近距離煤層分層開采巷道礦壓控制研究

孔彪

摘 要：神東礦區礦井地處神府-東勝煤田，煤層埋深較淺，層間距較近，分層開采過程中極易受到上下煤層的影響，巷道圍巖變形嚴重，對礦井安全生產造成較大影響。神東布爾臺煤礦地質條件較為復雜，頂板巖性較差，在礦井開采初期，多次發生冒頂、巷道變形等情況。本文結合布爾臺礦回采過程中遇到的問題，對巷道支護原理進行分析，提出礦壓控制的有效措施，在實際生產中起到了顯著的效果。

關鍵詞：近距離煤層；頂板；措施

1 布爾臺煤礦概況

1.1 礦井自然條件

布爾臺煤礦位于內蒙古自治區鄂爾多斯市伊金霍洛旗境內，是神華神東煤炭集團建設的生產能力、主運輸系統提升能力、煤炭洗選加工能力世界第一的大型礦井，井田面積193平方公里，地質儲量33億噸，可采儲量18.5億噸，礦井設計生產能力為2000萬噸/年，服務年限71.3年。

全區可采煤層10層，目前主采煤層為兩層，分別是22煤、42煤。22煤平均厚度3.02m，平均埋深300.1m（上覆基巖平均厚度：284m；松散層平均厚度：16.1m），直接頂平均厚度：11.27m，巖性：砂質泥巖，采用綜采一次采全高回采工藝；42煤平均厚度5.9m，平均埋深376.7m（22煤與42煤層間距68.3m），直接頂平均厚度：14.2m，巖性：砂質泥巖，采用綜采放頂煤回采工藝。

1.2 礦井開采過程中存在的問題

布爾臺礦一盤區兩個水平同時開采，22煤與42煤層平均間距為68.3m，屬于較近距離煤層。礦井投產初期由于42煤巷道與22煤巷道重疊布置，一盤區下水平42煤開采后，受疊加應力的影響，22煤出現順槽頂板下沉、底板底鼓、原有支護失效、幫部鼓出、密閉損壞等現象，平均底鼓量達2.2m。

礦井自建礦以來先后在發生過冒頂九次，其中22煤發生過冒頂2次，42煤發生過冒頂7次，平均冒落高度達1.9米。

（1）22煤受二次采動巷道底鼓、幫鼓嚴重，頂板下沉、產生切頂現象。（2）42煤受二次采動巷道幫鼓、底鼓嚴重，頂板下沉，局部產生切頂，與采空區隔離煤柱被壓酥，裂隙漏風嚴重，回采工作面頻繁產生冒頂事故。（3）42煤綜采工作面漏頂嚴重，機尾三角區經常冒頂難于控制，機頭壓力顯現明顯，運順片幫嚴重，轉載機頭產生切槽。（4）42煤進入分叉區后，壓力顯現更加明顯，煤柱被壓酥、漏風嚴重，頂板維護不住。

2 巷道圍巖穩定性機理

巷道圍巖條件在時空上一般有較大的差異，但支護設計時往往不考慮這一實際，采用“一刀切”的辦法，一條巷道、一個采區、乃至整個礦井巷道都采用相同的支護參數。一是造成大部分巷道支護過剩，支護浪費巨大。二是巷道冒頂高風險區域支護不足，冒頂事故頻發。將巷道頂板按照冒頂隱患程度劃分為不同的級別是解決該問題的有效手段。

