过断层带

过断层带（通用12篇）

过断层带 篇1

摘要：在煤矿的生产过程中, 断层破碎带掘进巷道支护问题一直都是影响煤矿井巷安全的一项重大的技术难题, 因为在煤矿的断层附近, 岩石十分容易破碎, 而且对于个别巷道来说, 因为顶板的压力大, 容易引起巷道冒顶事故, 给巷道施工带来很大的困难。因此要结合矿井实际, 探索掘进巷道过断层破碎带时如何加强支护, 保证施工人员和操作人员的安全, 优质、高效、低耗和安全地完成井巷工程的任务, 促进矿井的和谐稳定发展。

关键词：掘进,巷道,过断层,破碎带,支护

1 巷道变形与破坏的主要影响因素分析

1.1 煤矿开采深度的影响。

随着煤矿机械化程度的不断提高, 煤矿巷道开采深度也在不断增加, 同时承应力也在不断增加, 这就使得巷道的变形及破坏程度不断加大。另外, 原始岩温也随着开采深度的增加而增高, 这样就会使围岩由脆性变形向塑性变形转化, 容易使巷道产生塑性变形。

1.2 煤矿地质构造的影响。

在煤矿掘进过程中, 靠近断层地段的岩性相对来说特别破碎, 岩层层理、节理发育, 裂隙较大, 支护起来难度很大。

1.3 巷道支护方式与质量的影响。

煤矿巷道支护一般采用锚网喷支护或采用刚性金属支架支护, 对巷道的控制效果影响较大。

2 现有断层破碎带掘进巷道支护方式及其存在问题分析

2.1 断层破碎带区域掘进巷道支护方式

(1) 多次尝试, 二次成巷, 时时监控顶板。这种支护方法指的是在断层破碎带上创造一个断面, 而后采用锚杆、锚索等进行支护, 最后继续开掘巷道。 (2) 减小锚杆之间的距离, 增加锚索的补强作用。 (3) 拉网防治岩石连带脱落。如果巷道内存在较大断层, 岩石就极有可能会发生大面积脱落现象, 从而引起巷道失稳问题。所以, 为有效避免上述问题, 可采取拉网支护措施, 这样还可以防止巷道变形过大。 (4) 巷道顶侧面添加混凝土, 加固巷道, 减少巷道的风化程度。

2.2 现有断层破碎带掘进巷道支护存在问题

在巷道顶部支护工作完成的同时, 其下部岩石却受到了一定程度的破坏, 随着时间的延长, 使用上述支护方法支护的巷道则会出现变形, 一般情况下, 在接近断层4m左右区域往往存在较大的变形, 从而影响到巷道的稳定性。

3 断层破碎带掘进巷道支护技术新方法

3.1

在施工之前, 必须做出预案或进行超前钻探工作, 若存在断层破碎带, 则采取支护措施。

3.2 当施工区域与断层相距9m左右时, 则需要采用以往的支护方法对巷道进行加固, 可采取增加锚杆的措施。

当这一距离变为5m左右时, 可在巷道顶板涂上一些具有强烈黏附作用的化学物质, 这样可以有效实现巷道顶板岩石的固定, 从而避免其风化和脱落。

3.3

当这一距离为3m左右时, 必须加强对巷道顶板侧面的监督, 并结合断层破碎实际情况, 加固巷道, 做到装药量少、炮眼少, 以避免加剧断层的破碎情况。在接下来的掘进工作过程中, 可采取挂网施工方式, 还应及时预警, 在切割工作结束后, 还应进行预警, 这样可以有效避免大面积垮落问题。随着工作的推进, 还应实行超前锚支护, 并及时预警。

3.4

在进行断层破碎带掘进过程中, 可采取混凝土支护方式, 以加固巷道。

3.5 施工时, 为保证巷道的稳定性, 必须加固巷道顶板, 而后进行架棚与超前锚联合支护, 这样可进一步加固巷道顶板。

要想实现断层巷道的整体稳定, 必须从施工开始就做好顶板的维护工作, 以避免其出现大规模脱落问题。

4 掘进巷道过断层破碎带时的安全措施

掘进巷道在通过断层破碎带时, 由于围岩强度较低, 稳定性较差, 帮顶压力较大, 在安全技术方面应做好以下工作: (1) 加强巷道掘进地点的地质调查工作, 根据所掌握的地质资料, 及时制定科学、具体的、有针对性的施工方法和安全措施。 (2) 巷道在破碎带中掘进, 应该做到一次成巷, 尽可能缩短围岩暴露的时间, 减少顶板出露后的挠曲离层。 (3) 施工中严格执行操作规程和交接班制度、安全检查制度、随时注意观察围岩稳定状况的变化, 及时掌握断层等构造出露的时间, 一旦发现预兆要及时处理, 防患于未然。 (4) 掘进工作面邻近断层或穿断层带时, 巷道支护应尽量采用砌碹或U型钢可缩性支架支护, 棚距要缩小。 (5) 减少爆破装药量, 降低因爆破对断层带附近破碎顶板的震动。 (6) 减少空顶距, 及时支设临时支架, 永久支架要跟上, 滞后距离不能大于2-4m。 (7) 巷道支架背板要严实, 一方面提高支架对围岩的支护能力, 另一方面防止掘进中漏顶或漏帮。 (8) 当断层处顶板特别松软、破碎时, 要采用超前支护的办法管理断面不稳定顶板。 (9) 在顶板岩性突变地段, 要及时打点柱支护突变顶板。

5 结论

总体来说, 随着煤矿机械化程度的不断提高, 煤矿的开采产量也在逐年的增加, 这就要求煤矿工程技术人员在进行煤矿施工的过程中安全有效地解决好施工中出现的问题, 特别在解决断层破碎带掘进巷道的问题上, 采用科学有效的、有针对性的措施, 切实做好巷道的维护工作。作为煤矿的工程技术人员还应该总结实践生产中的经验, 结合矿井的地质情况, 总结出合理的实用的断层破碎带掘进巷道支护技术, 以确保施工人员的安全, 从而促进矿井的可持续发展。

参考文献

[1]王举堂, 马锦章.锚杆、预应力锚索联合支护技术的应用[J].锚杆支护, 2010 (01) .

过断层带 篇2

1、施工目的：主要运输大巷巷道加强支护。

2、施工地点：主要运输大巷。

二、施工方案：

1、施工方案：

由1559m处至1606.9m段对原有的工字钢棚两棚之间套入29#U型钢棚，棚距中对中608mm。

1559m处至1606.9m段套棚完成后，方可继续向前架设29#U型钢棚，608mm为一个施工循环，直至进入稳定围岩后方可变为原设计支护。

按设计中施工，巷道起伏不得大于±2度。

当工作面围岩稳定后，对所有架棚段进行壁后锚注工作。

2、施工方法：

1)、1559m处至1606.9m架棚段采用风镐扩刷。

2)、如果围岩条件允许采用钻爆法施工，采用YT-29A型风锤，φ42㎜一字型钻头打眼，爆破采用煤矿许用毫秒延期电雷管，煤矿许用乳化炸药，MFB-200型发爆器爆破，放炮过程中严格控制装药量，装药量为正常的一半。如遇围岩特别松软，则采用风镐掘进，装岩采用综掘机装岩，皮带出矸。

3)、通过采用锚注施工工艺，对变形破坏巷道的破碎松散围岩或地压较大的巷道及硐室，采用壁后注浆加固处理以后，使浆液充填和胶结围岩的裂隙，在巷道的外围形成完整的注浆帷幕，并与围岩、锚喷、支护共同形成有效承压组合拱。由于注浆使得巷道外围组合拱厚度加大，有效地提高了支护结构的承载能力，阻止巷道的变形破坏，从而确保了巷道的长期安全使用的稳固性。

3、工艺流程：

(1)套棚喷工序：

1559m处至1606.9m段采用架全封闭29#U型钢棚+钢筋网+钢筋砼背板+喷砼支护。

检查后方架棚段的棚子→找线→挖棚腿窝→栽棚腿→上棚梁→校正棚梁、棚腿位置→打棚撑→腰帮、接顶(上钢筋网、充填水泥背板)→初喷→复喷。

在架设第一架U型钢棚时，要与第二架U型钢棚同时架设，棚梁用拉钩连接固定，并在每根棚腿的两侧打上锚杆固定。按设计要求安装好，并喷砼固定。然后方可进入下一道工序施工。

(2)架棚喷工序：

检查加固好迎头10m内的棚子→看线画轮廓线→工作面截割→临时支护窜前探梁→按中腰线及棚距上棚梁、过顶→洒水、出煤(矸)→刷帮、安设护帮板→挖棚腿窝→栽棚腿→看线、校正棚梁、棚腿位置→打棚撑→腰帮 (上钢筋网、充填水泥背板)→初喷→复喷。

(3)锚注段工序：

搭设脚手架→打锚注管→自下而上逐排进行锚注，每一排先注下部后注上部。

三、架棚技术方案设计及技术要求

(一)巷道断面及尺寸

巷道断面形状：直墙三心拱

断面：掘宽×高=4160×3790mm

净宽×高=3800×3500mm

(二)巷道支护及参数

1、支护形式：29#U型棚+钢筋网+钢筋砼背板+喷砼支护

2、巷道支护：

临时支护：采用三根滑移丝杠式前探梁，前探梁采用长4m的11#槽钢制作，每根前探梁用两个φ50mm钢筋制作的钢筋钩对锁吊挂于已施工棚梁上，接茬处用木垫板固定牢固，前探梁不得生根于迎头第一棚。截割后进入迎头敲帮找顶并及时窜前探梁、放棚梁、过顶，以起到临时支护作用。巷道截割施工中，前探梁临时支护最大控顶距0.6m。前探梁上一次放棚梁1根。支护前必须进行“四位一体”安全检查，确认安全后，方可操作。

永久支护：巷道永久支护采用29#U型钢棚+钢筋网+钢筋砼背板+喷射砼联合支护。钢棚间距(中-中)为608mm，每架钢棚分三节，搭接长度为400mm，每个搭接使用限位卡固定，棚腿和棚梁各用两根拉杆连接固定。U型棚内(靠近岩壁处)用双层钢筋网覆盖绑扎(钢筋网1×2m，网格80×80mm，采用φ4mm冷拔钢筋制作)，全断面腰帮被顶。巷道空帮空顶处用钢筋砼背板背实，水泥背板呈插花布置，水泥背板规格为：长×宽×厚=1100×200×50mm;在施工冒顶部位，接顶前必须待顶板稳定或漏成尖顶状后，进行初喷，防止瓦斯涌出，再派有经验的工人上去用水泥背板搭“井”字剁接顶。U型棚外喷砼强度等级为C20，喷厚50mm。

3、永久支护距迎头：架棚喷支护距离迎头不超过0.3m，临时支护必须紧跟迎头。

四、锚注技术参数及技术要求

1、注浆前，必须根据巷道净高进行卧底，清除卧底杂物，找平底板，而后进行下步工作。

2、注浆钻孔的布置：钻孔间排距为1500mm×1800mm，每排布置9根注浆锚杆，从巷中顶部向两帮均匀布置9根，巷道两帮底角孔外扎角为45°孔深为2500mm，外露100mm，详见(注浆锚杆布置图)。

3、锚杆规格：注浆锚杆采用Ф25mm×2500mm中空注浆锚杆。托盘采用150mm×150mm×10mm锚杆托盘。每根锚杆孔底部使用二根K2335型树脂药卷、封口使用一根水泥药卷。

4、注浆材料：注浆材料以单液水泥浆为主，注浆水泥采用P.O。 42.5标号普通硅酸盐水泥，水灰比为1：1.

