导硐法过大断层回采工艺应用分析

冀永林

（晋能控股煤业集团四明山煤业有限公司，山西 高平 048405）

1 概述

晋能控股煤业集团四明山煤业有限公司9106-1工作面位于一采区西部，工作面南部为采区回风巷，西部为北善村边界保安煤柱，北部为井田边界保安煤柱。9106-1工作面为北部第一个采面，工作面设计走向长度677 m，倾向长度210 m，工作面回采煤层为9#煤层。9#煤层位于太原组中下部K5灰岩之下20～30 m，上距3#煤层底板一般为59.14 m，9#煤层均厚2.2 m，结构简单，无夹矸。直接顶板为0.59～2.53 m的砂质泥岩，基本顶为2.20～5.40 m的细粒砂岩或石灰岩，底板为1.60 m的砂质泥岩。9#煤层属结构简单、稳定可采的中厚煤层。

《四明山煤矿9106-1工作面水文地质报告》显示9106-1工作面地质构造相对简单，主要以中小型断层为主，断层平均落差为0.8 m，平均倾角为47°。工作面在回采前期共计揭露6条断层，断层最大落差为1.1 m，对工作面回采影响不大。工作面回采至420 m处预计揭露F9正断层，断层落差为1.7 m，倾角为52°。通过对运输顺槽围岩观察发现，该断层预计从工作面20#～24#范围内支架前方揭露，并向运输顺槽方向延伸，断层与工作面倾向夹角为12°。该断层是整个工作面落差最大的断层，对工作面影响大，影响工作面回采长度达64 m。

2 初步设计过断层回采方案

2.1 原过断层方案

9106-1工作面采用综合机械化回采工艺，工作面已回采至380 m，通过在工作面施工钻孔发现F9断层揭露点位于23#支架前方煤壁，且工作面揭露断层后回采方向为断层下盘，断层上盘煤体在空间上发生下移。

初步设计工作面采用俯斜回采工艺，即工作面回采至402 m处时调整工作面伪斜后，工作面采煤机从机头处斜切进刀，并调整采煤机割煤角度以7°俯角下山回采，下山回采期间对断层下盘留顶煤、破底岩。当工作面下山回采18 m后且完全揭露F9断层上盘煤体顶底板时及时调整采煤机割煤角度，沿上盘煤体顶底板进行回采。如图1。

图1 工作面俯斜回采剖面示意图（mm）

2.2 原回采方案主要存在的问题

（1）设备损坏严重。与传统采煤机强行破岩相比，俯斜回采工艺减少了工作面破岩量，加快了过断层速度。但是9106-1工作面采用俯斜回采过F9断层时，需破底岩，而工作面底岩主要为粗砂岩，该岩体硬度大，岩石普氏系数f＞5.0，超过采煤机截齿允许截割硬度，工作面采用俯斜回采采煤机破底岩时，采煤机截齿磨损严重，设备损坏率高。

（2）围岩控制难度大。采用俯斜回采时需预留断层下盘顶煤，顶煤预留厚度范围为0～1.7 m。由于9106-1工作面回采的9#煤层结构相对复杂，煤层稳定性差，俯斜回采留顶煤时，顶煤预留难度大，特别是当留顶煤厚度小于1.0 m时，顶煤很容易出现垮落，顶板维护难度大，液压支架在留顶煤区域初撑力及工作阻力不足，威胁着工作面安全回采。

3 导硐法过断层回采工艺

为了减少工作面过断层破岩量，降低设备故障率，加快工作面过断层速度，决定采用导硐法过F9断层[1-5]。

3.1 导硐施工工艺

导硐法即沿断层走向施工一条巷道，对断层处岩体进行提前挖除，当工作面回采至断层时将传统强行破岩、仰俯斜过断层工艺变为过空巷，从而避免了工作面过断层时破岩导致设备损坏、回采效率低等技术难题，加快了工作面过断层速度。

（1）通过现场观察，发现F9断层从23#支架向运输方向延伸，在回采煤层内延伸长度为34.5 m（每架支架宽度为1.5 m，共计23个支架），所以决定导硐施工长度为34.5 m。

