浅埋深近距离坚硬顶板煤层上行开采实践

杨东辉，黄庆国，吕兆恒

(山西大同大学 煤炭工程学院，山西 大同 037003)

浅埋深近距离坚硬顶板煤层上行开采实践

杨东辉，黄庆国，吕兆恒

(山西大同大学 煤炭工程学院，山西 大同 037003)

基于中盛煤业有限公司近距离煤层埋藏浅、厚度小、顶板坚硬、层间距较近的开采条件，利用比值分析法、“三带”判别法、数理统计分析法、围岩平衡法对7号煤层上行开采的可行性进行了分析，判定7号煤层位于9号煤层覆岩裂缝带之中的上位，9号、10号煤层的开采对7号煤层影响很小。通过对7号煤层703首采工作面现场实测，得出了该工作面沿走向和倾向的矿压显现规律以及支架工作阻力分布特征。研究表明:7号煤层可进行上行开采，703工作面直接顶初次垮落步距29.3m，基本顶初次来压步距33.7m，周期来压步距平均19.6m，整面来压基本同步，来压动载系数1.66，较为明显；工作面支架初撑力偏低，导致部分顶板异常破碎，严重影响工作面安全，因此，应加强支架升架管理，防止出现冒顶事故。研究结果为类似条件下上行开采现场实践提供一定的参考和指导。

近距离煤层；坚硬顶板；上行开采；首采工作面；矿压显现

近年来，我国快速发展的安全高效技术，已使部分矿区赋存条件好的煤层迅速接近枯竭，这促使人们高度重视近距离煤层的开采[1]。当煤层相距较近，且采用垮落法处理采空区时，下煤层先采后，上煤层将随下煤层采空区上覆岩层垮落而遭受破坏，严重时上煤层无法开采，因此，煤层间很少采用上行开采顺序[2]。汾西矿业集团中盛煤业有限公司主要开采7号、9号和10号煤层，属近距离煤层。由于7号、9号煤层为薄及不稳定煤层，且煤质较差，开采困难，短期内难以达到设计生产能力，故矿井采用先采下部10号煤层的开采方法。

目前，矿井10号煤层已采完，9号煤层大部分已开采，尚有7号和部分9号煤层资源，形成了上行开采的现状。为了顺利开采7号煤层资源，需要分析判断上行开采的可行性，并对上行开采过程中首采工作面顶板压力进行现场实测，掌握该工作面矿压显现规律，确定合理的支护范围，为相似条件下工作面顶板管理及巷道支护提供一定的参考。

1 工程概况

中盛煤业有限公司井田总体构造形态以大型宽缓褶曲为主，断层与陷落柱十分发育，地质构造复杂程度为中等类型。矿井主采7号、9号、10号煤层，属低瓦斯矿井，其中，7号煤层厚1.50～1.86m，平均1.7m，中间有一层夹矸，厚0.6m；9号煤层厚0.9m；10号煤层厚1.86m。7号与9号煤层间距平均22.60m，层间多为中粒砂岩和石灰岩，岩层硬度高，整体性较好；9号与10号煤层间距平均6.45m，层间多为泥岩，强度较低。7号煤层属于不稳定的局部可采煤层，顶板为4.0～6.0m厚的K4石灰岩，呈层状结构，层间整合接触，靠近煤层的一层厚度约0.8m，比较完整，稳定性好，坚硬牢固。

7号煤层首采面为703综采面，走向长度660.5m，倾斜长度119.5m，倾角4～11°，煤层坚固性系数为1.4～1.7，平均埋深180m，在可采范围内，层理发育，结构简单，赋存稳定。703工作面下部为9号煤层的904工作面采空区，再往下为10号煤层的101107和101112工作面采空区，其上部35m为4号可采煤层，目前未采动。

703工作面采用MG2×125/560-WD型采煤机，ZY3200-12/29型两柱掩护式液压支架以及SGZ-764/400型刮板输送机，运输平巷铺设1部SZB730/75型转载机和1部DSJ1080/160型胶带输送机。工作面安装89架ZY3200-12/29型基本支架和3架ZYG3800-12/29型过渡支架，其中基本支架额定初撑力为2700kN，额定工作阻力为3200kN。

2 7号煤层上行开采可行性分析

2.1 比值分析法

目前国内关于煤层间或煤层群间能否采用上行式开采的各种判别方法，基本上都是围绕层间距和下位煤层采厚进行[3-6]。

对于多煤层之间上行开采的判别，可以建立式(1)[4]：

(1)

式中，Kn=Hn/Mn+1；H1，H2，…，Hn为下煤层与第一层煤之间的层间距；M2，M3，…，Mn+1为除一层以外下部各煤层的厚度。

代入数据，得：

根据我国煤层群开采实践过程中的经验[4]，综合采动影响倍数大于6.3，也即是下位9号、10号煤层的开采将不影响7号煤层的正常回采。

2.2 “三带”分析法

上行开采破坏了岩层原有的应力平衡状态，必将产生明显的分带，若使上位煤层不受下位煤层开采的影响，其应处于下位煤层开采产生的裂缝带以上的位置，这样整体性能够保持良好，并无大的台阶错动[3-6]。

