吳浩仁，孫興平，陳建本

(淮南礦業(yè)集團顧橋煤礦，安徽 淮南 232001)

在煤層開采中，采掘工作面不可避免地要穿越斷層破碎帶[1-3]，斷層帶內巖石具有強度低、大變形、遇水泥化和圍巖破碎、難支護等顯著特征，給現(xiàn)場施工帶來極大困難，為解決此類問題，國內外專家學者做了大量研究工作并取得了豐碩成果。文獻[4]研究了巷道通過極復雜斷層帶面臨的破碎圍巖變形控制問題。文獻[5]研究了工作面回采中的礦山壓力與正斷層上盤正應力之間的關系，并運用巖體超低摩擦效應理論和動載應力波理論研究了動載荷對斷層破碎帶的影響，并提出了巷道過斷層的相應安全措施。文獻[6]分析了過斷層破碎帶時巷道圍巖大變形的機理，得到了圍巖變形受構造應力機制、重力機制和隨機節(jié)理型機制的復合變形力學機制作用。文獻[7]研究量開采擾動條件下斷層動態(tài)力學響應特征，并分析采場礦壓顯現(xiàn)與斷層損傷滑移互饋機制。文獻[8] 分析了斷層構造帶大采高工作面煤壁破壞機理、穩(wěn)定性影響因素及控制措施。文獻[9]研究了大傾角綜放面預掘巷道群快速過斷層技術，即預掘巷道群圍巖控制技術和大傾角綜放面過斷層期間支架穩(wěn)定性控制技術。然而對采掘協(xié)同穿越斷層組安全高效開采關鍵技術研究方面相對較少，本文以顧橋礦1212(3)工作面為工程背景進行了探索性研究，解決了長期困擾現(xiàn)場生產的技術難題。

1 工程概況

顧橋礦1212(3)工作面軌順長2 270m，運順長2 540m，切眼長260m，標高-559.8～-503.6m。13-1煤層賦存穩(wěn)定，平均厚度4.42m，傾角1°～12°，非突出危險性區(qū)域?；卷敒榧毶皫r，厚14.14m；直接頂為泥巖、13-2煤層、煤線、砂質泥巖及粉砂巖，厚8.5m；偽頂缺失。直接底為泥巖、砂質泥巖煤線，厚6.81m；基本底為細砂巖，厚13.52m，綜合柱狀如圖1所示。

圖1 13-1煤頂?shù)装寰C合柱狀圖

1212(3)軌順揭露FS99斷層(H=9m，∠50°)和FS99-1(∠45°H=4.8m)斷層，運順揭露FS99斷層(H=2m，∠45°)，落差小，工作面揭露FS99(∠44°～64°H=2.3～9.0m)和FS99-1(∠45°～53°H=4.8m)正斷層，影響走向160m，傾向260m，其中軌順揭露斷層組上盤煤層底板與下盤煤層頂板均含厚砂巖，厚分別為10m和12.3m，斷層帶內主要為泥巖和砂質泥巖，厚16.3m，如圖2所示。

(1)剖面圖

(2)平面圖圖2 1212(3)斷層分布及位置圖

受1211(3)老空水威脅，隨時有透水風險，斷層區(qū)域位于1211(3)-2#積水區(qū)積影響范圍內，積水區(qū)面積29 175m2，積水量18 915m3，積水深度10.2m，積水長度585.0m。單孔涌水量預計

式中：Q為單孔出水量(m3/h)；C為流量系數(shù)，C=0.60；W為鉆孔的斷面積(m2)；W=0.004 417m2；g為重力加速度(m2/s)；g=9.81m2/s；h為鉆孔出口處的水頭高度(m)；h=0.8～1m；計算得出單孔最大涌水量Q=37.4～42.3m3/h。隨著時間的推移，積水區(qū)面積、積水量和積水深度會進一步增大，如圖3所示。

