近距离煤层群上行开采可行性论证与实践

郭桂成,刘晓辉

(1.山西临县通风瓦斯防治中心,山西 吕梁 033200;2.吕梁市煤矿通风与瓦斯防治中心,山西 吕梁 033200)

煤层群是常见的煤层赋存方式,具有间距较小,回采相互影响较严重的特点[1-3]。煤层群开采方式和开采顺序的确定是进行开采的基础和前提,目前下行开采是生产矿井常用的开采方式,但在特殊开采地质条件下,下行开采可能限制矿井生产能力的增长和新建矿井的建设速度,增加巷道工程量和维护量,而上行开采则能够避免上述缺陷。

目前国内学者针对煤层群开采顺序及上行开采可行性进行了研究。冯国瑞等[4-5]采用相似模拟实验的方法研究了采空区上覆煤层开采层间岩层相同水平层位与竖直层位岩层的移动变形情况及受两次采动影响,上行开采层间岩层出现产生裂隙、扩展甚至贯通,导致层间岩层发生结构性变化的过程。张向阳等[6]运用相似模拟、数值模拟相结合的方法,分析研究了深部煤层上行开采过程中,岩层破坏断裂、裂隙演化及下沉变形特征,进一步分析了岩层下沉变形曲线与岩层断裂、裂隙发育和受力状态的关系。但相关研究主要针对煤层间距较大、下煤层采高较小等地质条件,涉及煤层间距为近距离、下煤层为厚层的赋存条件较少,而煤层间距越小顶板活动更剧烈、对上煤层开采影响越大,越不利于实施上行开采,由此以某矿8号煤层及11号近距离煤层开采为背景,首先采用传统比值判定法和“三带”判定法对上行开采可行性进行初步判定,随后采用UDEC2D数值分析软件验证了某矿8号、11号煤层上行开采可行性,以期为类似条件煤层开采提供借鉴。

1　上行开采可行性的理论分析

目前对于上行开采可行性判定的方法主要有两种。

1)比值判定法。一般常把采动影响倍数K的大小作为能否实现上行开采的依据。

K=H/M.

(1)

式中:H为煤层间垂距,m;M为下层采高,m。

某矿8号和11号煤层间岩层中硬岩层厚度达到43 m,间距较大。某矿11号煤采高5 m,煤层倾角为2°,采动影响倍数K=8.6,大于8号煤层长壁工作面开采所必需采动影响倍数7.5,从岩层间距的理论分析来看,采动影响倍数满足上行开采的需要。

2)“三带”判定法。“三带”判定法的基本观点是当两煤层间距小于下煤层开采覆岩冒落带时,下煤层开采严重影响上煤层完整性即不适用于上行开采;当煤层间距大于下煤层开采覆岩冒落带但小于导水裂隙带高度时上煤层完整性产生受一定影响,但采取相应措施后上行开采仍适用;当两煤层间距大于下煤层开采覆岩导水裂隙带高度时,下煤层开采对上煤完整性产生轻微影响,此时上行开采适用。

充分采动条件下,顶板冒落带高度计算公式如下:

(2)

导水裂隙带高度计算公式如下:

(3)

式中：HM和HL分别为顶板冒落带高度和导水裂隙带高度,m；∑M为下煤层采高,m；K为岩石碎涨系数，取1.2；α为煤层的倾角,(°)。

代入相关数据可知HM=25.02 m;HL=37.5 m～48.7 m。由此可见某矿8号和11号煤层间距大于下煤层开采覆岩冒落带，但小于导水裂隙带高度，采取相应措施后仍可进行上行开采。

2　上行开采可行性的数值模拟

2.1　模型建立

为进一步研究下层煤开采顶板变形特征及下层煤开采后上层煤采动对层间岩层的影响,进而对理论分析判定结果进行佐证,基于UDEC2D数值分析软件建立如图1所示模型,模型长×高为250 m×100 m,煤岩体物理力学参数如表1所示。

表1　煤岩体物理力学参数Table 1　Physical and mechanical parameters of coal rock mass

图1　数值分析模型Fig.1　Numerical simulation model

2.2　11号煤层开采后顶板变形特征

图2为11号煤180 m工作面长壁开采结束,采动影响稳定后采空区的应力场、位移场分布情况。

图2　11号煤开采后状态分布图Fig.2　State distribution after mining in No.11 mining face

从图中可以看出,11号煤长壁式开采结束后,顶板冒落高度8 m,并最终在采空区中部形成压实区,在采空区两侧形成离层区。工作面中部变形方向基本垂直向下,工作面两侧有向煤壁处运动的水平变形趋势。由于11号煤采动卸压作用,11号煤顶板出现应力降低区,垂直应力最高为7 MPa左右,且存在于层间岩层中下部位置,整个区域无明显应力集中现象。整个区域范围内节理裂隙仅在采空区两侧离层区与压实区交汇处出现小范围密集裂隙,说明由于顶板岩层弯曲下沉作用,导致下部层间岩层压实,11号煤处于8号煤上方弯曲下沉带内,蹬空开采可行。

