綜采工作面導硐法過斷層施工工藝研究

吳躍東

（大同煤礦集團燕子山礦，山西 大同 037037）

1 概況

大同煤礦集團燕子山礦8210工作面位于井田302盤區，工作面西部為可采邊界線，南部為8208設計工作面，東部為盤區巷，北部為2212已掘進工作面。

8210工作面設計走向長度為2297m，傾向長度為220m。工作面回采煤層為二疊紀下統山西組4#煤層，平均厚度為7.44m，煤層結構復雜，厚度不穩定，煤層內有4～7層0.05～1.37m的夾石，夾石總厚為2.06m，煤層大致走向東西，傾向北，傾角為3°，采用綜合機械化放頂煤回采工藝，采煤高度為3.3m，放煤高度為4.1m，目前工作面已回采376m。

根據地測科提供的8210工作面地質資料顯示，8210回采至384m處揭露一條正斷層F2，斷層落差為1.2m，傾角為52°，斷層與工作面夾角為21°（如圖1所示），且從頭巷（2210巷）13#導線點往前5.0m處揭露延伸至工作面，對工作面傾向影響長度為57m（129#～97#支架）。受構造應力影響，工作面回采至372m處進入斷層破碎帶，工作面回采速度降低至3.2m/d，當工作面回采至376m處時端面破碎嚴重，局部出現漏頂現象，液壓支架初撐力及工作阻力不足72%，降低了支架支護效果，威脅著工作面安全快速回采。對此，決定采用導硐法過F2斷層應力區，力求保證工作面安全快速回采。

圖1 8210工作面F2斷層布置平面示意圖

2 導硐法施工工藝

2.1 導硐位置的確定

受斷層影響，斷層帶附近煤巖體出現斷裂、錯動現象，從而破壞了煤巖體整體穩定性。由于8210工作面采用的是放頂煤回采工藝，回采煤層不穩定，在斷層帶附近應力集中現象明顯。隨著工作面不斷推進，回采應力前移，當回采應力與集中構造應力疊加時，會導致頂煤及煤層頂板出現嚴重破碎現象，甚至會發生頂板大面積垮落事故。采用導硐法過斷層破碎區，一方面主要是對應力區頂板進行超前維護，另一方面主要是制造應力釋放空間，使集中應力達到有效釋放，降低應力對煤巖體破壞作用。

根據煤巖體應力破碎原理，采用試驗鉆孔煤屑量法確定斷層帶應力集中區，提前在2210巷位于斷層帶附近共計施工5個試驗鉆孔（1#～5#）。鉆孔深度為30m，鉆孔垂直煤壁布置，其中1#鉆孔布置在距工作面3m處，其他鉆孔依次間隔3m布置，鉆孔施工期間詳細記錄每米產生的煤屑量。通過對比發現，1#～3#鉆孔每米產生的煤屑量呈遞增趨勢，1#鉆孔最小，平均為2.9kg/m，3#鉆孔最大，平均為4.7kg/m。3#～5#鉆孔每米產生的煤屑量呈遞減趨勢，5#鉆孔平均為3.2kg/m。由此可見3#鉆孔處應力集中最為顯現，最終決定將導硐位置確定在3#鉆孔前1.0m處，即距工作面10m處。

2.2 施工工藝

（1）采用松動爆破擴幫法進行導硐施工，導硐斷面規格為寬×高=3.5×3.3m，為矩形斷面規格，工作面采用刮板輸送機及隔爆型專用裝載機進行聯合出煤。在開口處往機頭方向安裝一臺15kW局部通風機，對導硐進行供風。在導硐施工期間，合理調整進風量，保證工作風量充足。

（2）松動爆破斷面規格為寬×高=2.0×3.3m，工作面共布置三排松動爆破孔，每排布置4個，鉆孔間距為0.5m，排距為1.5m，鉆孔垂直煤壁布置，鉆孔深度為1.0m。

（3）松動爆破鉆孔施工完后，在每個爆破孔內填裝一支三級礦用乳化炸藥及一支毫秒延期電雷管，并采用黃土及水袋進行封孔，每次允許爆破炮孔數量不得超過4個。

（4）導硐單茬松動爆破后及時采用風鎬進行擴幫，擴幫寬度為1.5m，擴幫后及時對硐室頂板采取聯合支護措施。

3 聯合支護工藝研究

為了保證導硐施工安全，提高導硐頂板穩定性，對導硐頂板采取“注漿+恒阻錨索+邁步式錨索吊棚”等聯合支護措施。

3.1 注漿支護

（1）為了防止工作面與導硐貫通后位于工作面側導硐頂板受煤柱切頂破壞，導致頂板斷裂破碎，導硐施工完成后對導硐位于工作面側頂板采取注漿支護。

（2）導硐頂板施工一排注漿鉆孔，鉆孔呈直線布置，鉆孔施工在距工作面煤壁1.5m處，鉆孔間距為3.0m，直徑為45mm，鉆孔深度為5.0m，與頂板成30°仰角布置。

