浅埋深近距离煤层上行安全开采技术研究

何　团，薛吉胜

(1.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013；2.煤炭科学研究总院 北京开采研究院，北京 100013)



开发技术与装备

浅埋深近距离煤层上行安全开采技术研究

何团1,2，薛吉胜1,2

(1.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013；2.煤炭科学研究总院 北京开采研究院，北京 100013)

[摘要]丁家梁煤矿进行Ⅲ-2号煤长壁开采，其埋藏深度50m，下部35m位置处为Ⅳ-2号煤房柱式采空区，结合其具体开采技术条件，分析Ⅲ-2号煤为浅埋深、近距离煤层房柱式采空区复杂组合地质条件下上行开采。针对这一特殊地质条件下上行开采技术进行研究，理论计算静载条件下采空区煤柱载荷、煤柱强度，运用FLAC数值模拟软件研究煤柱在上行开采动力扰动作用下失稳破坏机理，运用UDEC数值模拟软件研究采动影响下煤柱稳定性及层间岩层承载变形特性。结果表明：高初始应力条件下，动力扰动易导致煤柱失稳；在采动影响下，煤柱变形可控，并未发生压裂式破坏，最终进入稳定流变变形阶段，房柱式采空区煤柱不会出现大面积失稳或压垮现象；层间岩层能够稳定承载，且层间岩层同步稳定下沉，不可能发生“整体切落”。针对上行开采风险因素，提出砌筑封堵矿井飓风灾害的密闭墙、加强地质保障工作、缩短Ⅳ-2号煤长壁工作面长度的针对性措施，确保了上行安全开采。

[关键词]浅埋深；近距离；上行开采；煤柱稳定性；层间岩层

上行开采过程中，开采煤层底板岩(煤)层也会产生一定的卸压变形和破坏，导致采场围岩中发生应力重新分布，形成采场围岩的高应力和低应力区[1-3]。这些区域不仅在该开采煤层内形成，而且按一定规律向上、下岩(煤)层中传递和扩散，以致衰减。这均依赖于下层煤层顶板垮落的特性以及两层煤层的间距及其间的岩性。当两层煤层层间距达到一定厚度，同时其间岩性的强度满足一定的条件时，下层煤层开采后可能对上层煤层的开采影响不大[4-8]。但上行开采时可能产生其他不利的矿压显现，如：工作面底板出现台阶下沉；工作面进出采空区时矿山压力的变化较大；工作面的矿山压力显现异于常规下行式工作面等[9-11]。

尤其丁家梁煤矿Ⅲ-2号煤层在房柱式采空区上方进行开采，下部Ⅳ-2号煤层开采后采空区残留的诸多煤柱支撑上部煤层的底板，煤柱的稳定性对上部煤层工作面的正常回采起着至关重要的作用，面临的未知因素更多：煤柱有可能“多米诺”大面积垮落，造成飓风灾害；上下采空区采动裂缝带贯通，有害气体涌出造成窒息事故；下煤层采空区顶板沿上煤层工作面煤壁整体切落，对上方工作面造成冲击；虽然在开采过程中煤柱处于暂时稳定状态，然而随着时间的流逝，煤柱强度的流变，在某时刻煤柱会发生突然垮塌，致使顶板也大面积垮落；Ⅲ-2号煤埋藏浅、基岩薄，可能发生顶板整体切落，造成地表突然塌陷，对下部Ⅳ-2号煤房柱式采空区煤柱形成冲击载荷。

1矿井概况

Ⅲ-2号煤煤层平均厚度3m，倾角0～3°，埋深约50m，属于典型的浅埋深煤层，布置长壁式工作面。直接顶为泥岩，厚度6～13m，平均9m；基本顶以砂质泥岩为主，厚度15～30m，平均24m；基本顶上覆为松散黄土层，厚度9～19m，平均15m。

Ⅳ-2号煤煤层厚度2.34～3.16m，平均2.75m，倾角1～3°。Ⅳ-2号煤上距Ⅲ-2号煤34.18～38.06m，平均35m。直接顶为泥岩，厚度3～5m，平均4.2m；基本顶为细砂岩，厚度15～20m，平均17m，厚而坚硬。

