采煤机过地质构造技术探讨

徐清

摘要：

通过采煤机过地质构造断层带，及对回采影响范围的分析，结合以往过断层的经验，通过对改造成本、单产及安全等因素进行比较，最终确定了提前深孔预裂爆破断层坚硬岩石，从而保证综采放顶煤工作面安全、快速通过地质构造的技术方案，实现综放工作面过断层安全回采。

关键词：

采煤机；过断层；技术探讨

中图分类号：

TB

文献标识码：A

文章编号：1672-3198（2014）01-0192-02

1 矿井概况

辽源市大水缸煤矿有限责任公司位于辽源矿区西北部，位于辽源市315°方位，直距25km。行政区属辽源市东辽县云顶镇，设计生产能力30万t/a，主要环节能力按45万t/a设计。

井田位于长白山的西北部余脉、吉林哈达岭断裂带边缘。上侏罗系金州岗组是大水缸井田主要含煤地层。大水缸井田位于辽源煤田西北翼，呈不对称向斜构造，向斜轴呈反“S”，向斜轴大致走向NE-SW。区内主要的可采煤层由上至下编号为1#、2#、3#，层位较稳定，3#煤层底板凝灰岩普遍发育，有规律可循，为本区标准层，煤层属较稳定类型。

综采1012工作面布置在东翼采区3#煤层中，3#平均厚度7.68m。煤层直接顶岩性为粉砂质泥岩、底板岩性为凝灰岩。东翼采区地层走向NE-SW，倾向ES，倾角10～24°，东西长1.18km，南北宽0.64km。

2 1012工作面地质构造情况

辽源市大水缸煤矿有限责任公司1012综采放顶煤工作面，掘进回采巷道过程中，在上、下顺槽共揭露8个断层点，断层性质均为正断层，地质构造较发育，对工作面正常开采影响较大。工作面内F1断层落差H=1.2-2.3m、F3断层落差H=0.6-3.2m、F4断层落差H=1.8-4.2m、F6断层产状68°∠38°落差H=1.6-3.0m，为断层群。1012工作面于2010年8月首次进刀，从1012开切眼推进到150m时，回风顺槽遇到F6断层。工作面采煤机一次切割煤层厚度2.8m，放顶煤厚度4.88m，断层平面位置见图1。

3 回采工作面过地质构造技术方案确定

3.1 首次确定回采工作面过F6方案

详细总结大水缸煤矿建矿以来过断层经验、教训及通过改造成本、安全及不改造影响产量等诸多因素进行对比，研究、分析1012工作面所遇断层性质和落差、空间展布等，经公司工程技术人员反复探讨和论证，最终公司领导确定：为保证采煤机安全通过F6断层，选择超前深孔预裂爆破断层坚硬岩石方案。

3.2 超前深孔爆破预裂技术方案确定

为降低或减少对采煤机因切割坚硬岩石对切割头的损坏，延长截齿的使用寿命，回采工作面推进至F6断层前，在下顺槽F6下盘、3#煤层底板岩石中，超前施工预裂爆破巷道，利用预裂爆破巷道，施工∮≥50mm预裂爆破钻孔、装药，实施对坚硬岩石预裂爆破，从而解决采煤机遇断层推进速度慢、工作面爆破对采煤设备和支护设备及人员的安全问题。

（1）超前预裂巷道布置。

在1012工作面下顺槽F6断层下盘断层面7.5m处、平行断层走向，施工一条主要超前预裂爆破巷道，与上顺槽贯通。在该预裂爆破巷道外23m（巷道中心）、平行其施工第二条预裂爆破巷道，与上顺槽贯通。在两条主要预裂爆破巷道之间用辅助小穿联系，辅助小穿平行于上下顺槽，小穿间距9.0m（巷道中心），相互平行。预裂爆破炮眼布置在辅助小穿的岩柱内和主要预裂爆破巷道以外的岩石中。

（2）预裂爆破巷道设计。

结合煤层、断层的空间展布，确定预裂爆破巷道底板与采煤机过断层行走的底座相平为原则。第一条主要预裂爆破巷道坡度为+10°、长度125m。第二条主要预裂爆破巷道坡度为+10°、长度125m。辅助小穿长度相同，每条长度约20m。采用矩形断面掘进，宽3.0m、高2.8m，掘进面积8.4m2。

