1 111001 工作面概述

111001 工作面为新疆宝平准南能源有限责任公司煤矿一水平 +1100 ~ +920m 10 号煤层计划布置 2 个区段回采的首个工作面，+920m 水平以上 4-5 号、7 号煤层已开采完毕，9 号煤层回采第三个区段（+920m 水平最后一个区段）即 11903 工作面现处于临时封闭状态。计划布置 2 个区段回采 14-15 号煤层 111401 工作面运输和回风掘进工作面现处于临时封闭状态。111001 工作面运输回风顺槽分别掘进了 218m、258m，111001 回风顺槽、运输顺槽设计永久支护形式分别为锚网 +U 型钢支架 + 钢模板联合支护，锚网索联合支护。二水平 +920m ~ +835m，计划布置为一个采区，还未施工。

（1）采煤工艺

111001 工作面采用走向长壁综合机械化放顶煤采煤法一次或分层采全高采煤法，采出率较高，可达 85%；对煤层厚度变化、构造比较复杂的地质条件有较好的适应；梁端距小，支架上方有较厚顶煤，架前冒顶概率小；国内外可借鉴的成功经验较多。所用四柱基本架和过渡架型号分别为 ZF5800/20/32、ZF5400/18/32，按 6 ~ 8 倍采高计算的支护强度为 0.64MPa，均小于该面中间液压支架 0.76MPa、端头液压支架 0.81MPa 的支护强度。

（2）工作面地质、水文地质及其他情况

总体上为一单斜构造，在井田中心有一条逆断层 DF 南 3, 走向北东向 115°（描述有误？可描述为” 走向方位角”），长度 837 米，倾角 60°，断距 0.8 4 米，平均 2.4m，由西北向东南逐渐变小 (如表  ?? 所示)。

9-10 号煤层，煤层倾角 14-19°，煤厚 8.76m～11.54m，平均 10.54m，夹矸 4～5 层，结构复杂，煤分层有分叉合并现象，稳定性较差，整组煤厚度稳定，属较稳定煤层组，顶板岩性为粉砂岩，底板为泥岩或炭质泥岩。距 7 号煤层 9.26m。7 号煤层距 4-5 号煤层 5.46m。9-10 号煤层顶板为粉、细砂岩，为较脆的岩层，泥钙质胶结，致密，含少量炭质，局部存在较薄炭质泥岩伪顶，沿倾向及走向其岩性变化不大，单向抗压强度在饱和状态下为 1.95MPa，详见 9-10 号煤层综合柱状图  1.1。属极软弱岩石；其底板一般为泥岩、炭质泥岩，风化易碎，遇水变软，沿倾向及走向其岩性变化不大，单向抗压强度在饱和状态下为 10.50MPa，属软弱岩石；9-10 煤层有弱冲击倾向性，顶底板无冲击倾向性，冲击地压危险性评价为弱冲击危险性。低瓦斯矿井；9-10 煤层最短自然发火期为 66 天；矿井正常涌水量为 6.5\({m^3}/h\)，最大涌水量为 42\({m^3}/h\)。采动破坏顶板存储的少量砂岩裂隙水以静储量为主，补给有限。

2 工程问题描述

该煤矿 11902 工作面平距 170m，走向回采长度 660m，沿 9 号煤层底板布置顺槽巷道，综采放顶煤，割煤 2.6m, 放顶煤 2.9m，2019 年回采到 DF 南 3 伴生逆断层后，过断层时有走向长度 110m 沿 10 号煤层底板割煤推进，将此段 10 号煤层已破坏。根据 2008 年某月提交《新疆昌吉市硫磺沟矿区宝平煤矿勘探报告》的描述，9-10 号煤层地质特点： “煤厚 8.76 ~ 11.54m，平均 10.54m，夹矸 4-5 层，结构复杂，煤分层有分叉合并现象，稳定较差” ，新疆煤炭设计研究院有限责任公司 2018 年在进行采区设计时考虑到煤矿在采区和区段巷道布置过程中揭露的 9-10 号煤层分叉严重的实际情况——9-10 号复合煤层间岩层厚度平均 2.0m，如果放顶煤开采时上分层 9 号煤因夹矸的影响，实际采出困难，故该设计院 2018 年 04 月编制的《昌吉市宝平煤矿一采区设计说明书》将 9-10 号煤层作为两层煤进行分别开采布置工作面，每个工作面斜长 150m 左右，采用走向长壁综采放顶煤的采煤方法；未考虑到后期生产过程中工作面回采和掘进时揭露的实际煤层厚度和夹矸厚度变化及 9 号开采时过断层时对 10 号顶板及煤层的破坏因素。

