薄煤层工作面过断层（共12篇）
薄煤层工作面过断层 篇1
断层是采煤工作面比较常见的地质构造,落差较小的断层一般采用强推硬过的方法推过,但作为地板松软的薄煤层炮采工作面遇到大落差断层,落差是采高的4～5倍要推过是很困难的,一般都要撤面搬家,重新打回采巷道、开掘切眼。但为了减少储量损失,少掘多采,提高矿井经济效益,就有必要探讨新的方法。某煤矿3607工作面开采过程中遇到一落差为3.8 m的正断层,在这种情况下进行了新的尝试,为煤矿解决同类问题积累了经验。
1 工作面概况
3607工作面位于三采区上山北翼,开采煤层为石炭系太原群16层煤,煤层厚度1.05 m,倾角4°～80°,平均60。煤层夹有炭质砂岩和硫化铁结核,顶板为灰岩,厚度稳定,性脆坚硬,裂隙发育,底板为黏土岩膨胀性强。
工作面为倾斜长壁布置,顶板自然垮落。工作面倾向长420 m,面长213 m,其中北面长117 m,南面长95 m。F断层自南巷上方28 m处进入工作面,开始落差为1.5 m,进入工作面后落差逐渐增大,在北面落差达到3.8 m,成为锯齿行断层,曾一度分支为2条,其中一条落差1.5 m,另一条落差为2.0 m,成组延续20 m。这种断层给工作面生成的各环节造成了极大的不利。
2 过断层的工艺过程
2.1 施工方案的确定
工作面过断层有3种方案选择:一是在工作面断层前方垂直三条巷道两面各开一条切眼,实行工作面搬家跳采甩掉断层影响区段,这种方法煤炭损失严重,工期长,效益差,没有采纳。二是在断层前方,基本沿断层方向打一条斜巷作为切眼,这种方法相对第一方法减少了储量损失,但增加了掘进工作量,并且在初次放顶时,易受断层影响,安全程度小,也增加了调采难度。三是南面因断层落差在1.5 m左右采用强推硬过的方法,在北面将运输机尾变为机头,在断层处把溜槽掐开,形成两部溜尾,并搭接一块,北部溜子倒转进行运输。这一方法既能不丟煤又不耽误生产,只要支护合理,防止顶板冒落,工作面是可以推过断层的,在效益上要好于前两种方法[1]。
2.2 断层处的支护
工作面能否顺利推进,重点在支护。需要考虑以下几个不利因素:一是煤层底板为黏土岩,支柱容易钻底,支护强度低,不利于顶板支护。二是断层比较破损易冒顶。三是断层落差大,机尾搭接处形成了类似溜煤眼形式,行人不便。四是放炮对断层处的影响较大。采取相应措施解决这几个问题,也就解决了顶板管理问题[2]。
具体支护措施:一是断层处2 m范围内超前处理1 m,上下两盘分别架设2对4架型钢探梁,迈步前进。二是断层面打戗柱,并沿断层倾向架好木棚,窜杆瞒顶。三是断层两侧20 m内,每4 m加打一个木垛,放顶线改为三个一组丛柱。四是增加支护密度,柱距缩至0.8 m。五是所有支柱都要穿铁鞋,支柱初撑力大于90 kN。当支柱压力达不到要求时,改铁鞋为地梁。六是严禁多炮一起放,要一炮一放,响炮后,立即按规定打齐支柱再放下一炮。
2.3 工作面过断层工艺过程
工作面过断层其过程为:打眼放炮———跑后溜前支护———其他区段放炮——攉断层处的煤、运输———断层处下探梁支护———攉其他区段煤、运输———其他区段支护。
3 另外几种情况及相应措施
3.1 锯齿形区段的推进
在北面,由于经常性的遇到锯齿形断层面,岩石容易冒落,对这种情况采用的措施:找到破碎的断层面矸石及顶煤,架棚支护,每架棚上窜以小杆瞒顶。断层处的放炮由上向下放,每次放炮结束,迅速拉出煤,人员由上向下支护,有效地控制了顶板。
3.2 断层在中巷时
由于中巷将断层分开,当回采工作面推到该位置时:一是牵引运输机困难;二是北面不能马上形成两部溜子;三是回柱放顶造成了极大的困难,采取了两面溜头留煤柱的方法。南面留了一个4×4 m的煤柱,形成煤柱后,将运输机牵过来。北面由中巷向面内打了一个2.5 m宽的煤硐,全煤高,长24 m,既解决了运输机的铺设、搭接问题,也留出了煤柱[3]。
3.3 断层在北面分岔后
在工作面推进到断层分岔后,需要抓紧调采两边运输机头,在断层分岔处形成三角形,然后在前方约5 m处打通,形成一个煤柱。运输机牵过搭接好,再调采,并在断层两侧又向前采了6 m,然后打煤硐,牵移运输机,这样安全地推过了方岔区段。
4 过断层期间的生产情况
工作面过断层,断层影响时间共4个月,这期间生产指标情况见表1。
这次实践,收到了比较理想的效果,多回收煤炭38 750 t,少掘进巷道150 m以上,节约了资金,同时为今后薄煤层炮采工作面过断层积累了经验,奠定了基础。
5 结束语
工作面通过断层时,极易造成冒顶,而且冒落高度比工作面不过断层时要大,支护是难点。实践证明薄煤层断层落差与采高相当,断层影响范围小于30 m,工作面可以直接通过断层。
参考文献
[1]刘新生,黄少龙.薄煤层工作面区段煤柱合理留设宽度研究[J].能源技术与管理,2010(3):34.
[2]郑龙怀.提高薄煤层工作面单产的有效途径[J].煤炭技术,2007(11):26.
[3]梁洪光.薄煤层综采技术发展现状[J].煤矿开采,2009(1):14-15.
薄煤层工作面过断层 篇2
一
编制目的
为保证三区段采煤工作面在过断层中的安全，维持正常、高效采煤秩序，特编制本安全技术措施。
二
编制依据
本安全技术措施依据以下内容编制：
1．国家制定的有关于安全生产的法律、法规、规定； 2．行业主管部门有关于安全生产的各项规定；
3．《煤矿安全规程》有关于采煤管理工作中过断层的有关规定； 4．煤矿制定的《各工种操作规程》； 5．顶板事故防治的部分培训教材和书籍； 6．本矿井三区段采煤工作面实际情况。
三
执行时间
本安全技术措施实施时间为2010年1月25日。
四
情况概述
该断层方位为12度32分，与工作面推进方向的夹角为45度46分，断层倾角72度，断距为1.1米。断层周边地质情况较好，矿山压力不明显，断层为开放性断层，断层周边瓦斯得以释放，瓦斯涌出
量小，采煤工作面推进方向以断层走向之间的夹角为工作面过断层提供良好条件，工作面不需要再调整推进方向，可以直接过断层。
五
过断层方法
此次过断层的方法经过煤矿安全、技术和生产部门研究决定，采用挑顶的方法直接过断层。
五
过断层安全技术措施
（一）严格现场管理
1.在采煤工作面过断层期间，采煤班班长，当班值班副矿长工作重点以采煤工作面为主，采煤工作面现场管理特别以过断层地点为主，当班瓦斯检查员加大瓦斯检查力度，同时配合班长和值班副矿长做好工作面顶板管理工作；
3.严格工程施工管理和质量验收工作，坚持谁验收、谁负责，确保各项工程质量符合该《采煤工作面作业规程》规定；
4.加大对“三违”人员的查处力度，防止因“三违”导致的安全隐患产生；
5.加强隐患排查和治理力度，安全隐患必须及时安排治理整改，各地点不得留有安全生产隐患，防止隐患滋生事故；
