工作面过断层回采工艺及支护技术优化

孙 阳

（晋能控股煤业集团挖金湾煤业公司，山西 大同 037031）

1 概述

晋能控股煤业集团挖金湾煤业公司8107 工作面位于井田一盘区，东部与8105工作面采空区相邻，南部与盘区北回风巷、主运输巷、辅助运输巷相接，西部尚未开拓，北部与张家坟村保护煤柱相邻，对应上覆为侏罗系14#煤层古窑采空区。

8107 工作面可采长度1754 m，切眼长度200 m，回采煤层为山4#层，煤层平均厚度3.52 m，含三至四层夹石（0.08～0.30 m），煤厚变化稳定。煤层顶底板岩性见表1。

表1 8107 工作面回采的4#层顶底板岩性表

8107 工作面地质条件简单，主要以中小断层为主，工作面回采期间共计揭露F1、FS3、FS7、F133、F134等5 条断层。其中，F1、FS3、FS7、F134等4 条断层落差在1.0 m 以下，对工作面回采影响不大；F133断层落差为1.8 m，倾角为54°，断层从8107回风顺槽670 m 里程牌前方7.0 m 处侵入工作面，断层在运输顺槽670 m 里程牌前方48 m 处贯穿揭露，对工作面回采影响长度为64 m，断层下盘为上升盘，揭露断层后工作面底板往上1.5～1.9 m 范围内为砂质泥岩，局部存在粗砂岩，岩体硬度高，对工作面回采影响大。

2 过断层回采工艺优化

采用传统强行破岩法过F133 断层时存在两方面问题：一是机械破岩量大，断层下盘煤体损失大，回采后采空区存在大量遗煤；二是断层与工作面斜交，直接过断层时无法一次性揭露断层，断层从尾向头逐渐揭露，揭露断层时围岩稳定性差，特别是端头煤柱破坏严重，极易垮落。经研究，决定采取“旋转调斜+抬底破顶”联合回采工艺[1-5]。

2.1 旋转调斜

旋转调斜的目的是揭露断层前使工作面人工形成伪斜，伪斜角度与断层斜角一致，确保工作面一次性全部揭露断层，为后期抬底留岩回采做准备。

1）F133 断层侵入工作面后与工作面布置夹角为11°，头顺槽与尾顺槽断层揭露位置水平错距为41 m。为了保证工作面调斜后与断层平行，以工作面尾端为中心，对工作面进行旋转，旋转后头部旋转距离为41 m。

2）8107 工作面采用型号为SGZ-1000/2×855刮板输送机，输送机一次性最大弯曲角度为3°；采用MG800/2000-WD 型采煤机割煤，一次性最大割煤深度为0.8 m。采煤机割煤后，刮板输送机在允许弯曲角度下，旋转刮板输送机最大长度S=L/sinβ（L为采煤机截割深度，0.8 m；β为刮板输送机最大弯曲角度，取2°），S=0.8/sin2°=22.9 m；工作面长度为204 m，计算旋转等分点个数N=204/22.9=8.9 ≈9 个；工作面单架宽度为1.75 m，旋转点位置支架编号为12#、25#、38#、51#、64#、77#、90#、103#、116#，旋转点支架编号为116#（共计116 个支架）。

3）8107 工作面回采至670 m 处（距断层7.0 m）开始进行旋转回采。首先将采煤机移至12#支架前方向端头斜切割煤，割煤完成后空到范围至25#支架前方，然后对1#～12#支架前方刮板输送机进行推移，第一个短刀割煤完成。

4）第二短刀从25#支架向1#支架斜切割煤，割煤后采煤机空刀返回至38#支架，此时对1#～25#支架前方刮板输送机进行推移。第二短刀完成后依次进行第三、第四、第五、第六、第七、第八短刀割煤，割煤工序相同。

5）第八短刀割煤完成后，采煤机移至116#支架前方，推移1#～113#支架前方刮板输送机，然后从116#支架开始斜切进刀向1#支架方向割煤。割煤完成后，采煤机范围116#支架推移整个工作面刮板输送机，第九通刀割煤完成。此时完成一个旋转回采循环，一个旋转回采机头推移7.2 m，共计需完成6 个旋转循环，如图1。

图1 工作面旋转回采单循环割煤方式图（m）

2.2 抬底破顶回采

1）旋转回采后工作面与断层平行，与断层间距为7.0 m。此时工作面循环回采作业，采煤机单刀割煤深度为0.7 m，割煤10 刀后整个工作面完全揭露F133 断层。

2）工作面揭露断层后，调整采煤机6°上山角抬底破顶，回采期间留底岩破顶煤，采煤机截割深度控制在0.5 m。在抬底破顶回采时采用分段移架方式，即采煤机每割煤50 m 后及时超前移架。