Ⅳ-2号煤采用房柱式采煤法，目前已采空，房柱宽度都为6m，煤柱理论尺寸为长×宽×高=6m×6m×3m。

2房柱式开采后煤柱受力状况

2.1煤柱承载力的计算

在房柱式开采过程中，当部分煤体开挖出去以后，遗留下来的煤柱要承担未开挖前上覆岩层总体的载荷，以达到新的力学平衡状态。

由于煤柱内应力分布比较复杂，在一般工程设计中只需考虑煤柱所受的平均应力，下面利用从属面积法求解煤柱所受应力大小，采面的几何要素如图1所示。

图1　从属面积法的几何要素

总荷载计算公式为

P总=(a+c)(a+b)×rH

(1)

平均应力计算公式为

(2)

将式(1)代入式(2)，得

(3)

式中，a为煤房的宽度，取6m；b为煤柱的长度，取6m；c为煤柱的宽度，取6m；X0为塑性破裂区宽度，取0.5m；r为岩层的密度，取2.0t/m3；H为开采深度，取85m。

Ⅳ-2号煤在采用“采6留6”房式开采方法，开采深度为85m的条件下，遗留煤柱上的平均应力为σ=9.79MPa，而煤柱上的载荷为P总=2.48×105kN。

2.2煤柱强度的计算

Obert，Duvall于1946和1947年通过实验室研究，提出了煤柱强度计算式(4)。

σP=[σc]·[0.778+0.222c/h]

(4)

式中，σP为煤柱强度，MPa；[σc]为煤样单轴抗压强度，MPa；h为煤柱的高度，m。

丁家梁煤矿Ⅳ-2号煤层单轴抗压强度为24.2MPa，煤柱理论尺寸为：长×宽×高=6m×6m×3m。由于现场煤柱凸凹不平，煤柱表面剥离比较严重，现场实际考虑煤柱尺寸为：长×宽×高=5m×5m×3m，根据Obert-Duvall公式，煤柱强度计算如下：

在Ⅲ-2号煤层开采前，经计算，遗留煤柱上的平均应力为：σ=9.79MPa。而按照上述理论公式计算的煤柱强度大于该值。该结果表明，如果不考虑Ⅲ-2号煤层开采动载荷的影响，只考虑Ⅳ-2号煤层房柱式采空区煤柱承受静载荷作用的情况，煤柱能够保持自身稳定，不会出现大面积垮落现象。

3动载下煤柱失稳破坏机理研究

煤房开挖后，煤柱承受顶板的静压力，设初始静压力为P静。随着Ⅲ-2号煤长壁工作面的推进，将在前方一定范围内煤柱上产生动载P动，煤柱开始处于一维动静组合受载状态。根据Ⅳ-2号煤物理力学参数，运用FLAC数值模拟软件将煤柱简化为顶、底部两端固定的等截面柱体进行研究，建立数值计算模型。

为了分析动力扰动对承受不同高应力煤柱的影响，煤柱静载P静分别取5MPa，10MPa和15MPa计算。为了分析动载峰值对承受高应力煤柱稳定性的影响，在计算中Pmax分别取10MPa，15MPa和20MPa。

图2～图4分别给出了静载P静=5MPa，10MPa和15MPa时不同动力扰动峰值下煤柱中心剖面塑性区分布随扰动应力变化情况。

图2　静载P静=5MPa时不同动力扰动峰值下煤柱中心剖面塑性区分布

图3　静载P静=10MPa时不同动力扰动峰值下煤柱中心剖面塑性区分布

图4　静载P静=15MPa时不同动力扰动峰值下煤柱中心剖面塑性区分布

图2中，煤柱承受静载P静=5MPa，当扰动应力峰值从10MPa向20MPa增大时，煤柱中心各监测单元在应力波作用下都表现为明显的弹性状态，说明这种情况下煤柱没有发生破坏，煤柱绝大部分都没有进入到塑性屈服状态，只有煤柱顶部极少部分单元在受力过程中发生了拉伸破坏。

图3中，煤柱承受静载P静=10MPa，动载作用后，当Pmax=10MPa，15MPa时，煤柱只有顶部少数单元曾发生拉伸或剪切破坏；当Pmax=20MPa时，煤柱中已有 60%以上单元曾在受载过程中发生拉伸或剪切破坏(以压剪破坏为主)，说明承受较高静载应力的煤柱在高动力扰动幅值作用下，煤柱会进入塑性破坏阶段，但如果动力扰动幅值较小则煤柱不会受到明显的塑性破坏。

