过断层技术（精选12篇）
过断层技术 篇1
告成煤矿位于登封市东南部, 1999年9月投产, 开采二1煤层, 设计生产能力90万t/a, 采用立井多水平上、下山开拓, 走向或倾斜长壁布置。25采区为准备采区, 采区二1煤层标高-100～-600 m。据原勘查资料, 25采区地质构造复杂, 全区滑动构造直接压煤, 区内发育有告F7正断层 (H=33～51 m) 和告F21正断层 (H=0～21 m) 。25采区下山须从上到下穿过断层。
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。
(4) 告成煤矿25采区下山过断层工程为类似复杂地质条件过断层提供了经验, 有良好的经济和社会效益。
过断层技术 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。
综采工作面过断层技术与实践 篇3
关键词：综采工作面 断层 顶板管理
1 概述
神华宁夏煤业集团清水营煤矿110204工作面走向长2463m、倾斜长180m，煤层倾角23°。所采煤层为二煤，厚度3.8～5.4m，平均4.3m，煤层普式硬度为1.6～1.9。二煤直接顶为粉砂岩，厚2.32m，普式硬度为1.0～3.0；直接底为细砂岩～粉砂岩，普式硬度为1.0～3.0。工作面采用沿底、留顶煤开采，采高3.8m，在回采过程中顶板出现淋水、漏顶等现象。F13正断层、f6正断层、f7逆断层位于工作面中部，其中F13正断层在回风巷全岩断面长度达44m，揭露断层落差为11m，影响长度66m；机巷揭露断层落差1.9m，影响长度为10m。
断层产状描述如下：
2 工作面过断层方案
2.1 提前对风、机两巷断层影响区域巷道顶板进行加强支护 其中在风巷F13断层巷道超高段架设拖钩棚子，对此处顶板进行绞顶处理；对机巷顶板沿走向打设两排锚索梁加强支护。
2.2 铺设金属网管理工作面顶板 工作面上口距F13断层面20m时从风巷上帮至109#架全断面挂双层金属网，直至通过F13断层为止，如该段断层全岩断面向下发育则铺网根据断层向下延伸。工作面机巷至7#架始终全段面铺设双层金属网。铺网要符合标准，确保扣扣相连。
2.3 工作面化学注浆管理顶板 为了确保在过断层过程中有效的控制顶板，根据现场情况，采取对风、机巷顶板提前注射化学浆的方法加固顶板。
3 施工工艺
3.1 采前注浆加固工艺
3.1.1 提前对风、机两巷断层实际揭露位置前后各30m巷道顶板注射化学浆。在风巷下帮沿巷道走向布置一排布置注浆孔，孔深5m、间距2m，水平夹角45°；在机巷布置两排注浆孔，孔深2.5m、间排距2m×2m。
3.1.2 工作面揭露断层面时，根据顶板实际情况，沿煤岩交接面附近以45-60°角向煤壁注射化学浆加固顶板（孔深5m），直至通过F13断层，结束注浆。
3.1.3 工作面过断层推进期间，如遇到顶板漏矸，则根据现场实际情况在漏矸点架间补注化学浆。
3.2 工作面回采工艺
3.2.1 使用设备。工作面采用MG650/1660-WD型双滚筒采煤机落煤，采煤机螺旋滚筒配合SGZ1000/2×700型中双链可弯曲刮板输送机铲煤装煤，刮板输送机配合SZZ1200/525型中双链转载机搭接DSJ120/200/3×400型可伸缩式带式输送机联合运输，工作面采用ZY7800/
19/40型两柱掩护式液压支架支护顶板。
3.2.2 工艺流程。交接班→检查→开机→采煤机下行割煤→移架→割通下端煤壁→采煤机反向上行空刀清理浮煤→推移刮板输送机→采煤机上部斜切进刀→割透上端煤壁→（下一循环开始）。
3.2.3 采煤方法。采用走向长壁综合机械化采煤法进行开采，采煤机进刀采用割三角煤斜切进刀，采用单向割煤。
4 顶板的控制技术
4.1 控制工作面采高
工作面断层影响区域上、下各20m范围降低采高，将采高严格控制在3.2-3.4m，工作面其他区域采高保持3.8m不变。
4.2 合理控制工作面的伪斜
为了确保过断层期间工作面与断层的交面尽可能小，避免一次性揭露断层面长度和面积过大，且必须有利于控制工作面支架及刮板输送机的上窜下滑，将机巷超前风巷距离控制在25m。
4.3 选择合理的移架方法
4.3.1 为了有效防止顶板漏矸，采用追机移架的方法管理顶板。工作面推进过程中，采煤机割煤后支架追机打出伸缩梁、护帮板，移架必须采用带压擦顶移架和够一架移一架的方式。
4.3.2 当工作面出现片帮、漏顶时，工作面移架时应减少支架的降架高度，采取超前移架的方法控制顶板。
4.4 缩小端面距，防止顶板冒顶
工作面回采过程中，应尽可能的缩小端面距，有效防止顶板冒落，始终保持支架处于最小控顶距范围内。
4.5 铺设金属网管理顶板
工作面通过断层影响区域时铺设双层金属网，可以防止架间漏矸，改善顶梁与顶板的接触状态。
5 结语
通过110204综采工作面的生产实践，杜绝了以往工作面过断层期间发生漏顶、冒顶事故，既保证了安全生产，又加快了回采进度，具有明显的经济效益。
参考文献：
[1]阎海鹏，黄江宁，刘毅，等.采煤工艺[M].徐州：中国矿业大学出版社，2009：96-125.