6.各管理人员和特殊工种严格执行本工种岗位职责，过断层地点必须有人现场盯岗，各工种必须在工作地点现场交接班，严处任何形
作；
3.做好个体防护工作。采煤人员佩戴防尘口罩和防尘眼镜。
六
注意事项
1.工作面如出现大面积来压时人员必须及时就近撤离工作面； 2.工作面如产生冒顶，来不及撤退的人员应就近在木垛下或靠近煤壁躲避，以待营救，其它人员应向冒顶地点两端及时撤离工作面，进入安全地点躲避。
七
其它
1.本安全技术措施由煤矿安全、生产、技术部门组织编制，参与工程人员对该措施中有疑问或不了解之处请向安全、生产、技术部门相关人员了解相关详情；
2.全员必须遵守本安全技术措施。
偏坡煤矿咱嘎井
薄煤层工作面过断层 篇3
【关键词】综采；断层；形态控制
【中图分类号】TD823
【文献标识码】A
【文章编号】1672—5158（2012）10-0197-02
1 概况综述
工作面过断层是开采过程中常遇到的问题，提高工作面过断层的速度和效益的关键在于如何控制最佳的工作面形态。到目前为止，复杂地质条件下各类综采开采，依然是没有妥善解决的重要课题，没有可以借鉴的理论基础和成型经验。目前，仅对综采工作面落差较小的断层总结了一部分开采原则，较大落差的断层一般建议重新施工开切眼，搬家。但对于赋存高密度断层的煤层，如果继续遵循以上原则，则无论是块段储量、搬家费用、三量平衡还是设备效能发挥都是不经济的也是不合理的。要最大限度发挥综采工艺设备灵便优势的有效途径，加大采面过断层的能力，就必须对工作面过断层的形态控制原则问题进行分析研究。
2 现场应用案例
东山煤矿东八左四片工作面位于两道大断层中间，沿走向褶曲断层连续伴生并赋存有其它灾害性地质构造；东八左四片工作面位于东八采区中下部，上临DF91断层，落差3～6米，下临DF41断层，落差O～47米，两个断层间距138米，该工作面长118米，走向长1040米，沿走向整个工作面为两道背斜、一道向斜构造，上下巷共揭露落差1.5米以上断层21道；两巷为全岩状况巷道4处，累计137米，半煤岩巷道3处，累计97米；经实际揭露，工作面长期赋存2～3道上下巷均未揭露的隐性走向断层，并赋存有底鼓、基底不平等其它灾害性地质构造。
2.1 方案的选择
我矿初步研究采取以下三套方案过该地质构造。
（1）搬家、回撤、跳面通过该地质构造。
（2）将工作面缩短35米后，沿走向推进78米后，再将工作面恢复原长度，绕过该地质构造。
（3）工作面直接通过该地质构造。
方案一
优点：
1 施工技术可靠。
2 顶板管理简单。
3 对综采支架的损害小。
4 煤质好。
缺点：
1 施工工期长，预计停产50天。
2 储量损失大，预计储量损失4.6万吨。
方案二
优点：
1 地质储量损失较小，少回收1.85万吨煤。
2 顶板管理简单。
3 对综采支架的损害小。
4 煤质好。
缺点：
1 需补送的掘进巷道长，预计110米。
2 地质条件不确定，该地垒构造沿倾向侵入工作面长度不祥。
3 施工复杂，舡工期较长，预计停产30天。
方案三
优点：
1 地质储量损失率为0。
2 停产时间为0。
3 无需补送掘进施工巷道。
缺点：
1 顶板管理困难。
2 对支架损害大。
3 没有成熟的技术和施工组织方式。
4 原煤含矸率高。
5 地质条件变化对施工的影响程度不确定。
2.2 工艺简述及应用措施
综采工作面通过断层施工的主要工艺为：
（1）风动凿岩机打眼、火工爆破落岩；
（2）采煤机装岩，辅助人工装岩；
（3）运煤系统外运岩石；
（4）综采支架支护顶板；
总的来说，综采工作面在断层施工区就是用炮采的落岩方式综采的支护、装岩、运输方式施工。
针对第三套方案的缺陷，我们采取了以下措施：
（1）工作面50号支架以上部分随煤层产状变化尽量向高抬起（以运输机形态允许为原则），以减少岩石钻爆工作量。
（2）在工作面上巷铺设4时专用风管一趟，以确保工作面三台凿岩机同时作业有足够的风量。
（3）钻爆施工段严格执行超前拉架，控制顶板。
（4）确保地面风选系统在回采期间连续正常开车，将绝大部分矸石选出，确保煤质。
3 断层区域综采工作面形态控制分析
综采工作面在断层区域进行回采的速度和效果主要取决于以下四个方面因素：工作面全岩段长度和钻爆施工的难易程度、顶板控制的复杂程度、工作面设备的运转空间和环境、工作面和上下两巷的空间关系。以下我们将分别分析。
3.1 工作面全岩段长度和钻爆施工的难易程度
从理论上讲，如果不考虑施工工艺问题，工作面按断层走向剖面的煤层断裂方向，工作面与断层走向平行，可以取最短路径从断层一盘过渡到另一盘。可是如果这样控制工作面形态，那么全工作面都为岩石，即便不考虑其他工艺问题，单进行全工作面岩石的钻爆施工，在工艺上也是不可行的。
3.2 顶板控制的复杂程度
当支架的里外伪达到一定程度是，支架的顶梁支撑点必然前移或后移，使支架由面支撑变为线支撑，如果支架有倾倒趋势又会造成点支撑，支架的工况随之逐步恶化。而断层区无论是层面还是顶部揭煤区域，顶板都极为破碎。如果支架工况较差则必然引发大规模冒顶，极大影响断层区施工速度，所以工作面里外伪的角度控制必须考虑支架的工况问题。同时工作面为快速拟合到最佳曲线，则工作面的角度必然出现剧烈变化，我们试验过将工作面角度调整到25°以上，工作面支架出现大面积倾倒，工作面顶板控制状态极度恶化。
3.3 工作面和上下两巷的空间关系
断层在与上下两巷相交时，根据断层的产状不同、与两巷的夹角不同，在两巷形成长度不一的全岩和半岩巷道。工作面的头、尾在两巷中经过全岩及半岩巷道施工时除考虑一般性的施工原则还要注意以下问题：
工作面尾部通过全岩、半岩巷道，除要注意岩石量最低原则和翻越原则，还应考虑到回风断面是否满足通风要求和综采上出口高度不得低于1.8m的要求。
一般尾部过断层影响巷道时，不宜过多考虑岩石量问题，除保证上出口高度，通风断面外，上端口处顶板支护不宜出现台阶，必须考虑到工作面尾部过断层层面时破碎顶板的维护问题。总体来说，如果支架支撑高度大于上巷高度，可考虑在支架最大支撑高度满足情况下，尾部适度下卧；由于工作面输送机尾一般位于上巷中，所以通常不考虑工作面尾部抬起高于上巷底板。
综采工作面过断层施工是已工作面全岩量最小为目标，综合考虑断层形态、工作面交角、设备的运转环境、设备使用空间、顶板控制难度、两巷配合关系等各方面综合因素的复杂工艺组织。
4 控制原则综述
经过以理论计算和机理分析以及大量的现场实际工艺现象的统计分析，我们得出了指导东山煤矿综采工作面断层区施工，工作面形态控制的10项原则，现综述如下：
（1）工作面岩石量最低原则
（2）基本上翻越局部穿越原则
（3）破软不破硬原则
（4）工作面与断层交角最大化原则
（5）不降低采高原则
（6）上巷保证最小行人空间原则
