近距離煤層群上行開采可行性論證與實(shí)踐

郭桂成,劉曉輝

(1.山西臨縣通風(fēng)瓦斯防治中心,山西 呂梁 033200;2.呂梁市煤礦通風(fēng)與瓦斯防治中心,山西 呂梁 033200)

煤層群是常見的煤層賦存方式,具有間距較小,回采相互影響較嚴(yán)重的特點(diǎn)[1-3]。煤層群開采方式和開采順序的確定是進(jìn)行開采的基礎(chǔ)和前提,目前下行開采是生產(chǎn)礦井常用的開采方式,但在特殊開采地質(zhì)條件下,下行開采可能限制礦井生產(chǎn)能力的增長(zhǎng)和新建礦井的建設(shè)速度,增加巷道工程量和維護(hù)量,而上行開采則能夠避免上述缺陷。

目前國(guó)內(nèi)學(xué)者針對(duì)煤層群開采順序及上行開采可行性進(jìn)行了研究。馮國(guó)瑞等[4-5]采用相似模擬實(shí)驗(yàn)的方法研究了采空區(qū)上覆煤層開采層間巖層相同水平層位與豎直層位巖層的移動(dòng)變形情況及受兩次采動(dòng)影響,上行開采層間巖層出現(xiàn)產(chǎn)生裂隙、擴(kuò)展甚至貫通,導(dǎo)致層間巖層發(fā)生結(jié)構(gòu)性變化的過(guò)程。張向陽(yáng)等[6]運(yùn)用相似模擬、數(shù)值模擬相結(jié)合的方法,分析研究了深部煤層上行開采過(guò)程中,巖層破壞斷裂、裂隙演化及下沉變形特征,進(jìn)一步分析了巖層下沉變形曲線與巖層斷裂、裂隙發(fā)育和受力狀態(tài)的關(guān)系。但相關(guān)研究主要針對(duì)煤層間距較大、下煤層采高較小等地質(zhì)條件,涉及煤層間距為近距離、下煤層為厚層的賦存條件較少,而煤層間距越小頂板活動(dòng)更劇烈、對(duì)上煤層開采影響越大,越不利于實(shí)施上行開采,由此以某礦8號(hào)煤層及11號(hào)近距離煤層開采為背景,首先采用傳統(tǒng)比值判定法和“三帶”判定法對(duì)上行開采可行性進(jìn)行初步判定,隨后采用UDEC2D數(shù)值分析軟件驗(yàn)證了某礦8號(hào)、11號(hào)煤層上行開采可行性,以期為類似條件煤層開采提供借鑒。

1　上行開采可行性的理論分析

目前對(duì)于上行開采可行性判定的方法主要有兩種。

1)比值判定法。一般常把采動(dòng)影響倍數(shù)K的大小作為能否實(shí)現(xiàn)上行開采的依據(jù)。

K=H/M.

(1)

式中:H為煤層間垂距,m;M為下層采高,m。

某礦8號(hào)和11號(hào)煤層間巖層中硬巖層厚度達(dá)到43 m,間距較大。某礦11號(hào)煤采高5 m,煤層傾角為2°,采動(dòng)影響倍數(shù)K=8.6,大于8號(hào)煤層長(zhǎng)壁工作面開采所必需采動(dòng)影響倍數(shù)7.5,從巖層間距的理論分析來(lái)看,采動(dòng)影響倍數(shù)滿足上行開采的需要。

2)“三帶”判定法?！叭龓А迸卸ǚǖ幕居^點(diǎn)是當(dāng)兩煤層間距小于下煤層開采覆巖冒落帶時(shí),下煤層開采嚴(yán)重影響上煤層完整性即不適用于上行開采;當(dāng)煤層間距大于下煤層開采覆巖冒落帶但小于導(dǎo)水裂隙帶高度時(shí)上煤層完整性產(chǎn)生受一定影響,但采取相應(yīng)措施后上行開采仍適用;當(dāng)兩煤層間距大于下煤層開采覆巖導(dǎo)水裂隙帶高度時(shí),下煤層開采對(duì)上煤完整性產(chǎn)生輕微影響,此時(shí)上行開采適用。

充分采動(dòng)條件下,頂板冒落帶高度計(jì)算公式如下:

(2)

導(dǎo)水裂隙帶高度計(jì)算公式如下:

(3)