圖3 積水區(qū)分布圖

2 掘進過斷層

2.1 地質保障

掘進受斷層和老空水的雙重影響，為消除過斷層期間老空水的威脅[10-17]，采取了鉆孔法疏放老空水，確保水頭標高降至1212(3)軌順巷道底板一下。放水孔布置在1212(3)軌順，共5組，每組2個探放水孔和1個驗證孔，每組鉆孔附近施工一個2m3水漾子，放水鉆孔要求下套管并進行水泥砂漿固管，最后進行耐壓試驗，確保鉆孔合格，鉆孔參數(shù)見表1所示。

表1 鉆孔參數(shù)表

通過三維地震、1211(3)運順實測和地質鉆孔綜合分析，精確定位1212(3)軌順斷層組對盤標高，準確掌握量斷層產狀(為FS99，∠50°，H=9m，；FS99-1，∠45°～53°，H=4.8m)，與實測結果一致，如圖4所示。

圖4 三維地震云圖

2.2 關鍵技術參數(shù)確定

為了實現(xiàn)軌順精準對接，跟上斷層組下盤頂板，不留頂煤施工，需要準確確定過斷層坡度和最短對接距離，如圖5所示，S為過斷層掘進距離，h為斷層落差和經驗值k之和，k為取1.2～1.5m，α為施工坡度，l為起坡距離，問題轉化為求坡度α∈[0°～10°]范圍內Smin。通過幾何關系建立S=h/sin α，通過求導發(fā)現(xiàn)，S為減函數(shù)，因α∈[0°～10°]，因此當α=10°時Smin。

圖5 幾何關系圖

已知h=9m，α=10°，k為修正值，取1.2m，帶入公式S=(h+k)/sinα，求出Smin=59m和l=57.8m。最后確定施工角度為10°，最小掘進距離為59m，起坡距離為57.8m。

2.3 施工方案的選擇

技術參數(shù)確定后，在結合具體地質條件制定了施工方案，并優(yōu)化了支護參數(shù)，具體如下：綜掘，錨梁網支護，10°上山施工，0.9m/循環(huán)，小煤柱頂板向下1.5m和2.5m分別施工兩排走向錨索，規(guī)格為φ21.8mm×5 200mm，3卷Z2380樹脂錨固劑/根，頂板錨索采用3-3+兩排走向布置，配合2.4mT型鋼帶，規(guī)格為φ21.8mm×8 200mm，間排距1m×0.9m，3卷Z2380樹脂錨固劑/根，幫頂錨桿均采用螺紋鋼錨桿，規(guī)格為φ22mm×2 500mm，間排距0.8m×0.9m，2卷Z2380樹脂錨固劑/每根，頂板錨桿配合4.8m長W鋼帶，幫部錨桿配合使用3.6m長A3平鋼帶，如圖6所示。

圖6 支護斷面圖 (單位：mm)

2.4 效果分析

過斷層組施工巖巷約60m，主要為泥巖和砂質泥巖，避免了破厚砂巖施工，既減小了施工難度，又避免了放松動炮施工。實測結果表明，過斷層方案針對性強，措施得力，層位控制較好，對接對盤煤層頂板精確，誤差在10mm以內，避免了留頂煤施工帶來的頂板和瓦斯安全風險。巷道礦壓觀測表明，巷道變形主要表現(xiàn)為底鼓，幫頂位移較小，巷道底鼓量約260mm，兩幫移近量約140mm，頂板離層值12mm，巷道支護效果顯著。

3 回采過斷層

以往工作面過較大斷層組時一般采取預掘切眼進行搬家倒面，需要同時安裝拆除兩套綜采設備，停產75d左右，走向丟煤200m，可能帶來諸如劇烈礦壓顯現(xiàn)、瓦斯異常和煤層自然發(fā)火等災害。為了杜絕上述問題發(fā)生，嘗試一種安全高效過斷層組的方法，并取得了成功。