（7）工作面凸凹角不超过设备使用极限原则
（8）下巷保证设备合理搭接和最小过货空间原则
（9）俯仰角保证装备最小通过空间原则
（10）整体工艺性配合优先考虑顶板控制的原则
5 结论
以上理论分析和原则是在东山煤矿综采工作面中的开采实践中得出，尤其对复杂区域综采工作面过断层方案的选取及形态控制具有直接的借鉴意义，为相似条件下的其他矿井提供参考。
参考文献
[1]程云雕.综采工作面大倾角俯采转采技术应用[J].煤矿安全，2008（06）：53—56
中厚煤层综采工作面过大断层技术 篇4
关键词：中厚煤层,综采工作面,大断层
1 概况
3226 综采工作面是梁宝寺能源公司3200 采区下部第二个条带工作面。该面煤岩层基本构造形态为—向北倾伏的宽缓背斜 (黄河李背斜) , 背斜轴位于工作面中部;西北翼煤岩层走向约15°, 倾向约285°;东南翼煤岩层走向约165°, 倾向约75°;煤层倾角平均6°, 厚度3.1m, 结构较简单, 普氏硬度系数f=1.8。3226 综采工作面推采620m, 遇f6 正断层, 走向700, 倾向1600, 倾角500 ~ 800, 断层落差9.0m。该断层与工作面斜交, 夹角为64°。
2 综采工作面过断层技术
2.1 顶板管理技术
(1) 带压擦顶移架:过断层段顶板破碎及片帮严重时, 必须提前拉超前架, 并使用伸缩梁维护顶板, 护帮板护好帮。割煤时, 割一架控制一架, 移架时必须采取带压擦顶移架, 有效地控制了顶板。
(2) 超前支护:由于皮顺先揭露断层, 在巷道掘进期间揭露f6断层后沿断层下盘底板按140 上山施工找煤, 找到上盘煤层后巷道托顶煤施工时顶煤局部掉落, 此段巷道超高达到3.5 ~ 4.2m高, 走向长度30m, 需超前工作面进行打顶垛支护。使用双股8 号铁丝吊挂倾斜3.6m钢梁, 每架钢梁3 个吊挂点, 钢梁上方打“井”字形木垛接顶, 钢梁间距不大于1.0m。一梁三柱支设牢固, 采取一边支对柱, 一边支单柱的方式。支柱下垫铁鞋并全部拴绳防倒, 初撑力达到50KN。超高地段打顶垛压料降低高度不大于3m。轨顺超高段也按以上要求支护。
(3) 矿压观测:在工作面长度布置3 个测区, 每个测区设3 条观测线。每个测区包括3 架支架, 每个支架布置一台电脑圆图自记仪, 每天采集一次数据进行分析, 及时掌握工作面压力变化情况, 以便采取措施, 确保工作面的支护强度。
(4) 控制架间距:班班利用侧护板调整工作面架间距, 架间距不超过200mm, 避免架间距超大漏矸伤人。工作面支架中心距保持1500±100mm, 支架歪斜不超过 ±5°, 支架与运输机保持垂直。
(5) 局部铺网:顶板破碎托顶煤段, 进行铺网加强支护, 避免移架时漏矸, 造成支架上方空顶, 支架超高初撑力不够引发冒顶事故。
2.2 合理顺坡技术
(1) 超前探查分析:及时观测断层变化情况, 绘制工作面素描图, 掌握断层动态, 预测断层变化情况。
(2) 双向顺坡技术:工作面过断层双向顺坡很重要, 坡度控制不好容易造成机组运输机的正常运行, 相应岩石量也加大。工作面过断层初期严格进行坡度控制, 走向按120 ~ 150 坡度下扎, 倾向坡度不大于120, 工作面顺坡必须平缓。工区记录员班班用坡度规控制好工作面坡度。工作面溜头见上盘煤后, 工作面仍处俯采状态全岩达到40m, 溜头段全岩厚度达到5m, 这是没有及时调整工作面俯采状态造成的, 全岩段经过抬运输机找下盘煤, 最终工作面全岩段控制在15m左右。
(3) 合理调面控制上窜下滑:为了确保工作面液压支架、输送机在生产过程中, 不出现上窜下滑现象, 在生产过程中应根据煤层倾角的变化调斜工作面, 将运输顺槽与工作面夹角控制在90~920之间, 单向进刀自下而上移溜。调面时必须听从区队安排的调面幅度, 斜刀位置及作业工序施工, 保持输送机的平、直, 严禁出现局部超前或撇后现象。加强对工作面两头进尺的测量及输送机上窜下滑的测量。应在上、下顺槽定好测点, 测点间距10m。每班验收员要把输送机上窜下滑数据和两头推进进尺测量结果填写在验收记录上, 工程技术人员应对照记录定期进行填图, 根据现场实际和测定数据, 确定调面数据。当班质量员或盯班干部, 现场要密切注意工作面与巷道角度变化, 及时调整进刀方式、移溜顺序或端头推进度, 避免运输机出现上窜下滑现象。
(4) 减少全岩量:为减少工作面全岩量, 控制断层处采高在2.5 ~ 2.7m之间, 工作面利用32 煤合理顺坡减少产矸量。采取工作面架间捡矸, 在皮顺转载机下方开捡矸硐室进行拣矸等综合捡矸措施, 尽量减少工作面产矸量。
2.3 设备保障技术
(1) 设备管理:为保证过断层期间设备不出故障, 制定了严格的设备检修和使用制度。全部实行检修包机制、使用包机制、设备交接班制, 做到职责明确责任到人。
(2) 设备配件保障:煤机配件, 支架配件, 溜子配件等备用件存放在配件车内, 做到随用随有, 用后及时补齐。
(3) 机械事故抢修:为应急突发机械事故, 成立了机械事故抢修小组, 出现事故必须做到随叫随到, 最大限度缩短机械事故抢修时间。
2.4 防灭火技术
根据煤自燃倾向性鉴定报告, 梁宝寺矿井开采的3 煤层属于一类易自燃煤层, 煤层发火期为3 ~ 6 个月。3226 综采工作面需要过落差9m断层, 由于推采速度较慢, 再加上工作面过断层处局部托顶煤, 易造成面后遗煤较多, 为防止面后漏风造成采空区浮煤氧化自燃, 采取以下综合防止自然发火技术。
监测监控技术:包括进行束管监测、人工取样化验、现场检查预防等。埋管注浆技术:包括研究注浆工艺、建立防灭火注浆系统、敷设防灭火注浆系统管路等。压注、喷洒阻化剂技术:包括压注阻化剂、喷洒阻化剂、采用多种阻化剂材料等。施工防火墙技术:在工作面面后进回风隅角处加密设置防火墙, 以减少面后漏风。悬挂挡风帘技术:工作面进回风隅角悬挂挡风帘, 以减少向采空区漏风。风量调节技术:安排测风员每三天对工作面测风一次, 风量及时调节, 控制在设计风量的105% 以内。
2.5 安全保障技术
(1) 狠抓了过断层期间的技术管理, 根据条件变化及时修改技术措施, 确保做到技术指导安全生产。
(2) 工区自身也制定了过断层期间的各项制度, 把有经验的老工人安排在过断层段的薄弱地点, 严格按工艺流程施工, 从施工源头排除不安全隐患。
3 结语
薄煤层工作面过断层 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).
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[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).
