银星一号井十八上1煤采空后十三煤上行开采可行性研究

张 虎 温 阳 魏 鑫

（1.宁夏银星煤业有限公司；2.太原理工大学矿业工程学院）

我国宁夏宁东矿区广泛赋存煤层群，受煤层厚度变化和构造等影响，矿井开采设计采用上行开采的方式能够达到更高的经济技术指标［1-3］。下组煤层开采后层间岩层结构遭到破坏，上组煤开采是否可行需要严格的论证。因此，开展上行开采可行性研究论证对确保安全开采意义重大。

众多学者经过多年的研究和实践积累了大量的成果和经验。刘治华等［4］采用相似材料模拟和数值计算等方法研究下煤层开采后层间岩层破坏特征及顶底板的应力分布规律，利用裂隙带高度与层间距的比值判定上行开采的可行性。张晓春等［5］采用物理模拟方法研究了宁东矿区红墩子煤业红一矿5 煤开采过程中覆岩运移规律，判定了上部4煤上行开采的可行性。宗彩建等［6］采用理论分析和UDEC 模拟方法对济宁二号井3下煤层采出后上部近距离3上煤层的可行性进行分析。孙家恺等［7］采用FLAC软件分析了铁法晓明煤矿S3412 工作面上行开采可行性。武剑［8］综合采用比值法、“两带”判别法和围岩平衡法，对荣泰矿上组煤蹬空开采可行性进行了研究。纵观现有文献，影响上行开采的主要因素有上下煤层间距、层间岩层结构、煤厚及采高、“两带”高度和下煤层采后的覆岩稳定时间。

本文以银星一号井十八上1煤层的1118上104 工作面为背景，综合采用理论计算和现场探测方法论证13煤上行开采可行性，为煤层群安全开采提供基础。

1 银星一号井开采概况

银星一号井由浅至深赋存可采煤层有1煤、3煤、5 煤、12 煤、13 煤和18上1煤，11 采区的18上1煤已经开采结束，计划开采上部13 煤层。18上1煤埋深约为172 m，平均采高3.3 m，平均倾角18°，上部13 煤厚度2.28 m，平均倾角12°，18上1煤与13 煤之间的层间距为74.36～130.16 m，平均层间距92.23 m，层间岩层多为粗砂岩、细砂岩和砂质泥岩，属于中硬性质类型，煤层空间关系如图1 所示。本次研究选择1118上104工作面（已于2014 年采空），采用长壁开采覆岩垮落已经达到稳定，分析13煤上行开采可行性。

2 13煤上行开采可行性论证

采用比值法、“三带”判别法、围岩平衡法综合判别银星一井13煤上行开采的可行性。

2.1 比值法判定

比值法也称为采动影响倍数法，主要通过层间距和下煤层采高的比值来判定开采可行性。在下部单一煤层开采条件下，采动影响倍数K的计算公式为

式中，h为煤层间距，m；M为下部煤层采高，m。

根据我国上行开采的实践经验证明，下部单一煤层开采，当比值K＞7.5 时，先采下部煤层一般可以不影响在上煤层内进行正常准备和回采。银星一号井1118上104 工作面采高3.3 m，与13 煤层间距92.23 m，带入式（1）计算得K=27.95＞7.5，因此，先开采18上1煤后，上部13煤可以进行正常采掘工作。

2.2 “三带”高度判别

下煤层采用垮落法管理顶板时，上覆岩层垮落会形成“三带”。根据层间距的变化，上部煤层与下部煤层“两带”高度存在3 种空间关系，如图2 所示。当上部煤层位于下煤层采后的垮落带范围内时，上部煤层的完整性遭受破坏无法正常开采（位置1）；当上部煤层位于下煤层采后的裂隙带范围内时，上部煤层遭受的影响较小，煤层结构保持完整，选取合理的滞后时间，并制定严格的技术措施后可安全开采（位置2）；当上部煤层位于下煤层开后的裂隙带之外时，上部煤层受下煤层的采动影响发生整体位移，但煤层结构的完整性不受影响，可正常开采（位置3）。