（3）注漿鉆孔施工完后，對注漿鉆孔安裝封孔器。由于封孔器對周圍巖體產生較大壓力，與圍巖煤體可緊密結合，從而起到有效的封口作用。封孔器安裝后將注射管注入到封孔器中，然后采用氣動2ZBQ210/4雙液注漿泵進行注漿施工。

（4）注漿液采用馬麗散與催化劑配比混合液，該注漿液具有滲透能力強、粘接效果好等優點，而且具有較強的可塑性，可隨著圍巖變化而變化。注漿壓力控制在0.9～1.5MPa范圍內。

3.2 恒阻錨索支護

受構造應力影響，在施工導硐時頂板破碎嚴重，采用傳統的錨桿支護無法起到預期懸吊及組合梁作用，研究決定對導硐頂板采取恒阻錨索配套“JW”型鋼帶聯合支護。

（1）由于F2斷層落差為1.2m，且為正斷層，導硐位置位于F2斷層下盤處，頂板煤巖體下移，導硐施工時頂板往上2.9m為4#煤層，不穩定泥巖直接頂厚度為3.6m，為了保證頂板支護效果，決定采用長度為8.5m、直徑為21.6mm高強度預應力恒阻錨索，每排施工4根，錨索間距×排距=1.0×2.0m。

（2）“JW”型鋼帶長度為3.2m，寬度為0.28m，厚度為4mm，每根鋼帶焊制5個直徑為30mm圓孔，與恒阻錨索配套使用，鋼帶與硐室垂直布置，排距為2.0m。

（3）為了提高恒阻錨索錨固效果，每根錨索采用四支錨固劑，兩支型號為MSCK23/38超快型，兩支MSCK23/60快速型，上部超快型下部快速型，錨固時間不得低于90s，等待時間不得低于480s，錨固后錨索錨固力不得低于100kN。

（4）恒阻錨索施工完后，將“JW”型鋼帶與錨索之間依次安裝拱形墊片及鎖具，并采用SKG225/17型張拉千斤進行預緊，預緊壓力不得低于26MPa，預緊后保證錨索外露長度控制在0.3m以內。

3.3 邁步式錨索吊棚施工

為了進一步提高導硐頂板穩定性，待頂板恒阻錨索施工完后對頂板施工兩排邁步式錨索吊棚。

（1）每架錨索吊棚由一根長度為3.0m的11#工字鋼梁及兩根長度為6.0m、直徑為17.8mm預應力錨索以及鎖具、墊片等部分組成，每根鋼梁上焊制兩根圓孔，孔間距為2.0m。

（2）為了防止錨索吊棚出現切頂破壞，邁步式錨索吊棚與“JW”型鋼帶垂直布置。第一排錨索吊棚施工在距工作面側煤壁1.0m處，相鄰兩排錨索吊棚排距為1.5m，同一排相鄰兩架錨索吊棚間距為0.5m。

（3）錨索吊棚施工完后保證鋼梁平面與頂板接觸嚴實，且第二排錨索吊棚與第一排錨索吊棚成“邁步式”布置，即第二排第一架錨索吊棚與第一排第一架錨索吊棚錯位1.5m布置，如圖2所示。

圖2 導硐區域頂板聯合支護平面示意圖

4 結 語

針對8210工作面采用傳統的采煤機強行過斷層應力區機械設備損壞率高、支架支護效果差、頂板破碎嚴重等問題，提出了導硐法過斷層破碎區，對導硐區域頂板采取“注漿+恒阻錨索+邁步式錨索吊棚”等聯合支護措施，取得了較好的效果。

（1）采用導硐法過F2斷層破碎區，對應力區煤體應力進行了有效釋放，工作面在后期回采過程中，頂板未出現嚴重破碎、冒落現象，液壓支架達到預期支護效果，初撐力及工作阻力提高至83%以上，工作面過斷層破碎區回采速度由3.2m/d提高至6.4m/d。

（2）采用聯合支護技術對導硐頂板進行聯合維護，保證了頂板穩定性，提高了頂板承載能力，工作面與導硐貫通前后頂板未出現下沉、破碎現象，為工作面與導硐貫通后快速前移機械設備提供了有力保證。