根据预裂爆破巷道承载能力、煤层和岩石的物理性质，最终确定辅助小穿岩、煤柱为6.0×6.0㎡左右。充分分析采煤机切割金属锚杆时，火花产生和截齿损坏等实际情况，巷道两帮采用玻璃钢锚杆支护。主要预裂爆破巷道和辅助小穿顶板支护采用锚杆、锚网与锚索联合支护方式，锚杆间排距均为1.0m，顶板采用钢筋网，两帮采用10#铁线、菱形网支护。锚杆∮=18mm，L=2.2m。

（3）施工工艺。

在F6断层面下盘7.5m和30.5m处，标定拉门中心，布置两个掘进队，施工主要预裂爆破巷道。之后辅助小穿按巷道中心9.0m间距，由下往上顺序施工。放炮期间必须通知另一队组，共同撤至安全地点。为避免采煤工作面超前来压，造成顶板下沉、巷道断面变形，影响采煤机正常通过，在主要预裂爆破巷道和辅助小穿施工完毕后，巷道中间采用戴帽点柱支护方式，对巷道顶板加强支护，点柱间距2.0m。

（4）采用深孔预裂爆破办法。

主要和辅助预裂爆破巷道加强支护后，用煤矿探水钻机向岩柱施工大口径预裂爆破钻孔，装药，进行预裂爆破，预裂松动岩柱岩体，确保采煤机顺利切割、减少截齿损伤，同时保证煤岩柱的支撑强度。

①钻孔参数确定。

预裂爆破钻孔在辅助小穿施工，距离巷道底板1.0m、与巷道底板和辅助小穿平行，钻孔深度10m、钻孔间距3.0m、钻孔直径50mm。药包重量1.0kg、规格300mm×60mm、乳化炸药，炸药装至距孔口6.0m时开始封炮泥，封泥长度≥3.0m。每次爆破≤2个钻孔。

②预裂爆破安全技术措施。

A.装药方式确定。

预裂爆破钻孔先装2包垫药、再装1包、再装2包垫药、1包引药……距离钻孔口6.0m处停止装药。药包间紧密接触，采用串联联炮方式。

B.放炮时间确定。

利用当班工作人员离开工作面下班后、下一班工作人员上班前的交接班时间，对断层进行预裂爆破。

C.安全技术措施。

在所有通向放炮地点的所有通路、安全距离以外设置好警戒人员、采煤工作面所有电器设备必须切断电源、有害气体不超标后，方可爆破。必须实行三人“联锁放炮制”、“一炮三检制”、警戒人员执行“接送制”。装药的预裂爆破钻孔全部起爆结束后，接回警戒人员，检查有害气体不超标方可恢复设备供电。

4 采用预裂爆破过断层效果检验

1012工作面回风顺槽2010年4月9日推进至F6断层面，同年5月1日工作面通过F6断层结束，通过现场跟踪，实测数据如下。

4.1 采煤机切割速度与预裂爆破前对比

1012工作面采煤机通过预裂爆破切割岩石时，平均速度与切割煤层速度1.8m/min基本相同，现在平均推进3.2m/日，而采用预裂爆破前，采煤机过断层平均推进1.5m/日相比，现在推进速度快了1倍多。

4.2 日生产能力对比

过去采煤机过断层时，平均日产约300t。现在实行预裂爆破平均日产约700t。

4.3 采煤设备故障率对比

采用预裂爆破前，采煤机过断层时，每日更换截齿约30个，机械故障频繁发生。采用预裂爆破后，每日更换截齿8个左右，每日采煤机截齿节约费用达到3，000.00元，同时减少更换截齿所需时间，保证连续、安全运转。

4.4 预裂爆破巷道支护效果

采煤机过F6断层期间，通过对预裂巷道断面的连续实测数据：巷道顶板最大下沉量为280mm，两帮最大岩移量为525mm。支护完好，没有坏损，巷道虽有局部压力显现，但总体上对巷道支护影响不大。顶板下沉量和两帮变形量在设计支护安全规定的允许范围内。