5、壁后注浆钻孔的规格：注浆钻孔的深度为2.5m，每排打9个钻孔，间排距1500mm×1800mm;每根注浆锚杆均与巷道周边轮廓垂直布置，角度不小于75°。

6、注浆扩散半径及注浆压力：注浆扩散半径按巷道围岩裂隙考虑，取3.5-4.0m;注浆压力：根据锚注经验，顶部注水泥浆压力为1.5-2Mpa，帮部注水泥浆压力为1.0-1.5Mpa;稳压时间15-20min。

7、浆液配置：

1)、单液水泥浆的配置：配置水泥浆时，按设计配合比，力求加料严格准确，并搅拌均匀，纯水泥浆液的配置表见表1

表1：纯水泥浆液(不加附加剂)现场配置表：

2)、每桶浆液配置(以水灰比1：1为例)

搅拌桶容积0.3立方，满桶时：用水300kg;水泥6袋。2/3处：用水200kg、水泥4袋。

注浆一周后，安装锚杆盘对注浆锚杆进行二次紧固，使其扭矩达到200N·M。

五、注浆设备及施工方法：

1、注浆施工设备

2、施工方法：

(1)施工准备工作

A、施工前风水管路接到位置、备好施工机具：如注浆机、搅拌桶、清水桶、浆液桶及管路、风镐、风锤、锚索机、手镐、铲子。

B、清除巷道杂物，保证作业场所有良好的作业环境、安全环境。

C、备足注浆材料，确保施工连续性。

(2)钻注施工

A、钻眼工作：顶部使用锚杆钻机钻眼，两帮钻眼使用YT-29型凿岩机，钻头使用一字型钻头，钻头直径Ф27-42mm。施工前，按锚注孔的设计间排距用颜色标出眼位，在按设计孔深钻出注浆孔，并且随后把钻孔清洗干净。

B、安装锚杆：为了满足注浆锚杆的承压要求，现场安装锚注杆时，采用矿用树脂药卷，药卷规格：K2335型树脂药卷，每孔底部2卷，封口使用水泥卷1卷，对其锚头外端缠绕麻丝(棉丝)，使其膨胀固定，锚注管外露100mm。

C、注浆顺序：注浆顺序为先注底，后注巷帮，自下而上的注浆。

注浆一周后，对注浆锚杆进行二次紧固，使其扭矩达到300N·M。

六、注浆作业的技术质量管理工作

锚注孔施工技术要求

锚注孔在施工时，要严格按照设计间排距和角度布置，间排距最大误差控制在±100mm范围以内，孔深误差控制在±50mm范围以内。

2、注浆系统的调试技术要求：

注浆前，要先对各连接管路、阀门、设备等进行检查后用清水调定注浆压力，打到需要规定的压力。

3、浆液制作及注浆技术要求：

浆液制作时，要严格掌握注浆参数、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，降压流量10分钟，即可停机关闭注浆阀，再开启泄压阀后方可换孔注浆。注浆阀待浆液处凝约半小时后，方可拆卸。

浆液需要充分搅拌均匀，并在放浆口处设置过滤网，以防结块水泥等杂物吸入浆管内。

注浆拱部的球阀应待注浆后三小时拆除，拆下的阀门要及时清洗干净，然后涂抹机油备用。

4、注浆作业的质量管理工作：

1)、组织成立技术工种专业队伍

注浆设备由专人负责管理。负责观察和控制注浆压力及注浆泵的操作和日常维修工作，锚注孔内注浆由专人负责，负责装卸锚杆与注浆泵出浆管的链接，以观察并处理渗液和漏浆。其余工种配合注液工工作，确保其施工质量。

2)、加强注浆作业的质量管理：

注浆前，在同一地点的喷浆和注浆的间隔时间必须在7天以上。注浆作业中，其注浆量的大小，注浆质量的好坏均具有隐蔽性强的特点。因此，质量控制的日常管理工作尤为重要。要求专人负责对注浆孔号、注浆压力、浆液量作好原始资料记录和整理，以便于以后分析和评估注浆效果。

5、浆液效果检查：

注浆工作结束后，在二排注浆孔中间打检查孔，压入清水，在设计压力下，注水量0.1m3/min以下时为合格。

七、安全生产技术措施

(一)架棚施工安全技术措施

1、加强顶板管理，严禁空顶作业，坚持“敲帮问顶”制度。打眼前、装药前、放炮后、接顶前，必须首先敲帮问顶，将活矸处理掉，在确保安全的前提下，方可作业。

2、敲帮问顶必须由班长及有经验的工人进行作业，一人作业，一人监护。敲帮问顶顺序：由外向里、由顶到帮再迎头。用长柄工具找顶时，应防止矸石顺杆滑落伤人。

3、顶板破碎时，要缩小循环进度，控制迎头顶板裸露面积，以防冒顶事故发生。永久支护必须紧跟迎头，够一棚、架一棚、喷一棚，接实背严帮顶,打齐木楔和永久棚撑，支护顺序：先顶板、后两帮。

4、顶板破碎时可采用打密集超前撞楔通过，撞楔采用直径1寸钢管加工，长3.0m做成一头尖端，管棚沿迎头横梁上沿按200mm间距布置，外露700mm。撞楔必须打在迎头第一、二棚之间，并及时喷砼封闭。(安装撞楔时必须使用铜锤以防撞击火花，打一个撞楔孔安装一根撞楔，严禁撞楔孔全部打好后再安装撞楔)。

5、施工中如出现冒顶应迅速撤人至安全地点，待顶板稳定或漏成尖顶状后由班长站在安全地点，先用长尖枪找顶，确认安全后，先由瓦检员检查冒顶区的瓦斯浓度，，当瓦斯浓度≥1%时，必须采用风筒对冒顶区进行通风稀释，待瓦斯浓度降到<0.8%时,方可派人用半圆木架“井”字型木垛快速接顶。

6、接顶工作由班长安排3名经验丰富的工人联合作业，一人观顶、一人递料、一人接顶。接顶后再用木楔打紧，使之与顶梁接上劲，接顶时，接顶人员必须要随身携带瓦斯警报仪。其他人员撤至安全地点待命。冒顶较高时可在钢棚下采用道木搭“井”字剁支撑钢棚，防止水泥背板压垮钢棚。

7、迎头施工期间要坚持“有疑必探，先探后掘”原则：如迎头煤层松软片帮，掉顶严重等情况，应立即停止作业，检查瓦斯浓度并注意观察。待帮、顶稳定后方可施工。

8、冒顶区成巷后要标明冒顶区的位置和高度。

9、如果围岩条件允许采用钻爆法施工，爆破时必须对爆破点后10m的棚子进行检查加固，防止放炮倒棚，将所有支架的棚梁、棚腿必须喷严、喷实且待浆体凝固后方可装药放炮。放炮后，对崩倒、崩坏的支架应及时修复或更换。修复支架前，应先清除危石、活矸，做好临时支护;扶棚或更换支架，必须从外向里逐架依次进行。

10、施工前先将迎头的浮矸、杂物清理干净，保证退路畅通。材料堆放整齐，并备有足够的接顶材料。迎头往后50m内必须备有接顶材料(水泥背板)及应急材料(道木、半圆木)，道木、半圆木数量不少于100块，水泥背板数量不少于400块，暂备10架支架。

11、加强通风管理，风筒口距巷道迎头不超过5m，接顶时必须保证照明充足，风流通畅。

12、应密切注意观察已掘巷道帮、顶，发现变化异常应立即停止掘进，将变化异常段巷道支护好后，方可继续作业，并汇报调度。

13、加强队干跟班指挥，队干要密切注意围岩情况，发现问题要及时汇报和处理。

14、棚梁、棚腿架好后，要严格背好帮顶，做到无空隙，使棚子受力均匀。

15、运输、装卸金属支架必须由一人统一指挥，以防止在运输、装卸过程中伤人。抬棚子时，要相互呼应，动作一致，两个人抬料时要顺肩。

16、对现场各项数据做好记录，以备后期注浆补强支护及巷道修复参考使用。

17、严格执行 “先探后掘”制度，确保无水患后方可向前掘进。

(二)注浆施工安全技术措施

1、注浆设备下井前，要认真进行检查各部件要齐全。

2、注浆机具装卸过程中要有专人指挥，起吊要用专用起吊工具，所装设备严禁超出车辆宽度。在运输过程中要绑扎牢固，井下运输要严格按照井下运输管理规定执行。

3、施工前，要在施工地点后50m处设置醒目警示标志，提醒过往行人及车辆注意安全。

4、定期检查、维修设备，保证设备始终处于完好状态。

5、施工中要爱护巷道中的各种管线、电缆，不得带电搬移、检修电器设备。

6、设专人负责制备浆液，采用42.5#普通硅酸盐水泥，同时掌握好注浆和搅拌速度，尽可能的缩短浆液搁置时间。

7、吸浆口处要设置过滤网，防止结块水泥和水泥袋等其他杂物进入浆液。

8、注浆时要注意观察压力表的升压情况，及时调整泵的流量，压力超过5Mpa时要及时停机，查明原因，进行处理，同时设专人观察巷道顶板，观察孔口管等处是否有异常现象，发现问题及时停机处理。

9、注浆中如需暂时停机，应向孔内压入一定量的清水，以保证注浆通道的畅通。

10、注浆期间，应注意泵的运转情况，吸排浆情况，每次注浆结束后应用清水冲洗管路和机具，并及时进行检查维修。

11、所有注浆孔的注浆终孔压力，必须达到设计技术要求，注浆作业严格按照操作规程执行。

12、注浆期间，各班要作好原始记录，并及时汇报工作进度情况，以便掌握施工进度。

13、注浆期间，应注意观察巷道顶板、两帮的变化情况，严格控制注浆压力，防止因压力过大而造成顶帮大面积开裂脱落。

14、处理管路、闸阀、或泵时，需先停机泄压，再做处理。

15、注浆期间，所有人员不得站在孔口管或闸阀下面。

16、注浆人员要佩戴眼镜，手套等个人防护用品，防止窜浆伤眼或烧毁皮肤。

17、注浆闸阀要侧向操作，防止喷浆伤人。

18、要保持压力表完好，严禁无压力控制注浆。

19、每班要及时清理跑露浆液，搞好文明施工，工程完好后要做到工完料净、场地清。

20、施工人员下井前，要熟悉井下作业点、行人路线和矿井避灾路线，掌握自救互救知识。

八、避灾路线

主要运输大巷→总回风大巷(东侧)→回风立井→地面(附图)