图4中，煤柱承受静载P静=15MPa，无论Pmax取10MPa，15MPa还是取20MPa，煤柱剖面的塑性区分布图显示煤柱已大部分进入塑性屈服状态，说明煤柱在承受高静载应力时，动力扰动使煤柱更快进入塑性破坏阶段(主要为压剪破坏，局部出现了拉伸破坏)。由此可见，在煤柱承受初始静载很大时，煤柱即使是在较小的扰动应力峰值作用下，都会导致煤柱发生塑性破坏，而且扰动应力峰值增加时，煤柱的应力并不再随之增加，而是进入到塑性状态，发生应变软化现象。

综合以上分析，得到在不同动力扰动峰值下煤柱状态，见表1。

表1　不同扰动峰值下煤柱状态

4采动影响下煤柱稳定性及层间岩层承载变形特性研究

4.1UDEC数值模型建立及测线布置方案

运用UDEC数值模拟软件，建立数值计算模型，模拟Ⅲ-2号煤长壁工作面推进过程，分别在采空区煤柱及Ⅲ-2号煤与Ⅳ-2号煤层间岩层中布置测线(模型建立及测线布置见图5，其中A，B，C测点分别代表煤柱顶部、煤柱中心、煤柱底部)，监测采动过程中测线上垂直位移及垂直应力变化，分析采动影响下采空区煤柱稳定性及层间岩层承载变形特性。模型选用莫尔-库仑本构模型，煤、岩层的物理力学参数选取见表2。

图5　数值模型及测线布置

岩层厚度/m抗拉强度/MPa弹性模量/GPa体积力/(kN·m-3)黄土15.01.760.307.25粉砂质泥岩24.01.942.5221.01泥岩9.00.681.1718.00Ⅲ-2号煤3.01.760.187.25泥岩3.00.681.1718.00粉砂岩1.32.6510.0324.36泥岩2.60.681.1718.00粉砂质泥岩7.61.942.5221.01细砂岩17.02.212.1322.41粉砂质泥岩4.21.942.5221.01Ⅳ-2号煤3.01.760.187.25粉砂质泥岩20.01.942.5221.01

4.2煤柱稳定性研究

图6为长壁工作面推进过程中煤柱垂直应力变化曲线图。从图中可以看出，工作面超前支承压力在煤柱的影响范围为超前工作面30m至滞后工作面10m范围内。煤柱中心位置受采动影响最大，垂直应力峰值达到12.5MPa，静压为7MPa左右，根据表1不同扰动峰值下煤柱状态表，得到在上方长壁工作面动载影响下，煤柱能够保持稳定。

图6　采动过程中垂直应力变化曲线

图7　采动过程中煤柱及层间岩层垂直位移变化曲线

4.3层间岩层承载变形特性研究

图7为长壁工作面推进过程中煤柱及层间岩层垂直位移变化曲线，图中分别记录了煤柱中心和煤柱上方7m，17m，23m，30m处垂直位移变化情况。

从图7中可以看出，随工作面推进，不同高度位置处，位移变化趋势基本一致，层间岩层并未出现明显离层，层间岩层基本同步下沉，最大下沉量达到690mm，煤柱压缩量较大，达到700mm左右，但仍能够有效承载。

垂直位移变化基本可以分为3个阶段：采动下沉时期(超前工作面煤壁40m)，垂直位移持续稳定上升，达到520mm；采动影响稳定时期(滞后工作面30m),垂直位移基本稳定，并未出现明显变化；采动后顶板弯曲下沉时期(滞后工作面30～80m),层间岩层进一步弯曲下沉，并最终趋于稳定，最大下沉量达到690mm，煤柱压缩量达到700mm左右，煤柱处于稳定流变变形阶段。

