浅析采煤工作面断层处灾害机理及防治

1、浅析采煤工作面断层处灾害机理及防治摘要随着煤炭产量的日益提高，工作面的推进速度逐步加快，但断层威胁也日趋严重。断层处存在的顶板冒顶、突水、瓦斯突出三大矿下灾害，犹如三只老虎拦住了工作面的推进，同时也是三座大山压在了工人身上。本文初步系统分析了三大灾害的形成机制，提出了防治的有效措施。关键词 断层 顶板冒顶 突水 瓦斯突出 防治 1 概述最近几年，我国经济蓬勃发展，人民生活水平显著提高，对能源的需求也呈现出前所未有的迫切。据统计，我国2006年一次能源产量为22.1亿t标准煤，2007年产量为25.369亿t标准煤。其中煤炭占据主导地位，2006年产量突破23亿t，预计2010年突破25亿t，2

2、020年突破30亿t，而煤炭市场仍然保持供不应求的局面。煤炭企业抓住大好时机，加产促产，工作面推进呈加速状态。工作面的加速推进，使各种地质灾害的威胁相对加重。其中断层及其附带的顶板冒顶、突水、瓦斯突出尤为严重。它们或单一或综合发生，严重制约了井下工人的生命安全保证和矿井的正常生产。2006年，煤矿死亡率为2.81人/百万t；2007年煤矿死亡接近4000人。其中断层诱发的伤亡占据不小的比例。针对断层及其危害的产生机理，采取有效的措施进行必要的控制和治理势在必行。工作面遇断层的顶板冒顶主要有压垮型、漏冒型和综合型冒顶三种，对其顶板状态参数与支护参数作科学分析，并进行合理的采场控顶设计（本文针对综

3、采工作面，单体支柱工作面可作参考），冒顶事故是可以避免的；工作面突水主要是工作面遇断层而沟通了上下岩层水力的联系而造成的，对其进行提前监测和处理是关键；瓦斯突出主要是由于断层沟通了上下煤层的瓦斯流通，而当工作面将近揭露断层时，导致瓦斯三维受力不均，工作面侧煤层阻力不足以维持平衡致使瓦斯瞬间喷出造成的。对于以上三种危害，主动采取有效的措施，都是可以避免或把损失降到最低程度的。部分断层是有益的，对水、瓦斯有控制作用，但针对有潜在危险的断层必须采取必要的措施。2 工作面断层处冒顶机理及控制在煤矿生产过程中，回采工作面遇有落差大于采高的走向断层，可以断层为界，将工作面分为上下二段，开掘中间联络巷进行回

4、采。对于回采工作面遇有断层落差大于采高的斜断层，则要另掘开切眼，使其搬到新工作面再进行回采。在平推硬过过程中，断层上盘或下盘受采动影响，失去“铰接”状态而呈现整体滑移。其压力不是直接作用在工作面前方煤体和采空区矸石上，而是给予支架比正常来压要剧烈的压力显现；断层往往附带破碎带，在采动影响下，其漏冒的危险性加大。因此，必须根据现场实际情况制定控制措施，提高安全系数。2.1冒顶机理1、断层处压垮型冒顶机理断层的切割，使支架上部处于周期来压的顶板提前或迟缓性整体滑移下沉，致使支架工作阻力不能及时满足，造成压跨支架事故。示意图见图1。（1）工作面正常推进，直接顶和老顶周期性垮落。此时前面已经存在断层，

5、由于断层两盘间滑移，使老顶周期破断垮落推迟。（2）工作面继续推进，逐渐接近断层，而支架前方的煤体脆性破裂，失去对顶板的支持力，使支架受力在短的时间内增大，压坏支架。2、断层处漏冒型冒顶机理该类型冒顶主要是当断层走向平行于工作面时较为突出。冒顶的条件：直接顶异常破碎；煤层倾角较大。冒顶机理：图1（a）工作面正常推进 图1（b）顶板滑移下沉，支架压坏1）大面积漏垮型冒顶机理：主要是断层破碎带中的破碎顶板在大于其安息角的上面部分，受重力作用冒落，从而使支架失稳倾倒，又使该支架控制的其余破碎顶也冒落。这种情况主要发生在大倾角走向长壁采煤方法中。这种情况在综采工作面中不常见。2）靠煤壁附近冒顶机理：由于

