工作面過斷層回采工藝及支護技術優化

孫 陽

（晉能控股煤業集團挖金灣煤業公司，山西 大同 037031）

1 概述

晉能控股煤業集團挖金灣煤業公司8107 工作面位于井田一盤區，東部與8105工作面采空區相鄰，南部與盤區北回風巷、主運輸巷、輔助運輸巷相接，西部尚未開拓，北部與張家墳村保護煤柱相鄰，對應上覆為侏羅系14#煤層古窯采空區。

8107 工作面可采長度1754 m，切眼長度200 m，回采煤層為山4#層，煤層平均厚度3.52 m，含三至四層夾石（0.08～0.30 m），煤厚變化穩定。煤層頂底板巖性見表1。

表1 8107 工作面回采的4#層頂底板巖性表

8107 工作面地質條件簡單，主要以中小斷層為主，工作面回采期間共計揭露F1、FS3、FS7、F133、F134等5 條斷層。其中，F1、FS3、FS7、F134等4 條斷層落差在1.0 m 以下，對工作面回采影響不大；F133斷層落差為1.8 m，傾角為54°，斷層從8107回風順槽670 m 里程牌前方7.0 m 處侵入工作面，斷層在運輸順槽670 m 里程牌前方48 m 處貫穿揭露，對工作面回采影響長度為64 m，斷層下盤為上升盤，揭露斷層后工作面底板往上1.5～1.9 m 范圍內為砂質泥巖，局部存在粗砂巖，巖體硬度高，對工作面回采影響大。

2 過斷層回采工藝優化

采用傳統強行破巖法過F133 斷層時存在兩方面問題：一是機械破巖量大，斷層下盤煤體損失大，回采后采空區存在大量遺煤；二是斷層與工作面斜交，直接過斷層時無法一次性揭露斷層，斷層從尾向頭逐漸揭露，揭露斷層時圍巖穩定性差，特別是端頭煤柱破壞嚴重，極易垮落。經研究，決定采取“旋轉調斜+抬底破頂”聯合回采工藝[1-5]。

2.1 旋轉調斜

旋轉調斜的目的是揭露斷層前使工作面人工形成偽斜，偽斜角度與斷層斜角一致，確保工作面一次性全部揭露斷層，為后期抬底留巖回采做準備。

1）F133 斷層侵入工作面后與工作面布置夾角為11°，頭順槽與尾順槽斷層揭露位置水平錯距為41 m。為了保證工作面調斜后與斷層平行，以工作面尾端為中心，對工作面進行旋轉，旋轉后頭部旋轉距離為41 m。

2）8107 工作面采用型號為SGZ-1000/2×855刮板輸送機，輸送機一次性最大彎曲角度為3°；采用MG800/2000-WD 型采煤機割煤，一次性最大割煤深度為0.8 m。采煤機割煤后，刮板輸送機在允許彎曲角度下，旋轉刮板輸送機最大長度S=L/sinβ（L為采煤機截割深度，0.8 m；β為刮板輸送機最大彎曲角度，取2°），S=0.8/sin2°=22.9 m；工作面長度為204 m，計算旋轉等分點個數N=204/22.9=8.9 ≈9 個；工作面單架寬度為1.75 m，旋轉點位置支架編號為12#、25#、38#、51#、64#、77#、90#、103#、116#，旋轉點支架編號為116#（共計116 個支架）。

3）8107 工作面回采至670 m 處（距斷層7.0 m）開始進行旋轉回采。首先將采煤機移至12#支架前方向端頭斜切割煤，割煤完成后空到范圍至25#支架前方，然后對1#～12#支架前方刮板輸送機進行推移，第一個短刀割煤完成。

4）第二短刀從25#支架向1#支架斜切割煤，割煤后采煤機空刀返回至38#支架，此時對1#～25#支架前方刮板輸送機進行推移。第二短刀完成后依次進行第三、第四、第五、第六、第七、第八短刀割煤，割煤工序相同。

5）第八短刀割煤完成后，采煤機移至116#支架前方，推移1#～113#支架前方刮板輸送機，然后從116#支架開始斜切進刀向1#支架方向割煤。割煤完成后，采煤機范圍116#支架推移整個工作面刮板輸送機，第九通刀割煤完成。此時完成一個旋轉回采循環，一個旋轉回采機頭推移7.2 m，共計需完成6 個旋轉循環，如圖1。

圖1 工作面旋轉回采單循環割煤方式圖（m）

2.2 抬底破頂回采

1）旋轉回采后工作面與斷層平行，與斷層間距為7.0 m。此時工作面循環回采作業，采煤機單刀割煤深度為0.7 m，割煤10 刀后整個工作面完全揭露F133 斷層。

2）工作面揭露斷層后，調整采煤機6°上山角抬底破頂，回采期間留底巖破頂煤，采煤機截割深度控制在0.5 m。在抬底破頂回采時采用分段移架方式，即采煤機每割煤50 m 后及時超前移架。