111001 工作面平距 147m，走向回采设计长度 670m，沿 10 号煤层底板布置顺槽巷道，综采放顶煤，割煤 2.6m, 放顶煤 2.6m。为了保证掘进安全，顺槽没 10m 进行顶板探厚工作，已掘段 10 号煤层厚度在 3.0 ~ 3.5m 之间，与 9 号层间距在 1.4 ~ 2.4m 之间，与地质报告的综合柱状图出入较大，详见 111001 工作面两巷顶板探测结果（如图  2.1 所示）；在运输顺槽距开口 255m 的 4 号钻场进行物探和探放水时发现距顺槽开口 325m 处发现空区，经了解核实是 11902 工作面过断层时将 10 号煤层采后的空区，详见 11901-11902-11903 工作面剖面及素描图  2.2，该空区导致 111001 顺槽已不能按照设计前掘和正常布置 111001 采煤工作。如果绕道开掘巷道，存在在区段煤柱下布置巷道，导致在冲击地压煤层的应力集中区掘进的重大风险和隐患。由于 11902 工作面回采时未考虑到为 10 号煤层开采铺设假顶，现掘出段利用现有三机系统回采导致支架上方完整煤岩顶板不到 3m，在支架的循环移架过程中重复支撑而破坏本已脆弱的顶板，导致架前漏顶、倒架使瓦斯异常涌出，瓦斯超限的重大风险和隐患。目前 111001 工作面运输回风顺槽分别掘进了 218m、258m，已接近 11902 工作面采空区。111001 回风顺槽在 227m ~ 240m 位置的上部布置有 2 条老系统上山，巷道掘进至该区域前后 10m 时，矿压显现比较明显。根据已掘的 11901 运输顺槽矿压显现情况分析，掘过该区域后巷道矿压显现不太明显，基本趋于稳定。111001 运输顺槽在掘进过程中矿压显现比较明显。在掘进中采取“短掘短支”方式作业。