过断层带 篇3

摘要：鉴定断层是矿井地质工作者的主要工作之一，在构造比较复杂的矿井里，鉴定断层几乎成了地质工作者最主要的工作，与矿井建设、生产的经济效益关系密切。鉴定断层包括：弄清断层与上、下盘之间的相互几何关系和查清力学成因两个内容，前者稱为定型鉴定，后者称为定性鉴定。关于断层鉴定前人论述很多，对地质勘探及生产建设，作出了巨大贡献，由于地质作用的复杂性，现有理论还难以满足各地应用的需要。本人通过县域内（恩洪矿区、营上矿区、老厂矿区、后所矿区、庆云矿区等）地方煤矿矿井地质构造的分析，对地质构造的断层定型略有心得，在全县地方煤矿中应用良好，方法是将断层重新进行形态分类，通过实地观察和特征分析，找出与断层形态相关的宏观特征来对断层定型鉴定。

关键词：断层形态；定型；鉴定

一、断层分类

断层分类前人做了大量工作，提出了各种不同基础的断层分类方案，目前地质文献中常见的分类方案有以下几种：1、按位移方向及其断层走向的夹角分为：正断层、逆断层、平移断层、正-平移断层、逆-平移断层、平移-正断层、平移-逆断层。2、按上、下盘相对上下运动分为：正断层、逆断层、平移正断层、平移逆断层。3、按断层与地层走向的相对关系分为：走向（纵）断层、倾向（横）断层、斜交断层。4、按断层角度绝对值的大小分为：高角度断层、低角度断层、冲断层、逆掩断层、下伏断层。5、按断层与地层倾角相互关系分为：同向断层、反向断层。6、按力学分类：张缩断层、压缩断层、扭（剪）断层、张扭断层、压扭断层。

综合前人成果，并使人们适应于矿井断层鉴定方法的需要，本人试用一种分类方案，实践证明效果很好。

二、断层的基本形态类型

除特殊情况下，各种成层岩石的断层，不是造成地层缺失就是造成地层重复，显然，特殊的归类，一切断层只有缺失和重复断层两大类。另外，断层总是依附其上、下盘地层而存在的。因此，断层的主要几何关系有三，a、地层面和断层面构成的二面角；b、断层面两盘的相对位移关系；c、地层断距。

假定地层面和断层面是几何平面，并且同各地层被断开后呈不变形的互相平行的两个半平面，这种情况下，上、下盘各地层面与断层成面之交线也是平行的，把交线在平行于地层平面上的垂直投影长度距离，称为沿层断距，沿层断距决定于地层断距和断层面与地层成构成的二面角余切的积。当断层、地层倾向方位角之差≤±90°时为同向，断层、地层倾向方位角之差>±90°时为反向。当断层倾角大于地层倾角时称为大角度，当断层倾角小于地层倾角时称为小角度。为方便鉴定断层，将断层置于坐标系中进行分析，在立体坐标系中，视断层及上、下盘同名地层为平面可以这样选择断层及上、下盘同名地层面的坐标：1、让断层面经过原点；2、地层面倾向为零度（即走向为90°-270°），一个半平面过原点可无限延长，另一个半平面不过原点可向z轴上方无限延长。这样可得到断层与同名地层的八种形态特征：

断层形态特征表

缺失断层重复断层

形态断层名称同向大角度正断层同向小角度逆断层同向大角度逆断层同向小角度正断层

形态断层名称反向大角度逆断层反向小角度正断层反向大角度正断层反向小角度逆断层

三、断层定型鉴定

从断层形态可知，断层定型鉴定，只要弄清断层形态和断层造成同名地层的重、缺，就是对断层的定型鉴定，也就达到目的，井下见断层时，对于断层的形态很容易知晓，只要测定地层产状和断层产状要素就能知道该断层是同向还有反向，是大角度还是小角度的断层，但是，断层的定型还不能完全确定，如果能确定断层造成同名地层的重、缺，那么鉴定工作就完成，就可从断层形态特征表中对断层进行定型。

传统构造地质学告诉我们，当地层标志不清时，确定断层上、下盘地层相互位移关系的依据大体有以下几个方面：1、拖拉现象；2、破碎物体运动状态；3、羽状节理；4、擦痕及阶步；5、类比；6、应力场的控制。

上述几方面在理论上无可非议，但在处理实际问题中并不容易，由于地质作用是相当复杂的过程，应力多次变换，应力不均衡和派生，岩性差异，以及同一断层多次活动方向不一致等因素，上述定型根据有的相反，有的不明显，有的杂乱，使用更加困难。本人以断层造成同名地层重复、缺失为出发点，总结了断层带的特征，用以断层定型，通过在富源县域内地方煤矿应用，实践证明效果很好。兹将重复、缺失断层特征分述于下：

（一）重复断层带特征：1、断层带有强烈的挤压揉皱现象，岩石乱而不碎，断层面乱，不明显，或是节理找不出产状，挤压带一般较宽；2、擦痕和磨光面较发育，常将岩石切成透镜状体；3、破劈理较发育；4、裂隙带充填的方解石多呈薄膜状、网状、细脉状；5、断层泥较薄，或无或厚而且韧性强；6、见断层一般无淋水；7、瓦斯量有增加；8、初见断层无地压表现，几天后地压增大；9、多属压性、压扭性断层。

（二）缺失断层带特征：1、断层带揉皱不强烈，挤压带一般较狭小；2、断层面多为平直明显和单一出现；3、一般出现磨光面较少，擦痕仅见于断层面上；4、张或扭节理较多，常见有方解石石脉，断层面常有层状、块状方解石；5；断层泥较厚而疏松；6、断层附近有淋水；7、地压不强烈，若显现地压，多在见断层之初（漏顶）；8、瓦斯量变化不明显。9、多属扭性或张扭性断层。

过断层带 篇4

杨柳矿井设计生产能力4 Mt/a, 立井开拓方式, 主井、副井和风井位于同一工业广场内。主井井筒净直径5.0 m, 装备一对12 t箕斗, 担负矿井煤炭提升。井筒总深度601.2 m, 其中表土段深度135.45 m, 基岩风氧化带深度173.36 m。井筒表土段及基岩段上部采用冻结法施工, 冻结深度192 m, 冻结段井筒均采用双层钢筋混凝土、HDPE塑料夹层复合井壁。基岩段采用普通钻爆法施工, 素混凝土井壁, 壁厚450 mm。根据立井井筒检查钻孔取芯资料及三维物探地质资料预测, 井筒将穿过小沈家断层及由其导致的岩层破碎带, 受断层影响的主要破碎带范围为基岩风化带底界173.36～332.30 m。破碎带厚度大、胶结较差, 施工中易发生片帮事故, 在此地质条件下建井, 在国内当时尚属首次, 给井壁结构设计和井筒施工造成很大的困难。

2 工程地质及水文地质

立井检查孔和三维物探地质资料显示, 井筒穿过新生界松散层中, 粘土所占比例较大, 对井筒冻结施工不利;基岩段以坚硬-半坚硬状碎屑岩类为主。通过对岩石的岩性特征和物理力学性质分析, 泥岩抗压强度低, 多属软岩类, 岩体质量较差;粉砂岩岩石质量中等, 砂岩、岩浆岩胶结良好, 坚硬致密, 岩石抗压强度高, 稳定性好, 岩石质量好;但局部砂岩由于受应力挤压, 岩芯破碎, 岩石质量较差;浅部基岩风氧化带岩石质量较差, 井筒工程地质条件为较复杂类型。立井检查孔揭露了小沈家断层, 初步确定断层深度为190 m左右, 井筒穿过多层含水层, 主井井筒涌水量为75.2 m3/h, 水文地质条件为复杂型。

3 过断层破碎带井筒结构形式[1,2]

根据对国内基岩段井壁结构的分析, 并结合我国立井基岩段井筒施工现状及杨柳矿井井筒地层条件, 考虑井壁与围岩的相互作用机理和施工条件, 对断层破碎带井壁形式经筛选后提出4种结构方案如表1、图1所示。

4种方案的比较如表2所示。通过分析, 综合考虑到施工安全及施工技术、施工工期等因素, 确定采用方案三, 即内层现浇素混凝土 (C40) 井壁, 外层为网、锚、喷临时支护层作为井壁结构方案, 锚杆为缝管式, 长1 800 mm, 间距为800 mm×800 mm, 插花布置;金属网采用φ6 mm钢筋焊接而成, 网格为100 mm×100 mm。

此种井壁结构形式不仅方便施工, 工期缩短, 而且节省了投资。同时, 考虑围岩破碎、胶结程度不同, 当围岩较完整、胶结较好, 外层仅进行网、锚临时支护便可保证施工安全及井壁质量时, 则可取消喷层, 将内层井壁与喷层合并为一层;而当围岩严重破碎、胶结很差时, 可考虑采用方案四作为破碎带井壁结构, 以保证井筒安全施工到底。

4 井筒井壁参数计算

4.1 混凝土井壁厚度计算

素混凝土井壁:

钢筋混凝土井壁:

式中t—井壁厚度, m;

rn—计算处井壁内半径, m;

fs—井壁材料强度设计值, MN/m2;

fc—混凝土轴心抗压强度, MN/m2;

f′y—普通钢筋抗压强度, MN/m2;

P—作用在井壁的设计荷载, MPa;

vk—结构的安全系数, 取1.35。

混凝土强度等级为C40, fc=19.1MPa。

根据最大压力值可计算出立井断层破碎带井壁厚度, 如表3所示。

4.2 井壁验算

4.2.1 井壁计算方式选择验算

根据井筒的特殊情况, 井壁应按厚壁圆筒公式进行计算, 计算中应满足:

式中hn—内井壁壁厚, m;

r—内井壁内半径, m。

验算结果如表4所示。

4.2.2 井壁环向稳定性验算

保证素混凝土井壁环向稳定的基本条件为:

式中t—井壁厚度, m;

L0—井壁圆环计算长度, m;

r0—井壁中心半径, m。

井壁环向稳定按下式验算:

式中Pk—圆环失稳的临界应力, MPa;

Ec—混凝土弹性模量, 取3.25×104MPa;

vc—混凝土泊松比, 取0.2;

vk—钢筋混凝土井壁安全系数, 取1.3;

Pmax—作用于井壁的最大荷载, MPa。

4.2.3 三向应力作用下井壁承载力验算

井壁在三向应力作用下的承载力按下式验算:

式中:σ—三向应力作用下的承载力, MPa;

σt—井壁切向应力, MPa;

σr—井壁径向应力, MPa;

σz—井壁纵向应力, MPa;

σz0—井壁自重应力, MPa。

rx—井壁计算点半径, r≤rx≤Rww, m;

R—内井壁外半径, m;

rh—混凝土的重力密度, MN/m3。

根据《煤矿冻结法凿井技术规程》 (征求意见稿) 第5.6.3条, 井壁在三向应力作用下的承载力验算时, vk=1.40、σt=580 MPa、σz=685 MPa、σz0=985 MPa、rh=17 MN/m3, 代入上式中:

当验算点为井壁内沿时, r=rx, σr=0。以上各式可简化为:

验算中将破碎带视为上下连通, 岩层完全破碎, 破碎带岩层径向作用于井壁上一定的荷载, 但在竖向井壁自重完全由自身承担。

加强段井壁的起止标高及井壁厚度分别为:破碎带加强段起止标高为-240～-345 m;井壁厚度为550～600 mm;经验算, 断层破碎带井壁环向稳定性以及井壁在三向应力作用下的承载能力均满足要求。

5 结论

为保证井筒施工及井筒使用时的安全, 杨柳矿井主井井筒处于断层及受断层影响的破碎带中的井壁进行加强是必须的;基岩断层破碎带井筒加强段井壁的结构为内层井壁现浇素混凝土, 外层井壁采用金属网、锚杆和喷混凝土临时支护层结构, 施工证明该井壁结构设计合理, 较有利于施工;主井井筒破碎带加强段起止标高为-240～-345 m, 经计算确定井壁厚度为550～600 mm, 验算表明断层破碎带井壁环向稳定性以及井壁在三向应力作用下的承载能力均满足要求。2006年11月底, 各井筒 (含断层破碎带) 施工完毕, 至2009年9月, 均无异常。

参考文献

[1]张荣立, 何国纬, 等.采矿工程设计手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2003

断层带深水井孔位选择方法 篇5

断层(特别是逆断层)破碎带上由于岩石破碎,不利于深水井的钻凿施工,以三个钻孔的`钻凿及理论分析,得出从断层破碎带→影响区→基岩层,单位涌水量呈现中→高,低的变化趋势,施工成本呈现高→中→低的变化过程,在断层影响区内往往能够达到水量与钻凿成本双赢的目的.