3）斷層揭露粗砂巖時可采用松動爆破輔助回采，減小采煤機破巖難度。當工作面抬底破頂回采18 m 后且完全揭露斷層下盤煤體時，再次調整采煤回采角度，沿下盤煤體底板回采。

3 斷層區圍巖支護技術

3.1 端頭三角煤柱支護

3.1.1 注漿加固

1）在運輸、回風順槽煤壁側巷幫布置注漿鉆孔，每側布置兩排鉆孔，鉆孔深度為5.0 m，直徑為45 mm。第一排鉆孔布置在距頂板0.8 m 處，鉆孔以20°仰角布置；第二排注漿孔與頂板間距為1.8 m，垂直煤壁布置。兩排鉆孔交錯布置，如圖2。

圖2 8107 工作面過斷層區支護平、剖面示意圖（mm）

2）鉆孔布置間距為4.0 m，順槽每側布置30個鉆孔。工作面在揭露斷層前提前注漿施工，注漿材料采用水泥砂漿、水玻璃、速凝劑混合漿液，水泥、水玻璃配比為1:1，速凝劑添加量為水泥的2%～5%。

3）鉆孔施工后對鉆孔內安裝注漿管并采用膨脹水泥進行孔口封堵，注漿管連接注漿泵進行注漿施工，注漿壓力控制在4.5～6.0 MPa 范圍內。

3.1.2 可伸縮架棚支護

1）為了防止工作面順槽頂板受動壓影響出現頂板垮落、破碎，對頭尾順槽超前60 m 范圍架設可伸縮鋼棚支護，鋼棚架設間距為1.0 m，鋼棚采用U29 鋼焊制而成。

2）運輸順槽考慮不影響轉載、破碎機前移，采用“兩腿一梁”支護方式。回風順槽受應力影響大，采用“三腿一梁”支護方式，鋼棚中部支設一根液壓單體柱。

3.2 留頂煤支護

3.2.1 超前管棚支護

1）當工作面抬底破頂回采12 m 后頂煤厚度在0.8 m 左右時，對頂板施工一排超前管棚支護，支護孔深度為6.0 m，直徑為32 mm。鉆孔施工在工作面頂板往下0.2 m 處，布置仰角為6°，每架支架頂梁前方布置一組孔（2 個），孔距為1.0 m。

2）管棚支護采用直徑為30 mm 圓鋼焊制而成，圓鋼一端通過拉絲處理，形成螺紋端頭，相鄰兩根圓鋼通過絲扣連接，每節長度為3.0 m，位于孔底端圓鋼端頭設置為削尖狀。超前管棚施工完后工作面支架頂梁與管棚體接觸嚴實帶壓擦頂移架。

3.2.2 雙鋼筋托梁棚支護

1）工作面在揭露斷層下盤前后頂煤破碎嚴重，煤壁出現片幫現象，造成局部端面距超限。當端面距大于1.0 m 時對其頂板施工雙鋼筋托梁棚支護。

2）雙鋼筋托梁棚支護主要由雙筋梁、玻璃鋼錨桿等部分組成。雙筋梁采用4 根直徑為16 mm 的Q235 圓鋼與W 型鋼帶焊制而成，每根圓鋼長度為3.5 m，3 根圓鋼先焊制成梯形架，梯形架寬度為0.2 m，梯形架與W 型鋼帶焊接為一體；在W 型鋼帶兩端各焊制一個直徑為40 mm 圓孔。玻璃鋼錨桿長度為2.0 m，直徑為30 mm，端頭采用碟形玻璃鋼托盤預緊。

3）雙鋼筋托梁棚與支架頂梁平行布置，布置間距為1.75 m，布置排距為1.2 m。在支護過程中為了防止移架造成錨桿拉斷現象，鋼棚錨桿施工在兩個支架間隙處。

4 結語

1）對工作面旋轉調斜回采，使工作面與斷層面平行，避免斜交揭露斷層時圍巖控制難度大、破碎嚴重等難題，為后期抬底破頂回采奠定了基礎。

2）與傳統強行破巖法相比，工作面采用抬底破頂回采工藝減少了采煤機破巖量1420 m3，降低了采煤機破巖期間故障率，采煤機故障率可降低至4%，維修費用可減少40 余萬元，提高了斷層區煤柱回采率，減少了采空區遺煤量，便于采空區安全管理。

3）對工作面抬底破頂回采末期頂板采取聯合支護技術后，后期回采過程中頂煤未出現垮落現象，端面距控制在0.4 m 以下，未出現大面積片幫以及三角煤柱垮落。