6、断层破碎带的存在，在一些煤层的直接顶中，存在“人字劈”、“升斗劈”或其他形状的游离岩块。在采煤机落煤后，如果支护不及时，端面距过大，这类游离岩块可能突然冒落砸人，造成冒顶事故。如图2。3、断层处综合类型冒顶机理由于断层构造的存在，造成煤层直接顶中存在游离顶板及破碎带的大量破碎顶板。这些游离顶板由原来的三轴受力变为两向受力，甚至是单轴受力，从而整体失稳，受采动或周围岩体破裂影响而运动导致压垮组合漏冒的综合型冒顶。图2 顶板中游离岩块漏冒2.2控制措施任何控制措施都需要现场技术工人具体地实施，需要充分发挥工人主动积极性，需要加强现场科学管理和问责制的监督。1、为预防工作面断层处发生压垮型冒顶事故，

7、应采取下列措施：（1）采场支架的支撑力应能平衡最不利情况下垮落带直接顶及老顶岩层的重量。（2）采场支架的初撑力应能保证直接顶与老顶之间不离层（专门试验表明，当支架初撑力足够大时，可令直接顶沿放顶线切断而不在煤壁处断裂，从而可保证直接顶与老顶之间不离层）。（3）采场支架可缩量应能满足裂隙带老顶最大下沉的要求。以上措施正是综采工作面控顶设计中有关预防压垮型冒顶的重要原则。2、预防断层处漏冒型冒顶的措施（1）工作面采用掩护式、支撑掩护式液压支架。（2）大面积漏冒在液压支架支护工作面不易出现，主要出现在工作面与巷道接替处。为此，应加强端头支护，严禁端头局部漏冒。可运用端头支架，或者锚杆密集支护。（3）

8、靠煤壁附近局部冒顶的预防与控制：提高支架初撑力使端面冒高不超过300 mm；采用及时支护的移架方式（采煤机割煤后先移架再推移输送机），并令端面距不超过340 mm；当采高大于2.53.0 m时，支架应带护帮装置，以免煤壁片帮扩大无支护空间；过断层破碎带时，应对破碎直接顶注入树脂类粘结剂使其固化，以防止冒顶。3、预防断层处综合类型冒顶综采工作面主要怕遇到长度大于5 m的平行于工作面的断层。此时，支架若有较大的富裕阻力，工作面可照常推进；若无，应让工作面与断层斜交，或挑顶。预防这类冒顶，可综合采取以上两种类型的防治措施。总上，在制定冒顶防治措施时，应加强现场监测，科学预报；科学设计选用有足够初撑力

9、和工作阻力的支架；带压移架。2.3综采工作面断层处控顶设计举例：阳泉矿务局某矿煤层柱状图见图3。实际测定81202工作面参数见表1。采区内断层较多，煤质较软。综采采全高，初步选用液压支架为支掩式BC52025/47型，具体参数见表2。表1 21202工作面参数序 号项 目单 位数 值1采 高m3.802周期来压步距m11.503控顶距m44端头距mm3005垮落带直接顶岩层平均体积力kN/ m3256煤层倾角°8一、漏冒型冒顶的控制措施具体措施参见2.2中的内容，这里不再赘述。二、压垮型冒顶的控制措施1.确定垮落带高度可以用下式（一）来判别进入裂隙带的老顶岩层。 公式（一）式中：由下

10、而上第层老顶岩层（基础岩层）的厚度，m； 由下而上第层老顶分层的厚度，m； 煤层采高，m； 老顶及其附加岩层的岩石图3 阳泉某矿煤层柱状图 碎胀系数，取1.151.33；直接顶厚度，m；直接顶岩层的岩石碎胀系数，取1.331.5。由柱状图可以判定第一层老顶为细砂岩，厚度为4.24 m，=4.24 m；直接顶可划分为三个分层，=5.49 m；取1.15；=1.33；=3.80 m。代入公式（一）可得：当=1时公式右边=3.80-5.49×（1.33-1）+2=3.99（m）3.69，所以第一层老顶已经进入裂隙带。所以，垮落带高度为5.49 m由于第一层老顶上覆0.11 m煤层，在支架反