9号与7号煤层间含有石灰岩、中粒砂岩等坚硬岩层，9号煤层开采后能形成悬顶，垮落带高度Hm按式(2)计算，裂缝带高度Hl按式(3)计算[4-6]：

(2)

式中，M为煤层开采厚度，9号煤层厚取0.90m；K0为垮落岩石的残余碎胀系数，取1.2；α为煤层倾角，取11°。

(3)

代入数据，得：

9号与7号煤层间距19.50～26.30m，平均22.60m，可知7号煤层位于9号煤层开采引起的垮落带之上，裂缝带之中的上位，故9号、10号煤层的开采对7煤层影响很小或不会对7号煤层产生影响。

2.3 数理统计分析法

根据我国煤矿上行开采的部分实例，回归分析出上行开采的必需层间距[3-6]：

H>1.14M+4.14+Ms

(4)

式中，Ms为上煤层厚度，取1.7m。

代入数据，得：

Hmin=1.14×(1.86+0.9)+4.14+1.7=8.99(m)<22.60(m)

从数理统计的经验来看，煤层间距能够满足进行上行开采的条件。

2.4 围岩平衡法

下位煤层的开采必然引起覆岩在一定程度上的变形和破坏，产生纵向离层、横向变形等大量采动裂隙，但开采过后，裂隙会重新闭合压实，其中，纵向剪切变形导致煤岩层发生台阶错动，破坏煤层结构，从根本上影响着上行开采。下位煤层覆岩若能形成稳定的力学结构，控制煤岩层纵向台阶错动，则有利于上行开采。覆岩中存在的厚而坚硬的，控制岩层运动的岩层称为平衡岩层，该岩层的存在可以控制平衡岩层以上岩层的基本运动，使其不产生较大范围的错动[3-6]。因此，在考虑上行开采可行性时，必须考虑下位煤层覆岩岩性与结构，上位煤层必须位于距离下位煤层最近的平衡岩层之上。

设从下位煤层的顶板到平衡岩层顶板的高度叫围岩平衡高度，可用式(5)求算[3-5]：

Hp=M/(K1-1)+h

(5)

式中，M为下位煤层采高，取2.76m；K1为岩石的碎胀系数，取1.2～1.3；h为平衡岩层厚度，m。

根据工作面煤岩柱状，7号煤层下部3.5m处存在厚度为4.0～6.0m平均 5.6m的K3石灰岩,可以认定其为平衡岩层，代入公式，得围岩平衡高度[2.76/(1.2-1)]+5.6=19.4(m)<22.60(m)，因此，可以认为9号、10号煤层的开采不会对7号煤层造成影响。

3 工作面矿压观测结果分析

为了分析判断下位9号、10号煤层的开采对7号煤层的影响，采用YHY矿用本安型综采支架压力监测系统，于2014年8月8日到11月20日，分别对703首采工作面8号、9号、44号、48号、49号、89号和90号支架的左右柱压力进行现场监测，期间，工作面从距开切眼15.0m推至103.8m，平均经历5次周期来压。703工作面巷道变形量观测从距开切眼前方20m处开始，每隔20m布置1个测点，共计6对，至距开切眼120m，具体测点布置[7-8]详见图1。

图1 703工作面矿压观测测点布置

3.1 沿工作面走向矿压显现规律

根据观测资料，整理得出工作面基本顶历次来压步距及动载系数统计表[7-8]，详见表1，并绘制出支架工作阻力沿工作面推进方向的分布曲线图，其中44号、49号支架工作阻力分布如图2所示。

综合分析可以得出以下结论：

表1 基本顶历次来压参数汇总

(1)随着工作面开始推进，直接顶从中部开始向两侧逐步垮落，初次垮落步距平均为29.3m。

(2)基本顶自49号支架附近开始出现初次来压，逐渐向两侧延伸，来压步距大体一致，最大36.8m，最小29.4m，平均33.7m，来压影响时间平均3d左右。

(3)工作面基本顶周期来压步距平均19.6m，其中工作面上部19.7m，中部19.2m，下部20.3m，整面基本顶周期来压基本同步。

(4)工作面基本顶周期来压动载系数平均1.66，其中工作面上部1.64，中部1.70，下部1.61，受顶板中坚硬石灰岩的影响，整面基本顶周期来压较为明显。

3.2 沿工作面倾向矿压显现规律

图2 支架工作阻力与推进距离关系

为了分析工作面沿倾向的顶板压力分布以及在来压期间和非来压期间整面支架压力分布情况，由实测数据统计出支架时间加权平均工作阻力最大值、平均值以及来压期间、非来压期间支架均值[7-8]，其统计结果如图3所示。

图3 支架加权工作阻力沿倾向分布

由图3可以看出，703工作面支架加权工作阻力平均为1766kN，最大支架加权工作阻力整面平均为2882kN，分别占支架额定工作阻力的55.2%和90.1%。非来压期间支架加权工作阻力整面平均为1434kN，来压期间支架加权工作阻力整面平均为2499kN，分别占支架额定工作阻力的44.8%和78.1%。沿工作面倾向压力分布中部大于两端；两端相比较，上部略大于下部，与现场矿压显现情况相吻合。