作 者：袁飞 尹丽萍 杨中宝 黄学超 作者单位：袁飞,尹丽萍(云南地矿局820队,云南,玉溪,653100)

杨中宝(云南玉溪师范学院地理科学系,云南,玉溪,653100)

黄学超(玉溪地力勘探工程有限公司,云南,玉溪,653100)

煤矿掘进迎头过断层技术探讨 篇6

【关键词】煤矿井巷掘进；断层构造

1.断层形成机制

在煤矿井巷掘进中，我们经常遇到的断层构造，按性质主要分为：正断层、逆断层。

1.1正断层

即断层上盘相对下盘沿断层面向上滑动的断层。其特点：产状一般较缓，大多在45°最为带见，一般破碎程度不太强烈，断层带一般发育较窄。

1.2逆断层

即断层上盘相对下盘沿断层面向上滑动的断层。其特点：产状一般较缓，大多45°以下，常见30°左右，断层带表现出强烈挤压破碎现象，断层带一般发育较宽。

1.3断层形成机制

我们知道当岩石受力超过其强度后，应力超过其强度时，岩体便开始破裂，破裂之初出现微裂隙，微裂隙逐渐发展，相互联合，形成一条破裂面，断层两盘便相对滑动形成断层面，即形成正断层或逆断层。

2.巷道过断层主要施工方法

2.1平巷过断层

当水平巷道遇到断层时，一般采用巷道拐弯方法寻找断失煤层。如水平巷道掘进到A点时，煤突然丢失，经判断是一条倾向断层。出现这种情况，应先确定迎头岩层是煤层顶板还是底板。如为煤层顶板，巷道穿过断层后应向顶板方向拐弯。

如遇斜交断层，以斜交正断层为例。如果断层带岩石压力不大，又无瓦斯、水等威胁，可沿断层掘进进人另一盘煤层，如果断层带附近岩石破碎，压力大、又有水、瓦斯等威胁，则不能紧靠断层施工巷道，而应有巷道窜过断层进入另一盘岩层后，盘岩层后，10—15米距离，再平行断层走向掘石门寻找另一盘煤层。

2.2倾斜巷道过断层

当上山或下山遇断层时，一般采用改变巷道坡度的方法寻找断失的煤层。

（1）过落差小于煤层厚度的小断层当断层落差小时，一般采用挑顶、卧底相结合的方法寻找另一盘煤层。

（2）当断层落差较大时，为了防止丢煤和少掘巷道，采用短石门进入另一盘煤层。

3.过断层的支护方案

主要有三种，分别是矩形锚网喷支护、拱形锚网喷支护、梯形架棚支护。

（1）巷道顶板为基岩，完整稳定。两帮为煤是，采用矩形锚网喷支护。

（2）巷道全部位于岩层中，围岩较完整稳定时，采用拱形封闭锚网支护。

（3）当巷道托顶炭施工或围岩异常破碎，采用锚杆支护不适应时改为架棚支护。锚网喷支护锚杆支护间排距均为800x800mm，锚杆托板紧贴岩面，螺母拧紧，钢筋网紧贴岩面，并压茬合理连接好。

（4）架棚巷道采用矿用11对棚，墁顶铺金属网，并连接好。腰帮背顶腰实，均匀布置，撑棍穿杆齐全。

（5）锚网喷支护过断层，当卧底造成巷道较高时，为确保两帮安全需打一排或两排撑帮柱，保证不折帮。

（6）架棚巷道卧底时，可采用棚下棚方式或原有架棚支护不动，将棚腿固定然后卧底两帮用砼浇注，确保棚腿不失脚。

4.过断层方式的几个原则

（1）根據顶板状况：顶板较好时，一般不便破坏顶板，以卧底为宜。

（2）根据顶底的软硬程度，一般底板较软，综掘机以割底矸容易，机掘以卧底为宜。

（3）根据所采煤层情况，如断层以外确不易采取，以断层改造为主。

（4）挑顶卧底坡度与辅助运输、皮带运输和掘进机使用相适应。

5.过断层的安全措施

（1）加强构造变化带的地质调查工作，查清地质资料，及时制定具体的施工方法与安全措施。

（2）坚持敲帮问顶制度，及时找掉悬矸危岩，使用好前探梁等临时支护并接实顶。

（3）减少空顶距离，缩短围岩暴露时间，尽可能做到一次成巷。

（4）加强支护质量确保支护有力，有效控制围岩。

（5）改变巷道支护方式。巷道穿越地质破碎带时，缩小锚杆间排距，并挂网，网与岩面空间必须充填，采用一班掘进一班锚网喷支护方式。在很破碎断层带，可在迎头打超前锚杆。破碎带锚杆必须全长锚固，同时严禁打穿皮锚杆。

（6）使用好防倒棚装置，防止倒棚冒顶造成事故；当岩石较硬时防止炮轰崩倒棚，可用锚杆配合铁板固定两棚腿，每棚腿固定一道，防止倒棚。

（7）严格按光爆要求施工，多打眼、少装药、放小炮，尽量保持围岩稳定性。降低因放炮对断层带附近破碎顶板的震动。如果放炮法难以控制与管理顶板，可改用手镐方法掘进。

（8）断层带较碎时，要控制好装药量，减少对围岩震动和破坏，尽量保持围岩自稳；同时，缩短循环进尺，加大支护密度特别是动压巷道过断层，更要强化支护，确保顶帮安全。

（9）坚持使用前探梁临时支护，前探梁与顶板间必须用枇子接实，切实起到前探梁保护作用。

（10）采用综掘施工时，由于煤层底板较软，一般采用卧底施工法，当岩石较硬，应采取先放松动炮再用综掘机割的方法。

（11）施工中严格执行操作规程、交接班和安全检查制度，随时注意围岩稳定状况的变化，发现异常要及时处理。

（12）巷道接近断层构造带时，要坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，做好断层水的探查工作，同时放炮前还必须检查迎头瓦斯等有害气体的积聚情况，有异常情况要及时处理。

过断层带 篇7

1 工作面地质条件

丁5-6-22121综采工作面位于二水平丁二采区西翼, 该采面走向长1481m, 倾斜长209.6m, 煤层埋藏深度为-582.3~-633.7m。丁5煤层厚1.30~2.60m, 平均1.78m, 局部厚度0.60m, 煤层结构复杂, 普遍存在1~2层0.15~0.25m厚的泥岩夹层, 因构造或沉积环境影响, 局部地段出现无煤区或薄煤带;丁6煤层厚度1.20~2.20m, 一般2.0m, 平均厚2.05m。丁5、丁6夹矸厚0.6~4.5m, 平均1.71m, 岩性为泥岩或砂质泥岩。该采面丁5煤层直接顶厚5.10m, 其岩性在煤层走向上变化较大, 里段为砂质泥岩与泥岩互层, 中等冒落顶板;外段为泥岩, 易冒落松软顶板;老顶为砂质泥岩, 厚5.5m。该面直接底为泥岩及丁6煤层, 泥岩遇水膨胀, 老底为砂质泥岩。煤层走向N:292°~310°。煤层倾角7°~9°, 一般为8°左右, 浅陡深缓, 局部受断层影响达13°。

2 过断层群和薄煤带问题分析

由于该工作面在回采过程中出现断层群和薄煤带等地质构造时, 给采面造成不同程度的影响, 如工作面回采320m后, 在采面94#架揭露F1正断层, 落差1.6m, 下盘少托顶煤、上盘采用爆破松动岩石来辅助煤机割煤, 平推硬过的方法。在工作面推进5m后, 在采煤机头2#架位置开始揭露F2正断层, 落差2.6m, 与此同时, 在采面上出口位置, 揭露F3正断层, 落差2m, 沿风巷走向一直影响着采面的回采。这三条断层的同时出现, 造成采面机头2#架~22#架, 94#架~110#架破0.2~1.8m顶板岩石, 最多20架全岩, 128#架至机尾托顶煤, 并破0.2~0.7m的底板岩石。顺利推过F1、F2、F3断层后, 紧接着采面开始过F4、F5断层。在过F4、F5断层期间, 由于断层的斜交影响, 造成工作面煤层紊乱、煤层变薄等现象, 使采面最长破岩长度为75架, 其中全岩40架。对于这种意料不到的突然变化, 决定改变原有方案, 采用探顶底煤厚度、断层倾角走向、落差变化的方法取得具体参数, 预测破岩高度的缩减值, 为生产及过断层提供技术支持。 (如下图)

3 回采期间顶板管理

该采面丁5煤层直接顶厚5.10m, 其岩性在煤层走向上变化较大, 里段为砂质泥岩与泥岩互层, 中等冒落顶板;外段为泥岩, 易冒落松软顶板;老顶为砂质泥岩, 厚5.5m。断层附近顶板破碎, 极易冒落。

3.1 周期来压的顶板管理

(1) 采用矿压监测系统对支架工作阻力进行监测, 根据监测结果, 准确得到该工作面的周期来压步距, 及时采取防范措施。 (2) 对上、下端头采用测压枪进行不定期监测, 确保上、下出口支护合理有效。 (3) 保证泵站压力不低于31.5MP, 对有片帮地点及时采取拉超前架管理顶板, 防止煤壁发生大面积片帮、掉顶事故。

3.2 过断层群和薄煤带的顶板管理

(1) 在采面出现断层后, 一般在进入上盘过程中, 采用破上盘顶板, 同时为减少破岩量, 断层下盘托顶煤管理顶板。 (2) 在断层影响区域顶板破碎带, 煤机上滚筒割煤走底刀, 留有0.2~0.3m厚的顶煤作为临时支护, 等煤机后滚筒割过后, 再进行追机作业, 及时移架支护。 (3) 控制断层处采高在2m以内, 及时伸缩支架加长段, 确保不死架。 (4) 破碎顶板处, 及时拉超前架管理, 顶板及时补上金属网护顶, 相邻支架上联锁顺山大板, 以保证更好地维护顶板。