11、复支撑过程中，容易引起老顶离层破断。支架的工作阻力应能支撑住工作空间及采空区上方垮落带岩层的重量设前方有一断层平行于工作面，则考虑最不利情况，即取两倍的周期步距。见示意图4。在综采工作面中，为支撑垮落带岩重，支架所需工作阻力可按公式（二）计算。 公式（二） 式中：每架支架所控制的工作面长度，取1.5 m/架； 垮落带直接顶岩层平均体积力，25 kN/ m3； 垮落带直接顶厚度，5.49 m； 直接顶岩梁长度，等于端面距、支架顶梁和前梁长度之和与直接顶岩层在支架后的极限悬顶长度（页岩取1.0 m），5.1 m； 垮落带中该老顶及其附加岩层的平均体积力，25 kN/ m3； 垮落带中该老顶及其附加

12、岩层的厚度，4.35 m；垮落带中该老顶的岩块长度，23 m；煤层倾角，8°。 图4 支架承受垮落带岩重可得：=1.5×（25×5.49×5.1+25×4.35×23）cos8° =4755.15（kN）可知，现有支架不能满足安全需要，必须采取措施处理顶板。譬如，在工作面推进距离达到周期步距时，如果周期来压推迟，应在支架放顶线处进行深孔爆破或进行顶板注水软化。支架的初撑力应能保持下位岩层与上位岩层之间不离层下面以保持直接顶与老顶之间不离层为例进行设计。为使直接顶沿支架后端切断，这时，在最小控顶距状态下，支架初撑力必须满足三个

13、条件：1）支架初撑力能平衡支架上方直接顶岩梁重量；2）支架后端的初撑力能平衡采空区上方将要被切断的那段直接顶悬顶岩重；3）支架初撑力所产生的主动力矩能平衡工作空间上方及采空区上方直接顶岩梁所产生的力矩。设平衡直接顶岩梁重量所需的支架初撑力为，则 公式（三）式中：每架支架所控制的工作面长度，取1.5 m/架； 垮落带直接顶岩层平均体积力，25 kN/ m3； 垮落带直接顶厚度，5.49 m； 直接顶岩梁长度，等于端面距、支架顶梁和前梁长度之和与直接顶岩层在支架后的极限悬顶长度（页岩取1.0 m），5.1 m；=1.5×25×5.49×5.1× =1039.

14、75（kN）设平衡直接顶岩梁所产生力矩所需的支架除撑力为，则 公式（四）式中：直接顶岩梁长度，端面距、支架顶梁和前梁三者之和，4.1 m； 作用点距顶梁后端的距离（当支架为单排立柱时，为立柱顶端至支架后端的距离；当支架为双排立柱时，建议为两排立柱顶端的中点至支架后端的距离）1.42 m。= 989.32（kN） 设平衡采空区上方将要被切断那段直接顶悬顶岩重所需支架的初撑力为，可以判断在、之中，最小，最大。故所选用支架初撑力可以保证下位岩层与上位岩层之间不离层。表2 液压支架技术特征表序 号项 目单 位数 值1型 号BC52025/472支撑高度m2.504.703工作阻力kN50964初撑力k

15、N47045支护强度MPa0.3370.8496适应倾角°157顶梁长度m2.48前梁长度m1.49质 量t18.50支架的可缩量应能适应裂隙带老顶的下沉最大控顶距时，支架顶梁末端处的顶板最大下沉量，参见图5可按下式计算：= 公式（五）式中：最大控顶距（采煤后未移架时的控顶距），5.80 m； 裂隙带老顶断块触矸处的下沉量，可以通过下列公式进行计算：。可得=1.98 m；裂隙带老顶周期来压步距，一般大于10 m，计算时应取实际数据，23 m。 图5 受裂隙带影响的顶板下沉量= =0.50（m）所需支架最大高度按下式求得： 公式（六）式中：煤层最大采高，3.80 m。 =3.80（m）

16、所需支架最小高度可按下式求得。-式中：煤层最小采高，3.50 m；卸载高度，可取0.05 m。=3.50 =2.95（m）所选支架伸缩量可以满足需要。综采放顶煤工作面控顶设计特点综采放顶煤时，其顶板条件，顶板事故及预防，以及确定支架工作阻力、初撑力与支架高度的准则，与一般综采基本相同，但为确保支架安全过断层，在进行控顶设计时，应加入断层的影响。特点。1）放顶煤的采高大，等于割煤和放顶煤的高度之和，垮落和裂隙带上移，遇到断层之后，顶板控制难度加大。因此，在确定垮落带和裂隙带的高度时，可取1.331.5，可取1.51.7。2）综采放顶煤时顶煤必然软弱破碎，因此支架初撑力应比一般掩护式或支撑掩护式大