（2）导硐开口位置位于运输顺槽425 m处，硐室与断层走向平行布置，硐室为梯形断面规格，硐室工作面侧巷帮高度为3.9 m，断层上盘侧巷帮高度为2.2 m，宽度为3.5 m，如图2。

图2 硐室围岩支护断面示意图（mm）

（3）采用光面爆破法进行导硐施工，每掘进一个断面布置40个爆破钻孔。其中掏槽孔6个，钻孔深度为1.7 m；辅助孔12个，钻孔深度为1.5 m；周边孔22个，钻孔深度为1.5 m。

（4）爆破钻孔施工完后对钻孔内填装矿用三级乳化炸药以及1#、2#、3#三种毫秒延期电雷管，延期时间为130 ms。其中掏槽孔填装3支药卷，周边孔与辅助孔填装2支药卷。每个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，在硐室口与运输顺槽带式输送机之间安装一部矿用隔爆型耙岩机进行煤矸运输，当硐室施工长度达30 m时及时在硐室内安装一部刮板输送机。硐室施工期间，在距硐室口20 m新鲜风流处安装22 kW的局部通风机进行通风。

（6）导硐施工后且硐室内围岩支护全部完成后，工作面继续割煤。当工作面与硐室贯通后，逐渐抬高支架行程并在断层下盘与上盘交界处铺设高度为0.5 m道木，使液压支架、刮板输送机以及采煤机平顺过渡至断层上盘处。

3.2 硐室围岩联合支护技术

由于硐室布置在断层带处，受构造应力影响硐室围岩稳定性差，决定对硐室采取锚杆、钢带、锚索组合以及玻璃钢锚杆联合支护。

3.2.1 硐室顶板支护

（1）锚索吊棚锁口。硐室开口5.0 m范围内采用锚索吊棚进行锁口。吊棚主要由JW型钢梁和恒阻锚索组成，钢梁长度为3.2 m，宽度为0.32 m，恒阻锚索长度为4.5 m，直径为21.8 mm，吊棚施工排距为1.0 m。

（2）JW型钢带施工。顶板永久支护采用JW型钢带配套左旋无纵筋螺纹钢锚杆联合支护。JW型钢带长度为3.2 m，宽度为0.28 m，每根钢带采用4根长度为2.5 m、直径为22 mm锚杆支护，锚杆布置间排距为1.0 m。

（3）组合锚索加强支护。为了防止断层带处顶板出现破碎、垮落，沿断层带方向施工组合锚索进行加强支护。组合锚索采用“二.三.二”布置方式，组合锚索布置间距为1.2 m，排距为2.0 m。每组组合锚索由长度及宽度为0.5 m钢托板以及3根长度为6.3 m、直径为21.8 mm恒阻锚索组成。

3.2.2 巷帮支护

为了便于工作面回采，硐室巷帮主要采用玻璃钢锚杆、玻璃钢托盘、钢锚杆联合支护。

（1）断层下盘侧巷帮高度为3.9 m，其中底板往上1.7 m为粗砂岩，1.7～2.2 m范围内为9#煤层，决定对下盘侧巷帮施工三排护帮，其中第一排、第二排为玻璃钢锚杆支护，第三排为螺纹钢锚杆支护。断层上盘巷帮高度为2.2 m且全部为9#煤层，巷帮施工两排玻璃钢锚杆。

（2）玻璃钢锚杆长2.4 m，直径为23 mm，每根锚杆配套一块长度为0.32 m、宽度为0.25 m玻璃钢托盘，锚杆布置间排距为1.0 m，其中第一排护帮距顶板间距为0.5 m。

4 结语

至7月29日，9106-1工作面已回采至440 m处，工作面已过渡至F9断层上盘。工作面采用导硐法过断层，解决了传统回采工艺采煤机破岩量大、设备损坏严重等技术难题。导硐法工作面采用爆破破岩代替传统机械破岩，减少采煤机破岩量540 m3，对导硐区域围岩采取联合控制技术，过断层期间未出现顶板破碎、煤壁片帮现象，保证了工作面安全快速回采，取得了显著应用成效。