A組煤砂巖直覆頂板綜采工作面過5m以上大斷層技術研究

高 敏，秦克軍

（1.淮河能源控股集團煤業公司 張集煤礦技術一科，安徽淮南 232100；2.淮河能源控股集團煤業公司 張集煤礦綜采二隊，安徽淮南 232100）

1 工程背景

安徽淮河能源煤業公司張集煤礦1610A工作面為大采高工作面，開采煤層為1煤層，煤層總厚2.1～8.2m，煤層平均厚度6.5m，傾斜角度平均為10°，工作面標高-449.3～-497m，砂巖直覆頂板厚度25.8m。工作面傾斜長度140m，走向回采長度1471m。工作面支護采用ZZG13000/21/42D型電液控支架，布置83架。

2 過斷層方案

2.1 斷層概況

工作面于2020年6月進入5#異常區，在軌順退尺1 040m處揭露5#坑透異常區，異常區內軌、運順共揭露3條斷層，分別為 F1610A02（H=1.1～2.4m）、Fs629（H=1.7～6.6m）貫穿工作面、Fs626（H=2.4～5.4m）貫穿工作面，斷層發育，影響程度H＜1m煤厚，對回采有很大影響。

2.2 過斷層具體實施方法

過斷層前提前調整工作面采高，工作面運順回采至退尺點1 028m，距離斷層面12m前（按照最大坡度12°控制飄、剎車），將工作面斷層影響范圍內采高控制到3.6m左右。

過5#異常區回采期間，在工作面及軌、運順實行掛牌管理，間隔3m對應破頂矸量、飄（剎）車量對照表，便于現場及時調整層位。

工作面在過斷層前，需要根據開采范圍內的斷層具體分布情況設計相應的推進方案。根據斷層產狀和性質，在11#架、29#架、63#架按照等高線剖面法，分別沿走向繪制了3個過斷層預想剖面圖。利用剖面圖按照10°飄剎車角度作出飄剎車距離，每刀飄剎車幅度控制在150mm以內，原則上下盤跟頂、上盤剎車、逮頂回采，并適當破頂保持斷層面平緩過渡。

2.2.1 A1剖面-11#架過斷層方法

①層位控制。下盤跟頂回采，工作面運順回采至退尺1 112m時進入Fs1611A09斷層面，開始剎車、逮頂，按照設備爬坡能力10°要求，剎車逮頂距離31m，最大破矸量3.6m，回采至1 143m時跟上煤層頂板；過Fs626斷層時，上盤挑頂、飄車，破頂距離28m（1 174～1 202m），破矸量（砂巖）3.2～3.6m，進入下盤跟頂回采。

②面內影響范圍：預計為1～15架。

③飄剎車幅度。過斷層期間，每刀挑頂、飄（剎）車量控制在150mm。采高控制在3.6～4m。

2.2.2 B1剖面-29#架過斷層方法

①層位控制。工作面運順回采至退尺1 108m時進入Fs629斷層面，開始剎車、逮頂，剎車距離22m，回采至1 130m進入F1611A07斷層下盤，跟煤層頂板回采；回采至1 161m開始飄車、挑頂，回采至1 187m進入Fs626斷層下盤，挑頂、飄車距離 26m，回采至1 192m跟上煤層頂板回采。如圖1所示。

圖1 B1剖面-29#架過斷層

②面內影響范圍：16～34架。

③飄剎車幅度。過斷層期間，每刀挑頂、飄（剎）車量控制在150mm。采高控制在3.6～4m。

④圖1 B1剖面圖說明：工作面回采至退尺1 108m時進入Fs629斷層面，開始剎車、破頂，逮頂回采至1 130m進入F1611A07斷層面，進入下盤跟上煤層頂板回采；回采至1 161m開始飄車、挑頂，挑頂、飄車距離 26m，回采至1 192m跟上煤層頂板回采。

2.2.3 C1剖面-11#架過斷層方法

按照A1、B1剖面方法算好層位控制、飄（剎）車距離、影響范圍、飄（剎）車幅度。

2.2.4 運順過斷層方法

①層位控制。運順回采過Fs629斷層面，上盤挑頂回采，挑頂距離14m，最大破矸量3m；過F1611A07斷層時，飄車適當逮煤頂回采，逮頂距離24m，減少破矸量，逮煤段要注漿加固，防止片幫掉頂。

②面內影響范圍為：機頭10架過渡到風巷。風巷超高段提前接頂施工，并對煤壁注漿加固。

③過斷層期間，每刀挑頂、飄（剎）車量控制在150mm。采高控制在3.4～3.6m。

3 超前治理斷層

3.1 利用剖面投影原理和三角函數公式設計鉆孔及參數

運順在退尺1 160m鉆場內施工鉆孔，開孔位置為頂板向下1m；終孔間距10m，終孔位置為從下盤頂板向下1m煤體穿過斷層面5m。共設計37個頂板鉆孔（孔徑113mm），總計注漿693袋久米納水泥。軌順退尺1 181～1 189m之間布置9個鉆孔，間距1m，開孔位置為底板向上1m。

3.2 工藝要求

所有鉆孔采用“兩堵一注”方式使用膠囊配合聚氨酯藥卷封孔，其中膠囊封孔10m，孔口采用聚氨酯封堵1m以上，總封孔長度10m（從孔口向里依次下鐵管4m，雙抗實管6m，鐵管最外端安裝相應截止閥）；鉆孔內全程下1.5寸注漿管。其中，運順19個鉆孔里端下20m帶眼花管，外端均為實管。軌順9個鉆孔里端下15m帶眼花管，外端均為實管。