3.3 防冒顶及冒顶事故管理

(1) 坚持带压移架, 顶板破碎地段坚持联网、上大板, 预先支护顶后移超前架, 再割煤。 (2) 发生冒顶时, 立即停止综采作业, 无上级批准不得开动运输机。 (3) 一旦发生掉顶, 所有人员立即撤离作业面, 待顶板稳定后方可进入冒顶区域, 选择合适方式维护顶板。 (4) 采煤机在距冒顶地段10m以内时煤机要停电, 断开离合器, 专人看管隔离手把。 (5) 备足支护材料和工具。 (6) 处理过程中要统一指挥, 冒顶区专人操作支架, 煤壁侧顶板未控制好前不准移架。 (7) 顶板稳定后, 先自冒顶区上下两端的支架开始加固, 采用上顺山板配合走向梁、贴帮腿的方法控制顶板, 预防冒顶范围扩大。 (8) 设专人观山, 随时注意煤壁和顶板动静, 发现问题及时通知煤壁侧作业人员撤离。 (9) 人员进入煤壁侧架走向顺山板之前要清理好后路, 捣掉前梁两端的碎矸及悬矸, 处理好煤壁。 (10) 在上梁或上工字钢时需多人配合作业, 所有人员要明确分工, 动作迅速, 以缩短施工时间。11所用的梁板要根据需要确定, 架设走向和顺山板都要控制住冒顶区的边缘。柱子要打在实底上, 且牢固可靠。

4 爆破管理

(1) 全岩段的爆破管理。沿倾向布置炮眼, 沿走向打眼。顶眼向上有5°~8°的仰角, 底眼向下有3°~5°的俯角。一次打眼, 分次装药, 一次装药、一次起爆。 (2) 薄煤带破顶的爆破管理。破岩加大采高, 以保证煤机在采面运行空间的高度。通过爆破的方式进行沿底破顶回采, 破岩厚度0.3~0.7m, 打单排眼, 顶眼向上保持5°~8°的仰角。

5 劳动组织

(1) 加强设备检修工作, 坚持集中检修与弹性检修结合的方式, 每天2~4h集中检修, 以控制机械事故, 提高开机率。 (2) 坚持正规循环作业, 合理组织生产, 加快推进速度, 保证高产、稳定。 (3) 采面爆破破岩工序繁多, 打眼、装药、爆破等工序平行作业, 以减少爆破时间, 增加采面煤机割煤时间, 提高出煤量。 (4) 组织形式要以特殊工种追机作业为主, 人员与机械合理配备, 保证最佳状态, 满负荷。 (5) 针对地质构造带发育情况, 现场搜集数据, 制定专项技术措施, 确保生产过程安全、高效。

6 优化采煤工艺

(1) 优化过断层的方式方法。工作面地质条件十分复杂。施工时, 对全岩段以及煤层变薄处, 采用挑顶、起底打眼爆破逐步抬高输送机的措施, 每循环必须保证支架的顶梁抬起, 并抬高输送机达到规定要求。由于措施得力, 实现月产在8万t以上, 最高月产达到12万t, 安全无事故, 确保该面实现安全高效。 (2) 优化过断层和薄煤带爆破施工方法。爆破破岩时, 如果破岩厚度为0.4~0.8m, 打单排眼, 当破岩厚度在0.8~1.2m时打双排。当破岩厚度超过1.2m时, 打三排眼。施工时沿倾向布置炮眼, 沿走向打眼。其中, 顶眼向上有5°~8°的仰角, 底眼向下有3°~5°的俯角。 (3) 采面SGZ-764/500型运输机辅设长度达210m, 创新应用双速电控、软传动等新技术解决了采面大煤量、大采长运输问题。 (4) 创新应用综采新工艺。利用电牵引采煤机牵引速度快的优势, 采取了单、双刀组合割煤工艺 (每6刀煤, 采煤机割一单刀) 。不但有效提高了煤壁落煤期间瓦斯释放量, 而且加快了割煤速度、采面推进速度, 增加了采面来压步距, 明显减小了采面矿压对顶板管理的不利影响。 (5) 创新使用复合型员工。实现了设备使用、检修、保养“一条龙”, 采面设备日检修时间不超过4小时, 相应增加了开机率。

7 结语

从2011年12月到2012年7月回采实验, 证明采用综采技术是完全可行的, 共出煤77.7万t, 月产在8万t以上, 最高月产达到了12万t, 回采率达到了95%以上, 标志着在丁5-6-22121过断层群、薄煤带综采面的高效研究已取得成功, 为今后同类煤层开采和设备选型提供了可借鉴的经验。

参考文献

[1]张宝红, 王茂军, 任玉京, 程文泉.薄煤层工作面过断层群及火成岩侵蚀区的技术实践[J].煤矿安全, 2003 (05) .

[2]吕兆海, 张建华, 黄相明, 李立波.综采工作面过断层群开采关键工艺技术实践[J].煤, 2011 (03) .

[3]戴有强.掘进过断层破碎带支护方法[J].价值工程, 2010 (04) .

过断层带 篇8

望云煤矿分公司井田面积约16.7km2, 年生产能力900kt/a, 核准开采3-15#煤层, 现采山西组3#煤层, 倾角3~12°, 属近水平煤层。受庄头大断层 (落差60~84m) 影响, 井田内次生断层多, 陷落柱发育, 仅现采区5.4km2的井田范围内大小构造数量就达38条之多, 地质条件相当复杂。

复杂的地质条件造成矿井大巷开拓速度缓慢, 导致采区接替紧张。特别是穿越断层破碎带时, 以前常采用半圆拱粗料石砌碹支护工艺进行施工。实践证明, 料石砌碹施工不仅工艺较复杂, 施工速度慢, 效率低, 而且工人劳动强度大;被动支护效果较差, 后期巷道维护困难, 劳动组织与安全管理较困难。

为解决以上困难, 该矿通过现场调研、取样、理论分析计算及计算机数值模拟等方法, 系统分析断层围岩稳定性特征, 针对性提出“锚网喷+锚索+可伸缩金属钢架”联合支护方式穿越断层破碎带。

1 试验巷道概况

1.1 试验是在轨道大巷穿越F14断层过程中进行。

F14断层由三维地震解析, 走向N75°E, 倾向N15°W, 倾角70~75°左右, 其北盘下降, 南盘上升, 属正断层, 落差25m, 延伸长度520m。

工作面巷道及顶板岩性以泥岩、砂质泥岩碎块填充体为主, 局部为中细砂岩, 围岩层理、节理密集发育, 松软破碎, 强度较低, 遇水易膨胀, 属Ⅴ类围岩。水文地质条件较简单, 无渗水现象。

1.2 目前, 轨道大巷掘进采用光面爆破施工, CM J17HT型全岩掘进钻车钻眼, ZCD-60R型侧卸装岩机装岩。

巷道断面为直墙半圆拱, 净宽4.2m, 直墙净高1.5m, 拱高2.1m, 净断面为13.22m2, 支护采用锚喷。

2 方案设计

针对所掘巷道工作面地质赋存条件及围岩特征, 采用“锚网喷+锚索+可伸缩金属钢架”联合支护方式来控制巷道顶帮围岩。

2.1 支护机理

一次支护依据锚杆支护原理, 辅助铺设金属网、喷浆, 充分利用巷道顶帮围岩的原始残余弹塑性承载力对松动圈进行加固, 实现锚喷支护体与围岩相互作用和共同承载的主动支护。

采用可伸缩金属钢架壁后充填对巷道围岩进行二次加固, 使支架与围岩整体接触, 初撑力大, 增阻速度快, 工作阻力大, 承载均匀, 进一步有效控制软岩巷道的大变形。

2.2 支护参数与技术要求

轨道大巷采用金属网配合锚杆、锚索和槽钢托梁进行支护。巷道顶、帮铺设金属网, 金属网规格为1000×2000mm, 网孔为100×100mm, 用∮4~6 mm盘条焊接制成。锚杆布置成三花眼, 间、排距700 mm, 规格为∮20×2400mm高强左旋螺纹钢锚杆, 采用一支K2335, 一支Z2360锚固, 锚固长度1200mm, 锚固力≥100 k N。锚索钢线规格φ15.24mm×8500mm, 间、排距1500mm, 采用一支K2335, 两支Z2360锚固, 锚固长度≥1500mm, 锚固力≥200k N。托梁为L=1000mm的12#槽钢。混凝土喷层厚度100mm, 标号不低于C25, 比例:水泥:水:沙:石子=1:0.42:1.63:1.77, 速凝剂为水泥用量5%。

可伸缩金属钢架采用25#U型钢制作, 由3个基本构件组成, 弧形顶梁两端插入和搭接在柱腿的弯曲部分上, 组成一个半圆拱。腿梁搭接长度400mm, 由两个卡缆固定, 下部焊接150×150×10mm钢板底座。可伸缩金属钢架拱基净宽4200mm, 拱高2100mm, 腿长1600mm;支架间采用金属拉杆固定, 架间距1000mm, 壁后用水泥背板充填。

2.3 施工工艺及要求

2.3.1 工艺流程

光面爆破成巷→临时前探梁支护→铺设金属网→打注锚杆锚索→初喷→架设可伸缩金属钢架→复喷→清理。

2.3.2 施工技术要求

(1) 锚杆支护要严格执行“一掘一锚”, 先中间后两边、先顶后帮的支护原则; (2) 锚索应在紧跟迎头施工时与锚杆同时安装, 严禁滞后。 (3) 顶锚杆螺母扭力矩不小于120N.m, 帮锚杆不小于60N.m, 锚索预紧力60~80k N。 (4) 顶锚杆要与拱顶成辐射状, 帮锚杆垂直于巷道两侧;金属网要紧贴巷道断面, 且用锚杆锚固紧; (5) 锚杆锚索位置、角度、深度、规格要严格按照设计要求施工; (6) 顶网长边垂直巷道中线铺设, 帮网顺巷铺设。相邻网必须搭接, 每隔200mm用12#双股镀锌铁丝连接一道, 拧紧不少于3圈。 (7) 检测发现不合格的锚杆锚索, 必须在一侧300mm处重新补打达到合格要求; (8) 每掘进3~5循环后, 应及时按要求对巷道进行初喷盖网, 喷层厚度为100mm, 喷后不露网筋。然后及时架设可伸缩金属钢架, 壁后必须采用水泥背板绞实, 保证支架与围岩接触严密; (9) 可伸缩金属钢架构件的架设必须严格按中腰线标定进行, 架设顺序是先顶梁后架腿, 架腿必须支在实底上, 支架卡缆一定要上紧, 螺帽扭力矩不得小于150N.m; (10) 复喷后喷层厚度以喷层面与可伸缩金属钢架两侧翼缘齐平为宜;

3 矿压监测与结果分析

3.1 矿压监测目的

在穿越断层带掘进施工过程中应设置观测站对巷道支护状况进行监测, 以便掌握施工质量和支护工作状况, 及时提高施工质量, 为改进现有支护参数提供依据。

3.2 监测内容及结果分析

3.2.1 锚杆、锚索锚固质量检测

施工过程中, 对锚杆锚索的预紧力及锚固力按30%比例抽检, 锚杆锚索预紧力合格率为100%, 锚杆锚固力合格率为90%, 锚索锚固力合格率为95%。断层破碎带中顶板十分破碎, 粘结力下降是造成锚固力不合格的直接原因, 对此, 及时进行了补打至合格。