[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，2005，25（4）：33-35.
[3]郭守全，彭永伟.综采工作面过断层技术综述[J].煤矿开采，2008，13（4）：30-31.
煤矿掘进巷道过断层技术探讨 篇4
白芦煤矿东翼运输大巷北邻东翼轨道大巷, 西邻集中运输上山, 南为二采区, 东为韩佐沟煤矿。顶板为细砂岩、中细砂岩, 胶结较好, 比较坚硬;底板为灰白色中粗粒砂岩, 较坚硬;煤层以暗煤为主, 具镜煤及亮煤, 沥青光泽, 棱角状-贝壳状断口, 条带结构, 层状构造, 水平层理, 外生裂隙发育, 密度大, 质硬, 煤层上部含暗煤成分多, 中下部则以亮煤成分居多。巷道掘进至450 m位置时, 遇到一处正断层, 断层落差2.2 m, 倾角70°, 断层面与掘进巷道斜交30°, 如图1所示。
2 断层形成及特点
断层的形成, 主要是因为当岩石受力超过其承受力时, 产生破裂, 形成微隙, 当许多微隙连在一起时, 就形成一个断面层。断面层两侧会产生滑动, 根据滑动的方向, 断层可分为正断层和逆断层。
正断层:即断层面上盘相对下盘沿断层面向下滑动的断层。特点:产状较陡, 通常在45°以上, 而以60°左右较为常见。
逆断层:即断层面上盘相对下盘沿断层面向上滑动的断层。特点:产状一般较缓, 大多45°。
3 断层揭露及过断层方案
东翼运输大巷沿煤层底板掘进, 煤层倾角较小, 煤层底板为细砂岩, 岩石硬度7.5。巷道施工断面为矩形, 掘进宽4.7 m、高3.1 m。掘进迎头遇一处正断层, 断层落差2.4 m, 倾角70°。根据断层情况, 提出如下两种过断层方案:
方案1:退后10 m从变坡点处按0腰线破岩掘进, 即后退卧底法, 以保证运输大巷皮带安装及正常使用, 确保巷道不留积水, 整体为下山巷道。
方案2:从断层面退后5 m挑顶按8°上山掘进, 直到遇到煤层底板时再沿煤层底板掘进, 即后退挑顶法。
4 方案的比较与选择
通过沿巷道掘进方向用钻机打探钻及无线电波透视探测技术, 确定掘进前方岩石长约40 m。
4.1 方案1优点与缺点
优点:保证巷道整体平直, 无起伏, 无积水, 不需要在巷道中间施工水仓。
缺点:退后卧底时, 底板岩石较硬, 向前掘进破岩较多且破岩掘进距离较长, 只有用炮掘代替综掘, 用综掘机出渣 (矿方无岩巷扒装机等设备) 影响出渣速度, 从而影响掘进速度, 进而影响整个矿井的采掘生产接续计划。
4.2 方案2优点与缺点
优点:破岩掘进距离较短, 影响掘进单进水平的时间较短;雷管、炸药的使用量较少, 便于对爆炸材料管理;不需要安装岩巷扒装机等设备。
缺点:需要在大巷变坡点处施工临时水仓并安装排水泵;挑顶预计用时8 h, 影响掘进速度。
4.3 方案选择原则
确定方案的原则:安全较为可靠, 利于顶板管理及安全管控;减少设备损耗, 设备管理较为可靠;加快掘进速度, 为矿井采掘接续计划提供保障。
过断层方式的几个原则:根据顶、底板的软硬程度, 若底板较软, 综掘机以容易割底矸、机掘以容易卧底为宜。挑顶卧底坡度与巷道用途和掘进机使用要相适应。
后退卧底法:该方法适合于断层面造成掘进施工方向上的煤层下移时。当卧底至断层面时, 巷道的顶部刚好到达断层面的上盘的煤层顶板, 可使用锚杆支护顶板, 保证支护的稳定之后, 便可继续向前掘进。该方法也可用于当断层面造成掘进施工方向上的煤层上移的时候, 如图2所示。
后退挑顶法:这种方法适合于当断层面造成掘进施工方向上的煤层上移的时候。当挑顶至断层面的时候, 巷道的顶部刚好到达断层面下盘的煤层顶板。使用锚杆支护顶板, 保证支护的稳定之后, 便可继续向前掘进, 如图3所示。
4.4 方案的确定
根据东翼运输大巷所遇断层实际情况, 通过对后退卧底法和后退挑顶法2个方案优缺点进行比较, 最终确定采用方案2 (后退挑顶法) 作为巷道过断层的方案。
5 效果分析
通过实际施工, 在巷道下半部采用震动炮破岩, 综掘机装岩出矸, 放炮时采用“多打眼, 少装药”, 减少每孔的装药量, 降低因放炮对断层带附近破碎顶板的震动;巷道上半部使用综掘机切割成巷。使用该方法掘进10 m后便可沿煤层底板掘进, 使用该方案比方案1节省1个月的时间, 减少了购买岩巷扒装机的费用, 保证了掘进速度, 从而保证了矿井的生产接续。
6 结论
过断层技术 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).