浅谈工作面过断层时形态控制方法 篇6
【关键词】综采；断层；形态控制
0.概况综述
工作面过断层是开采过程中常遇到的问题，提高工作面过断层的速度和效益的关键在于如何控制最佳的工作面形态。到目前为止，复杂地质条件下各类综采开采，依然是没有妥善解决的重要课题，没有可以借鉴的理论基础和成型经验。
1.现场应用案例
煤矿主采层30#层煤，煤厚4～6.5m、落差2.5m以上断层密度1条/75m，主要为褶曲的伴生构造。本矿东八左四片工作面位于两道大断层中间，沿走向褶曲断层连续伴生并赋存有其它灾害性地质构造；09年，使用18.3T的重型综采装备在13.2m落差的大断层的块段成功进行了回采；10年，使用18.3T的重型综采装备在16#层东二采区三片，在一个由63道断层，其中落差3.0m以上断层11道、和巨型底板隆起组成的走向158m，工作面全岩最大达到174m复杂断层区，成功的进行了回采，平均日进度达到2.2m；其它工作面的情况与其类似，只是程度上略有轻重，在全国综采史上也是罕见的复杂地质条件矿井，下面仅以煤矿30#层、16#层为例，对以上问题进行研究。
1.1东八左四片概况
东八左四片工作面位于东八采区中下部，上临DF91断层，落差3～6米，下临DF41断层，落差0～47米，两个断层间距138米，该工作面长118米，走向长1040米，沿走向整个工作面为两道背斜、一道向斜构造，上下巷共揭露落差1.5米以上断层21道；两巷为全岩状况巷道4处，累计137米，半煤岩巷道3处，累计97米；经实际揭露，工作面长期赋存2～3道上下巷均未揭露的隐性走向断层，并赋存有底鼓、基底不平等其它灾害性地质构造。
1.2方案的选择
初步研究采取以下三套方案过该地质构造。
（1）搬家、回撤、跳面通过该地质构造。（2）将工作面缩短35米后，沿走向推进78米后，再将工作面恢复原长度，绕过该地质构造。（3）工作面直接通过该地质构造。
方案一：
优点：1）施工技术可靠。2）顶板管理简单。3）对综采支架的损害小。4）煤质好。
缺点：1）施工工期长，预计停产50天。2）储量损失大，预计储量损失4.6万吨。
方案二：
优点：1）地质储量损失较小，少回收1.85万吨煤。2）顶板管理简单。3）对综采支架的损害小。4）煤质好。
缺点：1）需补送的掘进巷道长，预计110米。2）地质条件不确定，该地垒构造沿倾向侵入工作面长度不祥。3）施工复杂，施工工期较长，预计停产30 天。
方案三：
优点：1）地质储量损失率为0。2）停产时间为0。3）无需补送掘进施工巷道。
缺点：1）顶板管理困难。2）对支架损害大。3）没有成熟的技术和施工组织方式。4）原煤含矸率高。5）地质条件变化对施工的影响程度不确定。
经济指标比较：
方案一：跳眼施工预计费用支出50万元，少回采4.6万吨煤，估计减少收入460万元。
方案二：缩面施工预计费用支出25万元，少回采1.85万吨煤，估计减少收入185万元。
方案三：直接通过增加施工费用8.5万元。
根据以上两项比较可以看出方案三虽然在技术上可靠性差、地质条件不确定因素多，但是储量损失少、停产时间短、经济效益巨大，在我矿三量关系严重紧张、年度生产计划压力极大的情况下，我们研究决定：采取第三套方案即掏槽施工方案直接通过。
1.3工艺简述及应用措施
综采工作面通过断层施工的主要工艺为：
（1）风动凿岩机打眼、火工爆破落岩；（2）采煤机装岩，辅助人工装岩；（3）运煤系统外运岩石；（4）综采支架支护顶板。
总的来说，综采工作面在断层施工区就是用炮采的落岩方式、综采支护、装岩、运输方式施工。
针对第三套方案的缺陷，我们采取了以下措施：
（1）工作面50号支架以上部分随煤层产状变化尽量向高抬起（以运输机形态允许为原则），以减少岩石钻爆工作量。
（2）在工作面上巷铺设4吋专用风管一趟，以确保工作面三台凿岩机同时作业有足够的风量。
（3）钻爆施工段严格执行超前拉架，控制顶板。
（4）确保地面风选系统在回采期间连续正常开车，将绝大部分矸石选出，确保煤质。
2.断层区域综采工作面形态控制分析
综采工作面在断层区域进行回采的速度和效果主要取决于以下四个方面因素：工作面全岩段长度和钻爆施工的难易程度、顶板控制的复杂程度、工作面设备的运转空间和环境、工作面和上下两巷的空间关系。以下我们将分别分析。
2.1工作面全岩段长度和钻爆施工的难易程度
实际的绝大部分断层施工区域中（不包括进出断层区的区域）工作面同时暴露断层的上下两盘和断层层面，其伴生的褶曲形态也同时在工作面中暴露，并随工作面推进由工作面的一端逐渐向另一端移动，直至移出工作面以外。这样随着工作面形态不同，工作面全岩段的长度也随之不同。在综合考虑其他工艺环节和装备性能后，工作面有一个最佳曲线，并随着断层形态不同，该曲线的形状也不同。
2.2顶板控制的复杂程度
为了迅速调整工作面形态，将工作面拟合到最佳曲线，主要通过工作面的里伪和外伪形态及角度。而工作面不论里伪还是外伪都必然影响到支架的形态。
如果支架工况较差则必然引发大规模冒顶，极大影响断层区施工速度，所以工作面里外伪的角度控制必须考虑支架的工况问题。同时工作面为快速拟合到最佳曲线，则工作面的角度必然出现剧烈变化，我们试验过将工作面角度调整到25°以上，工作面支架出现大面积倾倒，工作面顶板控制状态极度恶化。工作面与断层层面夹角过小，造成断层层面在工作面暴露面积过大，顶板破碎难以控制，经常造成大型恶性冒顶。所以在拟合最佳曲线时，必须优先考虑支架工况和顶板控制问题。同时在允许的条件下尽量加大工作面和断层层面间的夹角。
3.控制原则综述
经过以理论计算和机理分析以及大量的现场实际工艺现象的统计分析，我们得出了指导煤矿综采工作面断层区施工，工作面形态控制的10项原则，现综述如下：
（1）工作面岩石量最低原则。
（2）基本上翻越局部穿越原则。
（3）破软不破硬原则。
（4）工作面与断层交角最大化原则。
（5）不降低采高原则。
（6）上巷保证最小行人空间原则。
（7）工作面凸凹角不超过设备使用极限原则。
（8）下巷保证设备合理搭接和最小过货空间原则。
（9）俯仰角保证装备最小通过空间原则。
（10）整体工艺性配合优先考虑顶板控制的原则。
4.结论
薄煤层工作面过断层 篇7
关键词：断层,撞楔超前支护,联合支护
针对巷道掘进过断层破碎带时巷道支护困难, 施工危险的问题, 国内外学者进行了大量的研究和实践, 取得了一定的成果, 但仍存在很多问题需要解决, 如过断层破碎带巷道支护技术还需进一步完善。掘进煤巷时, 遇到落差很大断层的情况很多, 使得巷道的围岩性质发生改变, 顶煤、顶板容易破碎使得顶煤形成自然发火。怎样快速安全的通过过大断层, 变成人们特别关注的问题。寸草塔煤矿在施工22煤集中辅运大巷时, 曾设计过多种不同通过大断层的施工方案, 并且对这些方案都加以对比分析后, 确定应用多种支护技术结合过大断层。在实际施工中, 取得了推进迅速、施工安全的效果, 具有良好的经济效益和社会效益。
1 巷道基本条件
22煤集中辅运大巷设计宽度为5.4 m, 设计高度为3.5m, 设计长度为2704.2 m, 实际掘进2604.2 m。22煤集中辅运大巷倒车硐设计宽度5.4m, 设计高度为3.5m, 长度6m。共设计17个倒车硐, 合计长度为102m。本次施工总工程量为2706.2m。
现在施工的寸草塔煤矿22煤集中辅运大巷掘进工作面, 工作面预计掘进至距开口1150m处时可能遇见正断层f59 (H=3-8m) 。目前已掘进至1100m。
2 巷道支护工艺
2.1 锚杆锚索联合支护
工作面出现小于宽度1m漏顶时在漏顶处顺漏顶方向打设锚索及钢带。顶板破碎出现滑移面时必须采用锚索加钢带补强支护, 均使用规格为17.8×8000mm的锚索及230×5000mm钢带, 间排距均为2.35×3.0m, 每根钢带上打设4根锚索。若顶板破碎严重时, 使用规格为17.8×8000mm的锚索及230×5000mm钢带, 间排距均为2.35×1.0 m, 每根钢带上打设4根锚索[3], 如图1所示。