17、些。为防止老顶冲击推倒支架，综采放顶煤支架的机械强度和防倒性能应比一般支架强一些。单体支柱工作面控顶设计可参考以上内容。3 工作面断层处突水机理及控制1984年6月2日，开滦范各庄煤矿2171工作面突水，水量达到2053 m3/min。2005年广东兴宁大兴煤矿工作面特大突水，被困123人全部遇难。山东肥城杨庄矿9101工作面揭露断层，造成突水73.5 m3/min。过去20年间，我国250多对矿井突水被淹。3.1断层处突水机理断层处突水主要包括顶板突水和底板突水。煤矿生产中的采掘活动，都是在煤层之内和附近进行的，所以揭露较大的断层机会不多，而30m断距以下的小断层是经常遇到的，据分析矿区底板

18、突水事例，其中接近断层或接触断层发生突水占80%,断层的存在往往为突水创造了条件。突水机理归结如下，详见示意图6。（1）断层两盘的上升和下降，缩短了含水层与煤层的间距，原来理论设计的防水措施失效。（2）断层伴生的裂隙削弱了隔水层的抗压强度，把原来没有水力联系的岩层沟通而增强了地下水的交替运动，为裂隙溶洞的发育创造了条件，增加了地下水的静储量，增强了含水层的富水性。有限元计算结果表明，断层面作为岩体中的一个弱面，在其周围产生较大的应力集中，断裂带附近的岩体最先产生塑性变形及采动裂隙。（断层或断裂构造的存在，将导致一定厚度的断层或断裂破碎带的存在，这些破碎带物质长期受到含水层水的浸泡作用，其强度必

19、会大大降低，这就必然形成一个弱化的导水通道，加上开采活动的影响，使其阻水能力大大降低。断层的存在，并不意味着遇断层马上突水。大量突水资料表明，导水断裂往往形成深部开采滞后突水，即随着采掘工程活动的延长，煤层底板岩体的断层带物质在奥灰高承压水和矿压的长期作用下，其强度逐渐降低，而且随着采掘工程的继续，被弱化的断层带物质会逐渐由下向上扩展，范围不断扩大，即位于断层带的奥灰水导升高度逐渐向上发育，最后当与矿压采动破坏带相连通时，导致煤 图6 工作面断层处突水机理层底板突水灾害的发生。2005年广东兴宁大兴煤矿工作面特大突水，其突水机理为：3.2断层处突水防治措施 m3/min3）为了提高钻探的效率和

20、准确性，减少盲目的钻探带来的损失，应积极采用科学的探测方法配合钻探。现代最为有前途的有矿井瞬变电磁法和地震勘探技术。2005年采用矿井瞬变电磁法先后对皖北煤电有限公司任楼煤矿、祁东煤矿、安徽恒源煤电股份有限公司、山东枣庄矿业集团公司等煤矿煤层顶、底板富水构造进行探测，和以往没采用该方法相比大大减少钻孔数量，降低成本，为煤矿防治水工作提供可靠地质资料，避免工作面煤层底板突水事故发生。完成探测测线长度约56000 m，工作面在未做矿井瞬变电磁探测工作前一般在巷道内每隔50 m布置一个钻孔对顶、底板进行注浆或防水，而根据矿井瞬变电磁探测结果，对有异常区域布置钻孔，无异常区域不用布置钻孔，按工作面百米

21、巷道少布置1.5个钻孔（根据多年矿井瞬变电磁探测结果和需要布置钻孔数量分析）每个钻孔平均深度100 m、钻孔按300元/m成本计算，共节约费用720万元，不仅给本矿生产节约大量的时间和成本，同时带来巨大的社会效益。这两种技术具体使用和操作可参看有关书籍，这里不再多做介绍。（二）断层处突水防治措施目前的防治措施主要有疏放降压技术、矿井注浆技术。1）降压技术包括巷道疏放、钻孔疏放和联合疏放。 图7 钻孔布置图 图8 上部巷道布置钻场 图9 疏放水巷道布置示意图当煤层顶板或底板中有含水层时，可考虑把准备巷道提前掘出、把巷道布置在底板含水岩层中，进行疏放含水层水。具体布置示意图见图9。钻孔疏放我国不少