3.3 支架的适应性分析

支架初撑力是工作面支架性能的一个重要参数[9-10]。回采期间整面支架初撑力分布如图4所示，从图4可以看出，支架初撑力多集中在800～2000kN，占整面支架初撑力分布的71.4%，呈正偏态分布，整面支架初撑力偏低，平均1155kN，为支架额定初撑力的42.8%，导致工作面下部顶煤异常破碎，造成支架顶梁或后部架空，严重影响工作面的安全，因此，应加强支架升架管理，提高支架初撑力，制订顶板控制措施，防止出现冒顶事故。

图4 整面支架工作阻力分布

支架时间加权平均工作阻力可以反映支架的全部受力情况[9-10]，整面支架时间加权工作阻力如图4(b)所示。从图4(b)可以看出，支架工作阻力多集中在1200～2400kN，占整面支架工作阻力分布的64.9%，呈近乎标准的正态分布，具有较大的工作阻力富裕系数，故支架选型较为合理。

4 结 论

(1)利用比值分析法、 “三带”判别法、数理统计分析法、围岩平衡法对7号煤层上行开采的可行性进行分析，可以得出，7号煤层位于9号煤层开采引起的裂缝带之中的上位，故9号、10号煤层的开采对7号煤层影响很小或不会对7号煤层产生影响。

(2)通过对703工作面矿压监测分析得出，受顶板中坚硬石灰岩的影响，工作面来压期间动载系数较大，周期来压步距较小，自中部向两侧逐渐延伸。

(3)工作面支架初撑力偏低，导致部分顶煤异常破碎，严重影响工作面安全，因此，应加强支架升架管理，防止出现冒顶事故。总体上，ZY3200-12/29型液压支架具有较大的工作阻力富裕系数，选型较为合理。

(4)为类似条件下的小矿井延长服务年限，提高资源采出率，保证安全高效开采提供一定的指导和参考。

[1]单晓云，王永申，赵毅鑫，等.近距离薄煤层综采覆岩移动及其与支架相互作用关系研究[J].煤炭工程，2008，40(1)：67-69.

[2]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：太原理工大学，2008.

[3]马立强，汪理全，张东升，等.近距离煤层群上行开采可行性研究与工程应用[J].湖南科技大学学报(自然科学版)，2007，22(4)：1-5.

[4]汪理全，李中期.煤层群上行开采技术[M].北京：煤炭工业出版社，1995.

[5]张京超，续文峰.复杂地质条件近距离煤层上行开采技术研究与实践[J].煤矿开采，2014，19(5)：33-35，25.

[6]贺兴元，续文峰.近距离煤层上行开采技术研究与应用[J].煤矿开采，2006，11(4)：41-43，63.

[7]钱鸣高，石五平.矿山压力与岩层控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2003.

[8]耿献文.矿山压力测控技术[M].徐州：中国矿业大学出版社，2002.

[9]计 平，查文华，宋新龙.极近距离煤层联合开采矿压显现规律研究[J].煤炭科学技术，2014，42(12)：8-11，15.

[10]葛胜文.复杂地质条件下综采工作面矿压显现规律研究[J].煤炭工程，2007，39(1)：65-66.

[责任编辑：邹正立]

Ascending Mining Practice of Coal Seam with Harden Roof and Short Distance in Shallow

YANG Dong-hui，HUANG Qing-guo，LV Zhao-heng

(Coal Engineering School，Shanxi Datong University，Datong 037003，China)

On the basis of mining situation of Zhongsheng coal Co.，Ltd.，which is coal seam with short distance and in shallow，small thickness，harden roof，low inter layers distance.The feasibility of ascending mining of the seventh coal seam was analyzed by ratio analysis method，‘three zone’ discrimination method，statistical analysis method and surrounding rock balance method，the seventh coal seam located in the overburden fracture zone of the ninth coal seam，the influence that mining in the ninth and tenth was small to the seventh coal seam.After test in practical of the first working face(703 working face)in the seventh coal seam，then the strata behaviors that along the strike and dip and support resistance distribution characters were obtained，the first caving distance of the immediate roof of 703 working face is 29.3m，the first caving distance of the basic roof is 33.7m，an average periodic pressure distance is 19.6m,the strata pressure of all working face was almost synchronization，dynamic coefficient is 1.66.But the setting load of working face support was small，so some part of roof was broken seriously，and the safety of working face was influenced obviously.So working face support hoisting management must be improved，roof fall must be prohibited.The results reference for similar situation.

short distance coal seam；harden roof；ascending mining；first working face；strata behaviors

2016-08-24

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.01.008

国家安全生产监督管理总局2010年安全生产重点科技资助项目(2010-129)；山西大同大学科学研究项目(2013Q6)

杨东辉(1986-)，男，河南商水人，硕士研究生，主要从事采矿理论与技术的教学和研究工作。

杨东辉，黄庆国，吕兆恒.浅埋深近距离坚硬顶板煤层上行开采实践[J].煤矿开采，2017，22(1)：31-35.

TD327.2

A

1006-6225(2017)01-0031-05