎举, 郭伟勇, 马震, 阮飞雄.综采面直接过断层技术研究[J].煤炭科技, 2010年01期

[2]李国雄, 陈少璞, 王滨, 孙江.大柳塔煤矿12309综采面过断层技术[J].煤, 2011年01期

[3]杨建国, 刘维新, 高洁.4305 (北) 综采工作面精细化过断层技术研究[J].山东国土资源, 2010年11期

[4]张效春.综采工作面过断层、过冲刷技术及有关参数的确定[J].山西煤炭, 2005年04期

过断层技术研究 篇11

【关键词】注浆；FS₃断层；掘进施工

【中图分类号】U655.4 【文献标识码】A 【文章编号】1672—5158（2012）08-0182-02

焦作煤业（集团）有限责任公司赵固二矿回风总巷工程量814.884m，其中回风石门421.844m，回风斜巷381.04m，下山坡度为6.5°，下平巷12m，掘进断面为21.7m³，锚网喷及12#工钢棚联合支护。根据矿方地测部门提供的三维地震勘探资料分析，回风石门175m拐点前295m处存在一条FS₃断层，最大落差25m，在回风石门处落差15m，FS₃断层破碎带宽度约10m左右。在巷道揭露该断层时，底板含水层水压高达7.1Mpa以上。可能会导致煤层底板含水层的水沿断层面涌入矿井，给矿井的安全和建设造成不可估量的损失。

回风石门掘宽5800mm，掘高4400mm，一次支护喷厚150mm，锚杆问排距800mm× 800mm，规格φ20×2400mm，金属网为φ6mm圆钢焊接而成，网幅900mm×1700mm。喷射砼强度C25，水沟300mm×300mm。

1.地质情况与水文情况

赵固二井田属于第四系、第三系全覆盖区。本区赋存地层主要有奥陶系中统马家沟组、石炭系中统本溪组和上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组、第三系、第四系。其中石炭系上统太原组和二叠系下统山西组为主要含煤地层。赵固二井田总体形态为一走向NW，倾向SW，倾角3°～21°（一般4°～10°）的单斜构造。发育的断层有NE向、NW向和近EW向三组，其中以NE向为主。FS₃断层情况：FS₃断层属于NE向断层，位于井田东北部，整体走向北东，倾向南东，倾角70°，最大落差25m，区内延展长度2.2公里。由北东向南西落差逐渐变小，向北东延出三维区外，三维区内延展长度800m。

第三、第四系含水层主要由冲积砾石、细至中粗砂砾石层及古河床相组成，一般情况下不会对矿充水。风化带含水层属中等强度含水层，下距回风石门180m，一般情况下不会对矿井充水。二₁煤顶板砂岩含水层，主要由二₁煤顶板大占砂岩和香炭砂岩组成，厚度一般10m左右，属弱富水含水层。由于矿区内硬质岩层中裂隙非常发育，断层破碎带附近二，煤顶板砂岩含水层的富水性会增大。太原组上部石灰岩含水层，对矿井影响影响较大的主要是L₉、L₈二层灰岩。其中L₈灰岩发育最好，溶裂隙较发育，渗透系数为0.0036～0.648m/d。该含水层本区属富水程度中等含水层，为二₁煤层底板主要充水含水层。太原组下部石灰岩含水层，由L₂、L₃石灰岩组成，其中L₂石灰岩发育较好，厚度由西向东由浅而深变厚，为富水性较强的含水层，在断层两侧和附近富水性比较强。上距二₁煤层85.58～104.57m，正常情况对二₁煤层没有影响。奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层，由中厚层状石灰岩、泥质灰岩组成，在古剥蚀面的附近岩溶裂隙发育。该层距二₁煤一般109.12～126.03m，正常情况不影响煤层开采，断裂沟通情况下时，则对矿井威胁大。

2.施工工艺及施工方案

三维地震勘探资料显示，相交位置正处于FS₃断层的尖灭处，而且水压达8.1MPa。回风石门穿过FS₃断层时很有可能导致顶板砂岩水和L₈水涌入矿井。

根据水文地质资料分析，在FS₃断层与回风石门相交处，FS₃断层破碎带宽度约10m左右，回风石门相交位置正处于FS₃断层的尖灭处，而且水压达8.1MPa。因而回风石门穿过FS₃断层时很有可能导致顶板砂岩水和L₈水涌入礦井，严重时还会将O₂和L₂的水导入矿井。因此，回风石门施工至FS₃断层50m时必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，每炮必探。掘至距FS₃断层40m时，必须停头掘进，打钻注浆。

2.1 钻探设计

根据《井下探放水技术规范》初步设计，0～10m，开孔孔径127mm，下入一级护壁管，管径φ108mm，长度10m，用水泥固定生根，并做耐压试验，耐压试验不小于8Mpa；0m～20m，孔径94mm，下入二及护壁管，管径φ89mm，长度20m，用水泥固管生根，并做耐压试验，耐压试验不小于8Mpa；时间不少于30分钟；20m～终孔，孔径不大于75mm。设计孔6孔，预计孔深78-65米，过断层深度15米，终孔距巷道最大距离9.5-7.9米，方位角180-168度，倾角-7～-7度，一级护壁φ108mm，长度10m，二级护壁φ89mm，长度20m。

