孔彪

摘 要：神东矿区矿井地处神府-东胜煤田，煤层埋深较浅，层间距较近，分层开采过程中极易受到上下煤层的影响，巷道围岩变形严重，对矿井安全生产造成较大影响。神东布尔台煤矿地质条件较为复杂，顶板岩性较差，在矿井开采初期，多次发生冒顶、巷道变形等情况。本文结合布尔台矿回采过程中遇到的问题，对巷道支护原理进行分析，提出矿压控制的有效措施，在实际生产中起到了显著的效果。

关键词：近距离煤层；顶板；措施

1 布尔台煤矿概况

1.1 矿井自然条件

布尔台煤矿位于内蒙古自治区鄂尔多斯市伊金霍洛旗境内，是神华神东煤炭集团建设的生产能力、主运输系统提升能力、煤炭洗选加工能力世界第一的大型矿井，井田面积193平方公里，地质储量33亿吨，可采储量18.5亿吨，矿井设计生产能力为2000万吨/年，服务年限71.3年。

全区可采煤层10层，目前主采煤层为两层，分别是22煤、42煤。22煤平均厚度3.02m，平均埋深300.1m（上覆基岩平均厚度：284m；松散层平均厚度：16.1m），直接顶平均厚度：11.27m，岩性：砂质泥岩，采用综采一次采全高回采工艺；42煤平均厚度5.9m，平均埋深376.7m（22煤与42煤层间距68.3m），直接顶平均厚度：14.2m，岩性：砂质泥岩，采用综采放顶煤回采工艺。

1.2 矿井开采过程中存在的问题

布尔台矿一盘区两个水平同时开采，22煤与42煤层平均间距为68.3m，属于较近距离煤层。矿井投产初期由于42煤巷道与22煤巷道重叠布置，一盘区下水平42煤开采后，受叠加应力的影响，22煤出现顺槽顶板下沉、底板底鼓、原有支护失效、帮部鼓出、密闭损坏等现象，平均底鼓量达2.2m。

矿井自建矿以来先后在发生过冒顶九次，其中22煤发生过冒顶2次，42煤发生过冒顶7次，平均冒落高度达1.9米。

（1）22煤受二次采动巷道底鼓、帮鼓严重，顶板下沉、产生切顶现象。（2）42煤受二次采动巷道帮鼓、底鼓严重，顶板下沉，局部产生切顶，与采空区隔离煤柱被压酥，裂隙漏风严重，回采工作面频繁产生冒顶事故。（3）42煤综采工作面漏顶严重，机尾三角区经常冒顶难于控制，机头压力显现明显，运顺片帮严重，转载机头产生切槽。（4）42煤进入分叉区后，压力显现更加明显，煤柱被压酥、漏风严重，顶板维护不住。

2 巷道围岩稳定性机理

巷道围岩条件在时空上一般有较大的差异，但支护设计时往往不考虑这一实际，采用“一刀切”的办法，一条巷道、一个采区、乃至整个矿井巷道都采用相同的支护参数。一是造成大部分巷道支护过剩，支护浪费巨大。二是巷道冒顶高风险区域支护不足，冒顶事故频发。将巷道顶板按照冒顶隐患程度划分为不同的级别是解决该问题的有效手段。

2.1 煤层巷道顶板稳定性分类原理

巷道顶板压力主要由稳定的“关键承压岩梁”承担，并通过直接顶中的“压力传递拱”继续向下传递给巷道两帮的煤体直至底板。

“压力传递拱”下岩石可视为锚杆支护的载荷体，“关键承压岩梁”距离巷道顶板越近，巷道破坏高度越小，顶板越稳定。

2.2 巷道围岩变形破坏机理

巷道围岩变形特征：（1）巷道顶板下沉（离层）大于200mm，底鼓量大；（2）两帮相对移近大于1500mm。

工作面后方550m处巷道高度最小值为1.214m，顶底相对变形量高达3.086m，巷道两帮相对变形量也达到了1.23m。巷道顶底板破坏剧烈，巷帮破坏鼓出严重。

二次采动后顶板松动区：最浅部圍岩严重离层、破坏，为破裂散落体；更深部围岩为极限平衡区，围岩处于塑性状态，可以自稳；最深部围岩处于弹性状态，变形很小。

巷道冒顶高度是有限的，巷帮破坏深度也不会很大。

3 矿压控制采取的措施

3.1 优化采掘接续

加快22煤推采速度，放缓42煤推采速度，使两层煤工作面水平、垂直距离变大，从而减小相互采动影响。现回采的22105工作面回风顺槽与42103工作面水平距离508m，垂直距离165m，22105回风顺槽局部顶板下沉、底板底鼓，平均底鼓量1.3m，通过起底治理、顶板补强支护后后续顶底变化量较小，使22煤受二次采动影响的巷道得到有效控制。

