王雪龍
(晉能控股煤業集團馬脊梁礦,山西 大同 037001)
馬脊梁礦8107 工作面北東依次為盤區皮帶巷、盤區輔助運輸巷、盤區回風巷,南東為8105 工作面采空區,北西及南西為實煤區,上覆7#、11#、14-2#及14-3#層為本礦采空區。8107 工作面沿煤層底板布置,工作面運輸巷2519 m,回風巷2603 m,開切眼243 m,可采走向2439 m,煤層均厚6.20 m。工作面回采煤層為C3#層,厚4.65~8.33 m/6.20 m,含3~7 層夾矸,厚0.15~0.65 m,夾矸巖性多為碳泥巖、高嶺巖,煤層平均傾角1.5°,屬近水平煤層。8107 工作面采用綜放工藝。根據8107 工作面回風順槽掘進地質資料顯示,工作面尾部650~720 m 段進入煌斑巖侵入區,煌斑巖侵入工作面傾向長度為54 m,侵入煤層厚度為3.9~5.4 m,如圖1?;桶邘r主要以角閃石、黑云母為主,呈巖墻特性,巖體硬度為7,與煌斑巖膠結處煤體硅化現象嚴重。

圖1 8107 工作面過斷層區導硐施工平面布置圖(m)
為了保證工作面安全快速過煌斑巖侵入區,提出了三種回采方案[1-5],進行對比分析。
1)在8107 工作面730 m 處新開一條切巷,切巷長243 m,寬10 m,切巷采用爆破施工工藝,施工期間利用2107 巷安裝的帶式輸送機作為主運輸系統。新開切巷施工完后將原切巷內設備搬遷至新切巷內,然后在新開切巷后方5.0 m 處頭尾順槽施工密閉墻,將煌斑巖及其煤柱直接甩入采空區內。
2)跳采法回采時工作面不受黃斑巖影響,但是工作面掘進工程量大,增加巷道掘進成本費用240萬元;新開切巷、設備搬家、安裝預計施工周期為51 d,回采效率低。跳采時,煌斑巖侵入后形成的“刀把”煤柱無法回采,煤柱損失量達13.16 萬t。
1)對工作面煌斑巖區布置松動爆破鉆孔,共計布置三排鉆孔,鉆孔間距為1500 mm,排距為1000 mm,鉆孔深度為1.0 m,全斷面布置96 個鉆孔。鉆孔內填裝礦用乳化炸藥及毫秒延期電雷管,每次爆破5 個爆破孔。松動爆破后采用采煤機繼續回采。
2)松動爆破法回采工藝減少了工作面掘進工程量及搬家,但每個循環布置爆破孔數量多,裝藥量大,爆破成本費用高。單循環爆破時間為6.0 h,每天回采速度不足2.0 m,過煌斑巖預計用時39 d,回采效率低。
1)在工作面101#支架前方施工1#硐室,硐室長度為75 m,施工到位后按設計向回風順槽方向拐彎施工2#硐室,硐室施工到位后與5107 巷貫通(回風順槽),從而將黃斑區直接圈出,如圖1 所示。然后將101#-131#支架搬移至2#硐室內,縮短工作面后,采用采煤機對“刀把”煤柱進行回采,工作面推進70 m 后與2#硐室對接安裝。
2)導硐法增加工作面掘進巷道長度為120 m,但可直接將煌斑巖區圈出甩入采空區內,同時可對“刀把”煤柱實現回采,提高煤柱回采量。采用該方法回采時,工作面過黃斑巖區預計用時27 d。
綜上所述,從工作面回采效率、回采安全以及經濟效益等方面考慮,決定采用導硐法回采工藝過f2煌斑巖區。
1)首先在101#支架前方煤壁施工1#硐室,硐室長度為75 m,寬度為3.0 m,高度為3.5 m,采用爆破施工工藝。在工作面安裝一部礦用新型隔爆型耙巖機與工作面刮板輸送機聯合出煤。
2)1#硐室施工到位后,按設計拐彎施工2#硐室。2#硐室施工長度為50 m,寬度為5.0 m,高度為3.5 m,施工時在1#硐室內安裝一部SSJ-80 型帶式輸送機與刮板輸送機搭接聯合出煤。2#硐室施工到位后與回風順槽貫通。
3)在101#~131#支架前方施工一條臨時拆卸通道,回撤通道長度為50 m,高度為3.5m ,寬度為4.0 m,主要用于刮板輸送機機尾拆卸以及尾端支架調向、回撤。
1)1#、2#硐室施工到位后,在工作面回撤通道、絞車硐室以及2#硐室煤壁側中部分別安裝一臺JSDB-25 型雙速絞車,在回撤通道底板處施工10 組拉架錨桿。
2)拉架前先斷開100#支架前方刮板輸送機,將尾端刮板槽、電纜槽、刮板鏈拆卸并搬運至2#硐室口前方設備儲存硐室內;將機尾移至101#支架前方與斷開后的刮板輸送機重新對接,從而縮短刮板輸送機長度。
3)刮板輸送機縮短后,采用回撤通道雙速絞車及拉架錨桿先將100#支架拉出并調向,然后通過支架車拉至2#硐室口處,利用2#硐室內絞車相互配合將支架安裝至指定位置。依次類推直至工作面尾端100#~131#支架全部搬運至2#硐室內。支架搬運后對工作面尾端空頂區采用木垛、單體柱進行臨時支護,如圖2。