式中：HM和HL分別為頂板冒落帶高度和導(dǎo)水裂隙帶高度,m；∑M為下煤層采高,m；K為巖石碎漲系數(shù)，取1.2；α為煤層的傾角,(°)。

代入相關(guān)數(shù)據(jù)可知HM=25.02 m;HL=37.5 m～48.7 m。由此可見某礦8號(hào)和11號(hào)煤層間距大于下煤層開采覆巖冒落帶，但小于導(dǎo)水裂隙帶高度，采取相應(yīng)措施后仍可進(jìn)行上行開采。

2　上行開采可行性的數(shù)值模擬

2.1　模型建立

為進(jìn)一步研究下層煤開采頂板變形特征及下層煤開采后上層煤采動(dòng)對(duì)層間巖層的影響,進(jìn)而對(duì)理論分析判定結(jié)果進(jìn)行佐證,基于UDEC2D數(shù)值分析軟件建立如圖1所示模型,模型長(zhǎng)×高為250 m×100 m,煤巖體物理力學(xué)參數(shù)如表1所示。

表1　煤巖體物理力學(xué)參數(shù)Table 1　Physical and mechanical parameters of coal rock mass

圖1　數(shù)值分析模型Fig.1　Numerical simulation model

2.2　11號(hào)煤層開采后頂板變形特征

圖2為11號(hào)煤180 m工作面長(zhǎng)壁開采結(jié)束,采動(dòng)影響穩(wěn)定后采空區(qū)的應(yīng)力場(chǎng)、位移場(chǎng)分布情況。

圖2　11號(hào)煤開采后狀態(tài)分布圖Fig.2　State distribution after mining in No.11 mining face

從圖中可以看出,11號(hào)煤長(zhǎng)壁式開采結(jié)束后,頂板冒落高度8 m,并最終在采空區(qū)中部形成壓實(shí)區(qū),在采空區(qū)兩側(cè)形成離層區(qū)。工作面中部變形方向基本垂直向下,工作面兩側(cè)有向煤壁處運(yùn)動(dòng)的水平變形趨勢(shì)。由于11號(hào)煤采動(dòng)卸壓作用,11號(hào)煤頂板出現(xiàn)應(yīng)力降低區(qū),垂直應(yīng)力最高為7 MPa左右,且存在于層間巖層中下部位置,整個(gè)區(qū)域無(wú)明顯應(yīng)力集中現(xiàn)象。整個(gè)區(qū)域范圍內(nèi)節(jié)理裂隙僅在采空區(qū)兩側(cè)離層區(qū)與壓實(shí)區(qū)交匯處出現(xiàn)小范圍密集裂隙,說(shuō)明由于頂板巖層彎曲下沉作用,導(dǎo)致下部層間巖層壓實(shí),11號(hào)煤處于8號(hào)煤上方彎曲下沉帶內(nèi),蹬空開采可行。

2.3　層間巖層受8號(hào)煤采動(dòng)影響規(guī)律

圖3為8號(hào)煤長(zhǎng)壁工作面推進(jìn)過(guò)程中層間巖層位移變化曲線圖,圖中分別記錄了11號(hào)煤頂板上方1 m、7 m、11 m、17 m、23 m、30 m和34 m覆巖垂直位移。由圖3可知,不同推進(jìn)進(jìn)度時(shí),不同高度頂板覆巖運(yùn)移規(guī)律具有較好的一致性,兩煤層間巖層同步運(yùn)移,未出現(xiàn)明顯離層,最大下沉量為970 mm。11號(hào)煤冒落頂板的壓縮量略大于8號(hào)煤底板的下沉量,但差距不大。層間巖層中部(頂板上方11 m～頂板上方23 m之間)基本同步下沉,下沉量不大。整體來(lái)看,根據(jù)不同推進(jìn)階段頂板垂直位移分為:1)受采動(dòng)影響下沉階段(超前40 m～滯后工作面8 m),位移持續(xù)穩(wěn)定上升達(dá)到900 mm;2)采動(dòng)后層間巖層緩慢下沉?xí)r期(滯后工作面8 m～50 m),11號(hào)煤采空區(qū)矸石進(jìn)一步壓縮,層間巖層緩慢彎曲下沉,并最終趨于穩(wěn)定。

圖3　位移變化曲線圖Fig.3　Displacement variation

圖4為8號(hào)煤長(zhǎng)壁工作面推進(jìn)過(guò)程中層間巖層垂直應(yīng)力變化曲線圖,圖中分別記錄了11號(hào)煤頂板上方3 m、7 m、9 m、11 m、25 m、31 m、35 m處垂直應(yīng)力變化情況。由圖4可知,支撐壓力影響范圍為工作面前方35 m及后方13 m區(qū)域。在層間巖層上部和層間巖層下部分別出現(xiàn)了垂直應(yīng)力峰值。在層間巖層上部,11號(hào)煤頂板上方31 m處,垂直應(yīng)力峰值最大達(dá)到6.1 MPa;在層間巖層下部,煤柱上方9 m處,垂直應(yīng)力峰值達(dá)到6.5 MPa。

