牛 群

(國家礦山安全監(jiān)察局新疆局，烏魯木齊 831114)

煤礦生產不可避免地會遇到褶曲、陷落柱、斷層等構造，其中斷層是最常見的地質構造，當采掘工作面靠近斷層破碎帶時容易出現垮落、片幫及強動力顯現，給正常生產帶來影響[1-3]。研究人員提出了一些關于過斷層的技術方案及措施，為推進煤礦安全過斷層提供了技術參考[4-7]。但前期的研究主要針對單一斷層，缺乏對組合斷層的相關研究，造成礦井面對組合斷層時存在技術缺陷，無法及時采取有效管控措施應對組合斷層帶來的風險?；诘V井實際情況，對綜采工作面過組合斷層期間的安全技術措施進行研究，盡可能消除綜采工作面過組合斷層期間的頂板垮落風險。

1 工程背景

1.1 礦井概況

某煤礦含煤地層為中侏羅統(tǒng)西山窯組，可采煤層6層，由上而下依次為4#、5#、9#、10#、14#、15#煤層，其中4#與5#、9#與10#煤層分別進行組合開采，煤層傾角15°～18°，屬于緩傾斜煤層。礦井采用綜采放頂煤工藝，自然垮落法管理頂板。每個(組合)煤層布置3個綜采放頂煤工作面，逐煤層下行式開采。

礦井范圍內斷層較為發(fā)育，但斷層多為斷距小于3 m的小斷層，斷層附近圍巖裂隙較為發(fā)育，受采掘擾動影響，局部區(qū)域頂板易出現變形。

1.2 工作面概況

目前回采的工作面為4#～5#組合煤層首個回采工作面。工作面名稱為2451綜放工作面，東西方向布置，上、下部為未開采的實體煤巖體。東部為工業(yè)廣場保護煤柱，西側為礦井邊界，經地質普查，該區(qū)域為實體未開采。南側為一水平已回采區(qū)域，中間由煤柱隔開。北側為4#～5#組合煤層準備工作面，目前準備工作面順槽已準備完畢，正在施工開切巷。

根據三維地震及已掘巷道地質資料分析，2451工作面膠帶運輸巷走向653～703 m揭露組合斷層1處，按照回采過程揭露先后順序分別為T6次生正斷層(730.4 m)、T6正斷層(703 m)、T5″正斷層(685 m)、T5′正斷層(669 m)、T5正斷層(662 m)、T4正斷層(653.5 m)。2451工作面軌道運輸巷對應斷層影響走向范圍為279.3 m。過斷層期間煤巖層松軟、破碎易片幫、冒頂。

表1 組合斷層參數表Tab.1 Combined fault parameters

圖1 膠帶巷組合斷層分布剖面圖Fig.1 Sectional view of fault distribution of belt alley combination

圖2 軌道巷組合斷層具體參數和分布剖面圖Fig.2 Specific parameters and distribution profile of track-lane combined fault

2 組合斷層安全管控方案

參考國內過斷層經驗[3]，回采期間過斷層主要存在的安全問題有：斷層附近圍巖裂隙較為發(fā)育，受采掘擾動影響局部區(qū)域頂板易出現變形，回采期間易發(fā)生冒頂事故。斷層帶會在煤層中形成大量的瓦斯毒物，通過斷層中的裂縫涌入巷道，嚴重影響施工作業(yè)，對施工人員和國家財產安全構成極大威脅。因此回采期間過斷層安全管控重點是采取科學有效的過斷層技術方案和斷層處破碎巖石技術方法，制定完善的頂板管控措施及異常氣體管控措施。

2.1 工作面調整方案

常見的過斷層方法有割頂煤或底煤過斷層法、斷層上底相結合過斷層法、直接割煤過斷層法、工作面過組合斷層法，以上單一方法均存在局限性，因此采用綜合法過斷層，針對每條斷層的實際情況，對工作面進行調整，根據工作面揭露巖石情況采取俯采或仰采。調整時應遵循以下原則：根據工作面煤層和巖石變化情況安排仰采期間采煤機滾筒調整不得過大?？刂撇擅簷C在斷層區(qū)域割煤期間速度，防止速度過快導致空頂面積較大。截割時盡量避免或減少截割巖石。

2.2 斷層處破碎巖石技術措施

斷層處破碎巖石一般有兩種方法，即采煤機直接截割法和松動爆破巖石的方法，選擇何種方法取決于斷層落差和巖石硬度。現場實踐研究表明，工作面遇巖石情況下，巖石厚度小于等于0.8 m且?guī)r石硬度系數f<5采取采煤機滾筒破碎巖石。巖石高度大于0.8 m且?guī)r石硬度系數f≥5時，采取松動爆破巖石的方法，再使用采煤及進行截割。組合斷層情況復雜，采用單一破碎巖石方法不能有效破巖，應根據每條斷層實際情況選擇破碎巖石方法。