过断层技术 篇6
关键词：煤矿开采；巷道；断层破碎带；水害；治理技术；防治水措施；研究
前言
煤矿开采的过程中，对矿井水实施防治措施能够避免水害事故，其不仅可以有效的提高矿井生产的安全性，是十分重要的安全保障条件之一，也能够减少井涌量，减少生产成本，充分利用自然资源。但是实践的煤矿生产中，由于矿井的结构特殊，水文地质基础不佳，各种水害防治技术的应用不足，或者煤矿企业领导对于防治水方面的工作不重视等因素，使得水害的治理效果不理想，水害事故出现的概率居高不下，对其进行深入的研究是十分有必要的。
1.巷道过断层破碎带常用的防治水技术
1.1物探技术
物探技术在过断层破碎带防治水中的运用主要包括两种，即地质雷达法和瑞利波法，二者的性质、特点的等，均有较大的差异，其中地质雷达法是运用了广谱电磁技术，先在介质的表面发射电磁波，再利用相应的设备收集其反射后的信息，对其接受的信息进行法深入的分析后，即可以推断出探测对象的形状，并掌握该地区的地质现象。该技术的优势在于探测的距离较大，可以达到50m；而瑞利波法的技术基本工作机制是先全面检测各种频率成份瑞利波的不同传播速度，再推断探测对象的基本情况和性质，适用于探测煤巷。该技术的特点在于施工操作较为简便，探测的准确性较高[1]。
1.2钻探技术
井下钻探过程中进行的探水工作，某些情况下无法直接运用巷探方法，包括老空水区、断水断层、陷落柱等，需要将钻探和巷探有机结合起来。如果情况允许，可以采取巷探方法，需要先设置超前探水钻孔，其钻进方式分为单巷掘进巷旁探水、双巷掘进单巷探水两种。其中单巷掘进，巷旁探水适用于大巷、总回风巷。当实施单巷掘进时，应把机房设置与巷道的两边。在巷道两侧进行施工时，即能够及时的掌握周边水害情况，并及时控制；双巷掘进单巷探水的方法一般适用于两条平行巷道掘进的情况，一条可以选择超前掘进的方法，其迎头即能够作为机房，开展各项探水活动，另一条巷道则选择掘进滞后，无需进行探水活动[2]。
2.防治方案
2.1设置隔离设施及排水系统
由于矿井的井底、两翼部位十分薄弱，容易出现井涌现象，需要将其进行隔离，在设计水平延伸工作的過程中，应结合矿井的基本情况选择相应的设施，包括防水闸门等，等处实现一定的隔离，在进行水平延深设计工作中，应选择合理的隔离设施，如防水闸门的选择等，还需要保障矿井的水平排水能力超过3000m2/h，强化其抗水灾的能力。下山采区等部位，地势及较低，水害的情况会更加严重，需要在开采掘进的时，需要在开采区内做好排水措施，并保障期排水能力。另外，还可以在采区内适当的位置设置泄水巷，提高其泄水性能，布置回采巷道是，其方向应根据腰线伪倾斜，呈上山的方向。
2.2确定探水警戒线
确定合理探水警戒线不仅需要完全掌握了巷道前方断层、陷落柱等部位的导水性，还需要全面了解其构造情况。但是实践的情况是掌握其结构较为困难，需要在掌握巷道前方断层、陷落柱等部位的导水性后，直接确定探水警戒线。首先因全面考量断层之间的落差，确认其宽度应比平行防水煤柱线大20m～100 m。如果巷道达到了警戒线，应开展超前探水工作，推算出出断层的具体位置，并结合断层的情况，合理选择适合防水煤柱及有效的注浆加固措施[3]。
2.3底板注浆加固
矿井的巷道在掘进的过程中，如果存在水文地质条件较为复杂的地区，地下水的施压大于安全水压，即巷道底板的厚度不足，不能完全达到安全隔水的效果，需要强化探测工作，掌握地质构造和水文地质资料，根据获得的各项资料，制定相应的注浆加固方案，强化地板的安全性。
2.4做好巷道的支护工作
一些矿井所在的地区其水量较大，水文地质较为特殊，且水压高，单纯的注浆加固巷道底板并不能完全保障其安全性，还需要做好巷道的支护工作。在巷道掘进的过程中也能有效的避免涌水问题，因此需要在加护地板，并保护底板的基础上，使用锚杆进行支护，不破坏底板的同时，强化其支护能力。另外，水害较为严重的相邻的煤层，在断层的两盘，需要结合断层的情况确定合理的留设煤柱宽度：如果断层落差超过1.5 m ，上盘断层煤柱的宽度需要超过20 m ，下盘则需要超过15 m，如果断层落差在1.5m以内，并出现了导水现象，煤柱的宽度需要超过15m。