圖2 工作面及硐室設備回撤、安裝示意圖(a →b→c→d)
4)尾端支架回撤完成后,對1#~100#支架前方“刀把”煤柱進行短刀回采,單刀割煤深度為0.7 m,工作面每推進10 m 對1#硐室內木垛進行回撤,工作面回采70 m 后與2#硐室對接,重新對接刮板輸送機,工作面繼續正規循環回采。
1)1#導硐頂板采用JW 型鋼帶、錨索、木垛、鋼筋網聯合支護。JW 型鋼帶長度為3000 mm,鋼帶上布置4 個錨索支護孔,孔間距為900 mm,鋼帶布置排距為1000 mm;錨索長度為4500 mm,直徑為17.8 mm,每施工2 排錨索布置一排長度為8300 mm、直徑為21.8 mm 錨索,每排2 根,間距為1800 mm,如圖3。頂板采用的鋼筋網每片長度為1500 mm,寬度為1100 mm,采用直徑為6 mm圓鋼編制而成。

圖3 導硐區域圍巖支護斷面示意圖(mm)
2)1#硐室位于煤柱側巷幫采用玻璃鋼錨桿、注漿錨桿聯合支護。玻璃鋼錨桿共計布置3 排,排距為1200 mm,間距為1000 mm。在第一排與第二排玻璃鋼錨桿之間施工一排注漿錨桿,注漿錨桿桿體為玻璃鋼材質,采用水泥、水玻璃混合漿液作為注漿材料。玻璃鋼錨桿以及注漿錨桿外露端采用直徑為25 mm 玻璃鋼托盤預緊。位于煌斑巖側巷幫采用長度為2000 mm、直徑為20 mm 螺紋鋼支護,支護排間距與玻璃鋼錨桿相同。
3)為了防止回采動壓影響,在1#硐室內支設一排木垛作為臨時支護。木垛采用長度為2000 mm、寬度為150 mm 道木搭設而成,道木呈“井”字形布置,木垛沿巷道走向布置,排距為10 000 mm,共計布置8 組木垛。
1)2#硐室頂板采用“JW 型鋼帶+錨桿(索)+錨索吊棚”聯合支護。頂板JW 型鋼帶長度為4000 mm,鋼帶上布置5 根長度為2500 mm、直徑為22 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,錨桿布置間距為900 mm,排距為1000 mm。頂板每3 排鋼帶布置一排單錨索,錨索長度為8300 mm,直徑為21.8 mm,間距為1300 mm。錨索外露端采用長度及寬度為300 mm 托盤預緊。
2)2#硐室煤壁側巷幫采用玻璃鋼錨桿支護,并鋪設柔性纖維網。玻璃鋼錨桿布置3 排,排距為1200 mm,間距為1000 mm。位于煌斑巖側采用螺紋鋼支護,與1#硐室巷幫支護參數相同。
3)由于煌斑巖側煤體出現硅化現象,為了保證后期支架安裝施工安全,在2#硐室頂板施工一排錨索吊棚。吊棚沿2#硐室走向布置,吊棚距煌斑巖側巷幫距離為500 m,吊棚由長度為3500 mm 工字鋼梁和2 根長度為4500 mm、直徑為21.8 mm 錨索組成,錨索吊棚布置間距為1.0 m。
2021 年3 月21 日8107 工作面已通過了煌斑巖區,對過煌斑巖區回采工藝優化后,取得了以下顯著應用成效:
1)采用導硐法過煌斑巖區減少破巖量6240 m3,提高了“刀把”煤柱回采量8.7 萬t。過煌斑巖區平均回采速度為5.4 m/d,工作面過煌斑巖區用時22 d,比預計周期提前了5 d 完成。
2)對導硐內圍巖采取聯合支護技術后,工作面在后期支架、刮板輸送機搬家、安裝以及刀把煤柱回采過程中未出現頂板破碎、斷裂現象,能夠滿足工作面多次搬家及回采動壓需求。
3)采用導硐法過煌斑巖區,避免了煌斑巖區巖體硬度高、侵入面積大,采煤機硬過時設備故障率高、效率低等難題,為其他采煤工作面過類似地質構造提供了實踐依據。