3.3 應急預防注漿加固

工作面過斷層期間，發現局部有片幫征兆或斷層面附近及時采取注漿加固，有效預防片幫掉頂。

（1）根據工作面片幫情況，進行打孔設計，原則上3架一孔。如需在順槽注漿，順槽煤幫側原則上2～3m一個孔。

（2）單孔一次注入最大劑量一般不得超過1 000kg；注漿時，注漿眼及頂幫端面出現漿液時立即停止注漿，一般每孔連續注漿時間以不超過60min為宜。注漿結束后，應當繼續監測施工現場CH4、CO、O2、有毒有害物質和溫度變化情況，連續觀測時間不得低于48h。

（3）工作面內過斷層期間的注漿情況：工作面過斷層期間運順共注765桶久米納高分子材料，軌順共注150桶久米納，面內共注3 780桶久米納。

3.4 放松動炮布置設計

斷層區內矸石較厚且硬，采煤機截割困難，采用爆破預裂的方法破碎矸石，然后再通過采煤機截割的方法過斷層。采用風錘、中空六角鉆桿、梅花型鉆頭打眼。當巖石厚度在1m以下，布置單排眼。當巖石厚度在1m以上，視具體情況布置三花炮眼（當布置三花炮眼爆破效果不好時，則布置五花炮眼）。炮眼深度為1.8～2.2m，間距600mm，排距600mm，裝藥量不超過2卷/眼。第一排眼距頂板300mm，仰角15°，第三排距煤層線300mm，俯角10°第二排眼水平布置，炮眼前段斜向機頭方向，與水平夾角80°。工作面爆破預裂后，采煤機再進行截割，采煤機的牽引速度保持在 4m/min，截割過程中，按照上 述方案設計的采高運行，采煤機的截割深度為 0.6m，在每次爆破后需采煤機截割 3 刀，完畢后再進行下次預裂爆破，直至通過斷層區域。

3.5 礦壓監測

3.5.1 支架工作阻力計算

①動載系數法

根據實測所得的循環時間內加權平均工作阻力或循環內最大工作阻力，利用多元回歸的方式得出動載系數，從而判斷支架工作阻力是否滿足要求。

式中：qz為液壓支架的支護強度，MPa；M為采高，取4.5m；γ為上覆巖層密度，取2.5×103kg/m3；Kp為頂板巖石破碎膨脹系數，張集礦老頂砂巖較為發育，破碎膨脹系數偏小，取1.3。α為工作面傾角，8°～15°，平均為10°；β為附加阻力系數，二排柱支架取1.6，單排柱支架取1.2；q′為頂板周期來壓動載系數，q′值可按以下情況選取：周期來壓不明顯頂板，q′取1.1～1.2；周期來壓明顯頂板，q′取1.3～1.4；周期來壓強烈頂板，q′取1.5～1.7。根據張集礦1610A工作面來壓時觀測計算后的動載系數在1.7～2.0，q′取1.85。

工作面選用的ZZ13000/24/50D型液壓支架支護強度為1.26MPa，經計算q=0.98MPa，則qz=1.26MPa≥0.98MPa，所以支架能夠滿足支護要求。

②根據工作面采高按照經驗公式計算頂板壓力Q2

Q2=K×R×M=10×2.5×103×5×9.8×10-6=1.225MPa

式中：K為增載系數，一般6～11，根據同煤層其他工作面及本工作面頂板實際狀況，取K=10；R為頂板巖石容重R=2.5×103kg/m3；M為最大采高，M=5m。

對應支架所需的工作阻力

式中：F為支架工作阻力kN；Q1為預測頂板壓力（MPa）；S為支架支護面積1.75（中心距）×5.85（最大控頂距）=10.2m2；η為支架的支護效率，75%。

∵13 000kN＞9 371kN，1.26MPa＞Wz=1.225MPa。

∴支架的工作阻力符合過斷層期間最大工作阻力要求。

3.5.2 礦壓監測

為了驗證過斷層期間工作面支架設備支護效果的合理性，在工作面過斷層期間，對液壓支架的工作阻力進行監測分析。當綜采工作面過斷層期間，周期來壓影響時液壓支架工作阻力明顯增加，且斷層兩側的液壓支架明顯較其他液壓支架的工作阻力大。因此，應根據綜采工作面過斷層期間礦壓顯現規律做好頂板及支護的管理工作，保證回采工作面順利平穩

地推過斷層影響范圍。

4 過斷層效果

在采取上述工作面過斷層技術方案后，工作面過斷層效率有了顯著的提升，相比傳統過斷層方法，工作面過斷層期間月度推進106m，平均日推進3.5m，并且在過斷層期間，無大面積冒頂、片幫等事故出現，表明該過斷層技術方案具有較好的效果。

5 結束語

以安徽淮河能源公司某礦1610A砂巖直覆大采高工作面地質條件為基礎，對工作面過斷層技術方案進行了研究，在回采工藝方面，通過調整工作面傾斜角度與采高、超前治理與應急預防對斷面注漿加固，加強工作面礦壓監測和分析，加強頂板管理和減少設備損耗，同時結合優化了工作面過斷層回采工藝，對工作面過斷層技術措施進行了設計。現場實踐結果顯示，在采用該方案后，工作面過斷層期間生產效率提高一倍，經濟效益顯著提升，表明該方案具有較好的應用效果。