2.2 固管注浆设备及技术参数

注浆采用2TGZ-60/210型注浆泵一台，搅拌采用自制0.3m³搅拌桶。

注浆技术参数：

（1）钻机所在巷道底板标高为-621.5m，钻孔孔口标高为-621.5m，地面标高为+81.5m。本次注浆压力及耐压试验压力设计为静水压力的1.2倍。P_o=7.08MPa，P=1.2×P_o=8.496MPa。

（2）注浆材料及浆液配比，固管注浆及封孔注浆，浆液采用单液水泥浆，水泥采用新鲜的42.5R普通硅酸水泥，浆液水灰比选用1：1、0.8：1二个级配，施工时可根据情况的情选择。

（3）注浆量预算，考虑本次注浆为固管和封孔注浆，设计注浆量为钻孔体积的5倍，即：Q=13.65m³，按水灰比0，8：1计算，约用水泥10.92t。

（4）注浆合格标准。实际浆液注入量接近设计注入量，注浆压力呈规律性增加到设计终压8.30MPa；钻孔基本不吸浆或浆量≤20L/min时，维持终压30min，套管外壁不漏浆、不漏水即为合格。固管和封孔注浆结束后，立即对各孔逐一注浆。

3.施工方法

3.1 注浆

1）工艺流程：单液水泥浆→注浆泵→控制阀→孔口管→断层裂隙；

2）浆液使用原则由稀到浓；

3）压力调整：注浆压力有时渐变，有时成波状，调整压力应与孔内情况、浆液浓度等密切配合，当浆液浓度确定之后，用人为的方法控制泵量，使压力达到终压。

4）浆液调整：浆液在岩层裂隙中析、充填阶段中如压力和注浆量稳定不变，应逐级加大浆液浓度，如压力上升快，进浆量很快减小，应依次降低浆液浓度，每改变一次浆液浓度持续2分钟。

3.2 注浆的技术要求

1）浆液制作及注浆：浆液制作时，严格掌握注浆参数、浆液配比，水灰比和注浆终压，满足设计要求。注浆中，当注浆孔达到设计终压后，降低流量10分钟，即可停机关闭注浆阀，再开启泄压阀后才能换孔注浆。注浆阀待浆液初凝约半小时后，方可拆卸。注浆结束后要封孔。浆液需充分搅拌均匀，并在放浆口处设置过滤网，以防结块小泥等杂物吸入浆管内。注浆的孔口阀门应待注浆后半小时拆除。拆下的阀门要及时清洗干净，然后涂抹机油备用。

2）掘进施工：进入FS₃断层施工时，必须坚持短掘短砌一炮一架棚支护的施工方法。采取多打眼少装药，放小炮或松动爆破，周边眼甚至不装药，欠挖部分用风镐刷至设计为止，以减轻对周边围岩的破坏，周边眼不大于300mm。架棚完毕后要及时喷浆加固。梁棚后应充填严密，严禁空洞，架棚卡子、连接板螺丝必须上紧，应齐全、牢固。

过断层技术研究 篇12

1 工程概况

蒋庄煤矿南十一采区3上煤层工作面, 煤层倾角13°, 煤层厚度3.1m~4.2m, 平均3.85m, 面长63.5m~189m, 工作面直接顶为砂质泥岩, 平均厚度1.25m;基本顶为细砂岩, 平均厚度10m;直接底为砂质泥岩, 平均厚度2.45m;基本底为中砂岩, 平均厚度18.15m。工作面采用走向长壁后退式采煤法, 顶板支护使用ZF7000-23/47型液压支架;采空区处理为全部垮落法。工作面运输机为SGZ-830/800型中双链刮板输送机;采煤机使用MG400/930-GWD型双滚筒采煤机。顺槽转载机使用SZZ-764/160型转载机及DSJ-100/90/2×132型胶带输送机。

工作面从初采开始过两条连续的断层, 分别为F2断层、F3断层, F2断层H=4.5m, F3断层H=2.5m, 断层区域附近局部小裂隙发育, 落差大, 断层推进过程中两条断层汇合成一条较大落差断层H=6.5m。

2 过断层方案选择

对于本工作面的回采可有两种方案: (1) 采取措施过断层; (2) 重新掘巷、跳面搬家。方案1为是平推硬过直接过断层;方案2为在断层外预掘新切眼或沿断层掘巷道通过该断层。方案1主要增加破矸工作量, 方案2主要增加掘进工作量。从技术、经济及安全方面分析对比该两种方案, 认为第一种方案省工期, 避免出现巷道掘进维护量, 提高了大面积回采率, 提高煤炭回收率, 因此, 选择第一种方案实施应用。