4.5 预裂爆破巷道施工费用说明

4.6 深孔大口径预裂爆破效果分析

爆破后的岩柱破碎圈很小，裂隙圈较大，对上覆煤岩体支撑力稍有降低，却利于采煤机切割，岩石随采煤机行进自然冒落，冒落岩石粒度≤0.45m，达到了预裂爆破效果。

4.7 加强工作面过断层的安全管理工作

（1）确定过断层期间安全领导小组。

由总工程师任组长，对采煤机过断层和预裂爆破巷道施工期间的安全技术管理工作总体负责。

由生产矿长任副组长，对采煤机过断层和预裂爆破巷道施工期间保证各项安全措施落实到位总体负责。

成员由采掘段领导组成，分别对采煤机过断层和预裂爆破巷道施工期间安全、技术、生产具体负责。

（2）预裂爆破巷道及采面的通风管理工作。

预裂爆破巷道施工时，与采面必须严格执行有关串联通风的安全技术措施。

预裂爆破巷道贯通后，必须严格执行联络巷的通风管理制度。

日常加强瓦斯巡检和测风次数，保证采面足够风量和瓦斯不超标。

（3）采面顶板管理工作。

根据顶板裂隙发育及其完整情况，决定是否停止采煤机切割、前移掩护支架，从而保证顶板安全；根据岩壁岩石片落情况，决定是否停机处理。防止超前预裂爆破对工作面围岩造成的破坏，造成的液压支架不接顶初撑力不足、登空、倒架、错架等隐患，必须及时进行有效支护，加强顶板安全管理工作，杜绝冒顶事故发生。

（4）爆破作业管理。

爆破引药制作前，必须对使用的电雷管做导通试验；放炮时必须设置好警戒人员；及时拣出残留煤岩中的未引爆的电雷管；超前预裂爆破中的瞎炮、爆破残留炸药或雷管及时处理。

（5）掘进贯通管理。

编制贯通安全技术措施并审批，严格按贯通安全技术执行。

5 与以往采煤机过断层效益对比

通过采用大口径超前预裂爆破技术，经过统计分析，取得了以下经济效益：

（1）伴随超前预裂爆破方案的实施，1012工作面过断层与以往采面过相同性质、落差的地质构造，产量比多48，500t，利润按100元计算，则共实现利润485.0万元；减少采煤机变频器损失一套，资金节余17.8万元；采煤机减少截齿损失480个，每个截齿按150元计算，资金节余共72万元；超前预裂爆破巷道施工费用103.42万元，共实现利润406.58万元。

（2）该超前预裂爆破技术方案实施，比较圆满处理了1012工作面过断层推进速度问题。

（3）解决了采煤人员进入工作面采用爆破方式处理采煤机过断层带来的安全隐患问题，杜绝了放炮对采煤机和支护设备带来的伤害。

（4）工作面过断层推进度的加快，减少了采空区煤炭自燃发火带来的隐患威胁，同时杜绝了发生瓦斯爆炸事故的可能性。

6 超前预裂爆破技术方案的完善

6.1 超前预裂巷道支护完善

（1）为了避免采煤机切割金属网产生火花和金属网极易绕缠在采煤机滚筒上，对滚筒和截齿造成伤害。用塑料网替代铁线金属网。

（2）采用玻璃钢锚杆替代金属锚杆。

6.2 调整预裂爆破巷道施工时间

由于回采工作和预裂爆破巷道同时施工，导致掘进与采煤工作面串联通风问题出现，因此建议超前预裂爆破巷道施工时间，尽量选择在回采工作面掘进巷道完成、正式回采工作前施工超前预裂爆破巷道，即可杜绝掘进与采煤串联通风带来的安全隐患。

6.3 完善采面运输方式

回采工作面运输顺槽采用单一皮带运输，预裂爆破巷道掘进岩石与工作面回采煤炭混在一起，严重影响煤炭质量。因此建议：新掘进运输顺槽时尽量采用机轨合一运输方式，能够解决煤质下降问题。

6.4 超前预裂爆破巷道标定问题

采煤机回采要求改造巷道底板与采煤机行走底板标高相平，要求地测部门在施工超前预裂爆破巷道改造前，做好改造巷道中心、腰线的标定工作，保证改造后的巷道达到设计要求。

7 结论

超前预裂爆破巷道施工结合大口径预裂爆破技术方案的实施，解决了采煤机过断层推进速度慢、无法连续生产、变频器损坏、频繁更换截齿、过断层时间长、工作面爆破不安全、产量低等诸多问题。故此超前预裂爆破技术方案解决综采工作面过断层问题值得推广。

参考文献

[1]贾悦谦.综采技术手册[M].北京：煤炭工业出版社，2006.

[2]李星宇.煤矿综采新工艺新技术与机械设备选型使用手册[M].北京：中国知识出版社，2005.