冀永林
(晉能控股煤業(yè)集團(tuán)四明山煤業(yè)有限公司,山西 高平 048405)
晉能控股煤業(yè)集團(tuán)四明山煤業(yè)有限公司9106-1工作面位于一采區(qū)西部,工作面南部為采區(qū)回風(fēng)巷,西部為北善村邊界保安煤柱,北部為井田邊界保安煤柱。9106-1工作面為北部第一個采面,工作面設(shè)計(jì)走向長度677 m,傾向長度210 m,工作面回采煤層為9#煤層。9#煤層位于太原組中下部K5灰?guī)r之下20~30 m,上距3#煤層底板一般為59.14 m,9#煤層均厚2.2 m,結(jié)構(gòu)簡單,無夾矸。直接頂板為0.59~2.53 m的砂質(zhì)泥巖,基本頂為2.20~5.40 m的細(xì)粒砂巖或石灰?guī)r,底板為1.60 m的砂質(zhì)泥巖。9#煤層屬結(jié)構(gòu)簡單、穩(wěn)定可采的中厚煤層。
《四明山煤礦9106-1工作面水文地質(zhì)報(bào)告》顯示9106-1工作面地質(zhì)構(gòu)造相對簡單,主要以中小型斷層為主,斷層平均落差為0.8 m,平均傾角為47°。工作面在回采前期共計(jì)揭露6條斷層,斷層最大落差為1.1 m,對工作面回采影響不大。工作面回采至420 m處預(yù)計(jì)揭露F9正斷層,斷層落差為1.7 m,傾角為52°。通過對運(yùn)輸順槽圍巖觀察發(fā)現(xiàn),該斷層預(yù)計(jì)從工作面20#~24#范圍內(nèi)支架前方揭露,并向運(yùn)輸順槽方向延伸,斷層與工作面傾向夾角為12°。該斷層是整個工作面落差最大的斷層,對工作面影響大,影響工作面回采長度達(dá)64 m。
9106-1工作面采用綜合機(jī)械化回采工藝,工作面已回采至380 m,通過在工作面施工鉆孔發(fā)現(xiàn)F9斷層揭露點(diǎn)位于23#支架前方煤壁,且工作面揭露斷層后回采方向?yàn)閿鄬酉卤P,斷層上盤煤體在空間上發(fā)生下移。
初步設(shè)計(jì)工作面采用俯斜回采工藝,即工作面回采至402 m處時(shí)調(diào)整工作面?zhèn)涡焙?,工作面采煤機(jī)從機(jī)頭處斜切進(jìn)刀,并調(diào)整采煤機(jī)割煤角度以7°俯角下山回采,下山回采期間對斷層下盤留頂煤、破底巖。當(dāng)工作面下山回采18 m后且完全揭露F9斷層上盤煤體頂?shù)装鍟r(shí)及時(shí)調(diào)整采煤機(jī)割煤角度,沿上盤煤體頂?shù)装暹M(jìn)行回采。如圖1。
圖1 工作面俯斜回采剖面示意圖(mm)
(1)設(shè)備損壞嚴(yán)重。與傳統(tǒng)采煤機(jī)強(qiáng)行破巖相比,俯斜回采工藝減少了工作面破巖量,加快了過斷層速度。但是9106-1工作面采用俯斜回采過F9斷層時(shí),需破底巖,而工作面底巖主要為粗砂巖,該巖體硬度大,巖石普氏系數(shù)f>5.0,超過采煤機(jī)截齒允許截割硬度,工作面采用俯斜回采采煤機(jī)破底巖時(shí),采煤機(jī)截齒磨損嚴(yán)重,設(shè)備損壞率高。
(2)圍巖控制難度大。采用俯斜回采時(shí)需預(yù)留斷層下盤頂煤,頂煤預(yù)留厚度范圍為0~1.7 m。由于9106-1工作面回采的9#煤層結(jié)構(gòu)相對復(fù)雜,煤層穩(wěn)定性差,俯斜回采留頂煤時(shí),頂煤預(yù)留難度大,特別是當(dāng)留頂煤厚度小于1.0 m時(shí),頂煤很容易出現(xiàn)垮落,頂板維護(hù)難度大,液壓支架在留頂煤區(qū)域初撐力及工作阻力不足,威脅著工作面安全回采。
為了減少工作面過斷層破巖量,降低設(shè)備故障率,加快工作面過斷層速度,決定采用導(dǎo)硐法過F9斷層[1-5]。
導(dǎo)硐法即沿?cái)鄬幼呦蚴┕ひ粭l巷道,對斷層處巖體進(jìn)行提前挖除,當(dāng)工作面回采至斷層時(shí)將傳統(tǒng)強(qiáng)行破巖、仰俯斜過斷層工藝變?yōu)檫^空巷,從而避免了工作面過斷層時(shí)破巖導(dǎo)致設(shè)備損壞、回采效率低等技術(shù)難題,加快了工作面過斷層速度。