3 过断层工艺

3.1 层位控制

(1) 工作面过断层推进的前期, 采取沿断层下盘侧煤层顶板破断层上盘侧煤层顶板的方式通过;随着工作面推进, 当两条断层汇聚成一条大落差断层时, 采取适当破断层上盘侧煤层顶板、逮断层下盘侧煤层顶煤及破断层下盘侧煤层底矸相结合的方式通过该断层;随着工作面进一步的推进, 根据顶底板岩性的改变, 采取沿断层上盘侧煤层顶板, 逮断层下盘侧煤层顶煤及破断层下盘侧煤层底矸为主的方式通过该断层。

(2) 过断层期间, 断层影响区域多割软岩少割硬岩, 顺平工作面顶底板, 支架严禁出现大于2/3支架侧护板的错茬, 确保设备的正常运转, 顺利通过该断层。

3.2 采高控制

工作面过断层时, 工作面断层区域采高控制在3.4m~3.6m。在设备允许的范围内, 尽量将工作面顶底板顺平缓, 最大限度地减少割矸量。

3.3 工作面爆破

当顶板矸石硬度f<3时, 用采煤机直接截割;当断层顶板矸石硬度较大 (f≥3) 时, 为减少对设备的损坏, 采用先松动爆破矸石, 再用采煤机截割的方式。破矸厚度小于1.0m时, 打单排眼;破矸厚度在1.0m~1.8m时, 打三花眼;破矸厚度在1.8m以上时, 打五花眼。炮眼距离顶底板0.5m, 眼距1.0m, 顶眼仰角5°。顶板完整时炮眼眼深为2.0m, 顶板破碎时炮眼眼深1.4m。眼深2.0m时, 每眼最大装药量600g;眼深1.4m时, 最大装药量为400g, 采用毫秒延期电雷管正向爆破。

3.4 支架设备保护措施

爆破前, 将爆破地点15m范围内的支架活柱用无破损旧胶带包裹严, 用无破损旧胶带将电缆槽内电缆盖严加以可靠保护。当支架支护高度增大, 胶带无法包严活柱时, 更换保护胶带或增加胶带包严活柱。在支架前立柱活柱下用完好菱形金属网配合无破损旧胶带将该架立柱之间围严, 高度不低于1.0m, 用于保护阀组、液压小表。

当金属网破损、拉长、鼓入支架箱超过0.2m, 围护高度低于1.0m时, 必须更换完好金属网重新防护, 工作面通讯及照明用无破损旧胶带配合金属网防护或撤除。

3.5 顶板管理

受断层影响顶板破碎区域必须铺设金属网护顶, 金属网规格为6.0m×1.0m, 沿工作面走向搭茬不少于400mm, 倾向搭茬不少于200mm, 联网采用三花眼连接, 扣距为150mm, 扎丝拧紧不少于三圈, 扎丝头要塞入网内, 扎丝选用14#铁丝。当顶板异常破碎、难以管理时, 应铺设双层金属网, 走向搭茬不小于400mm, 倾向搭茬不小于400mm, 联网采用五花眼连接, 扣距、扎丝与单层网相同。上网时如顶板完整, 为保证上网期间顶板及人员安全, 采取不降支架前梁, 在架间顶板打锚杆、挂网的方式对顶板支护, 锚杆采用18mm×2000mm螺纹锚杆, 锚杆沿支架前梁工作面走向单排布置, 锚杆间距1.0m。

3.6 其他要求

(1) 工作面与断层相交处抓住煤层顶板, 采高3.4m~3.6m, 保证相交处上、下各有10架支架与断层上、下盘方缓慢过渡, 面溜尽最大量顺平顺直。

(2) 在采煤机割煤后能及时支护顶板有效地控制顶煤冒落。

(3) 采用紧跟煤机前滚筒及时带压移架, 能控制煤壁片帮, 防止片帮造成的支架端面距加大, 控制空顶距内顶板冒落, 使工作面顺利过断层。

4 应用效果及经济效益

(1) 按照该设计方案通过全岩大断层, 7月份工作面产量为7.7万吨, 8月份为9.7万吨。说明过断层基本对生产影响不大, 过断层的技术方案成功;与方案2相比, 避免了巷道掘进维护量, 增加煤炭资源回收, 为高产高效工作面中遇断层的处理积累了宝贵的技术经验, 为实现高产高效之路做了有利尝试。

(2) 3上1101里工作面使用可伸缩顶梁支架能够及时支护顶板, 同时采取技术有效控制支架空顶距处冒顶, 采取拉底挑顶方法综采完全顺利采过断层, 扩大了综采储量, 避免了巷道掘进维护量, 避免跳面搬家, 实现了提高月单产、降低成本的目的。

(3) 经济效益方面:实现过大落差断层全月安全快速推进, 完成矿井安排生产任务, 预计提高月度单产2万吨, 实现经济效益1000万元, 社会经济效益显著。

摘要：针对采煤工作面过全岩大断层困难的问题, 本文以蒋庄煤矿南十一采区3上煤层工作面为工程实例, 通过方案对比确定过断层方案, 然后对该方案下过断层工艺进行详细研究。

关键词：大断层,缓斜煤层,全岩

参考文献

[1]刘志刚, 张华清.综采工作面过断层技术与实践[J].煤矿开采, 2010, 10.

[2]满操, 等.综放工作面跳采过断层工艺实践[J].山东煤炭科技, 2011, 6.