3.总结
煤矿开采的流程十分复杂，矿山所处的环境一般较为恶劣，且地质条件特殊，各种条件均受到较大的约束，容易出现井涌的情况，影响矿山的生产安全，需要采取有效的防治水措施，排除各种安全风险。本文仅从一般的角度分析了几项防治水技术，实践的管理过程中，还需要安全管理人员先全面掌握煤矿的各项情况，合理选择防治水技术，并制定科学的防治水措施，提高煤矿的安全性，避免出现水害事故，降低生产成本，也为企业带来良好的经济效益和社会效益。
参考文献：
[1]邹光华，张凤岩，宋彦波.巷道过含水断层破碎带的注浆加固技术[J].煤炭科学技术.2010下8（06）：50-53.
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朱庄矿过断层陷落区技术研究 篇7
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.
6375工作面过断层技术与管理 篇8
关键词：综采,过断层,安全技术措施
1 概况
1.1 工作面概况
该工作面所在煤层为复结构厚煤层, 局部含夹石1层, 总厚为0.2m, 位于毕各庄向斜轴东北部, 董各庄盆地东部, 煤层大致向西倾斜, 煤层走向北东-南西方向。该工作面走向长度为1514m, 煤层倾角9°-17°, 采面长度为170m, 平均采高3.7m。工作面的直接顶为浅灰-黑灰色粉砂岩, 厚度为3.4m, 老顶为-黑色粉砂岩, 厚度为5.2m。根据现有的工程、井下钻孔和三维地震资料分析, 预计对本工作面有影响的断层有9条, 其中D3F10断层对施工影响较大。
1.2 断层情况
6375工作面在轨道巷916m, 揭露一条H=1.2m和H=2.5m的正断层, 两条断层相距8.4m, 由采面上口向皮带巷方向延伸, 受断层影响轨道巷846m至906m为全岩掘进。预计该断层在工作面走向方向影响60m, 倾向方向由轨道巷发展至皮带巷贯穿于整个采面, 预计采面每推采一刀断层面向下发展一组支架。
实际退采过程中, 揭露初期断层以每退采一刀向下发展3.0m速度向皮带巷发展, 当断层面到89组时, 以每退采一刀向下发展1m的速度向皮带巷发展, 到4月25日断层面发展到78组支架时, 断层面延展方向开始与采面平行, 到5月16日开始断层面以每退采一刀向下发展1.5m速度皮带巷, 当断层面发展至58组时断层落差变为1.2m, 且煤层变厚, 断层基本对生产不产生影响。采面从揭露断层退采33.7m, 即断层面发展到69组时, 该断层在采面发展范围最大, 最大影响30组支架。
1.3 采煤方法
本工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤法, 全部垮落法处理采空区。用MGTY-710型采煤机落煤, 采用SGZ-800/800刮板输送机运煤, ZY6400-21/45支架支护顶板。
2 过断层安全技术措施
2.1 铺网
采面推采至轨道巷915m位置时采面由90组至上口提前铺单网回采, 且随断层发展每班补网时及时向下沿网当断层范围顶板极其破碎时除铺设双层金属网外, 加钢丝绳, 以增加铺网强度。
2.2 减少破矸石量
采面推采至920m位置时, 根据采面顶板情况由采面90组以上至上口逐步下闷顶板, 减少破顶。随工作面推采断层下盘逐步上漂面溜, 减少破底, 挑上盘顶板, 面溜坡度控制在18°以下。过此断层时, 沿断层下盘顶板, 破上盘顶板回采。如煤层较薄时可适当加大破上盘顶板厚度, 断层面附近可破部分顶板和底板。顶底板找平缓, 不能出现大的台阶。
2.3 控制煤壁片帮