3 极近距离煤层采空区下综放开采顶板控制

3.1 极近距离煤层下行开采顶板控制经验

（极）近距离采空区下位矿层开采时顶板的全部或部分为冒落顶板破碎岩块压实胶结再生的顶板，这类顶板的完整性及稳定性较差，特别是无人工假顶或人工假顶已经腐烂破损的情况。如果不采取有效措施控制顶板下沉，回采期间极易发生大面积冒顶，因此如何加固破碎顶板，便成为解决类似条件下采煤工作面支护难题的关键。到目前为止，“极近距离煤层”还没有专门的定义与解释，只是近年来各矿区对层间距很小的煤层习惯性统称。新集二矿 220115 工作面回采期间采用全断面架顶铺设“高强度聚酯纤维网 + 短孔注水”的方式管理回采区域 1 煤层上方再生顶板。 ^[1]。山西某矿对 8# 煤层顶板施行马丽散加固，加固后，8# 煤层工作面漏风量明显降低，同时工作面液压支架顶部受到的载荷也变得均匀 ^[2]。潘二矿 8 煤留设煤柱开采和 6 煤连续开采过程中，下行卸压开采不规则煤柱引起的残余支承压力与采动支承压力的叠加导致了工作面片帮，冒顶严重 ^[3]。金达煤矿二采区极近距离上部 9 号煤开采导致底板的破坏情况，底板最大破坏深度已超过两煤层的间距，波及到了下方 10 号煤层; 下煤层 10201 首采工作面巷道的合理布置方式为 10201 回风顺槽内错上煤层边界煤柱 6m，10201 运输顺槽布置在上煤层下一工作面采空区下，距上煤层煤柱边缘 9m ^[4]。鸳鸯湖矿区某近距离赋存易自燃煤层组上部煤层采空区和下部煤层采空区连同在一起就构成了一个内部结构更为复杂的复合采空区。三维立体空间的复合采空区形态结构和内部气体流场比单一煤层采空区更复杂，遗留的低等变质程度煤总量多、自燃倾向性为自燃或易自燃煤层，自然发火期较短，在工作面遇断层构造时或回撤等推进速度减慢时采空区自然发火，针对采空区内氧化带呈立体三维分布的特征、以及氧化带内自然发火危险区域呈层状分布的特点，采取了根据标志性气体及临界值多手段监测监控、高低位联合注浆、高低位注氮、注液态 CO2、封堵漏风等综合防灭火技术措施 ^[5]。大同矿区极近距离煤层下行开采中采用顶板加固及漏顶充填技术、巷道合理断面形状与支护参数、工作面初末采空间控制及工艺、工作面超前支护方式以及泄压通风系统、汽雾阻化防火等安全保障体系 ^[6]。北皂矿油页岩 1103-2 工作面在回采期间上分层未铺设人工假顶，也未对采空区进行注浆处理，上分层冒落顶板在若干年压实胶结中形成再生顶板。研究得到了无假顶、无辅助胶结措施的再生顶板形成机理、胶结体稳定性评价方法，以及巷道掘进后再生顶板中的岩石承载拱及基于承载拱的有效支护形式 ^[7]。

可见，现有的研究重点在于经验性、实践性的归纳总结，专门的多煤层重复采动矿压显现、覆岩破坏及导水裂隙发育规律的研究较少。根据边界条件的差异，开采下部煤层面临新的力学环境，如压力传递规律、支架承载特征、顶板活动规律矿压现象程度等。极近距离煤层开采并没有深入的理论研究，下分层开采时，在应力重新分布下，出现来压不规律与不明显情况。上层采动改变了下层煤开采时的覆岩破断和移动特征、下层煤开采时支承压力的分布特征、下层煤开采时的采煤工艺方式及其系统可靠性以及间隔层的稳定性等。

3.2 极近距离煤层下行开采顶板控制对策

3.2.1 现有条件

（1）采空区下工作面顶板状况

1111001 工作面顶板岩层属于极软弱型岩石，且上层煤 110902 工作面开采时已破坏。

2111001 工作面再生顶板压实过程时间不长，并未胶结形成一定强度，预计出现严重的漏顶、片帮、支架压埋等现象，可能不会出现初次、周期来压。

3 四柱支架受力不均衡，预计 111001 工作面回采过程中出现单作用立柱” 拔柱” 现象；甚至由于顶板较软，加载刚度达不到，初撑力骤降，支架顶梁与顶板摩擦力减小，出现下滑、倒架的现象；

4 破碎顶板注浆加固后，不一定充填胶结均匀，强度过大影响冒放性，强度小则可能煤矸界面不清，导致煤质下降。

（2）采空区下巷道布置

回采巷道布置在应力降低区：底板岩层内集中应力分布成扩展状态，煤柱宽度越大，其相应的应力影响传递角变化变慢。将影响角 θ 上限设置为合理的 40°，按与 9 号层间距 2.4m 计算，111001 工作面顺槽内错布置时，在开掘大于 2.016m 处的回采巷道处于卸压区，但上部煤层工作面遗留煤柱宽度 30m，不会失稳破坏。且煤层倾角为 19°，应力传递扩散范围在倾向上有所增大，且煤柱应力传递分布不均衡程度大，下部煤层巷道具有非均衡分布特征。在受上部煤柱集中载荷作用下布置巷道时，仅简单地考虑避开煤柱支承压力增高区是不够的。