2.1 煤層巷道頂板穩定性分類原理

巷道頂板壓力主要由穩定的“關鍵承壓巖梁”承擔，并通過直接頂中的“壓力傳遞拱”繼續向下傳遞給巷道兩幫的煤體直至底板。

“壓力傳遞拱”下巖石可視為錨桿支護的載荷體，“關鍵承壓巖梁”距離巷道頂板越近，巷道破壞高度越小，頂板越穩定。

2.2 巷道圍巖變形破壞機理

巷道圍巖變形特征：（1）巷道頂板下沉（離層）大于200mm，底鼓量大；（2）兩幫相對移近大于1500mm。

工作面后方550m處巷道高度最小值為1.214m，頂底相對變形量高達3.086m，巷道兩幫相對變形量也達到了1.23m。巷道頂底板破壞劇烈，巷幫破壞鼓出嚴重。

二次采動后頂板松動區：最淺部圍巖嚴重離層、破壞，為破裂散落體；更深部圍巖為極限平衡區，圍巖處于塑性狀態，可以自穩；最深部圍巖處于彈性狀態，變形很小。

巷道冒頂高度是有限的，巷幫破壞深度也不會很大。

3 礦壓控制采取的措施

3.1 優化采掘接續

加快22煤推采速度，放緩42煤推采速度，使兩層煤工作面水平、垂直距離變大，從而減小相互采動影響。現回采的22105工作面回風順槽與42103工作面水平距離508m，垂直距離165m，22105回風順槽局部頂板下沉、底板底鼓，平均底鼓量1.3m，通過起底治理、頂板補強支護后后續頂底變化量較小，使22煤受二次采動影響的巷道得到有效控制。

3.2 確定巷道支護參數

根據不同煤層和巷道的用途，優化確定了巷道支護參數，如圖2所示。

3.3 變更42煤回采工藝

將一次采全高大采高回采工藝改為放頂煤回采工藝。

（1）周期來壓步距明顯減小。42103采用放頂煤老頂初次來壓步距為57.4m，

42102工作面初次來壓步距為60.3m，兩者相差2.9m。周期來壓距離42103來壓

步距11.6～13.8m范圍之內，平均12.7m，42102工作面的平均來壓步距16m，來壓步距明顯減小20.6%。

（2）支架工作阻力增大。42102-1工作面支架工作阻力為10800kN，來壓期間循環末工作阻力為10800～13400kN，支架安全閥經調整后仍然頻繁開啟，礦壓顯現劇烈，多次發生冒頂；42103工作面相對42102工作面支架工作阻力明顯增大，來壓期間循環末工作阻力為12500～13621kN，經調整安全閥后，支架工作阻力達到13062kN，支架支護狀態良好，有效控制了頂板。

（3）片幫深度明顯減小。相對大采高綜采而言，采用較低割煤高度綜放開采可以有效降低煤壁的片幫，綜放工作面采高3.7m相比一次采全高降低1.6m，工作面平均片幫深度由2.1m減小為1.2m，即放頂煤減少了片幫深度42.8%。

通過改變回采工藝，工作面頂板控制效果明顯好轉，42103綜放工作面開采以來從未發生過片幫、冒頂事故。（采高降低后導致的片幫有所減小，同時頂煤厚度大，使冒頂得到有效控制，采用放頂煤后采空區冒落效果較好，漏風量減少，抽放過程中co濃度有效降低，由過去的140～160PPM，降到目前的40～50PPM）

3.4 改變綜采面回風順槽（二次采動巷道）超前支護方案，提高支護強度

原回風順槽機尾超前支護距離為50m，單體排距1.2m，行距1.0m，頂板下沉、底板鼓起嚴重，為有效控制回風順槽頂板下沉、底鼓，將22煤、42煤回風順槽超前支護距離增加至100m，密集單體支護，22煤6排單體支護，42煤8排單體支護，超前支護范圍內只留700mm的行人通道。有效控制了工作面回風順槽頂板下沉，底板鼓起。

3.5 改變回采工作面采空區聯巷密閉參數，增加密閉抗壓強度，減少采空區漏風

改變前采空區聯巷密閉參數：采用0.5m磚墻進行永久封閉。改變后采空區聯巷密閉參數：1m磚墻+1m黃土充填層（頂部黃土未填實部分采用高分子材料充填）+0.5m磚墻+1.5mC20混凝土外墻，進行永久封閉。

4.礦壓控制效果

近幾年通過優化采掘布局，調整采掘接續，優化巷道支護參數，加強工作面回風順槽支護，變更回采工藝等措施，現回采的22煤工作面、42煤工作面受二次采動影響的巷道頂板下沉、底板底鼓，得到有效控制，保證了綜采工作面推采連續性。

通過幾年回采總結，22煤和42煤平距要保證在508米以上，上層煤二次保留巷道才能保證使用、避免上下層巷道重疊布置，減少集中煤柱對下層煤巷道的影響，造成底鼓、幫鼓、頂板下沉，22煤巷道底鼓、幫鼓頂變型較大區域為2000～4500m范圍，特別是2500～3500m范圍尤為明顯，42煤分叉區前500米至分叉區后2300米范圍內在工作面推采200m后開始壓力顯現，但持續距離和時間非常長，而且巷道變形后在綜采工作面回采后進入采空區冒落還不及時，是個緩慢下沉的過程等。

參考文獻

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