3.2.2 巷道表面位移监测

根据巷道围岩性质及地质构造条件, 测站间距及截面数量加密。巷道内设置2个测站, 每个测站设5个观测截面, 每个截面设4个测点, 采用“十”字布点法, 测站间距30m, 截面间距3m。监测频度距工作面10m范围内, 每天观测2次;20m以外范围内, 每天观测1次。位移监测表明, 顶底板最大移近量70mm, 两帮最大移近量30mm, 可伸缩金属钢架最大下缩量20mm, 巷道开掘10d后趋于稳定, 顶帮喷层均未出现明显裂纹、剥离现象。

3.2.3 顶板离层监测

巷道内每隔20m安设一组离层监测仪, 每组为8500 mm、5500 mm、3500 mm和2500 mm长度4个测点。经检测, 锚杆锚固范围内最大离层量为25 mm, 锚杆锚固范围外最大离层量为35 mm, 总离层量最大值为60 mm。离层值均控制在安全范围内, 表明巷道设计参数及施工质量能够满足安全要求。

4 结束语

望云煤矿在穿越断层破碎带等软岩巷道“锚网喷+锚索+可伸缩金属钢架”联合支护技术的成功应用, 在支护方式上由被动支护变为主动支护, 大大提高了巷道支护强度和安全性, 降低了巷道失修率、返修率和工人劳动强度;另一方面, 较料石砌碹支护, 掘进速度提高了30%, 在一定程度上缓解了矿井采区接替紧张局面, 对煤炭行业中同类型巷道具有一定借鉴推广意义。

摘要：针对望云煤矿过断层破碎带的实际, 探索“锚网喷+锚索+可伸缩金属钢架”联合支护技术应用, 并对实施效果进行了检测和分析, 证实该支护方式的可行性与有效性。

浅析隧道断层破碎带注浆工艺 篇9

1 工程地质条件

根据建设部综合勘察研究设计院提供的岩土工程勘察报告,隧道开挖深度范围内的土体工程地质和水文地质条件如下:1)工程地质条件:①填土层;①1杂填土层:杂色,以建筑垃圾为主,中下密度;①2素填土层:黄褐色,以粉土、粉质黏土为主,中下密度,该层厚度为1.0 m～2.5 m;②粉土层:褐黄～灰黄色,结构较好,可塑～硬塑,厚度为2.5 m～4.3 m;③粉质黏土层:浅灰～褐黄色,结构较好,可塑～硬塑,③1夹粉土层透镜体,厚度为6.7 m～7.9 m。2)水文地质条件:根据勘察报告,隧道开挖深度影响范围内存在上层滞水,含水层为粉土②层,静止水位埋深为1.6 m～2.78 m,主要来源为大气降水、管线渗漏。

2 施工方案设计

1)施工目的:本工程主要以改善地层松散的性状为目的,以及止水,使隧道顶部及侧面增加抗压强度和粘结性,实现加固目的,保证隧道掘进时,拱顶土体不产生塌落从而保证暗挖施工顺利进行和施工安全。2)施工方法选择:本工程采用双重管无收缩注浆工法,对隧道作业面前方的起拱线以上3 m部分土体及侧面2 m部分土体的范围进行辐射型注浆加固处理,形成具有一定强度的复合地基,以达到稳固土体的预期目的。

3 注浆加固

1)注浆材料。

a.其特性对地下水而言,不易溶解;b.对不同地层,凝结时间可调节;c.高强度、止水;d.注浆材料配比:A液,B液,C液硅酸钠:130 L;水:70 L;Gs剂:8.5%;P剂:4.5%;DHP剂:6.7%;GOX剂:7.1%;水泥:47%;DHP剂:5.6%;GOX剂:4.2%;XPM剂:5.4%;水:200 L。注:溶液由A,B液组成;悬浊液由A,C液组成注浆时,将根据现场实际情况适当加入特种材料以增加可灌性和早期强度。

2)注浆范围的设计。

经计算,出线沟暗挖隧道土体注浆加固范围确定如下:a.隧道结构外轮廓线:左右两侧各2 m以内的土体;拱部以上3 m以内的土体;底部不加固。位于回填土内的隧道全段面加固,位于天然土层内的隧道仅加固隧道开挖范围外的两侧各2 m,上部3 m的范围。b.断面纵向每次加固长度12 m。c.采用垂直、水平和斜向成孔、注浆加固。

3)注浆孔的布置。

根据隧道结构及地质状况,注浆孔于开挖断面上呈正方形布置,间距0.7 m。

4 施工部署及工艺流程

4.1 施工部署

1)加固区长度每段12 m,开挖时预留3.0 m,以防下一次注浆时浆液外溢。2)水平加固区采用由中心部→外围或外围→中心部,并采用隔孔注浆施工。3)如现场地面施工条件具备,为缩短工期,采用地面垂直注浆方案。

4.2 工艺流程

1)钻孔:根据设计要求,对准孔位,根据不同入射角度钻进,要求孔位偏差不大于2 cm,入射角度偏差不大于1°;2)注入浆液:成孔后开始注浆,注浆压力0.3 MPa～0.5 MPa;3)拔出注浆管,封堵注浆孔:采用黏土或其他材料封堵注浆孔,防止浆液流失;4)冲洗注浆管:注浆完毕,应立即用清水冲洗注浆管,必须采取适当措施处理废水,搞好清洁工作;5)转入下一孔位施工。

5 施工操作要点

1)超前探水。巷道预注浆堵水与加固,第一步应打探水孔,重点是取好岩芯,判好层。探孔结束时,可以做简易注浆,以便第2步做好注浆堵水加固工程的施工设计。2)钻孔布置。a.布孔形式与孔数。宜根据注浆目的选择是直孔还是放射孔。该矿施工的31400轨道下山巷道宽度2.8 m,高度2.6 m,面积6.98 m2,注浆孔位沿巷道周边布置,起拱线以上布置6个钻孔,左右底角各布置1个孔,径向向外辐射,孔底落眼在巷道荒径以外1.5 m～2.0 m。b.钻孔结构。开孔采用D127 mm无芯钻进,钻进中及时加导向岩芯管,钻至10 m深度,下入D108×4.5 mm孔口管,此后采用D75 mm钻头钻至终孔。3)注浆段长的选择。由于井下不宜用止浆塞分段注浆,为保证钻注质量,要根据围岩性质、构造和裂隙发育、断层带破碎程度,一般注浆段长选择3 m～4 m。4)钻注顺序。首先钻注孔口管段,孔口管按设计埋设完毕后养护24 h～48 h,按常规做压力试验,试压合格后方可向前钻注。岩帽段一般控制在3 m～5 m,采用小段高,定压、定量分次下行式注浆法直到岩帽设计深度,然后岩帽全段复注。待岩帽段全部孔达到注浆要求后,方可转入正常注浆段的钻注工作。注浆段要根据地质、水文地质等条件严格划分段高,分段前进式施工。5)注浆参数的选择。a.注浆压力,是推动浆液克服各种流动阻力,使浆液扩散,充填密实的动力,是注浆的重要参数。在基岩裂隙中,宜采用2倍～2.5倍静水压力,在软岩和破碎带中,初期宜采用1.5倍～1.6倍,中期采用2.0倍～2.5倍,后期为3.0倍～3.5倍的静水压力。b.注浆流量。在基岩裂隙中流量以50 L/min～60 L/min为宜,在软岩和断层带中,以不小于20 L/min,稳定时间不小于15 min较合适c.注入量。施工中浆液注入量可按下式计算:Q=AπR2 HNB/M,其中,A为浆液消耗系数,一般取1.3～1.5;R为以中腰线交点为中心的浆液有效扩散半径,m;H为注浆段高,m;N为平均裂隙率,一般取0.01～0.05;B为浆液充填系数,一般取0.9～0.95;M为浆液结石率,取0.85。研究表明:注入量还和注浆压力有密切关系。不同条件下,要有合理的注浆压力来保证浆液注入量。另外,注入量也可以注浆孔涌水量大小和冲洗液漏失量大小来定。d.浆液浓度。相同条件下,浆液越浓,粘度越大,扩散距离越小,当然,浆液的结石率也随浓度而增加。浆液浓度的选择与调整直接关系到注浆的进度和工程质量。基岩裂隙水一般应以浓浆为主,当连续注浆0.5 h不见升压或吸浆量不下降时,要提高浆液浓度,当水灰比小于1.0时,每个浓度级连续注入40 min～50 min后再提高浆液浓度。

6注浆效果

巷道掘进至F13断层破碎带2 m时,出水量2 m3/h～26 m3/h,稳定在15 m3/h左右。对断层带注浆堵水加固后,掘进时可观测到断层带内裂隙被浆液充填得非常密实,实测断层带内涌水量为0.2 m3/h～0.3 m3/h,砂岩段0.3 m3/h～4 m3/h,达到了设计要求,巷道施工顺利通过了F13和F15断层。

7结论与建议

巷道过断层掘进对策分析 篇10

关键词：巷道掘进,过断层,掘进对策

0 引言

在煤矿井下巷道掘进过程中, 断层一直是最为常见的几种地质构造形式, 依据有关生产调查统计, 因过断层而引发的各类事故一直高居矿山事故前列。特别是近年来随着中国能源需求的不断增大和浅层煤炭资源的日益殆尽, 煤矿开采深度不断加大, 开采地质条件也相应越发复杂, 井下巷道掘进中遭遇断层的几率也不断增多, 为井下生产的顺利进行造成了严重威胁。因此, 如何选择科学、合理的过断层方法就成为了能否实现断层巷道快速、安全掘进的关键所在。同时, 有效的过断层掘进技术在有效保障施工人员人身安全的同时对于提升巷道掘进效率, 延长工作面走向, 增加煤层可采储量也有着积极意义[1]。

1 断层出现的原因及影响

1.1 断层形成原因分析

断层作为地质构造中最为常见、发育最广泛的构造形式, 对于煤岩层的完整与连续有着严重威胁。一般而言, 断层的产生是在地壳运动产生的作用力影响下引起的, 当该作用力大过煤岩层自身应有的强度就会导致煤岩层发生裂错, 随后随着裂错不断发展, 就会出现破裂面, 而破裂面两盘在相互运动时, 若上盘下降且下盘上升就形成了正断层;若上盘上升而下盘下降就形成了逆断层;若破裂面位水平走向, 当两盘相互移动时就会形成平推断层[2]。