采面出现煤壁片帮时, 及时打双排液冲锚杆控制煤壁片帮。液冲锚杆布置方式:沿煤层布置双排眼, 顶眼距顶板不大于0.8m, 排距0.5~0.8m, 间距0.5~0.8m, 下扎角度75°~85°。
2.4 响震动炮破矸石
针对工作面矸石多、范围大且较硬的特点, 采用响震动炮的方式破矸石, 辅助机组进行割、装作业。炮眼布置可根据现场矸石厚度进行调整, 当矸石厚度在0.8m以下时打单排眼;当矸石厚度0.8~1.5m时按三花眼布置;1.5m以上时按五花眼布置;
2.5 加强顶板管理
一是重点控制好断层附近工作面采高, 断层尖子处最大不得大于3.5m, 二是断层尖子处必须铺设双层金属网, 抓好联网、吃网两项工作, 顶板破碎地点必须带板吃网。三是对于断层尖子处必须及时补打双排水锚杆, 控制煤壁片帮, 生产班必须及时拉超前支架, 机组尽量拍护帮走底刀, 控制片帮。
2.6 加强三机检修
一是过断层期间由于长期面溜拉运矸石, 造成采面刮板螺丝松动, 存在损坏刮板、横梁, 若不及时处理将造成断链、咬链、损坏机头架、刮护轴板等事故;二是机组司机及时更换、加补刀齿, 否则就会损坏滚筒, 三是加强采面支架检修, 若支架不能正常使用就会导致支架不能正常支护顶板或支架工不能使用支架侧护进行调整支架, 极易造成支架倾倒, 造成倒架隐患。
3 注意事项
3.1 调整调高
采高控制在3.2~3.4m。以保证机组正常通过, 支架有效支护顶底板。采高过大, 容易造成煤壁片帮, 顶板冒落;而采高过小, 则会造成支架压死, 机组不能通过, 严重影响推进速度, 进一步造成恶性循环。
3.2 减少割矸厚度
强行割矸石, 造成危害较多, 一是消耗刀齿量极大;二是较少采煤机组的使用寿命, 容易造成机组件损坏;三是运输矸石过程中就会造成采面刮板螺丝松动, 刮板损坏;四是割落的碎矸石弹射对工作人员造成安全隐患。
3.3 调整支架
机组司机必须与支架工配合好, 以移架为主, 及时移架支护顶板, 如果煤壁出现片帮现象, 要超前移架, 并及时打开护帮板防止片帮, 伸出伸缩梁及时支护暴露顶板。随着退采及时调整支架, 使支架顶梁紧密接触顶板, 达到有效支护顶板的目的, 同时严禁出现挤、咬架、趴架现象。
4 结束语
回采工作面过断层技术与实践 篇9
1 工程概况
安顺煤矿位于贵州省安顺市北14 km, 矿井设计生产能力90万t/a, 可采储量4 988万t。9103综采工作面是安顺煤矿首个采用综采回采工艺的采煤工作面。工作面运输巷长1 010 m, 轨道巷长925m, 面积163 978 m2, 工作面采高1.6 m, 可采储量38.35万t。工作面轨道巷228 m处在掘进期间揭露2条连续的正断层, 落差3.5 m, 对回采工作影响较大。
2 工作面过断层技术与实践
2.1 过断层技术工艺
现行的过断层的技术工艺主要有调整采高法和挑顶起底法, 其中挑顶起底法又称为留顶卧底法[2]。
当采煤设备采煤能达到的最低煤层高度小于等于断层上下底板之间的煤层高度时, 一般采用调整采高法, 即采煤工作面正常推进距断层一定距离时, 通过采留顶煤或留底煤的方式降低采高, 工作面顺利过断层后再逐步恢复采高。
当采煤设备采煤能力达到的最低煤层高度大于断层上下盘顶底板之间的煤层高度时, 一般采用挑顶起底法或留顶卧底法, 即通过采煤机直接割岩通过或对坚硬围岩先行破碎再用采煤机慢速切割通过。
2.2 断层FLAC3D数值模拟
在断层处采集样本岩石, 在实验室内进行物理性质与力学性质的实验, 力学实验包括对岩石的抗拉强度、抗压强度和变形实验。通过对采集的岩石进行各项试验得相应力学参数见表1。
FLAC3D是由美国开发的三维快速拉格朗日分析程序, 该程序特别适用于具有渐进破坏性和大变形的断层顶板的数值模拟和分析[3]。
通过FLAC3D对9108回采工作面断层进行计算机数值模拟分析, 其中X坐标轴为断层的物理坐标, Y轴为断层剖面的高度, 主要对顶板与围岩的位移、垂直方向应力进行数值分析 (图1—图2) 。从中可以得出工作面断层的上盘岩在垂直和水平方向均有移动, 随着埋藏深度的增加, 垂直应力按照地应力赋存的规律增加, 与实际相符。