3）断层揭露粗砂岩时可采用松动爆破辅助回采，减小采煤机破岩难度。当工作面抬底破顶回采18 m 后且完全揭露断层下盘煤体时，再次调整采煤回采角度，沿下盘煤体底板回采。

3 断层区围岩支护技术

3.1 端头三角煤柱支护

3.1.1 注浆加固

1）在运输、回风顺槽煤壁侧巷帮布置注浆钻孔，每侧布置两排钻孔，钻孔深度为5.0 m，直径为45 mm。第一排钻孔布置在距顶板0.8 m 处，钻孔以20°仰角布置；第二排注浆孔与顶板间距为1.8 m，垂直煤壁布置。两排钻孔交错布置，如图2。

图2 8107 工作面过断层区支护平、剖面示意图（mm）

2）钻孔布置间距为4.0 m，顺槽每侧布置30个钻孔。工作面在揭露断层前提前注浆施工，注浆材料采用水泥砂浆、水玻璃、速凝剂混合浆液，水泥、水玻璃配比为1:1，速凝剂添加量为水泥的2%～5%。

3）钻孔施工后对钻孔内安装注浆管并采用膨胀水泥进行孔口封堵，注浆管连接注浆泵进行注浆施工，注浆压力控制在4.5～6.0 MPa 范围内。

3.1.2 可伸缩架棚支护

1）为了防止工作面顺槽顶板受动压影响出现顶板垮落、破碎，对头尾顺槽超前60 m 范围架设可伸缩钢棚支护，钢棚架设间距为1.0 m，钢棚采用U29 钢焊制而成。

2）运输顺槽考虑不影响转载、破碎机前移，采用“两腿一梁”支护方式。回风顺槽受应力影响大，采用“三腿一梁”支护方式，钢棚中部支设一根液压单体柱。

3.2 留顶煤支护

3.2.1 超前管棚支护

1）当工作面抬底破顶回采12 m 后顶煤厚度在0.8 m 左右时，对顶板施工一排超前管棚支护，支护孔深度为6.0 m，直径为32 mm。钻孔施工在工作面顶板往下0.2 m 处，布置仰角为6°，每架支架顶梁前方布置一组孔（2 个），孔距为1.0 m。

2）管棚支护采用直径为30 mm 圆钢焊制而成，圆钢一端通过拉丝处理，形成螺纹端头，相邻两根圆钢通过丝扣连接，每节长度为3.0 m，位于孔底端圆钢端头设置为削尖状。超前管棚施工完后工作面支架顶梁与管棚体接触严实带压擦顶移架。

3.2.2 双钢筋托梁棚支护

1）工作面在揭露断层下盘前后顶煤破碎严重，煤壁出现片帮现象，造成局部端面距超限。当端面距大于1.0 m 时对其顶板施工双钢筋托梁棚支护。

2）双钢筋托梁棚支护主要由双筋梁、玻璃钢锚杆等部分组成。双筋梁采用4 根直径为16 mm 的Q235 圆钢与W 型钢带焊制而成，每根圆钢长度为3.5 m，3 根圆钢先焊制成梯形架，梯形架宽度为0.2 m，梯形架与W 型钢带焊接为一体；在W 型钢带两端各焊制一个直径为40 mm 圆孔。玻璃钢锚杆长度为2.0 m，直径为30 mm，端头采用碟形玻璃钢托盘预紧。

3）双钢筋托梁棚与支架顶梁平行布置，布置间距为1.75 m，布置排距为1.2 m。在支护过程中为了防止移架造成锚杆拉断现象，钢棚锚杆施工在两个支架间隙处。

4 结语

1）对工作面旋转调斜回采，使工作面与断层面平行，避免斜交揭露断层时围岩控制难度大、破碎严重等难题，为后期抬底破顶回采奠定了基础。

2）与传统强行破岩法相比，工作面采用抬底破顶回采工艺减少了采煤机破岩量1420 m3，降低了采煤机破岩期间故障率，采煤机故障率可降低至4%，维修费用可减少40 余万元，提高了断层区煤柱回采率，减少了采空区遗煤量，便于采空区安全管理。

3）对工作面抬底破顶回采末期顶板采取联合支护技术后，后期回采过程中顶煤未出现垮落现象，端面距控制在0.4 m 以下，未出现大面积片帮以及三角煤柱垮落。