圖4　垂直應(yīng)力變化曲線圖Fig.4　Vertical stress variation

圖5中應(yīng)力影響區(qū)可以劃分為以下區(qū)域:1)層間下部采動(dòng)影響區(qū)(11號(hào)煤頂板上方0 m～12 m范圍);2)層間中部穩(wěn)定承載區(qū)(11號(hào)煤頂板上方12 m～26 m范圍),層間穩(wěn)定承載層厚達(dá)到14 m,并未出現(xiàn)明顯應(yīng)力變化;3)層間上部采動(dòng)影響區(qū)(煤柱上方26 m～38 m范圍),底板范圍內(nèi)出現(xiàn)應(yīng)力集中,影響范圍為10 m。

圖5　采動(dòng)過(guò)程中層間巖層影響范圍圖Fig.5　Influence range of rock between coal seams during mining

3　工程應(yīng)用

某礦8201首采工作面走向長(zhǎng)度為280 m,傾向長(zhǎng)度為120 m,平均煤厚1.4 m,傾角2°,無(wú)地質(zhì)構(gòu)造,共安裝液壓支架83架,其中:中部液壓支架型號(hào)為ZY5000/09/20兩柱掩護(hù)式液壓支架共76架,初撐力為3 878 kN,工作阻力為5 000 kN;端頭液壓支架型號(hào)為ZYT5000/15/28,共3架,過(guò)渡支架型號(hào)ZYG5000/09/20,共4架。每架支架配有壓力表。

在工作面開采過(guò)程中,為保證開采安全采取了相應(yīng)的安全技術(shù)措施,如在工作面兩順槽每隔50 m各布置圍巖移動(dòng)傳感器5臺(tái),共10臺(tái);工作面切眼向外20 m處每隔5 m各布置鉆孔應(yīng)力計(jì)6臺(tái),共12臺(tái);每隔10臺(tái)液壓支架布置1個(gè)支架壓力記錄儀,共8臺(tái);在調(diào)度指揮中心安裝KJ21礦山壓力監(jiān)測(cè)系統(tǒng),加強(qiáng)工作面和巷道礦壓監(jiān)測(cè),并及時(shí)打孔探測(cè)層間垮落情況。

根據(jù)工作面開采過(guò)程現(xiàn)場(chǎng)觀察和礦壓觀測(cè)系統(tǒng)綜合分析,8201工作面推進(jìn)200 m的過(guò)程中,工作面頂?shù)装寮懊簩泳窗l(fā)現(xiàn)大的裂縫和斷裂,工作面和巷道礦壓顯現(xiàn)不明顯,證實(shí)了上行開采的可行性。

4　結(jié)束語(yǔ)

1)某礦11號(hào)煤層采動(dòng)影響倍數(shù)為8.6,頂板冒落帶高度為25.02 m,導(dǎo)水裂隙帶高度為37.5 m～48.7 m,基于傳統(tǒng)比值判定法、“三帶”判定法初步判定某礦8號(hào)、11號(hào)煤層適用上行開采。

2)經(jīng)數(shù)值模擬分析11號(hào)煤開采后頂板冒落高度達(dá)8 m,垂直應(yīng)力最高為7 MPa,節(jié)理裂隙發(fā)生在采空區(qū)兩側(cè)離層區(qū)與壓實(shí)區(qū)交匯處;受8號(hào)煤長(zhǎng)壁開采采動(dòng)影響,層間巖層垂直位移變化分為采動(dòng)下沉?xí)r期(超前工作面煤壁40 m～滯后工作面8 m)、采動(dòng)后層間巖層緩慢下沉?xí)r期(滯后工作面8 m～50 m);超前支撐壓力影響垂直范圍可分為3個(gè)區(qū)域:層間下部采動(dòng)影響區(qū)(頂板上方0 m～12 m范圍)、層間中部穩(wěn)定承載區(qū)(煤柱上方12 m～26 m范圍)、層間上部采動(dòng)影響區(qū)(煤柱上方26 m～38 m范圍)。

3)通過(guò)開采實(shí)踐驗(yàn)證了某礦8號(hào)、11號(hào)煤層可以安全上行開采,為類似條件下的上行開采提供了實(shí)踐經(jīng)驗(yàn)。