2.3 9103工作面过断层技术实践
9103工作面机组最低过机高度为1.5 m, 即使采用最低高度向前推进也会割岩, 因此此次过断层采用挑顶起底法或留顶卧底法。为了保证煤质, 在距断层一段距离时降低断层区段内的采高, 减少割矸量, 每次移架时, 要少降快拉, 防止顶板矸石落入煤流中。在过断层F1上盘时, 采煤机推进以挑顶为主、破底为辅, 且破底量每刀不能低于200 mm。在过断层F2时, 下盘以破底为主, 上盘以挑顶为主。挑顶和破底量要根据现场实际情况保证工作面断层及变化带地段平缓过渡。由于该断层呈阶梯式, 根据工作面设备正常工作条件的要求, 采用呈12°的倾角向前推进 (图3) 。
2.4 过断层期间顶板与片帮煤壁的支护
在工作面推进过断层时通常会由于顶板破碎导致支架与顶板接触不密实, 支架顶梁和梁端上方顶板会因为离层破坏支护不及时, 造成严重的端面片帮事故的发生, 片帮后直接导致了支架与煤壁的端面距增大, 破碎的顶板顺着梁端滑落造成端面顶板垮落[4]。所以, 为了安全无事故地通过断层, 必须加强对破碎顶板和片帮煤壁的控制。
(1) 加强支护。采煤机割完煤后可以采取先前移支架, 然后前移刮板输送机的及时支护方式进行支护, 当片帮深度超过0.8 m时可采取超前移架的支护方式进行支护, 移架时要让立柱保持足够的压力, 不能出现空顶现象。
(2) 加快推进速度。在顶板和设备正常的情况下尽量加快推进速度, 推进速度越快煤壁显露的时间越短, 顶板破碎度就越低。
在9103采煤工作面过断层的实践中, 综采队采取以下措施。 (1) 打眼期间要随时注意两帮与顶板, 发现有片帮、顶板垮落危险时, 必须立即停钻处理。 (2) 爆破前要求支架顶梁挤住 (煤) 岩墙, 爆破后及时伸出伸缩梁或超前拉架, 严禁出现空顶现象, 并保证支架有足够的初撑力。 (3) 全岩段回采期间, 必须做到采煤机过后带压拉超前架及时支护顶板, 对于顶板破碎地段及时伸出伸缩梁, 以减小空顶距。 (4) 工作面指定地点必须要放置一定数量的圆木或半圆木, 防止工作面及支架上方空顶缺少背顶材料。 (5) 断层延伸至机尾时机尾加密切顶柱、打丛柱及密集点柱等特殊支护以加强上隅角顶板控制, 并派专人对机尾段巷道顶板进行观测, 一旦发现异常及时汇报并采取安全措施, 以保证作业期间的安全。 (6) 支架错差较大时, 在架间用方木、竹笆等背顶, 以防止落矸伤人。
2.5 过断层期间放炮管理
在推进过程中, 要求作业人员控制好工作面与断层走向的夹角, 以减少工作面一次暴露的岩石段长度[5]。9103采煤工作面炮眼布置如图4所示。
3 过断层期间设备维护与人员管理
工作面过断层期间要保证设备正常运转, 避免因设备故障而引起事故造成人员伤亡, 同时规范人的行为, 避免盲目操作。
综采队机电检修人员每天按照包机制度对9103工作面设备进行全面检修与维护, 对常用、易损配件提前备用, 保证工作面机电系统正常运行, 提高乳化液液压站压力, 保证供液系统完好, 避免因液压支架初撑力不够而引起的支架不能有效接顶。
4 结语
工作面过断层时要根据矿区的实际情况选择合理、可行的方法, 加强对破碎顶板和片帮煤壁控制, 尽可能减少顶板垮落事故发生, 同时也要加强人员管理, 使采煤工作面顺利、安全、快速地通过断层, 提高工作面的产量和矿井经济效益。
参考文献
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[3]陈少璞, 王滨, 王瑞智, 等.大柳塔煤矿12611-2综采面过断层技术研究[J].煤炭工程, 2011 (10) :72-74.
[4]张吉春.煤矿开采技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009.