(1)通過現(xiàn)場觀察,發(fā)現(xiàn)F9斷層從23#支架向運(yùn)輸方向延伸,在回采煤層內(nèi)延伸長度為34.5 m(每架支架寬度為1.5 m,共計(jì)23個支架),所以決定導(dǎo)硐施工長度為34.5 m。
(2)導(dǎo)硐開口位置位于運(yùn)輸順槽425 m處,硐室與斷層走向平行布置,硐室為梯形斷面規(guī)格,硐室工作面?zhèn)认飵透叨葹?.9 m,斷層上盤側(cè)巷幫高度為2.2 m,寬度為3.5 m,如圖2。
圖2 硐室圍巖支護(hù)斷面示意圖(mm)
(3)采用光面爆破法進(jìn)行導(dǎo)硐施工,每掘進(jìn)一個斷面布置40個爆破鉆孔。其中掏槽孔6個,鉆孔深度為1.7 m;輔助孔12個,鉆孔深度為1.5 m;周邊孔22個,鉆孔深度為1.5 m。
(4)爆破鉆孔施工完后對鉆孔內(nèi)填裝礦用三級乳化炸藥以及1#、2#、3#三種毫秒延期電雷管,延期時(shí)間為130 ms。其中掏槽孔填裝3支藥卷,周邊孔與輔助孔填裝2支藥卷。每個爆破孔采用水炮泥封孔,封孔深度不低于0.5 m。
(5)硐室爆破施工后,在硐室口與運(yùn)輸順槽帶式輸送機(jī)之間安裝一部礦用隔爆型耙?guī)r機(jī)進(jìn)行煤矸運(yùn)輸,當(dāng)硐室施工長度達(dá)30 m時(shí)及時(shí)在硐室內(nèi)安裝一部刮板輸送機(jī)。硐室施工期間,在距硐室口20 m新鮮風(fēng)流處安裝22 kW的局部通風(fēng)機(jī)進(jìn)行通風(fēng)。
(6)導(dǎo)硐施工后且硐室內(nèi)圍巖支護(hù)全部完成后,工作面繼續(xù)割煤。當(dāng)工作面與硐室貫通后,逐漸抬高支架行程并在斷層下盤與上盤交界處鋪設(shè)高度為0.5 m道木,使液壓支架、刮板輸送機(jī)以及采煤機(jī)平順過渡至斷層上盤處。
由于硐室布置在斷層帶處,受構(gòu)造應(yīng)力影響硐室圍巖穩(wěn)定性差,決定對硐室采取錨桿、鋼帶、錨索組合以及玻璃鋼錨桿聯(lián)合支護(hù)。
(1)錨索吊棚鎖口。硐室開口5.0 m范圍內(nèi)采用錨索吊棚進(jìn)行鎖口。吊棚主要由JW型鋼梁和恒阻錨索組成,鋼梁長度為3.2 m,寬度為0.32 m,恒阻錨索長度為4.5 m,直徑為21.8 mm,吊棚施工排距為1.0 m。
(2)JW型鋼帶施工。頂板永久支護(hù)采用JW型鋼帶配套左旋無縱筋螺紋鋼錨桿聯(lián)合支護(hù)。JW型鋼帶長度為3.2 m,寬度為0.28 m,每根鋼帶采用4根長度為2.5 m、直徑為22 mm錨桿支護(hù),錨桿布置間排距為1.0 m。
(3)組合錨索加強(qiáng)支護(hù)。為了防止斷層帶處頂板出現(xiàn)破碎、垮落,沿?cái)鄬訋Х较蚴┕そM合錨索進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。組合錨索采用“二.三.二”布置方式,組合錨索布置間距為1.2 m,排距為2.0 m。每組組合錨索由長度及寬度為0.5 m鋼托板以及3根長度為6.3 m、直徑為21.8 mm恒阻錨索組成。
為了便于工作面回采,硐室巷幫主要采用玻璃鋼錨桿、玻璃鋼托盤、鋼錨桿聯(lián)合支護(hù)。
(1)斷層下盤側(cè)巷幫高度為3.9 m,其中底板往上1.7 m為粗砂巖,1.7~2.2 m范圍內(nèi)為9#煤層,決定對下盤側(cè)巷幫施工三排護(hù)幫,其中第一排、第二排為玻璃鋼錨桿支護(hù),第三排為螺紋鋼錨桿支護(hù)。斷層上盤巷幫高度為2.2 m且全部為9#煤層,巷幫施工兩排玻璃鋼錨桿。
(2)玻璃鋼錨桿長2.4 m,直徑為23 mm,每根錨桿配套一塊長度為0.32 m、寬度為0.25 m玻璃鋼托盤,錨桿布置間排距為1.0 m,其中第一排護(hù)幫距頂板間距為0.5 m。
至7月29日,9106-1工作面已回采至440 m處,工作面已過渡至F9斷層上盤。工作面采用導(dǎo)硐法過斷層,解決了傳統(tǒng)回采工藝采煤機(jī)破巖量大、設(shè)備損壞嚴(yán)重等技術(shù)難題。導(dǎo)硐法工作面采用爆破破巖代替?zhèn)鹘y(tǒng)機(jī)械破巖,減少采煤機(jī)破巖量540 m3,對導(dǎo)硐區(qū)域圍巖采取聯(lián)合控制技術(shù),過斷層期間未出現(xiàn)頂板破碎、煤壁片幫現(xiàn)象,保證了工作面安全快速回采,取得了顯著應(yīng)用成效。