22、煤矿煤层上部为砂岩裂隙含水层，其中裂隙水常沿裂缝进入采掘工作面，造成顶板滴水和淋水，影响采掘作业，甚至在矿山压力作用下，伴随着回采放顶导致大量水涌入井下，造成停产和人身事故。巷道顶部离含水层在1520含水层离煤层较远，大于30 图9 打入式过滤器 图10 直通式放水钻孔综合运用以上两种疏放技术，称联合疏放。2）矿井注浆堵水技术当涌水量很大，仅仅依靠排水已不可能或不经济时，注浆堵截水源通道，然后再进行排水。注浆堵水就是将水泥浆或化学浆通过管道压入井下岩层空隙、裂隙或巷道中，使其扩散、凝固和硬化，从而岩层具有较高的强度、密实性和不透水性，达到封堵截断补给水源和加固地层的作用，是矿井防治水害的重要手

23、段之一。工作面断层处注浆堵水过程如下：注浆材料：骨料+单液水泥浆，骨料+水泥水玻璃浆和骨料+水泥粘土浆。其中骨料的品种与粒径可视具体情况而定。注浆步骤：1.裂隙发育较均匀，含水层距地表近且厚度不大时可采用全段一次注浆；当注浆深度大，穿过裂隙大小不同的多个含水层时，可采用分段注浆。注浆方式包括上行式和下行式两种。2.注浆前压水。注浆压水目的在于将裂隙中松软的泥质充填物推送到注浆范围以外，从而提高注浆质量和堵水效果，见表4。3.下放止浆塞及注浆止浆塞放至规定位置后，接好输浆管，压缩胶塞止浆并经压水试验检查好，表4 裂隙与注水关系裂隙种类注水时间/min大裂隙1020中小裂隙1530可进行注浆。注浆

24、过程中应特别注意堵浆、跑浆及冒浆，对待不同情况采取相应措施。注浆参数1.浆液扩散半径：据现场经验，裂隙地层平均为4 3.浆液注入量：该值可根据下式进行粗略计算。 公式（七）式中：浆液注入量， 浆液扩散半径，裂隙率，%； 注浆段高，浆液在裂隙内有效充填系数，0.90.95；浆液消耗系数，一般取1.21.3。4.注浆结束标准：注浆压力达到设计终压，一般为受注含水层水压的1.62.5倍，吸浆量小于80 L/ min，时间不小于30 min即可。说明：（1）综合应用两种技术，可以使排水效果更好。（2）含水断层较多的工作面应采取必要的防水措施，增添必要的排水设备；综采设备部件敞开处必须防水。（3）以上探

25、放水技术同样适合采空区，必须加强采空区的探放水，才能确保工作面甚至全矿井的安全生产，决不可以顾此失彼。4 工作面断层处瓦斯突出机理和防治措施与各主要产煤国相比，我国的煤炭赋存条件较差。95%以上是井工矿，其中高瓦斯和瓦斯突出矿井占一半左右，煤层有自燃发火的矿井占50%以上。据统计，我国瓦斯突出地点发生在采煤工作面的概率为15.8%。近几年采煤工作面发生突出的次数有明显增多的趋势。据平顶山矿区统计，4.1工作面断层处瓦斯突出机理4.1工作面断层处瓦斯突出防治措施防突措施包括两大类。实施以后可使较大范围煤层消除突出危险性的措施，称为区域性防突措施；实施以后可使局部区域（如掘进工作面）消除突出危险性

26、的措施称为局部防突措施。（一）区域性防突措施主要有开采保护层、预抽煤层瓦斯和煤层注水。开采层配合被层的抽放，可以有效地增加瓦斯流通的路径，减少断层处瓦斯的聚集。（二）局部防突措施局部防突措施的主要作用是卸出或降低采掘工作面中的煤体应力和排放瓦斯。这些措施有松动爆破、局部抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、金属骨架、煤层注水、超前钻孔、卸压槽等。（1）松动爆破松动爆破是在工作面前方的应力集中区，打钻孔装药爆破，加快瓦斯的排放，降低断层中的瓦斯压力，预防工作面接近断层时造成突出。阳泉一矿3号煤层试验工作面的条件下，采用长钻孔控制松动爆破，既在回采工作面巷道打平行于工作面的爆破孔也取得了较好的效果。其参数为：爆破孔长度30 m、直径73