3.1 技術方案

1)層位控制。工作面過斷層組的原則是避免推進速度慢、大面積片幫冒頂、采空區(qū)自然發(fā)火，核心是層位和采高控制，關鍵是找準層位、提高推進度。為了準確控制層位，須摸清不同區(qū)段的地質剖面信息，沿著走向和傾向每隔20m切一條三維地震時間剖面，準確控制FS99斷層組產狀巖性變化情況，為鏈板機調向(即偽傾角)和上挑下切提供依據(jù)。同時，動態(tài)掌握工作面地質構造和巖性變化情況及時修正施工方案，確保過斷層有針對性。地質剖面圖見7圖所示。根據(jù)上區(qū)段1211(3)運順過FS99斷層組揭露情況并結合1212(3)工作面斷層組產狀研判，決定采取緊跟斷層下盤煤層頂板破上盤煤層頂板回采方案，既能有效避開施工穿厚砂巖的問題，又能避免老空水和托頂煤施工帶來的安全威脅。

(1)X26+24m位置剖面

(2)X26+40m位置剖面

(3)X26+116m位置剖面圖7 工作面過斷層不同地段地質剖面圖

2)推進速度的控制。工作面推進速度直接影響過斷層的時間，為了減少斷層影響，需要合理確定其推進速度，不僅能把支撐壓力甩到采空區(qū)后面，又能避免不必要的強化支護。工作面的推進速度受巖石強度、硬巖厚度、范圍和超前支撐壓力等因素影響，為了合理確定推進速度，需要綜合分析截齒消耗、斷層產狀、壓力顯現(xiàn)規(guī)律綜合研判，確定合理的推進速度。根據(jù)頂板下沉量與推進度關系，確定斷層期間推進速度在不小于4m/d，如圖8所示。

圖8 頂板下沉量與推進速度關系圖

3)工作面?zhèn)蝺A角選擇。鏈板機上竄下滑易造成壓架倒架事故的發(fā)生，而過斷層時鏈板機控制難度進一步增加，這時需要合理的選擇工作面?zhèn)蝺A角，俗稱“調向”，利用鏈板機機的重力和支架前探推力實現(xiàn)偽傾角采煤，既能保證鏈板機不上竄下滑，又避免了一次大面積揭露斷層造成頂板難以維護的局面，因此，合理的選擇偽傾角決定了過斷層的難易程度。

圖9 工作面幾何關系圖

已知β為偽傾角，γ為傾角，F(xiàn)為支架前探壓力，φ為工作面與運順夾角，S1為工作面垂直順槽時的長度，S2為工作面與順槽斜交時的長度，h為工作面上端頭至下端頭之間的高差，l為工作面上端頭至下端頭之間的水平距離，根據(jù)幾個關系得出

sin(180-φ)=S1/S2

(1)

S1=h/sinγ

(2)

S2=h/sinβ

(3)

對(1)、(2)和(3)式進行推導得到(4)式

(4)

在偽傾角條件下，對鏈板機進行受力分析，如圖9所示，設摩擦系數(shù)為μ，由x軸方向上受力平衡得出(5)和(6)式

Fcosφ+f=Gsinβ

(5)

f=μcosβ

(6)

把(4)和(6)式帶入(5)得

(7)

通過式(4)和式(7)并結合1212(3)具體地質條件，算出β約為8.8°。

圖10 鏈板機受力示意圖

4)頂板支護及控制。超前控頂是工作面過斷層的關鍵，針對FS99斷層影響范圍，采取了控頂措施：① 準備一定量的備用支護材料，以防局部漏頂時使用。② 當支架不能滿足控頂要求時，需要施工挑棚對頂板進行超前加固，分為走向挑棚和斜跨挑棚兩種類型，具體支護參數(shù)為雙面扒皮料φ0.18(0.15)m×1.6(2.4)m，DZ-28(32、35)單體，I11-4.5m工字鋼，一梁四柱。走向棚棚梁間距為0.85m，與支架前梁搭不少于0.2m，斜跨挑棚架設在距煤壁端0.4m處，具體如圖11所示。③ 采煤時及時拉超前支架控制頂板。

(1)走向挑棚

(2)斜跨挑棚圖11 挑棚布置圖

3.2 設備保障技術

1)通過對過斷層組期間設備損壞進行評估，提前做好易磨損部件需求計劃，確?；夭善陂g備品備件充足。

2)加強現(xiàn)場設備管理，減少設備損壞。加大磨損部件檢查力度，尤其是煤機滾筒截齒，工作面刮板輸送機鏈條，煤機行走部等易磨損部件，高度關注刮板輸送機電機、采煤機等設備，發(fā)現(xiàn)異常，及時處理。