一是采煤機直接截割法。工作面出現巖石時，調整割巖石高度，割巖石時上下搖臂全部割底刀，巖石區(qū)域底刀割完后根據割刀方向將搖臂上調，每次上調保證割巖石高度在0.3～0.5 m，如此反復割巖，直至將巖石割完為止。采煤機行走方向滾筒進入巖石區(qū)域前3副液壓支架時，將前部刮板輸送機收回400 mm，此時采煤機滾筒截深為400 mm。待采煤機后方滾筒割完巖石區(qū)域后，再將前部輸送機完全推出，此時反方向割刀，將剩余截深為400 mm的巖石割掉。

二是松動爆破巖石。先采取松動爆破，后割煤，放一次松動炮可割煤2個循環(huán)。采用爆破松動的方法對巖石進行松動，巖石高度在1～1.5 m時沿揭3.0 m，采煤機滾筒1.8 m，一遍底刀割完后剩余1.2 m，來回反復2～3次將巖石割完。采煤機在割巖石段時放慢采煤機行走速度，速露巖石的中線打單排眼。眼間距1 m，一次施工4個眼進行起爆。巖石高度在1.5～2 m時打雙排眼，眼間排距為1 m，一次每排施工2個眼進行起爆，共計4個眼。全斷面巖石段爆破松動巖石時，距煤壁2 m以內施工爆破孔，2 m以上由其自行垮落。

2.3 工作面頂板管控措施

頂板管理作為綜采工作面過斷層采煤方法的重要保證，需結合具體措施進行科學管理，為整個開采過程提供保護。主要針對頂板管理的基本措施進行分析，以期能對過斷層采煤過程有所幫助。

回采前對巷道變形嚴重地點，采取劈幫、挑頂、臥底等方式確?；夭上锏缹挾群透叨取ο锏老鲁炼窝a打單體進行補強支護，巷道中網兜及錨網銹蝕嚴重地段提前行補強支護處理，確?；夭上锏拦こ藤|量。

回采過斷層期間移架方法：頂板正常情況下采用追機移架的方式對頂板進行支護，移架采取自下向上或自上而下的順序。采煤機割煤后，先移支架，采用帶壓擦頂移架方式移架，采煤機上行時支架要滯后下滾筒5 m，采煤機下行時支架要滯后上滾筒5 m，不得超過12 m。頂板破碎時要超前移架，移架要超前采煤機下滾筒直至頂板完好處支架，煤機割斷層面時，先將煤機停在距斷層面10 m處，再將斷層范圍內支架全部前移。移架期間帶壓擦頂移架。

下端頭支護采用端頭支架進行支護，煤質較好情況下三角區(qū)域使用端頭支架側護板進行支護。頂板較破碎時且支架側護板無法完全支護裸漏頂板時，對裸露頂板進行支護，距工作面煤壁1 m處開始支護，長度5 m，割完一刀煤后回撤一根單體繼續(xù)向前支護對巷道頂板下沉段補打單體進行支護。在超前架前方對巷道網兜進行處理，及時補網支護，前移支架支護處理網兜段。在巷道頂板來壓段段架設單體配合交接梁進行支護，單體柱距1 000 mm，單體支柱初撐力必須達到90 KN(11.5 MPa)。

若斷層區(qū)域頂板較破碎，需提前拉架用于支護頂板，此時停止采煤機并將前進方向滾筒下放，只割底刀，不割頂刀。

2.4 斷層區(qū)域氣體異常管控措施

斷層造成的破碎帶往往是瓦斯的良好通道，也是礦井瓦斯積聚地，過斷層期間主要易發(fā)生瓦斯積聚，頂板冒落空洞積聚瓦斯、回采工作面上隅角瓦斯積聚及其他瓦斯積聚，所以工作面過斷層必須做好瓦斯抽采防治工作，確保工作面正常開采和人員安全。

根據工作面瓦斯涌出來源構成及瓦斯涌出量預測結果，結合該工作面巷道布置、瓦斯抽采等實際情況，參照礦井其他煤層工作面瓦斯治理經驗，綜合分析采取回風順槽高位鉆孔抽采為主，采空區(qū)埋管抽采為輔，并結合風排治理的瓦斯綜合治理措施。

加強斷層區(qū)域支護，防止發(fā)生工作面冒頂，減少和消除頂板冒頂造成的空洞和瓦斯積聚。

加強日常瓦斯監(jiān)測，安排專職瓦檢員，對工作面上下隅角進行有毒有害氣體檢查，工作面中部每班最少檢查3次。一旦有瓦斯?jié)舛瘸^0.5%時立即停產，設備停電，懸掛有人作業(yè)嚴禁送電牌后，工作面所有人員撤出安全地點。

3 結語

為了保證采煤工作人員的人身安全，需要對采煤工作中出現的問題進行及時處理。提出了回采過組合斷層的頂板管控、巖石破碎和瓦斯防治等安全管控重點，針對組合煤層賦存特征提出了相應的技術管控措施，實現了綜放工作面的安全回采。