（3）采空区下工作面开采防灭火

复合采空区顶板在 111001 工作面回采过程中，顶板发生离层、漏、冒等情况，出现工作面漏风、采空区勾通等情形，预计导致瓦斯异常涌出超限或遗留煤自燃等突发状况。

3.2.2 工作面顶板控制对策

通过文献分析和现场调查，确定在治理 111001 工作面破碎顶板时，采用打钻注浆加固形成人工顶板的措施。为了防止两巷破裂围岩漏风以及注浆漏液（运输巷），并起到一定围岩完整性维护作用，使用水灰比大小的超高水材料在两巷注浆加固；为了使破碎顶板形成一定胶结强度，采用水灰比小的无机防灭火材料在工作面注浆加固。根据自然发火期测定天数，尽量降低进回风巷道风压压差，在束管、上隅角、回风口测试 CO 气体，以及温度变化定期检测情况下，合理确定工作面推采速度，重点部位喷洒氯化镁，辅以高低位联合注浆、高低位注氮、注液态 CO2、封堵漏风等手段。工作面推进时，及时超前、带压擦顶移架，减小割煤高度和空顶距，可挑顺山梁、架走向棚及挂网作人工假顶等处理漏冒顶，达到支架对顶板支得起、护得好、稳得住的基本要求。

3.3 极近距离煤层下行开采顶板控制工艺

破碎顶板注浆加固是利用浆液来充填和固结煤岩体中被破坏的或者是原有的裂隙面，提高煤岩体的强度和完整性，改善煤层顶板结构及其性质，从而防止顶板冒落、煤壁片帮。在顶板注浆加固前，可采用钻孔窥孔仪对覆岩深部胶结情况进行探测，观察有没有生成有效的再生顶板以及破碎顶板的可注性。破碎顶板的可注性取决于顶板碎块体的孔隙比、块体几何尺寸、碎块体的压实状况等因素。碎块体堆积密实，压缩程度高，其强度相对较大、可注性差，相反可注性较好。

3.3.1 注浆施工范围

本次注浆范围主要是 111001 工作面开切眼至终采线所圈定范围内煤层顶板，111001 工作面倾向平距 147m，其走向长度约 210m。

3.3.2 注浆影响半径

浆液在岩石裂隙中扩散凝结后，能起到堵水或加固作用的范围通常用扩散半径来表示。浆液在岩石裂隙中的扩散，实际上是不规则的，它随着岩层渗透系数、裂隙宽度、注浆压力、注入时间的增加而增大；随着浆液浓度和粘度的增加而减小。通常以调节注浆压力，浆液注入量和浓度等参数来控制浆液扩散范围的大小。

本次施工，为了扩大浆液的扩散半径，确保注浆效果，钻孔设计下入二级套管，其中一级套管\(\phi \)73mm，长度为 3.0m (在煤层内) ，二级套管\(\phi \)50mm，根据钻孔深度尽量下至老空区内 2 ~ 3m，根据注浆压力将浆液打到一定高度以后，浆液可以依靠自重在顶板中扩散，因此，初步确定浆液扩散半径为 15m，按浆液扩散半径 15m 均匀布设钻孔。区域顶板岩层裂隙发育不均匀，裂隙发育的地段注浆扩散范围大，反之裂隙不发育的地段注浆扩散范围小，并在注浆过程中根据观测调整注浆钻孔间距。

3.3.3 钻孔布置

（1）两巷钻孔布置

注浆钻孔沿工作面倾向分三个条带布设，条带宽度 15m。钻孔孔口位置在 111001 回风巷内，钻孔呈扇形布置，孔底间隔 15m，孔底尽量接触至 11902 工作面采空区冒落带拱形结构的边缘，以确保浆液的扩散范围。在 Ⅰ 条带内呈扇形布设钻孔 15 个，在 Ⅱ 条带呈扇形布设钻孔 15 个，在 Ⅲ 条带内呈扇形布设钻孔 15 个，根据钻孔进浆情况可在第 Ⅰ 条带内打检查孔。每孔施工前，都要进行具体分析，按照施工一孔注一孔，先 Ⅰ 带，后 Ⅱ 带，再 Ⅲ 带的顺序进行，防止钻孔串浆。钻孔及注浆条带布置如图  3.1、图  3.2。为了确保注浆的顺利进行，在 111001 回风行内每隔 45m 施工一个钻孔硐室。