在过断层及破碎带时两帮易出现片帮现象, 及时使用敲帮问顶工具处理, 在片帮处及周围打设临时锚杆, 并将帮网及时支护到位, 必要时将22煤集中辅运大巷两帮帮网改为3m×10m菱形网。若由于顶板破碎严重, 锚索无法锚固在稳定岩层中时, 要及时更换支护方式, 采用架棚支护, 顶梁规格为11#工字钢, 长5.7m, 棚腿规格为11#工字钢, 长3.39 m, 棚距为1m, 棚体矩形布置, 两帮掏槽, 棚腿镶嵌在煤壁中。
2.2 注浆固化技术
为固化破碎顶板, 必要时在顶板破碎带进行注浆, 具体措施如下:注浆孔布置3排, 每排2个, 排间距为2m, 孔深5m, 孔径42mm。加强顶板及巷帮压力的观测, 注浆前, 应认真检查巷道的顶帮变化情况, 发现问题及时汇报予以修复处理。注浆期间, 应注意观察巷道顶帮的变化情况, 严格控制注浆压力, 防止因注浆压力过大而造成顶帮大面积开裂和脱落[4]。注浆作业时人员应站在注浆孔上风侧5m外, 操作封孔器时不能正面面对;与注浆无关人员及注浆前方观察人员, 必须在注浆区域5m以外, 远距离观察, 并佩戴好相应防护用品, 随时与开泵司机联系;整个注浆过程系统高压端的连接件必须连接牢固, 注浆前严格检查注浆机、管路及接头的牢固程度, 以防压力爆破伤人;注浆时注浆管附近严禁站人, 防止爆管, 脱管伤人;注浆完毕后, 派专人观察1h-2h, 一切正常后方可结束作业。
2.3 撞楔超前支护
撞楔法, 又称插板法或者板桩法, 属于一种特殊的掘进支护方法, 是指在复杂地层中掘进井筒或者平巷时, 使用一定规格的木楔或者金属楔, 强行插入流沙层、含水砂层或者破碎带, 对其移动进行控制, 然后进行井筒或者平巷掘进的施工方法。一般来说, 撞楔法施工主要应用于井巷施工中, 遭遇砾石堆积层、破碎带或者塌方地段, 由于其岩层破碎、松软, 容易受到施工的影响, 导致顶板不断冒落, 难以形成良好的开挖空间。撞楔法施工的特点主要包括以下几个方面:
(1) 采用了超前支护, 可以有效防止巷道中出现塌方的现象, 保证了作业人员的安全;
(2) 可以最大限度地减少出渣量, 提高施工效率, 降低施工成本;
(3) 过断层出现巷道顶板岩石破碎, 有滑面, 易片冒时, 可采用撞楔超前支护。
撞楔法是沿开挖轮廓线, 钻设与巷道轴线相平行钻孔, 插入钢管。其重要作用是:梁效应, 先施设管棚, 以后方支撑与掌子面作为支点形成的一个梁式结构, 阻止围岩崩塌和松弛。首先使管周围岩形成整体, 支护围岩, 将因为开挖所引起的破碎控制在尽可能小的范围内。此超前支护方法的优点是在没有掘进的区域使用撞楔使上部岩层得到了控制, 降低新揭露岩层跨度, 远远降低了冒顶概率。
施工工具有钻眼机具采用YT-27型风锤, 配和六角中空钢钎钻眼, 钎杆是22×3000mm, 钎头是直径72mm和直径42mm“一”字形。施工工艺为棚腿、棚梁架好之后, 在巷道顶部断面轮廓线处用大钻头打钻孔, 孔深2.7m, 打眼完成后立即插入撞楔, 一头插入前探梁深孔中, 另一头放在支设好的钢棚上。
当巷道冒顶处于顶板岩石破碎处, 前方容易出现冒落情况, 超前的掉顶在新棚梁前超过700mm, 超前锚杆的作用不明显时, 应当使用撞楔法进行处理。撞楔是直径60mm, L=3-5 m空心钢管, 视现场情况而定, 钻头的直径是72mm, 眼深2500mm, 间距400mm, 角度不得大于20°, 一端设在棚梁上, 另一端设在孔眼内。每排施工14根, 一直假设到棚梁下部。接顶后及时在迎头空顶区域施工钢棚到迎头面, 如图2所示。
3 结论
(1) 掘进工作面遇断层时, 使用锚梁网及注浆加固联合支护的技术措施, 可保证巷道稳定性。
(2) 锚梁网及钢带支护及时施工撞楔, 能够增加工作面前方岩层的稳定性, 掘进所引起的围岩坍塌或松弛减少, 断层破碎带处冒顶得到有效控制。
(3) 撞楔超前支护在易片冒、断层破碎的巷道, 可以起到超前支护的效果, 使撞楔周围围岩形成一个整体, 充分发挥围岩的自承作用, 提高巷道整体性, 起到稳固巷道的作用。
参考文献
[1]杜志龙, 等.断层破碎带化学注浆加固处理技术[J].煤矿开采, 2010, 15 (6) :61-62, 82.
[2]郭福中.锚网喷+锚索+可伸缩金属钢架联合支护在过断层破碎带中应用[J].中小企业管理与科技 (上旬刊) , 2010, 10.
[3]张祥和.锚网喷支护工艺过断层破碎带的实践[J].煤炭技术, 2010, 29 (8) :81-82.
近距离煤层过断层方法探索与研究 篇8
1 F211050工作面概况
F211050工作面位于大煤沟矿井一水平东翼中部, 运输及回风巷均沿F2煤层底板布置, 设计长度850米, 工作面煤炭可采储量96万吨。F2煤层平均厚度为6.5米, 煤层为单斜构造, 煤层产状, 走向变化不大, 煤层倾角18°～25°, 平均21°。F2煤层下覆F1煤层, 两层煤间距2.5米, F1煤层厚15米。该工作面地质构造复杂, 断层多。 (工作面布置及煤层情况如下图) 。
2 寻找断失煤層
F211050工作面运输巷在掘进到520米处时, 遇到断层, 将煤层全部断失。为尽快找到断失煤层的另一盘, 大煤沟矿技术部门首先采用WKT-E无线电法透视仪进行坑透及直流电法勘探, 初步判定该断层为一正断层, 落差大约为20米, 然后采用直接准确的钻探法进一步探明了断层的产状要素, 断层落差21.55米、倾角32°～70°平均58°, 与巷道交角40°, 为下一步工作面的合理布置提供了科学依据。 (断层图)
3 确定正确掘进方案
根据探测情况, 在充分了解了断层各项要素后, 大煤沟矿技术部门提出了两套方案:
(1) 第一套方案:
在巷道迎头以-15°坡度掘进岩巷, 约60米会揭露断层上盘F2煤, 而后沿F2煤层掘进至开切眼位置。 (附图)
(2) 第二套方案:
巷道退后77米采用绞架接顶、溜杆剁底的方法以-7°坡度掘进, 穿过F1、F2煤层间隔层进入F1煤层, 在F1煤层布置F211050工作面运输巷, 保留巷道距F1煤层底板3米的厚度从而达到既少施工岩石巷道, 又不影响下一步F1煤层工作面的正常布置。 (附图)
两套方案进过充分论证后认为第二套方案切实可行, 决定按第二套方案进行施工。
(3) 注意事项:
(1) 巷道退后施工时应防止冒顶事故的发生, 采取绞架, 打锚杆等方法控制巷道顶板, 防止造成冒顶事故。
(2) 正确处理巷道断层处积水问题, 采用提前布置水仓, 探放水等方法将原来掘进的巷道积水排净。
(3) 过断层段应加强支护, 改原支护使用的12#工字钢梯形棚为36U型钢拱形支架, 外围采用打锚杆挂金属网喷浆的方法进行复合支护, 防止在回采期间该段巷道变形影响生产。
(4) 控制好巷道在过断层期间距F1煤层底板的厚度, 以3米为宜, 不影响F1煤层的正常回采, 最大限度提高资源回收率。
4 效果分析
(1) 提前布置好回采工作面, 保证矿井正常生产接替。采用第二套方案后, 施工进度大大加快, 按计划完成了矿井生产接替任务。
(2) 提高了资源回收率。该方案既保证最大限度地采出F2煤层煤炭, 同时又回采了部分F1煤层煤炭, 又不影响F1煤层正常布置回采工作面。
(3) 经济效益大幅提高, 既少施工了岩石巷道, 多施工煤巷, 又为下一步综采放顶煤工作少出岩石多出煤提高回采率打下了基础。
5 结语
近距离煤层在过断层时借助上下煤层距离近的优势, 将巷道合理布置在另一煤层中, 将断层影响缩小到最小, 在保证安全可行的前提下又促进了生产及效益的提高, 为类似条件的回采工作面巷道布置提供了技术经验。
摘要：在开采煤炭、设计施工回采工作面时, 常会遇到影响煤炭正常生产的断层。在近距离煤层群中, 可考虑在过断层时借助上、下煤层距离近的特点, 将巷道错层合理布置在另一煤层中, 减小断层影响, 提高生产效益, 为类似条件的回采工作面巷道布置提供技术经验。
关键词：近距离煤层,过断层,方法探索
参考文献
[1]陈昌敏, 宋先平.突出煤层掘进过断层防突浅析[J].科技风, 2010 (19) .
