孔彪

摘 要：神東礦區(qū)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(chǎn)造成較大影響。神東布爾臺煤礦地質(zhì)條件較為復(fù)雜，頂板巖性較差，在礦井開采初期，多次發(fā)生冒頂、巷道變形等情況。本文結(jié)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(chǎn)中起到了顯著的效果。

關(guān)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(nèi)蒙古自治區(qū)鄂爾多斯市伊金霍洛旗境內(nèi)，是神華神東煤炭集團建設(shè)的生產(chǎn)能力、主運輸系統(tǒng)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(zhì)儲量33億噸，可采儲量18.5億噸，礦井設(shè)計生產(chǎn)能力為2000萬噸/年，服務(wù)年限71.3年。

全區(qū)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(zhì)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(zhì)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(qū)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(chǎn)初期由于42煤巷道與22煤巷道重疊布置，一盤區(qū)下水平42煤開采后，受疊加應(yīng)力的影響，22煤出現(xiàn)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(xiàn)象，平均底鼓量達2.2m。

礦井自建礦以來先后在發(fā)生過冒頂九次，其中22煤發(fā)生過冒頂2次，42煤發(fā)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(chǎn)生切頂現(xiàn)象。（2）42煤受二次采動巷道幫鼓、底鼓嚴重，頂板下沉，局部產(chǎn)生切頂，與采空區(qū)隔離煤柱被壓酥，裂隙漏風(fēng)嚴重，回采工作面頻繁產(chǎn)生冒頂事故。（3）42煤綜采工作面漏頂嚴重，機尾三角區(qū)經(jīng)常冒頂難于控制，機頭壓力顯現(xiàn)明顯，運順片幫嚴重，轉(zhuǎn)載機頭產(chǎn)生切槽。（4）42煤進入分叉區(qū)后，壓力顯現(xiàn)更加明顯，煤柱被壓酥、漏風(fēng)嚴重，頂板維護不住。

2 巷道圍巖穩(wěn)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(shè)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(qū)、乃至整個礦井巷道都采用相同的支護參數(shù)。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(fēng)險區(qū)域支護不足，冒頂事故頻發(fā)。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(wěn)定性分類原理

巷道頂板壓力主要由穩(wěn)定的“關(guān)鍵承壓巖梁”承擔(dān)，并通過直接頂中的“壓力傳遞拱”繼續(xù)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(guān)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(wěn)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?shù)紫鄬ψ冃瘟扛哌_3.086m，巷道兩幫相對變形量也達到了1.23m。巷道頂?shù)装迤茐膭×遥飵推茐墓某鰢乐亍?/p>

二次采動后頂板松動區(qū)：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(qū)，圍巖處于塑性狀態(tài)，可以自穩(wěn)；最深部圍巖處于彈性狀態(tài)，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(yōu)化采掘接續(xù)

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?，F(xiàn)回采的22105工作面回風(fēng)順槽與42103工作面水平距離508m，垂直距離165m，22105回風(fēng)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(xù)頂?shù)鬃兓枯^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(shù)

根據(jù)不同煤層和巷道的用途，優(yōu)化確定了巷道支護參數(shù)，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(nèi)，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(huán)末工作阻力為10800～13400kN，支架安全閥經(jīng)調(diào)整后仍然頻繁開啟，礦壓顯現(xiàn)劇烈，多次發(fā)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(huán)末工作阻力為12500～13621kN，經(jīng)調(diào)整安全閥后，支架工作阻力達到13062kN，支架支護狀態(tài)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(zhuǎn)，42103綜放工作面開采以來從未發(fā)生過片幫、冒頂事故。（采高降低后導(dǎo)致的片幫有所減小，同時頂煤厚度大，使冒頂?shù)玫接行Э刂?，采用放頂煤后采空區(qū)冒落效果較好，漏風(fēng)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(fēng)順槽（二次采動巷道）超前支護方案，提高支護強度

原回風(fēng)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(fēng)順槽頂板下沉、底鼓，將22煤、42煤回風(fēng)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(nèi)只留700mm的行人通道。有效控制了工作面回風(fēng)順槽頂板下沉，底板鼓起。

3.5 改變回采工作面采空區(qū)聯(lián)巷密閉參數(shù)，增加密閉抗壓強度，減少采空區(qū)漏風(fēng)

改變前采空區(qū)聯(lián)巷密閉參數(shù)：采用0.5m磚墻進行永久封閉。改變后采空區(qū)聯(lián)巷密閉參數(shù)：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(yōu)化采掘布局，調(diào)整采掘接續(xù)，優(yōu)化巷道支護參數(shù)，加強工作面回風(fēng)順槽支護，變更回采工藝等措施，現(xiàn)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(xù)性。

通過幾年回采總結(jié)，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(qū)域為2000～4500m范圍，特別是2500～3500m范圍尤為明顯，42煤分叉區(qū)前500米至分叉區(qū)后2300米范圍內(nèi)在工作面推采200m后開始壓力顯現(xiàn)，但持續(xù)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(qū)冒落還不及時，是個緩慢下沉的過程等。

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