摘  要：介紹了過斷層之前的各種預兆，論述了在全煤見頂巷道時過斷層的施工工藝及施工技術，以及此種特殊施工工藝在實際現場的應用，并敘述了此項技術創新的經濟價值。

　　關鍵詞： 正斷層；預兆；施工方法

　　中圖分類號：  TD263.4  　　　文獻標識碼：  A      文章編號：2095-0802-(2012)07-00  -00

　　In Full Coal Peaked Alley Normal Fault of Construction Technology and Technical Application

　　WANG Quan-shi

　　(Coal Meiyukou Coal Mine Engineering Area,  Datong 037041, Shanxi, China)

　　Abstract: This paper introduces a fault of various omens before, and discussed in all the coal roadway peaked a fault of the construction technology and construction technology, and this special construction technology in the actual application, and describes the technology innovation of the economic value.

　　Key words: normal faults omen construction method

　　0引言

　　我煤峪口礦機掘三隊施工11#、12#層410盤區81018工作面的4條巷，共計4 018 m，預計有斷層共計24個，全部為正斷層，最大落差2.5 m，最小落差0.5 m。經過現場施工實踐，總結了很多施工工藝及技術，并通過回采觀察，其技術基本趨于成熟。

　　1過斷層前的各種預兆

　　a) 沿煤層地板掘進時，原下山巷道變為上山巷道，頂煤突然變薄，地板原為巖石變為全煤；b) 頂板發出響聲，有“悶墩”聲，支護有變形現象，頂板有離層現象，煤質變酥，煤壁片幫增多，范圍增大，工作面打眼時省力，掘進機割煤時負荷減小；c) 工作面淋頭水增多，而甩在后面的巷道的淋水逐漸減少，該淋水是由采空區積水順斷層裂隙賦存在煤體的裂隙和孔隙之中，掘進及打眼時會從壁面流出；d) 巷道左手或右手出現通體裂縫，掘進機割下的煤塊有一道道擦痕，并伴有白石灰粉；e) 由于采空區的甲烷等有害氣體會從斷層裂隙下瀉到工作面，從而造成工作面有害氣體氣體增多現象[1]。

　　2支護設計

　　該施工施工工藝采用錨桿、錨索、金屬網支護。

　　2.1按懸吊作用理論錨桿支護參數的計算

　　錨桿長度L的確定:

　　L=l1+l2+l3，                          (1)

　　式中：l1為錨桿外露長度，130㎜；l2為錨桿有效長度；l3為深入穩定煤體長度。

　　l2=,                           (2)

　　式中：B為巷道跨度，3 000 ㎜；f為普氏巖石堅固性系數，取最小值4；l2==≈375㎜

　　l3按錨固粘結力（πdτcl3）等于桿體屈服或拉斷承載力（）而得的公式估算：

　　l3===495㎜ ，                   （3）

　　式中：d為錨桿直徑，18㎜；σt為桿體材料的設計抗拉強度，φ18螺紋鋼錨桿設計抗拉強度為550 MPa;τc為錨桿與樹脂藥的粘結強度，螺紋鋼取5.0 MPa。

　　錨桿長度：L=l1+l2+l3=130+375+495=1 000 ㎜。

　　所以錨桿采用長度2 000 mm能夠滿足使用要求。

　　2.2按錨桿桿體承載力與等抗拉拔力強度原則確定錨桿直徑d

　　錨桿錨固力Q等于錨桿桿體承載力P，P=，由P=Q得：

　　，                     （4）

　　式中：Q為按我礦現場抗拉拔力試驗數據取8 t相當于78 400 N；      Σt為錨桿桿體材料的設計抗拉強度，按普通低碳鋼抗拉強度取值420 MPa。

　　所以錨桿直徑選擇為18㎜，大于15.4㎜可滿足支護需要。

　　2.3錨桿排間距

　　根據每根錨桿懸吊巖石載荷大小確定錨桿間距（a）與排距（b）（通常a=b），及錨桿懸吊巖石載荷（G=a2l2γ）等于錨桿的錨固力（Q）。在考慮安全系數（K）的情況下

　　a=0.028d，                （5）

　　式中：a為錨桿間距，m；K為錨桿安全系數，一般取K=1.5～1.8，取最大值1.8；γ為巖石容重，kN/m3。由于懸吊的是11,12#層煤頂板，取25。

　　l2為錨桿有效長度：2-0.13-0.495=1.375 m。

　　a=0.028×18= 1.31 m

　　為防止頂煤出現裂隙，故將錨桿排間距設計為1 000㎜×1 000㎜，能滿足支護要求。

　　為保證安全并經以上技術計算，采用錨桿直徑20 mm,長2 000 mm；錨索直徑17.8 mm,長5 000 mm[2]。

　　3施工方法：

　　3.1要提前加強斷層往后16 m范圍的支護強度，具體方法。

　　3.1.1減少互幫的間排距，并且互幫緊跟工作面并掛網

　　當掘到斷層前，由于煤壁變酥且頂板壓力增大造成巷道兩幫逐漸移近，如果不增強支護，變形的不到控制，繼續發展下去就會造成片幫。片幫后，新暴露出來的兩幫會繼續向巷道中間擠出，即繼續片幫，巷道壓力會急速增加，片幫嚴重時，增加了巷道空頂面積，頂板離層量加大，頂板極易跨落。

　　3.1.2增加頂錨栓、錨索的數量

　　通過現場實踐，施工錨栓、錨索控制頂板的離層及其有效，增加錨索的數量可減少圍巖的變形量。

　　3.2過斷時具體做法。

　　甩皮帶輸送機管架8套，拆皮帶50 m，用機組將滑道頂后24 m，同時張緊皮帶，按100‰的坡度向下起底，直到斷層處，再沿斷層巖石頂板向前掘進。

　　4經濟效益

　　a)不用爆破施工，可增加過斷層安全系數;b) 提前2天完成任務，按每天3班，每班12人，每工120元計算，可節約資金：2×3×12×120=8 640元

　　參考文獻:

　　[1] 翁家杰.井巷特殊施工[M].北京：煤炭工業出版社，1990.

　　[2] 何滿潮.中國煤礦錨桿支護理論與實踐[M].北京:中國礦業大學出版社,1999.

　　(責任編輯：張  楠)

　　王權仕，男，1973年09月出生，山西省應縣人，2012年畢業于中國礦大采礦工程專業，現就職于大同煤礦集團公司煤峪口礦工程區區,現職稱：助理工程師。