3.2 确定巷道支护参数

根据不同煤层和巷道的用途，优化确定了巷道支护参数，如图2所示。

3.3 变更42煤回采工艺

将一次采全高大采高回采工艺改为放顶煤回采工艺。

（1）周期来压步距明显减小。42103采用放顶煤老顶初次来压步距为57.4m，

42102工作面初次来压步距为60.3m，两者相差2.9m。周期来压距离42103来压

步距11.6～13.8m范围之内，平均12.7m，42102工作面的平均来压步距16m，来压步距明显减小20.6%。

（2）支架工作阻力增大。42102-1工作面支架工作阻力为10800kN，来压期间循环末工作阻力为10800～13400kN，支架安全阀经调整后仍然频繁开启，矿压显现剧烈，多次发生冒顶；42103工作面相对42102工作面支架工作阻力明显增大，来压期间循环末工作阻力为12500～13621kN，经调整安全阀后，支架工作阻力达到13062kN，支架支护状态良好，有效控制了顶板。

（3）片帮深度明显减小。相对大采高综采而言，采用较低割煤高度综放开采可以有效降低煤壁的片帮，综放工作面采高3.7m相比一次采全高降低1.6m，工作面平均片帮深度由2.1m减小为1.2m，即放顶煤减少了片帮深度42.8%。

通过改变回采工艺，工作面顶板控制效果明显好转，42103综放工作面开采以来从未发生过片帮、冒顶事故。（采高降低后导致的片帮有所减小，同时顶煤厚度大，使冒顶得到有效控制，采用放顶煤后采空区冒落效果较好，漏风量减少，抽放过程中co浓度有效降低，由过去的140～160PPM，降到目前的40～50PPM）

3.4 改变综采面回风顺槽（二次采动巷道）超前支护方案，提高支护强度

原回风顺槽机尾超前支护距离为50m，单体排距1.2m，行距1.0m，顶板下沉、底板鼓起严重，为有效控制回风顺槽顶板下沉、底鼓，将22煤、42煤回风顺槽超前支护距离增加至100m，密集单体支护，22煤6排单体支护，42煤8排单体支护，超前支护范围内只留700mm的行人通道。有效控制了工作面回风顺槽顶板下沉，底板鼓起。

3.5 改变回采工作面采空区联巷密闭参数，增加密闭抗压强度，减少采空区漏风

改变前采空区联巷密闭参数：采用0.5m砖墙进行永久封闭。改变后采空区联巷密闭参数：1m砖墙+1m黄土充填层（顶部黄土未填实部分采用高分子材料充填）+0.5m砖墙+1.5mC20混凝土外墙，进行永久封闭。

4.矿压控制效果

近几年通过优化采掘布局，调整采掘接续，优化巷道支护参数，加强工作面回风顺槽支护，变更回采工艺等措施，现回采的22煤工作面、42煤工作面受二次采动影响的巷道顶板下沉、底板底鼓，得到有效控制，保证了综采工作面推采连续性。

通过几年回采总结，22煤和42煤平距要保证在508米以上，上层煤二次保留巷道才能保证使用、避免上下层巷道重叠布置，减少集中煤柱对下层煤巷道的影响，造成底鼓、帮鼓、顶板下沉，22煤巷道底鼓、帮鼓顶变型较大区域为2000～4500m范围，特别是2500～3500m范围尤为明显，42煤分叉区前500米至分叉区后2300米范围内在工作面推采200m后开始压力显现，但持续距离和时间非常长，而且巷道变形后在综采工作面回采后进入采空区冒落还不及时，是个缓慢下沉的过程等。

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