薄煤层工作面过断层 篇9
1工作面基本情况
己16、17-23130工作面为平煤五矿主力采面, 其走向长1 340 m, 倾斜长230 m, 可采储量为90.45万t。该采面煤层为己16、17合并煤层, 煤厚在3.5～4.5 m, 瓦斯绝对涌出量9.817 m3/min, 煤尘爆炸指数21.35%～34.30%, 自然发火期3～6个月。但由于该工作面地质构造较复杂, 采面内共有大小断层10余条, 其中F10断层落差7 m, 严重影响采面推进度, 存在严重的自燃倾向。目前, 采取的防灭火方法主要是从上隅角预埋管道灌浆。由于该工作面回风巷高于运输巷, 如果从回风巷向采空区注浆, 必将造成大量泥浆淤积工作面, 且注浆时间稍长, 注入采空区的浆体会很快因浆液流动形成 “拉沟”现象, 注入的泥浆将沿 “沟”流向低洼处, 覆盖不到火源, 防灭火效果不理想;加上工作面的推进接近F10断层, 推进速度减慢, 且采空区遗留浮煤增多, 防灭火形势日趋严峻, 单纯的黄泥灌浆难以保证工作面安全回采。在这种情况下, 必须采用防灭火新技术防治采空区煤炭自燃, 确保工作面安全回采。
2三相泡沫防灭火机理
防治煤炭自燃的三相泡沫由固态不燃物 (粉煤灰或黄泥等) 、气体 (N2或空气) 和水三相防灭火介质组成。在煤灰或黄泥浆液中添加发泡剂并引入气体, 通过物理机械搅拌, 形成粉煤灰或黄泥颗粒均匀地附着在气泡壁上的多相体系, 这个多相体系就被称为三相泡沫。含空气的三相泡沫利用粉煤灰或黄泥的覆盖性和水的吸热降温性进行防灭火, 大大提高了防灭火效率。由于三相泡沫发泡倍数较高, 单位体积的泡沫材料成本大幅下降, 具有较高的经济效益。与现有防灭火技术及材料相比, 含N2的三相泡沫兼有一般注浆方法和惰气泡沫防灭火优点:①泥浆通过引入氮气发泡后形成三相泡沫, 体积快速大幅增加, 被注入后能充斥整个火区, 降低采空区氧气的含量;②三相泡沫有很好的堆积性, 所以能在火区中向高处堆积, 对低、高处的浮煤都能覆盖;③三相泡沫能将浆水均匀的分散, 有较好的挂壁性, 有效避免浆体的流失, 保护井下环境;④注入在采空区的N2被封装在泡沫中, 能长时间滞留在采空区中, 充分发挥N2的窒息防灭火功能;⑤三相泡沫中含有粉煤灰或黄泥等固态物质, 这些固态物质是三相泡沫面膜的一部分, 可较长时间保持泡沫的稳定性, 即使泡沫破碎了, 具有一定黏度的粉煤灰或黄泥仍然可较均匀地覆盖在浮煤上, 可持久有效地阻碍煤对氧的吸附, 防止煤的氧化, 从而防治煤炭自然发火。
3三相泡沫防火施工布置及工艺
(1) 三相泡沫灌注的预埋管布置。
通过现场考察和分析, 决定从上隅角埋管灌注三相泡沫, 随着工作面的推进每隔20 m埋一注浆管, 注浆管路的端头打有若干小孔。每根埋管连续注10 h以上的三相泡沫然后停止, 等工作面再推进20 m后又开始连续注三相泡沫, 如此循环。埋管如图1所示。
(2) 三相泡沫灌注工艺。
己16、17-23130工作面三相泡沫灌注工艺流程如图2所示。首先在制浆站中, 制成浓度为20%的泥浆, 经过2道过滤网 (网孔大小≤8 mm) , 过滤出泥浆中的杂质, 自流输送到注浆管路中, 同时在地面通过发泡剂定量添加泵将发泡剂加入到注浆管路中, 浆液与发泡剂在管道流动中均匀混合后进入井下注浆管路, 在发泡器中, 压风与含有发泡剂的黄泥浆体相互作用产生三相泡沫, 经预埋管到达采空区, 均匀覆盖采空区浮煤。
4实施效果
该项目的实施有效消除了了工作面自燃隐患, 工作面上隅角一氧化碳浓度从1×10-4降至0, 实现了安全过断层的工作目标。
5结语
(1) 三相泡沫防灭火技术是利用粉煤灰或黄泥的覆盖性、N2的窒息性和水的吸热降温特性的共同作用来防治煤炭自燃, 处理固定空间内的火灾效果较好, 尤其适用于采面采空区。
(2) 采用三相泡沫防灭火技术治理采空区遗煤自燃时, 要做好采面上、下隅角的封堵, 上下挡风帐封堵长度均不得少于40 m, 以防止采空区大量漏风, 影响治理效果。
(3) 三相泡沫防灭火技术原理简单、人员操作方便, 但工人上岗前仍需编制专项安全技术措施进行培训, 合格后方能上岗。
摘要：阐述了三相泡沫防灭火技术的机理, 介绍了该技术在平煤五矿主力采面过断层期间的应用及取得的良好效果。
薄煤层工作面过断层 篇10
河南煤化焦煤公司朱村矿是一个具有50 a开采历史的老矿井, 目前生产能力为40万t/a左右。村庄建筑物、铁路等压煤400余万t, 占保有储量的70%, 必须在保证地表构筑物安全的前提下, 最大限度地回收这部分宝贵的煤炭资源。
膏体充填是煤矿绿色开采技术的重要组成部分[1]。所谓膏体充填即利用固体废物制成膏体进行井下充填, 就是把煤矿附近的煤矸石、粉煤灰、工业炉渣、劣质土、城市固体垃圾等在地面加工制作成不需要脱水处理的牙膏状浆体, 采用充填泵或重力加压, 通过管道输送到井下, 充填采空区或离层区, 形成以膏体充填体为主的上覆岩层支撑体系, 有效控制地表沉陷在建筑物允许值范围内, 实现村庄不搬迁, 安全开采建筑物下压煤, 保护矿区生态环境和地下水资源。
世界上首次进行膏体充填试验是1979年在德国格伦德铅锌矿进行的, 在国外金属矿山中的应用已经有20多年的发展历史, 技术相对成熟, 可以为煤矿的充填开采提供借鉴[2]。20世纪19世纪末, 德国在埃森矿区的充填试验标志着世界上建筑物下采煤技术的兴起。从2008年开始, 朱村矿就与科研单位一起在54002工作面进行了膏体充填开采技术的实验与实践, 取得了较好的效果。
1 膏体充填开采技术
1.1 原理
岩层控制的关键层理论为膏体充填开采提供了理论依据。在直接顶上方存在厚度不等, 强度不同的多层岩石。其中一层至数层厚硬岩层在采场上覆岩层活动中起主要的控制作用, 对采场上覆岩层局部或直至地表的全部岩层活动起控制作用的岩层称为关键层。前者称为亚关键层, 后者称为主关键层。即是:关键层的断裂导致全部或部分的上覆岩层产生整体运动。
研究证明, 主关键层对地表移动的动态过程起控制作用, 主关键层的破断将导致地表快速下沉[4]。覆岩主关键层的破断将导致地表下沉的显著增大, 因此, 可将保证覆岩主关键层不破断失稳作为建筑物下采煤设计的原则。为了保证建筑物下采煤既具有较好的经济效益, 同时又确保地面建筑物不受到损害, 关键在于根据具体条件下的覆岩结构与主关键层特征来研究确定合理的充填开采方法。
充填开采方法按充填量和充填范围分类, 包括全部充填和部分充填。全部充填开采即在煤层采出后顶板未冒落前, 对所有采空区域进行充填, 充填范围与采空区范围大体一致, 它完全靠采空区充填体支撑上覆岩层控制开采沉陷。部分充填开采, 是相对全部充填而言的, 其充填范围仅是采空区的一部分, 它只是对采空区的局部或离层区与冒落区进行充填, 靠覆岩关键层结构、充填体及部分煤柱共同支撑覆岩, 控制开采的沉陷。本矿选择充填方法的原则是:判别覆岩层中的主关键层位置, 在对主关键层破断特征进行研究的基础上, 通过合理设计的充填方法来保证覆岩主关键层不破断并保持长期稳定。结合本矿的具体条件, 尤其是突水问题决定采用膏体充填全部采空区。
1.2 充填方法及过程
煤矿膏体充填工艺流程包括物料准备、膏体拌制、膏体泵送和采场充填等4大部分。物料准备、膏体拌制、膏体泵送这三道工序都是在地面完成。物料准备即是把煤矸石通过铲斗车送入破碎机, 将其粉碎至粒度直径小于6 mm, 然后筛选, 分别送入不同的皮带, 同时配比一定量的粉煤灰、胶结料。胶结料、粉煤灰、骨料配比为1∶2∶16。膏体拌制是把准备好的物料加水, 并且加入减水剂充分搅拌, 其中, 减水剂按水泥与粉煤灰质量的1%~1.5%添加, 将搅拌好的充填物料送入料浆斗。膏体泵送是把料浆斗中的充填物料通过充填泵, 充填管路送至工作面, 此过程要注意管路的密封。朱村矿采用的膏体充填系统工艺流程如图1所示。
2 应用实例
54002工作面位于54区西段, 开采一5煤, 煤层平均厚1.25 m, 工作面走向长865 m, 倾斜长105 m, 运输巷、运料巷保顶破底后高度均为2.2 m, 采高等于煤厚, 普通机械化开采。煤层直接顶板为L5灰岩, 厚1.6~2.6 m, 距煤层底板15.8~20.5 m为L2灰岩含水层, 开采过程中有突水危险。生产过程中54002工作面推进至距开切眼280 m处, 揭露二条落差2.0 m的走向断层, 其中F1距运输巷15 m, 走向260°, 倾向350°, 倾角70°;F2距运料巷60 m, 走向215°, 倾向305°, 倾角70°。F2断层预计将延伸长度约150 m, 如图2所示。