2.3　层间岩层受8号煤采动影响规律

图3为8号煤长壁工作面推进过程中层间岩层位移变化曲线图,图中分别记录了11号煤顶板上方1 m、7 m、11 m、17 m、23 m、30 m和34 m覆岩垂直位移。由图3可知,不同推进进度时,不同高度顶板覆岩运移规律具有较好的一致性,两煤层间岩层同步运移,未出现明显离层,最大下沉量为970 mm。11号煤冒落顶板的压缩量略大于8号煤底板的下沉量,但差距不大。层间岩层中部(顶板上方11 m～顶板上方23 m之间)基本同步下沉,下沉量不大。整体来看,根据不同推进阶段顶板垂直位移分为:1)受采动影响下沉阶段(超前40 m～滞后工作面8 m),位移持续稳定上升达到900 mm;2)采动后层间岩层缓慢下沉时期(滞后工作面8 m～50 m),11号煤采空区矸石进一步压缩,层间岩层缓慢弯曲下沉,并最终趋于稳定。

图3　位移变化曲线图Fig.3　Displacement variation

图4为8号煤长壁工作面推进过程中层间岩层垂直应力变化曲线图,图中分别记录了11号煤顶板上方3 m、7 m、9 m、11 m、25 m、31 m、35 m处垂直应力变化情况。由图4可知,支撑压力影响范围为工作面前方35 m及后方13 m区域。在层间岩层上部和层间岩层下部分别出现了垂直应力峰值。在层间岩层上部,11号煤顶板上方31 m处,垂直应力峰值最大达到6.1 MPa;在层间岩层下部,煤柱上方9 m处,垂直应力峰值达到6.5 MPa。

图4　垂直应力变化曲线图Fig.4　Vertical stress variation

图5中应力影响区可以划分为以下区域:1)层间下部采动影响区(11号煤顶板上方0 m～12 m范围);2)层间中部稳定承载区(11号煤顶板上方12 m～26 m范围),层间稳定承载层厚达到14 m,并未出现明显应力变化;3)层间上部采动影响区(煤柱上方26 m～38 m范围),底板范围内出现应力集中,影响范围为10 m。

图5　采动过程中层间岩层影响范围图Fig.5　Influence range of rock between coal seams during mining

3　工程应用

某矿8201首采工作面走向长度为280 m,倾向长度为120 m,平均煤厚1.4 m,倾角2°,无地质构造,共安装液压支架83架,其中:中部液压支架型号为ZY5000/09/20两柱掩护式液压支架共76架,初撑力为3 878 kN,工作阻力为5 000 kN;端头液压支架型号为ZYT5000/15/28,共3架,过渡支架型号ZYG5000/09/20,共4架。每架支架配有压力表。

在工作面开采过程中,为保证开采安全采取了相应的安全技术措施,如在工作面两顺槽每隔50 m各布置围岩移动传感器5台,共10台;工作面切眼向外20 m处每隔5 m各布置钻孔应力计6台,共12台;每隔10台液压支架布置1个支架压力记录仪,共8台;在调度指挥中心安装KJ21矿山压力监测系统,加强工作面和巷道矿压监测,并及时打孔探测层间垮落情况。

根据工作面开采过程现场观察和矿压观测系统综合分析,8201工作面推进200 m的过程中,工作面顶底板及煤层均未发现大的裂缝和断裂,工作面和巷道矿压显现不明显,证实了上行开采的可行性。

4　结束语

1)某矿11号煤层采动影响倍数为8.6,顶板冒落带高度为25.02 m,导水裂隙带高度为37.5 m～48.7 m,基于传统比值判定法、“三带”判定法初步判定某矿8号、11号煤层适用上行开采。

2)经数值模拟分析11号煤开采后顶板冒落高度达8 m,垂直应力最高为7 MPa,节理裂隙发生在采空区两侧离层区与压实区交汇处;受8号煤长壁开采采动影响,层间岩层垂直位移变化分为采动下沉时期(超前工作面煤壁40 m～滞后工作面8 m)、采动后层间岩层缓慢下沉时期(滞后工作面8 m～50 m);超前支撑压力影响垂直范围可分为3个区域:层间下部采动影响区(顶板上方0 m～12 m范围)、层间中部稳定承载区(煤柱上方12 m～26 m范围)、层间上部采动影响区(煤柱上方26 m～38 m范围)。

3)通过开采实践验证了某矿8号、11号煤层可以安全上行开采,为类似条件下的上行开采提供了实践经验。