3)提高檢修的針對性。針對易磨損的部件，如煤機滾筒、齒軌輪、導向滑靴、破碎機錘頭、刮板輸送機鏈條，加強預防性檢修和更換；針對煤機截割硬巖，機身振動導致的液壓、電氣、機械等各部件的松動甚至損壞，每天進行檢查和緊固；針對煤機截割巖石，巖屑崩濺，通過在大立柱包裹風筒布并在其前方設置擋矸皮對大立柱進行防護，防止損傷大立柱和飛矸傷人。通過一系列的防范性措施，杜絕了設備故障。

4 煤矸分流裝置的研制及效益分析

4.1 煤矸分流裝置

過較大斷層組時不可避免的會產生矸石，混入煤流系統(tǒng)后會導致煤炭發(fā)熱量降低，給整個煤流系統(tǒng)帶來破壞，因此采取針對性的措施顯得尤為迫切，通過不斷的探索和試驗，成功研制出煤矸分流裝置，該裝置能夠在同一出貨系統(tǒng)內實現(xiàn)煤炭和矸石分離。在煤倉和矸石倉之間安裝一條電滾筒，其靠近煤倉一端安裝一個溜槽，通過絞車實現(xiàn)溜槽的升降，做到煤矸分流，當溜槽抬起時，皮帶機中的貨會進入煤倉，溜槽降到下面時，皮帶機中的貨會通過溜槽自重運到電滾筒上，最后進入矸石倉，見圖12所示。

圖12 煤矸分流示意圖

4.2 經濟效益分析

煤矸分流結果表明，過斷層共耗時40d，累計分流矸石16 547.8m3，折合約0.03Mt。過斷層期間全礦原煤產量1.238Mt，灰份44.13%，發(fā)熱量3 952kcal/kg，商品煤發(fā)熱量約4 582kcal/kg，折合銷售收入2.56億元；假設0.03Mt矸石進入煤流系統(tǒng)，排矸率以接近實際排矸率18.5%，矸石灰份82.77%計算，則產量1.268Mt，灰份45.04%，3 870kcal/kg，商品煤發(fā)熱量4 485kcal/kg，折合銷售收入2.48億元(主要是因為商品煤灰分低于4 500kcal，銷售單價降低)。通過煤矸分流方式應用，提高原煤發(fā)熱量約82kcal/kg，折合到全年提高原煤發(fā)熱量約9kcal/kg，提高收入約800萬元。

與以往打眼放炮過斷層工藝相比，選擇軟層位過斷層組工作面推進速度提高了2m/d，多出煤11.648萬噸，增收經濟效益5 824萬元。

5 結論

(1)通過三維地震、地質鉆探和現(xiàn)場實測方法的綜合應用，掌握了斷層產狀、頂?shù)装鍘r性、影響范圍、斷層帶發(fā)育情況和老空水賦存狀況。

(2)針對掘進過斷層組期間受老空水威脅，提出了鉆孔法疏放老空水治理措施，保證施工期間的安全；進一步分析得出了過斷層組起坡坡度和最短對接距離公式，并確定了過斷層關鍵技術參數(shù)，同時提出了施工方案并優(yōu)化了支護參數(shù)，實現(xiàn)了準確對接。

提出了工作面回采時直接過斷層組、推進度控制、偽傾角選擇、頂板支護方案及參數(shù)和設備保障技術，確保了采煤工作面過斷層的安全和高效。

(3)通過對鏈板機的有效控制，杜絕了倒架歪架事故的發(fā)生，探索性的提出了偽傾角和支架前探支撐壓力公式，得出了工作面過斷層時的偽傾角為8.8°，該參數(shù)的確定不僅提供了理論支撐，而且也為過斷層組避開厚砂巖提供了可能性。

(4)通過煤矸分流裝置的研制和新方法的應用結果表明，過斷層期間共分流矸石約0.03Mt，提高全年原煤發(fā)熱量約9kcal/kg，多出煤炭約11.648萬噸，增加收入約6 624萬元，經濟效果顯著。