受两条断层的影响, 中间伴生数条小断层, 裂隙发育, 工作面顶板破碎, 工作面常规方法推进管理相当困难, 安全保障程度极低。充分考虑断层与工作面的关系后, 经过科学分析, 并结合工作面膏体充填技术, 决定对工作面进行改造, 采用“膏体充填+局部前进式开采”技术, 顺利通过了工作面断层带。
用单体液压支柱保留现工作面空间, 沿F2断层采用膏体充填技术留巷, 做为改造面上风巷。在膏体充填技术的配合下, 采用前进式回采工艺, 通过工作面断层带。
改造工作面的运煤系统:采煤机割煤, 煤经工作面刮板运输机———运料巷刮板运输机———原工作面位置的刮板运输机———运输巷胶带运输机———井底车场。
改造工作面的通风:新鲜风流自运料巷——改造面——改造面上风道——原工作面位置——乏风进入运输巷。
3 实例效果及结论
(1) 采用膏体充填后, 地面水平变形为1.1mm/m, 曲率变形为0.000 18/m, 倾斜变形为2.1 mm/m, 这三个指标值均小于砖石结构建筑物的损坏等级I要求的最小值, 可以看出充填开采有效地保护了地表建筑物。
(2) 通过采用膏体充填技术, 充填膏体硬化后能有效的支撑上覆岩层, 有效控制了主关键层的断裂, 使工作面顶板相对较完整, 弱化了工作面矿压显现, 有利于顶板管理, 仅采用戴帽点柱支护即可满足需要, 安全保障度得到有效的提高。
(3) 距煤层底板15.8~20.5 m为L2灰岩含水层, 加之此处有两条断层, 裂隙发育, 未采用膏体时, 开采过程中底板发生多次突水, 工作面涌水量达到0.5~0.8 m3/min, 由于水不能自流, 工作面内设3台水泵排水, 致使工作面管理难度大, 严重影响开采工效。膏体充填后有效地防止了底板突水, 工作面基本无水, 提高了工作面的产量。
(4) 工作面的开机率明显提高, 由每班割煤1刀提高到每班割煤4~5刀, 产量大幅提高。
(5) “膏体充填+局部前进式开采”技术为类似条件下安全通过工作面断层破碎区提供了有益借鉴。
摘要：膏体充填开采是绿色开采的重要组成部分, 不仅能解决建筑物下压煤的问题, 提高资源的回采率, 而且能很好地解决煤矸石排放所带来的环境及占用土地问题。朱村煤矿通过膏体充填+局部前进式开采技术的联合应用, 实现了膏体充填的价值和目的, 保证了工作面安全顺利通过走向断层破碎区。
关键词：绿色开采,膏体充填,前进式开采,薄煤层,断层
参考文献
[1]钱鸣高, 许家林, 缪协兴.煤矿绿色开采技术[J].中国矿业大学学报, 2003, 32 (4) :343-348.
[2]周华强, 侯朝炯, 孙希奎, 瞿群迪, 陈德俊.固体废物膏体充填不迁村采煤[J].中国矿业大学学报, 2004, 33 (2) :154.
薄煤层工作面过断层 篇11
关键词：工作面 断层 奥灰水 综合治理
中图分类号：TD82 文献标识码：A 文章编号：1007-3973（2012）010-024-02
1 施工目的
对F10断层带过6103N工作面的周围进行注浆封堵，防止奥陶系灰岩水通过断层带进入工作面，在工作面边眼打疏水降压孔对奥灰水进行疏降，从而达到工作面安全开采的目的。
2 工作面断层概况
巷顶及两帮上部为煤6层，厚度2-6米左右，以块煤为主，煤层比较稳定。下部为煤6底板泥质砂岩，岩石比较松软，泥质胶结，裂隙发育。巷道底板距离下部奥陶系灰岩顶界面约50米左右。标高在590-600米。
根据三维地震资料，F10为正断层，走向NE，横向延展长度600米，纵向断自奥灰内，落差0-15米，倾角70€埃沂塹及禄宜喜悖壳八槐旮呶？880米。F10断层在6103N工作面边巷揭露时落差2.3米，并没有导水现象；在皮带巷揭露时落差2.6米，掘进至F10断层附近巷道底板涌水，当时涌水量20m3/h，目前的涌水量稳定在15m3/h，为奥灰水。
3 施工方法
在6103N工作面边眼施工放水孔，对F10断层附近奥灰水进行疏降，在临近6103N皮带巷做钻窝直接对F10断层注浆加固。采用疏放与封堵相结合的方法，达到安全回采的目的。
4 施工设计
4.1 6103N工作面边眼疏水钻孔设计
（1）探放水钻孔设计参数
（2）钻孔施工要求
钻孔设计一层孔口套管，孔口下10m€%o108㎜止水套管， 为施工和使用安全，上述孔口套管必须使用无缝钢用水泥注牢。要求围岩完整，管外间隙浆液均匀饱满、固结强度足够。孔口安装4寸25Kg控水闸阀，要求做耐压实验，压力3MPa，持续时间30分钟。耐压试验要求孔口周围不漏水，孔口管牢固不活动。
（3）施工总结
Z1孔终孔出水量27m3/h、Z2孔终孔出水量5m3/h。
4.2 6103N皮带巷加固注浆设计
4.2.1 钻孔的设计
每个钻窝设计12个钻孔，分三排，每排分布4个孔，其中各钻窝的7号孔作为前期检查孔（取芯），先行施工，10号孔为后期检查孔（取芯），最后施工。
（1）1号钻窝：1-4号孔为上仰孔，倾角+5度，孔深56米。5-8号孔为平孔，倾角+1度，孔深58米。9-12号孔下伏孔，倾角-5度，孔深66米。
1、5、9孔方位290度；2、6、10孔方位305度；3、7、11孔方位320度；4、8、12孔方位330度。
（2）2号钻窝：1-4号孔为上仰孔，倾角+5度，孔深35米。5-8号孔为平孔，倾角+1度，孔深38米。9-12号孔下伏孔，倾角-5度，孔深50米。1、5、9孔方位300度；2、6、10孔方位320度；3、7、11孔方位320度；4、8、12孔方位345度。
（3）3号钻窝：钻孔全部为下伏孔， 1-4号孔倾角-5度，孔深45米。5-8号孔倾角-10度，孔深38米。9-12号孔倾角-15度，孔深35米。1、5、9孔方位150度；2、6、10孔方位135度；3、7、11孔方位120度；4、8、12孔方位105度。
4.2.2 钻孔注浆要求
注浆段及注浆参数：
（1）每个钻孔从直径108mm口径套管底部开始到终孔深度为注浆段，段高15-45米，根据实际情况可以分为2-3段或分多次注浆的方式进行，即见断层之前、见断层后，过断层后。
（2）注浆压力：为了保证浆液的扩散距离和质量，根据单液浆的性能特点，取终压为静水压力的1.5-2倍，即4.5-5.5MPa。
（3）注浆材料及浆液配比：注浆材料选用32.5R普通硅酸盐水泥，采用水灰比1：1的单液水泥浆加入添加剂进行注浆。添加剂为三乙醇胺和食盐，比例为水泥量的0.5‰和5‰。预计用水泥900吨。
（4）注浆泵量及稳定时间：结束泵量为75-100L/min，稳定时间30min。
注浆设备与注浆方式：
（1）注浆设备采用杭州产三缸注浆泵，进浆量分为75L/min和150L/min两个档位，最高泵压为12MPa。
（2）浆液制作为人工上料、定量加水、三乙醇胺及食盐，机械搅拌后存入注浆桶内（容积1.8m3），再进行不停止的二次搅拌，然后用注浆泵通过管路送入孔内。
4.3 注浆量及注浆结束标准
（1）注浆量：按照浆液扩散距离和布孔数量及位置，并考虑出水量的大小等参数综合确定，平均每个单孔注浆量预计30m3左右。总注浆量预计1125m3（包括固管）。
（2）注浆结束标准：每个孔按照每段深度达到压力标准、泵量和稳定时间的标准，才能结束本次注浆或本孔注浆工作。即在泵量小于100L/min，压力达到4.5-5.5 MPa，稳定时间30 min以上。
4.4 施工总结
注浆施工结束后经对巷道内顶、底板出水点进行观察，出水量明显减小，经钻孔验证注浆效果良好能够满足采掘工程要求。注浆结果能够保证工作面掘能够顺利而安全的进行。
4.5 附图
单侯矿6103N过断层综合治理平面示意图。
5 技术总结
（1）在6103N边眼打奥灰放水孔，降低局部奥灰水位，减少奥灰水突水的可能性。
（2）对F10断层及底板加固注浆，增加隔水层的强度，减小工作面回采后断层出水可能性。
（3）通过疏、堵相结合的方法使工作面顺利回采，增加产煤量84 000吨，提高经济效益。
（4）对井田地质构造规律做进一步分析研究，总结历次突水事故经验，对于导水断层，今后要提前进行超前探测，采取疏降、封堵的方法进行治理。
参考文献：
[1] 陈崇希.地下水不稳定井流计算方法[M].北京：地质出版社，1983.