工作面过断层技术的应用与研究 篇10
在采煤过程中经常会遇到一些复杂的地质构造, 比如最常见的断层。断层破坏了煤层的完整性, 造成裂隙和破碎带。过断层时, 先要确定工作面与断层走向的夹角, 夹角越小, 工作面破碎带宽度越大, 冒顶的可能性越大。断层落差小于0.8 m时, 可直接采过去;落差较大、范围较小时, 可采用挑顶、卧底或两者相结合将工作面推过断层。如果断层落差很大, 顶底板岩层坚硬, 或断层平行工作面、挑顶卧底很困难时, 需要重开开切眼绕过断层, 否则容易发冒顶事故。在工作面回采时, 有时需要进行多次过断层回采, 给矿井生产和选择采煤工艺带来很大困难。因此, 选择合理的过断层技术和相应措施, 不仅能提高采煤安全性和效率, 还能取得一定的经济效益[1]。
1 过断层开采的方法
理论上来说过断层方法有:a) 直接割煤过断层, 在煤层断层落差比较小, 上下盘接触处煤层厚度大于等于液压支架的下限通过高度, 保证支架能够通过的情况下, 可直接采煤过断层;b) 割底煤或顶煤过断层, 这种方法适用于断层上下盘之间煤厚小于液压支架下限通过高度、煤层顶底板为松软岩层、顶板相对完整的情况;c) 采用预掘巷与割底相结合法过断层, 适用于断层落差较大的综采面[2]。
2 预掘巷与割底相结合法过断层
以大同金湾矿12-18801工作面为例, 在工作面推进394 m处出现一正断层, 落差为0.68 m~1.45 m, 采煤机最小采高为1.4 m, 液压支架的下限通过高度为1.4 m。根据断距、支架倾斜度及断层面的破碎情况, 确定过断层工艺为:贴断层面走向掘一条长30m~50 m、宽2.5 m、高1.8 m的巷道, 在断层一侧跨断层由外向里递进开2 m帮, 使掘进巷道加宽到4.5m。在小断面棚中间支大断面长梁棚, 一棚三腿, 并在长梁上补1架锚栓, 以防顶板垮落。见图1。
采煤工作面过断层时, 坡度应根据支架纵向稳定性和铰接前探梁允许的上下摆动角度来确定, 由于该矿采用的支架铰接前探梁的摆动幅度为5°, 因此, 坡度应控制在12°~14°。此外, 过巷时棚梁方向应垂直于煤壁方向, 当巷道长棚梁与工作面支架相互接触时, 工作面支架前探梁必须托在棚梁下才能移架。
3 开凿断层巷回采过断层
以五阳煤矿51采区5103工作面为例, 该综放面煤层埋藏深度为220 m, 工作面沿煤层伪倾向布置, 运输巷长540 m, 切眼长为150 m, 平均坡度为6°, 煤层平均厚度为6.31 m, 有两层夹矸, 普式系数f为3~8, 老顶较为坚硬, 以石英和中粒砂岩为主。该矿采用后退式割底煤、低位放顶煤的综合机械化采煤法, 使用双滚筒采煤机直径1.8 m, 采高为3 m, 截深0.6 m, 支护使用液压支架。
由于该工作面需要依次揭露四条断层, 其断层落层分别3.8 m、0.8 m、1.3 m和4.5 m。
a) 过第一条断层时采用平推硬过法, 断层比较松软时采煤机可直接将其割下, 断层较硬采煤机不好割时可进行放小炮挑顶, 但过断层时推进速度会降低;
b) 第二、三条断层由于落差不大, 对回采影响较小, 采用平推硬过法;
c) 过第四条断层时, 由于落差大, 采用上述方法对生产安全影响太大, 因此, 采用开凿断层巷法, 破除断层岩石后再推进工作面, 此时, 受断层巷开凿的影响, 破坏了断层巷的应力平衡状态, 所以需要加强工作面顶板的支护。
4 大采高综采工作面俯仰斜回采过断层
以义马矿务局耿村矿11061工作面为例, 工作面煤层内生节理较发育中硬, 有两层夹矸, 厚0.3 m, 上层坚硬下层质软。工作面沿走向长640 m, 斜长146m, 煤层厚4.5 m~5.4 m, 平均厚5.2 m, 倾角14°~18°。断层与工作面斜交, 角度为65°~75°, 落差1.4m~4.5 m, 影响宽度约70 m, 破碎带宽30 m, 支架支撑高度为2.5 m~4.7 m, 由于工作面上巷在断层带附近由里向外下降, 倾角为4°, 因此, 采用俯仰斜回采过断层。
当工作面距离断层40 m时, 以6°倾角沿煤层顶板俯斜回采, 逐步降低采高, 当工作面推到离断层2 m时, 调整为7°倾角进行回采, 同时, 逐步加大采高和减小倾角至采出断层带, 并快速将上巷与上端头的台阶消除。见图2。
安全技术措施:由于落差变化幅度较大, 为防止发生冒顶事故, 需要采取相应的安全技术措施:
a) 在距上端头20 m范围内, 支木套棚和机尾支架顶梁搭接, 支护破碎顶板, 在工作面距断层10 m, 使用木垛棚支护顶板, 直到通过断层;
b) 在过断层时实行擦顶带压移架, 使前梁紧顶煤壁, 缩小梁端距;