1.2 断层对矿山生产的影响

a) 断层对巷道掘进量的影响。在井下巷道掘进中, 断层的出现多会导致掘进工作严重受阻。要对断层发育状况进行辨识, 工作人员必须停止掘进工作而进行断层探测。如此便不可避免地会导致巷道掘进速度的降低, 从而降低掘进效率, 提升掘进成本, 严重的则会使得采掘正常交替受到影响, 从而直接影响矿井经济效益;

b) 断层对生产安全的影响。由断层发育而形成的煤岩破碎带不仅是瓦斯及地下水流通的天然通道, 更是瓦斯与地下水的存储仓库。因此, 在巷道掘进时若遭遇断层, 瓦斯突出及透水事故的发生概率会大幅提升, 从而对掘进工作的正常开展及工作人员安全造成严重威胁。此外, 断层发育引起的巷道局部顶板破碎, 也会大幅提升巷道顶板管理的难度, 导致冒顶事故频发, 威胁生产安全[3]。

1.3 断层出现的征兆

巷道掘进施工遭遇断层前, 多会伴随一定的征兆, 大致可归纳为以下几点:a) 煤层及巷道顶底板呈现出显著的节理化现象, 且越靠近断层节理化程度越严重;b) 煤层顶底板标高出现突然性变化, 特别是同一煤层的煤巷中煤层顶底板在较短距离内存在骤变;c) 煤体强度显著下降, 煤层破碎性增加, 滑面增多;d) 煤层产状变化明显, 断层附近存在牵引褶皱或褶曲[4]。

2 巷道掘进过断层的方法

巷道掘进过断层方法的选择上不仅要充分考量巷道顶底板条件、围岩特性, 还要考量掘进机、运输机等设备的衔接性, 从而确保通过断层时掘进工作的有效开展。常见的过断层方法可分为导硐、卧底、挑顶及挑顶卧底四种形式, 具体选择时可遵循下述几种方法:

a) 当断层落差在35 m以上时, 则需采区绕行等预处理方法;

b) 当断层落差介于15 m~35 m时, 可采用导硐注浆方式通过。即先借助小断面通过断层, 然后在巷道一定间距内依照断面设计的轮廓合理布设注浆钻孔, 从而增强巷道围岩的完整性, 提升其强度, 随后在施工至断层破裂面10 m左右时安设混凝土止浆泵向掘进迎头前方10 m实施封闭喷浆作业并360°布设注浆孔, 待加固后即可直接掘进通过断层;

c) 当断层落差小于15 m时, 可依据煤层厚度、围岩特性等条件选择过断层方法。当断层破裂面致使煤层出现上移时, 可选择后退式挑顶法过断层, 从而使巷道顶板同断层下盘煤层相连;当断层导致煤层下移时, 则可选择后退式卧底法使巷道顶板同上盘煤层相连。

3 巷道掘进过断层的技术措施

3.1 前期准备阶段的技术措施

a) 依据断层情况由相应技术部门或人员 (诸如生产科、技术部等) 制定符合实际情况的针对性过断层方案, 将其发放至相应施工单位, 并对执行情况进行严格监督;

b) 在距离断层预计位置相距20 m左右时, 采取边掘边探的方法进行作业, 依据断层前期产状对断层落差真实情况进行预判, 并将收集的有关防突钻孔的各类数据资料进行整理后移交至生产技术部门, 由其对断层真实情况进行精准判断;

c) 掘进中若发现断层厚度出现异常改变, 应立即停止掘进作业, 进行钻探作业, 对瓦斯及地下水情况进行探明, 并针对性地制定相应掘进应对措施;

d) 在巷道掘进施工前先开展卸压孔与探孔作业, 并指派专人对钻孔验收单上的见岩等情况进行详实记录, 并对岩石特性进行简要说明后上报至防突部门与通风部门;

e) 预测钻孔的挖设必须严格遵守巷道煤层倾角有关要求, 施工必须传过岩层后再进入另一盘的煤层, 同时对另一盘煤层瓦斯存储状况进行预测;

f) 在钻探作业中, 钻孔若发生涌水现象, 则应立即对出水钻探深度进行详实记录, 并立即将涌水情况向相关技术部门进行汇报;

g) 在钻探作业时若发生顶钻或喷孔等异常现象, 应立即将上述情况上报至通风调度部门。而通风部门应立即排出专业技术人员赴现场进行确认, 若情况属实, 则应立即停止钻探作业, 转而进行卸压作业。

3.2 掘进施工阶段的技术措施

a) 巷道掘进在断层面进行施工作业时, 必须严格遵守“边探边掘”的施工原则。在钻探时, 每次探测都应超前掘进工作面2 m以上进行, 若探测煤层厚度超过2 m, 则应先停止掘进作业, 实施钻孔卸压作业。当探测到断层距离掘进工作面不足5 m时, 则应停止所有钻孔作业, 实施相应的过断层措施;

b) 断层落差超过煤厚一半厚度而低于煤层1倍厚度, 则应先在本盘煤层顶板0.5 m处向另一盘煤层钻设8个深度20 m的卸压钻孔, 随后依据断层煤厚挖设另一组钻孔, 确保其能控制到断层面之后5 m~10 m的煤岩层, 钻孔间距为2 m~2.5 m, 每排钻孔数量以3个~4个为佳;

c) 断层落差超过煤层1倍厚度, 则在进行钻孔卸压作业时应依据施工倾角的改变进行。通常而言, 卸压钻孔应选择距离断层面3 m以上的位置进行作业, 并依据浅探钻孔探明的具体情况来确定应钻设的卸压钻孔数量;

d) 断层落差不超过煤层一半的厚度, 则可直接分两排直接钻设20 m深的卸压钻孔16个, 若在进行二次预测时仍存在超标现象, 则再次重复上述操作;

e) 卸压钻孔作业时, 应先对断层周边煤层厚度进行探测, 若煤层厚度超过正常厚度的一半, 则应多设置一排卸压钻孔;

f) 卸压钻孔作业施工时, 若出现顶钻或喷孔现象, 则应以该钻孔为核心在周边多钻设数个钻孔, 直至异常现象消失为止;

g) 若掘进工作面前方断层地质条件过于繁复而难以准确判定时, 则可直接钻设20 m深的卸压钻孔6个, 向前掘进7 m进行边探边掘[5]。

4 结语

在巷道掘进过断层施工作业中, 断层对巷道掘进的影响多方面的。因此, 作为一名合格的矿山管理工作者, 必须从技术、管理及员工素质多方面着手, 全面强化对掘进施工的现场管理和技术规范, 增强施工的实时监督, 从而自根本上确保巷道过断层掘进作业的高质、高效进行, 实现矿山生产安全与经济效益的双赢。

参考文献

[1]王平.掘进巷道过断层综合技术措施研究[J].机电信息, 2011 (33) :130-131.

[2]申家志.巷道掘进过断层方法及技术措施研究[J].内蒙古煤炭经济, 2014 (9) :129-130.

[3]徐苏翔.煤矿掘进巷道过断层技术探讨[J].能源技术与管理, 2014 (6) :70-71.

[4]孙启生.浅谈断层对巷道掘进的影响及对策[J].煤炭技术, 2003 (12) :38.

浅谈综采工作面过断层采煤技术 篇11

【关键词】综采工作面；过断层；采煤技术

0.引言

煤炭作为能源资源在国家发展中占据着重要的战略地位，尤其对我国发展中国家而言，能源的开发更是重中之重。而我国的地质条件较为复杂，煤层开采条件优劣不一，在我国东部地区，不仅煤炭资源较为稀缺，而且采煤的地质条件也较为恶劣，在工作面回采过程中时常遇见断层的情况，这样就容易造成矿井正常的回采接续工作的中断。为了有效地解决这种情况，保证采煤工作的稳定、安全、高效地运行，国内对此做出了很多的研究，现今使用较多的综采工作面过断层采煤的方法有，调整采高法、挑顶起底法、跳采法、综合法，以及化学加固法加固顶板等等[1]。文章将挑选其中几类方法进行简单介绍。

1.综采工作面过断层方法

1.1调整割煤高度法

调整割煤高度是在采煤的过程中避开断层的办法，在作业之前，首先通过计算工作面与断层前方之间的距离长短，再根据得出的数据对割煤的高度进行适量地调整，在实际作业时，保留顶层的煤或者底层的煤的方法过断层，当通过断层以后再开采顶层和底层的煤[2]。这种方法通常是在断层之间的落差不大的情况下使用，同时在断层中间的煤层厚度在液压支架下可通过的范围之内，在出现特殊情况时，就需要将工作面上扬，从而使得采高过断层有所降低，这样一来就能有效地保证采煤作业的正常运行。

1.2挑顶起底法

挑顶起底法主要是在断层中利用采煤机进行挑顶或者卧底，将周围的岩层进行强行截割，从而达到过断层的目的。可能出现的情况有两种，一种为截割方向沿着工作面向前推进，这时在过断层之前工作面的直接底板比过断层后面的直接底板要低，就需要采取挑顶法。通常情况下，断层的上下盘之间的煤层厚度都不超过液压支架的最低通过高度，在这种情况下就可以使用挑顶起底法，而当工作面顶底板周围的岩层不是很坚硬的时候，就需要借助与采煤机的力量来直接挑顶起底；当工作面顶底板周围的岩层比较坚硬的时候，采煤机的滚筒也不能对其进行切割，那么就要对断层进行超前的处理了，根据现场的实际情况，决定是否需要使用挑顶起底法。

1.3跳采法

跳采法也是现代过断层采煤的常使用的方法之一。所谓“跳采法”就是在断层中留有垛，重新挖掘巷道的方式来采煤。其具体实施方法如图1所示。

图1 过断层跳采

如图3 所示，根据实际作业的情况选择适当的过断层方法，当断层将工作面包围的时候，也就是出现在其两端的时候，在工作面可以沿着煤层与断层平行的方向挖掘一条新的巷道，这条全煤巷道与区段材料巷以及区段运输巷相互联接，工作面在回采的过程中就能绕开断层，如果是工作面将断层包围，也就是断层在工作面的中间，那么就需要采取跳采法，在断层处留垛，从而过断层，然后开出巷道打通工作面。除此之外，在工作面缩面回采的时候若是碰到落差较大的倾向断层的时候，也需要采取跳采法，保证作业的正常运行。跳采法是发常规的采煤方法，主要是因为其循环的规律与正常的方法相异，在这种方法中，一部分的区段因为空置的时间比较长，压力也就随着加大，所以需要时刻观察断层的情况，加强支护，以免出现意外。

1.4综合方法

综合方法是在综采工作面过断层采煤时，综合考虑实际的情况。因为采煤是一项综合性的技术，需要各个方面的配合，工艺也较为复杂，很多不可控的因素都有可能影响采煤的进度，其工艺的复杂性自然决定了技术的综合性。所以在综合各种情形的基础上，综合各种方法，因地制宜，而不是在整个过程中只使用一种方法采煤，单一的方法在实际的采煤过程中会出现很多的漏洞，所以为了避免出现不必要的问题，需要多种方法相结合的过断层采煤方法[3]。

2.综采工作面过断层采煤技术措施

2.1加强支护

在过断层采煤中，需要引起重视的主要问题之一就是防止冒顶，而解决这一问题的有效措施就是加强支护，在过断层时便需要对断层面的顶板严格控制。首先需要加强支护的部位就是工作面的上下巷道与断层附近，支护的质量和数量关系到支护的强度和安全可靠性，因此要根据相关的规范进行施工。依据具体的情况，增减支护，而当断层顶板破碎时，则最好是利用带压移架，这项措施能够有效地减少移架过程中出现的顶板破坏的情况。