[2] 郑纲，杨小刚.开滦（集团）蔚州矿业公司单侯煤矿防治水专项设计[S].2004.
[3] 郑纲，杨小刚.开滦（集团）蔚州矿业公司单候煤矿水文地质补充勘探设计[S].2005.
论综采工作面过断层的管理 篇12
断层工作面的描述:B 51104采煤工作面位于B 5煤层, 平均煤厚8.73m, 本工作面采高2.8m。煤层倾角23~35°, 走向长800 m, 倾斜长128m。煤层有直接顶为泥岩, 老顶是由粗砂岩、砂砾岩互层组成的坚硬顶板岩性致密坚硬、难冒, 单向抗压强度为69.2~183.8M Pa。煤层为硬煤层, 硬度系数f=2-3工作面底板为泥质地板。工作面采煤方法采用走向长壁综合机械化采煤, 工作面基本支架型号为ZF4800-17/28型支撑掩护式支架, 过渡支架为ZFG 5600-17/30工作面溜子采用SG Z764/320型刮板运输机。
在推进过程中, 遇逆断层, 断层距28m, 垂距8m, 原煤层倾角23-35度, 工作面由下盘向上盘推进。现从过断层前的准备工作, 过断层时的注意事项, 进行说明管理工作的重要性:
1 过断层前的准备工作
过断层前应加强相关的准备工作, 从地质条件, 人员素质, 设备状况、管理流程等方面做到统筹兼顾, 合理安排, 对各种不利因素, 有利条件进行分析, 制定出合理可操作的方案, 以保证采煤工作面顺利的通过断层。现总结过断层前的准备工作如下:
1.1 了解地质状况
对矿井强加地质预报预测工作:1) 利用地质报告, 在采煤工作面两顺槽掘进前应加强地质分析, 掌握拟布置两顺槽工作面区域内的大概的地质情况。2) 加强掘进工作时的地质预报及总结工作:加强掘进上下顺槽及开切眼掘进时的地质预报工作, 掌握两顺槽, 开切眼所形成的区域内地质的基本情况, 分析对采煤工作的影响。3) 在采煤工作面推进的过程中, 根据工作面揭露的顶底板情况, 进行采煤工作面地质预报。4) 综合以上三种类型的地质预报及分析总结, 形成对工作面地质情况的合理定性, 以利于后期对技术方案的制定。
1.2 制定技术方案
经过对地质资料的分析, 对B 51104工作面采取如下方案:1) 方案一即工作面搬家:因断层距过大, 3/5工作面长度范围内全采高均为岩石, 选定位置, 重新做工作面开切眼 (见图) , 对工作面内的原有支架进行搬家, 该方案利于采煤, 煤质有保证, 有一定的掘进费用, 但搬家过程中运输事故可能较多。2) 方案二即以一定坡度新掘引导巷:从工作面上盘内的两巷分别向下盘内的工作面做引导巷, 该巷的坡度由如图所示 (见图) 的A, B点与工作面的高程决定, 因在此过程中存在工作面变短, 故在一定的坡度下也有利于从上部运输巷运出多于的支架。在工作面推进时, 利于引导综采工作面进行仰采, 从而及时的进入煤层。该方案损失煤量少, 有一定的掘进费用, 减少了搬家过程中的运输事故。但巷道交岔点多支护难度大, 煤质差。3) 方案三即照常推进, 进行硬过:该方案无搬家及掘进引导巷费用, 无搬家过程中的运输事故, 该工作面选择了该方案;但在后期的工作面推进过程中, 发现工作面因断层落差, 工作面长度变化, 需要减少支架时支架外运相当困难, 在沿走向50m范围内, 工作面底板与上下顺槽之间有3m高的台阶, 工作面倾向128m范围内全为岩石, 全为支架。造成运输困难, 倒架, 刮板机下滑, 工作面漏顶。
4) 在采用方案三后, 在出现不利因素时及时进行了调整, 开掘了上下导巷, 利用上导巷进行前期出架, 在采煤机仰采割岩石推进35m后, 及时调斜, 出架, 推进55m后, 完成了过段层的任务, 耗时6个月。与新做开切眼相比, 多耗时4个月。
1.3 加强技术培训
制定方案后及时进行人员技术培训, 熟悉仰采注意要点, 做到班班协调仰采, 工作口令及要求统一, 仰采坡度一致, 做到作业规程全员贯彻, 及时调整测量方案, 对该方案进行贯彻, 保证在测量数据方面及时跟进, 为工作面顺利推进提供数据支持。在地质变化中寻找与之相适应的方案, 做到与工作面的变化同步。
1.4 加强设备配备检修
在工作面推进过程中, 会发生液压支架泄压漏液, 发生刮板机与支架上窜下滑, 会发生割煤机截齿损坏, 割煤机液压传动系统损坏, 行走机构损坏等, 在推进过程中, 要制定修理方案, 及时对设备进行修理与更换。
2 过断层时的注意事项
2.1 设备防倒与防滑
在工作面推进过程中, 及时对支加安装防滑机构, 对支架底梁及顶梁进行联锁, 同时加大对过渡支架与端头处支护的管理, 充分发挥“四对八梁”与支前支护的作用。对前后刮板机机头可用地锚, 单体支撑等方式以防治其下滑。
2.2 加强顶板管理
在工作面推进过程中, 因顶板破碎, 所以要充分发挥支架的作用, 如及时伸出前探梁。对支架前方破碎的顶板, 及时用钢管或螺纹钢, 金属网, 木板做超前支护, 也可采用玛利散, 巴斯福等化学粘合剂进行加固。在支架推进过程中采用铺顶网, 带压移架方式, 以尽量减少顶部顶板的冒漏, 保证对顶板的有效控制。
2.3 加强气体及防火管理
在工作面推进的过程中, 推进速度较慢, 氧化带不能及时的转变为窒息带, 煤与岩石相混合, 与氧气接触面过大, 在自燃发火期内如管理不善, 会造成火灾事故, 造成气体或煤尘爆炸。因此在推进过程中因对气体如瓦斯、一氧化碳等气体加强监测, 及时采取注氮, 喷阻化剂等措施。必要时, 采取工作面上下顺槽密闭措施, 以保证工作面安全。
3 结语