（2）工作面钻孔布置

111001 工作面注浆钻孔要求倾角 \(\theta \)=60-70°，直径\(\phi \)=42mm。根据现场工作面情况，钻孔打在岩石顶板中 40 ~ 50mm 深加固破裂的岩层间隔，部分钻孔深入 11902 工作面采空区。局部地段可采取在工作面内直接短孔注浆的方式，即回采时超前注 3  ~ 5 m 以后，再回采 1 2 排。

3.3.4 注浆压力控制

注浆时浆液在泵压的作用下，除了将一些较大的裂隙充填，还可以将一些充填不到的封闭裂隙和小裂隙压缩，甚至使其闭合，提高围岩的弹性模量和强度。同时，浆液在较高的压力作用下，将围岩内的裂隙充填固结或压密原来的小裂隙，使裂隙端部的应力集中大大削弱或消失，从而使煤岩体的破坏机制发生转变。然而，注浆压力过高，又会使顶板沿原有裂隙面扩张，使顶板进一步破坏。根据现场注浆试验，为确保浆液即能向外扩散，又不致于因压力过大而将套管拔出和浆液扩散范围大而跑浆，将泵压定为 1.5 ~ 2.0MPa，并将注浆泵的自动卸载装置的压力调到 2.0MPa，当压力达到 2.0MPa 时能够自动卸载。

3.3.5 浆液配比

根据现场大小水灰比高水材料的模拟对比，确定较优的注浆材料配比。

3.4 极近距离煤层下行开采顶板控制工程核算

(1) 注浆量预计

由于漏浆、下套管时塌孔、浆液固结不利于顶煤冒放性等原因，区域注浆量难以精确估计。从保证顶板破碎岩石胶结及裂隙充填效果出发，注入的浆液尽量保证破碎岩石及岩石裂隙充填满，原则上注到不吃浆为止。注浆量可用\(Q=\lambda SH \eta B/m\) 进行估算。其中，\(\lambda \) 为浆液损失系数，取 1.2；\(S\) 为浆液扩散面积；\(H\) 为注浆段长度 (至煤层上方 5 m)；\(\eta \) 为岩层裂隙率，111001 工作面顶板裂隙率取 3% ~ 7%； \(B\) 为浆液在裂隙内有效充填系数，取 0.8；\(m\) 为浆液结石率，取 0.7。经初步估算，111001 工作采面注浆量约 2500\(m^3\)。

(2) 经济效益

假设注浆前冒顶高度和频率分别为 0.5 ~ 2.0 m 和 1 ~ 2 次/班，注浆后冒顶高度和频率分别为 0 ~ 0.5 m 和小于 1 次/班。初步计算，该项目的实施将节省材料费用约 30 万元；工作面产量提高了至少 3500t 左右，按无烟煤平均煤价 500 元/t 计算；原煤灰分的降低，可节约原煤洗选费用 30 万元，共计新增利润 235 万元。

(2) 社会效益

111001 工作面顶板注浆加固技术，不仅使工作面顶板内破碎矸石得到胶结成体，减少了工作面残采煤层上方矸石频繁冒落的现象，避免了人工对矸石冒落的处理，而且 111001 工作面顶板注浆加固技术的应用，为类似采区遗煤的回采积累了生产经验。

参考文献

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[3]杨科, 袁亮, 薛俊华, 等. 近距离煤层群下行卸压开采煤柱应力演化效应试验研究[C]. 见: 中国煤炭学会; 中国岩石力学与工程学会; 中国工程院. 2014.

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[5]杜斌. 近距离赋存易自燃煤层组自然发火防治技术研究与应用[D]. 煤炭科学研究总院.

[6]张百胜. 极近距离煤层开采围岩控制理论及技术研究[D]. 太原理工大学, 2008.

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