2.2提高推进速度

提高工作面的推进速度是降低顶板破碎程度的有效措施，工作面推进的速度与煤壁的暴露的时间承反比，因此，工作面速度的提高是十分必要的，在一定范围内加快工作面推进的速度，一方面保证了其安全可靠，另一方面也增加了采煤的效率，间接地节约了成本，提高了利润空间。

2.3控制断层走向与工作面的交角

一般来说，断层走向与工作面交角越大越好，这样就可以使断层的断裂构造破碎带在采煤时，所揭露的面积越小，可以更好的对断层面进行维护。若断层走向与工作面的交角过小时，工作人员就必须对工作面进行调整，让其倾斜并与断层线保持一定的交角。为了方便日后维护，断层走向与工作面的交角保持在25°以上。如当交角为30°时，工作面每推进1m，断层所暴露的面积不会超过1.5m，这样就可以更好的对顶板进行维护。但是对于断裂带面积较小的地区，就可以将交角调至10°，这样也可以进行采煤作业。

2.4增强管理以及注意设备的日常维护

机械设备是工业项目以及施工工程中必不可少的组成部分，很多作业时人力难以完成的，需要借助机械的力量。在综采工作面过断层采煤中也一样，设备的重要性也决定了在日常工作中需要注意设备的维护以及管理。除了要对综采设备进行维护之外，还要进行定期的检修，以保证设备的安全稳定可靠的运行，保证采煤项目的顺利进行，减少和避免过程中因为设备和配件的耗损而出现的安全问题等，保证工作面及时供应，特别要注意的是常用的零配件的更换以及易磨损的零配件的预备，方便在发现问题时及时地采取措施进行更换和维修。

3.结语

最近几年以来，我国在采煤领域大力推广综采技术，采煤技术得到了长足的发展，在综采工作面过断层采煤技术中，随着研究的深入和实践经验的积累，总结出了不同情况下使用的方法和措施。本文正是就目前常见的几种办法进行浅要的介绍，以便在日常作业时能安全可靠地运行。

【参考文献】

[1]宋延力，魏巍.回采工作面过断层的处理方法[J].山东煤炭科技，2012，14（04）：70-71.

[2]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，2011，25（04）：33-35.

告成煤矿25采区下山过断层技术 篇12

1地质构造及水文地质条件分析

1.1地质构造分析

地表多被第四系黄土层所覆盖, 黄土层厚0～33.5 m, 属典型华北沉积类型。收集已往地质资料, 利用钻孔内地层缺失对比、煤层底板等高线分析、勘探线剖面分析等不同地质工作方法对该区域地质构造情况进行分析。

告成井田位于颖阳—卢店向斜的东段南翼, 井田内受到过2次滑动构造的影响, 卢F1滑动构造基本沿煤层顶板穿过。滑动构造下盘总体为单斜构造, 偶见次一级小褶曲, 地层走向总体呈北东走向, 井田内可采煤层 (二1、一1) 均赋存于下盘, 25采区内发育有告F7、告F21正断层。告F7正断层由13013、13407、13505、13602、13801钻孔控制, 产状340°∠45～65°, H=33～51 m;告F21正断层由副12902、13010钻孔控制, 产状340°∠40～50°, H=0～21 m。滑动构造上盘基本为一单斜构造, 朝阳沟河以东地层与下盘地层产状基本一致, 朝阳沟河以西地层与下盘地层产状对倾, 井田内上盘中共探出7条断层, 均为正断层, 落差在15～210 m之间, 是在滑动过程中形成的, 不穿过主滑面, 不影响二1煤层。滑动构造带是在特定条件下受重力作用的产物, 上盘地层破碎呈断块状, 下盘地层被切蚀, 越向下被切蚀的层位也愈老, 当切到塑性的二1煤层时, 便沿其上部向下滑动。滑动构造面是以卢F1为主滑面、卢F1-2为次滑面的一组滑面。在剖面上, 主滑面呈浅部向上翘起、中间向下凹的不规则弧形, 浅部倾角大, 深部变小。空间形态是一个波状起伏的立体曲面。滑动构造属压性断裂构造, 富水性和导水性差。

1.2水文地质分析

井田处于颖河地下隐伏排泄通道北侧, 水文地质条件复杂。地层划分为4个主要含水层和3个主要隔水层, 符合华北型地层普遍规律。因受滑动构造的影响, 煤层顶板含水性区域变化很大, 采掘时易发生冒顶诱发顶板突水。该矿先后施工了3条顶板疏水巷, 最大疏水量达400 m3/h, 目前仍有约300 m3/h的疏水量。L7-8灰岩含水层和L1-4+O2灰岩含水层裂隙发育, 富水性强, 未得到充分疏放, 多次发生突水, 在断层附近区域采掘时威胁更大。

2过断层方案设计

采取地面与井下相结合、物探与钻探相结合、堵断层带和堵源相结合的工作指导思想, 封堵巷道过断层点周围断层带中的导水裂隙, 充填顶板砂岩裂隙和底板石炭系、奥陶系、寒武系灰岩含水层中的溶洞和裂隙。

(1) 利用三维地震勘探结合地面钻探查明25采区构造发育规律。

(2) 利用矿井地质构造仪、井下直流电法仪和井下钻探查明25回风下山、胶带下山将穿过的各断层的位置、产状、落差和水文特征。

(3) 通过超前预注浆对断层带和富水区加固。

3方案实施

3.1三维地震勘探及瞬变电磁物探

2004年6月, 由河南省物探测量队完成25采区三维地震勘探项目。查明了区内二1煤层的赋存深度和构造形态, 对二1煤层的厚度变化趋势进行了解释, 解释了区内煤层缺失范围。解释断层12条, 全部为正断层, 这些断层均被滑动构造的上盘地层所覆盖, 落差H≥20 m断层4条, 即DF02、DF03、DF09、DF11断层。圈定了多个集中分布的富水异常区, 分析了每个富水区域水力的纵向联系与导通情况, 并以拟断面图形式予以展现, 清晰直观, 对主要断层构造的富水性进行了评价, 预测了井下可能突水部位。

3.2地面钻探

为验证三维地震勘探断层, 施工了副129-补8、副129-补9、25-补17地面钻孔3个。副129-补8钻孔终孔层位为太原组顶面菱铁质泥岩。根据原地质报告, 告F7正断层在38421800经线附近尖灭, 但施工副129-补8钻孔后该处煤层底板等高线严重畸形, 判断告F7正断层仍然要向西南方向延伸, 副129-补8钻孔附近落差约30 m。副129-补9钻孔终孔层位L1-3灰岩。据三维地震勘探, DF03正断层落差55 m, 整体倾向NW, 从副129-补9和13003钻孔之间穿过。副129-补9和13003钻孔相距355 m, 煤层底板标高分别为-281.91, -270.81 m, 分析认为两孔之间不存在大落差断层, 判断DF03正断层不存在或落差很小。25-补17钻孔终孔层位O2灰岩。该孔于819.10 m深处见断点, 太原组L5-6灰岩与本溪组铝土质泥岩相对接, 缺失层位约30 m, 断层带附近和O2灰岩漏失量明显增大, 为0.3～0.6 m3/h。根据钻孔资料分析, DF05断层与三维地震勘探资料相比, 其实际位置向南偏移50 m左右, 落差也由10 m增大到30 m以上, 断层附近L1-4、O2灰岩裂隙发育, 富水性较强。

3.3井下巷道超前钻探和预注浆

下山巷道在距离告F21、DF02、DF03、DF05断层80 m时, 采用井下直流电法超前探、电测深、井下超前钻探进一步查明上述断层的准确位置、产状、落差, 以及断层带和上、下盘含水层的富水性。

井下巷道施工过程中, 地质人员加强对巷道及钻孔进行的地质观测和编录工作, 认真对物探、钻探资料和实揭层位进行综合分析, 判明巷道前方岩石层位、水文地质及构造发育情况, 及时调整巷道施工坡度和井下防治水工程方案, 保证25回风下山、胶带下山施工层位合理, 安全过断层。

25回风下山、胶带下山掘进过程中每隔40～50 m在两帮交替掘钻场, 钻场内施工二1煤层探查钻孔, 每回 (次) 施工2～3个钻孔, 边探边掘, 保持不低于20 m超前距, 提前查明煤层赋存情况, 避免误揭煤层、直接揭露强含水层, 确保2条下山沿L7-8灰岩及附近层位施工, 防止瓦斯和水害事故发生。2条下山共进行31回 (次) 二1煤层探查钻探, 施工钻孔76个, 单孔深度60～100 m, 总进尺6 610 m。

下山巷道过每条断层时各施工2个井下超前探查钻孔, 单孔深度分别为80, 130 m, 全孔取心, 查明告F21、DF02、DF05断层的准确位置、产状和落差。25胶带下山过DF03断层时施工的钻孔未发现构造异常情况, 结合地面钻孔资料分析, DF03断层不存在或落差很小;25回风下山过DF03断层时未施工井下超前探查孔, 实际揭露情况DF03断层相应位置岩层倾角从10°左右变陡为30°～35°, 未发育断层。从25回风下山和胶带下山实际揭露情况看, DF05断层落差为35～40 m, 该处施工的井下注浆钻孔揭露L1-4灰岩和O2灰岩时, 均出现涌水现象, 单孔最大涌水量40 m3/h。2条下山共进行7回 (次) 断层超前探查钻孔, 施工钻孔14个, 总进尺1 450 m。

过断层前, 25回风下山分别按305°、314°、322°方位施工3组钻孔, 25胶带下山分别按314°、322°方位施工2组钻孔, 对2条下山之间以及外侧30 m范围内进行超前预注浆。根据直流电法超前探、电测深查明的断层带及其上下盘含水层的富水性情况, 每组施工2～3个超前预注浆钻孔, 单孔深度60～130 m, 终孔于L1-4灰岩层位。从钻探情况看, 近60%的注浆钻孔都出现涌水现象, 水量在5～40 m3/h, 揭露低阻异常带区时水量有增大趋势, 其中25回风下山过DF05断层钻孔揭露L1-4灰岩低阻异常带时单孔涌水量达40 m3/h。打钻期间加强层位判断和水量、水压观测, 利用地面注浆站采取下行式大浆量连续注浆方法, 见水即注, 对导水通道进行封堵。2条下山共进行6回 (次) 断层超前注浆钻孔, 施工35个钻孔, 总进尺3 145 m, 共注入水泥535 t, 黄土65 m3。注浆后, 25回风下山、胶带下山穿过告F21、DF02、DF05断层时, 巷道最大涌水量5 m3/h左右, 注浆效果良好。

4结语

(1) 利用三维地震勘探结合地面钻探查明告成煤矿25采区断层发育规律, 利用井下直流电法超前探和井下钻探确定断层和水文特征, 地面、井下勘探和防治水工程“有的放矢”, 节省了大量钻探费用。

(2) 通过超前预注浆对断层带和顶、底板含水层富水区进行加固, 保证了25回风下山、胶带下山安全穿过告F21、DF02、DF05断层。

(3) 通过岩性素描、巷道编录, 确定断层准确位置, 为采区工作面布置、断层煤柱的留设提供了准确的地质资料。