c) 在保证支架稳定的条件下, 将采高控制在最低限度内;
d) 当采煤机割煤时, 先割底后割上, 并及时移架;
e) 加强通风, 防止端头瓦斯积聚, 加强防范措施;
f) 当工作面推进到断层落差较大处时, 为不影响采煤质量, 对煤矸石进行分装分运。
5 综采过断层化学加固
在工作面综采过断层时, 常使用化学加固法对断层进行处理, 防止发生突发性事故。由于该技术在加固煤壁、片帮及冒顶等方面效果显著, 因此, 也常用来加固综采面断层破碎带, 使采煤工作面推进更加顺利。特别是在断层落差较大的情况, 通过化学加固可以避免重新开切眼, 工作面整体移动。
5.1 化学加固材料
在实际生产过程中, 常选用聚氨酯材料进行加固, 该材料粘度适中, 粘结强度高, 凝胶时间可以调节, 还可产生二次发泡压力, 塑性好且性能稳定。因此, 应用比较广泛。
5.2 加固设备及工艺
化学加固需要利用一定的设备及工艺将化学注浆材料注入松散的煤层和岩体中, 使浆液渗透到煤岩裂隙中, 凝固后松散的煤岩会成为一个整体。但是使用该方法加固煤岩并不能使已受到破坏的岩层恢复到破坏前的程度, 仅是提高了煤岩之间的相互摩擦粘接作用, 以此防止较大岩块的垮落。常用的设备有液动泵、风动泵和电动泵。液动泵主要用于乳化液的施工地点;风动泵主要用于巷道和井筒点的施工;电动泵可用于井下任何点的施工。
6 三软4.5 m厚煤层综放开采过断层
以任楼矿7215工作面为例, 该工作面走向长685m, 工作面长150 m, 煤层厚度为3.4 m~5.3 m, 倾角16°~19°。煤质松软, 普式系数f为0.9~1.6, 采高2.2m, 放煤高2.4 m, 采放比为1∶1.1, 放顶煤支架为ZFS4400/15.5/27C型。直接顶为砂质泥岩, 厚0.9 m~9.6 m, 单向抗压强度为19.3 MPa。直接底为砂质泥岩, 厚2.7 m, 单向抗压强度为25.6 MPa。是典型的三软煤层。
FX8断层组共发育四条断层, 以FX8为主在工作面中间, 对工作面的回采影响较大。其产状:a) FX8:160°<40°, h=3 m~6 m (h为断层落差高度) ;b) FX8-1:183°<70°~90°, h=2.4 m;c) FX8-2:350°<80°, h=1.3 m;d) FX8-3:170°<66°, h=1.8 m。回采FX8断层组可重新开切眼或直接过断层。重开切眼, 综采支架需要搬家跳采再搬家, 投入大, 而且断层两盘丢煤多, 加大了综放工作面的接续。若不跳采, 在推进到FX8而没到FX8-1、FX8-2、FX8-3组合断层前, 断层落差小于煤厚, 通过提架缩小采高, 可减少破矸量。推进到组合断层后, 累计落差达6 m多, 在工作面倾斜方向进行破矸, 通过放震炮, 集中人工超前破岩, 分装分运保证煤质。因此, 采用直接回采通过FX8断层组较为合理。
7 结语
采煤工作面过断层方法与工艺的选择, 应根据煤层工作面的基本参数、煤层所处的地质条件及断层的基本产状来综合确定。此外, 应优先考虑安全性, 做好采煤安全防范措施, 综合考虑过断层时煤炭的丢失量、对采煤质量的影响等因素。加大工作面过断层技术的研究与应用, 不断提高采出率, 改善煤质, 降低采煤成本, 真正实现安全高效高产。
参考文献
[1]李平.综采工作面过断层采煤技术实践[J].煤矿开采, 2001 (3) :30-31.
过断层技术 篇11
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：
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[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）.
综采工作面过断层采煤技术探讨 篇12
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
挑顶起底法就是利用采煤机在断层中进行卧底或者挑顶, 进行强行截割周围的岩层, 使过岩层的目的得以达到。如工作面顶底板周围的岩层不太坚硬, 可以采取直接挑顶起底;当岩层较坚硬时, 要对断层进行超前处理, 根据现场情况决定是否运用挑顶起底法。
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。
参考文献
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