图8为长壁工作面推进过程垂直应力在层间岩层垂向影响范围曲线图。从图中可以看出，随工作面推进，在层间岩层不同垂深位置处，超前支承压力影响范围基本可以分为3个区域：层间下部采动影响区(煤柱上方0～8m范围)，煤柱上方5m左右处，出现垂直应力峰值，说明采动影响压力在煤柱上方产生一定程度应力集中，影响范围为8m；层间中部存在厚而坚硬的细砂岩，应力状态良好，存在中部稳定承载区(煤柱上方10～25m范围)，层间并未发生贯通式破坏。层间上部采动影响区(煤柱上方25～36m范围)，出现垂直应力峰值，采动应力造成Ⅲ-2号煤底板(34～3m)处在应力降低区，说明采动影响导致Ⅲ-2号煤底板范围内一定程度破坏，破坏深度达到3m。

图8　采动过程中层间岩层影响范围

5结论及措施

根据上述研究，可得出如下结论：煤柱的初始应力越高，在动载扰动作用下越容易失稳；在采动影响下，煤柱变形可控，并未发生压裂式破坏，最终进入稳定流变变形阶段，房柱式采空区煤柱不会出现大面积失稳或压垮现象；层间岩层能够稳定承载，且层间岩层同步稳定下沉，不可能发生“整体切落”。

根据以上研究成果，结合上行开采风险因素，在上行开采过程中，采取以下针对性措施，成功实现了上行安全开采：Ⅲ-2号煤长壁工作面开采时，完全封闭Ⅳ-2号煤采空区，在Ⅳ-2号煤采空区的出口位置，砌筑封堵矿井飓风灾害的密闭墙；加强地质保障工作，在Ⅲ-2号煤层工作面推进过程中，对工作面底板和前方煤体进行钻孔探测，实时掌握工作面和下部采空区之间的基岩厚度，保障工作面的顺利推进，避免工作面和采空区贯通，导致透水或窒息事故发生；为防止Ⅲ-2号煤顶板整体切落及减小采动扰动程度 ，缩短Ⅳ-2号煤长壁工作面的长度，控制在100m以内。

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[责任编辑：于海湧]

Ascending Safety Mining in Contiguous Coal Seam with Shallow Embedded Depth

HE Tuan1,2，XUE Ji-sheng1,2

(1.Coal Mining & Designing Department,Tiandi Science & Technology Co.，Ltd.，Beijing 100013，China;2.Beijing Mining Research Institute，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China)

Abstract：Dingjialiang coal mine was using long wall mining method in Ⅲ-2 coal seam at the depth of approximately about 50m，the position of lower about 35m was the room and pillar goaf of Ⅳ-2 coal seam.Base on mining situation，the mining method of Ⅲ-2 coal seam was identified as ascending mining with shallow depth and room and pillar goaf in contiguous coal seam.The paper studied the ascending mining method under special geological situation，goaf coal pillar loading under static loading and strength were calculated，detailed FLAC numerical model was conducted to evaluate the instability failure mechanism of coal pillar，which induced by ascending mining way，and detailed UDEC numerical model was conducted to evaluate pillar stability and loading deformation characters of interlayer strata stratum.The results showed that coal pillar would be instability as dynamic pressure influence in high initial stress，the deformation of coal pillar under mining influence could be controlled easily，without fracturing damage phenomena，stable rheological deformation phase would appeared at the end，without large area instability and collapse phenomenon around goaf under mining method of room and pillar，interlayer strata was stability and subsidence at the same time，‘whole cutting’ would not happen.To the risk of ascending mining，some measures were put forward，which included masonry enclose air stopping，reinforce geological investment and shorten the length of long wall face in Ⅳ-2 coal seam，all measurements ensured ascending mining safety.

Keywords：shallow embedded depth；contiguous；ascending mining；coal pillar stability；interlayer strata stratum

[中图分类号]TD823.4 1

[文献标识码]A

[文章编号]1006-6225(2016)01-0028-05

[作者简介]何团(1987-)，男，河北保定人，在读博士研究生，主要从事矿山压力及岩层控制方面的研究。

[基金项目]国家科技支撑计划资助项目(51304118)；天地科技股份有限公司“公司研发”项目 (KJ-2013-TDKC-031)

[收稿日期]2015-06-04

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2016.01.007

[引用格式]何团，薛吉胜.浅埋深近距离煤层上行安全开采技术研究[J].煤矿开采，2016，21(1)：28-32.