根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》（2017 年版），中厚煤层和厚煤层分层开采垮落带和裂隙带高度的计算公式进行计算。银星一号井18上1煤与上部13煤之间的顶板岩层以粗砂岩、细砂岩和砂质泥岩为主，属于中硬岩层。因此，选取中硬岩层的“两带”高度计算公式。垮落带高度计算公式：

裂隙带高度计算公式：

式中，Hk为垮落带高度，m；Hl为裂隙带高度，m；∑M为煤层累积采高，m。

将1118上104 工作面煤层采高3.3m 带入式（2）计算得到垮落带高度最大为11.76 m，为采高的3.56倍；带入式（3）、式（4）计算得到垮落带高度分别为31.56～42.76 m 和46.33 m，为保证上行开采安全，选择垮落带高度的最大值为46.33 m，为采高的14.04倍。13煤与18上1煤的间距为92.23 m，位于18上1煤采后的裂隙带范围之外，受采动影响较小，可上行开采。

2.3 围岩平衡法判别

下煤层开采破坏了上覆岩层的原始状态，垮落带内的岩层比较松散，充满采空区，裂隙带内的岩层断裂后不发生失稳，但沿着竖直方向会发生台阶错动，如果层间距较小时会破坏上部煤层。因此，为保证上行开采可行，需要顶板中存在不发生破断的平衡岩层，如图3所示。从下煤层顶板至平衡岩层顶板的高度称为围岩平衡高度，上煤层应位于距下煤层最近的平衡岩层之上，可不受下煤层的影响。

上行开采必要的层间距H可按下式估算：

式中，Kp为岩石碎胀系数，取值1.05～1.4；Hp为平衡岩层厚度，按岩（煤）层柱状图确定。

3 1118上104工作面“两带”高度探测

3.1 探测孔T10-1布置

本次探测采用地面钻孔的方式，根据地形地貌确定T10-1 钻孔的位置在1118 上104 采空区上方。T10-1 钻孔设计深度140 m，实际钻进138.51 m，终孔位置进入1118上104 工作面顶裂隙带位置。钻进过程中统计洗液漏失量变化规律，钻孔完成后通过彩色钻孔电视分析裂隙形态，精准确定1118上104 工作面采后顶板裂隙带发育高度。

3.2 钻孔冲洗液漏失量观测

钻孔冲洗液漏失量观测方法是在采空区对应的地面上布置钻孔，观测钻进过程中的钻孔冲洗液消耗和漏失量、钻孔水位变化以及在钻进过程中的各种异常现象（如掉钻、卡钻、吸风、瓦斯涌出等），分析确定导水裂隙带的发育高度。通过对套管以下的基岩段冲洗液的消耗及钻进过程中的钻孔水位情况进行了观测。钻探施工过程中全程进行简易水文观测，全孔孔径为113 mm，重点对90 m 以深进行加密观测。当停钻时间较长时，应每隔5～10 min 观测一次水位。观测水位时要求同时记录孔深、测水位的时间和孔内水位（埋深）数值，水位数值要求准确到小数点后2 位（以m 为单位）。漏失量按照以下公式计算。

（1）钻孔单位时间冲洗液漏失按（6）式计算：

式中，Qt为单位时间漏失量，m3/h；Q1为水箱内原有冲洗液量，m3；Q2为钻探过程中向水箱补充的冲洗液量，m3；Q3为退钻后水箱内剩余的冲洗液量，m3；t为观测时间，min。

（2）单位时间与单位进尺的冲洗液漏失量计算：

式中，Qm为单位时间和单位进尺的漏失量，m3/h；h为钻孔的进尺（测试位置的深度），m。

钻孔冲洗液消耗量统计曲线如图4 所示。分析数据可知，孔深0～10 m，冲洗液消耗量基本稳定，消耗量约0.3 m3/（h·m）；孔深10～15 m，冲洗液消耗量上升为0.6 m3/（h·m）；孔深15～40 m，冲洗液消耗量趋于平稳，消耗量约0.5 m3/（h·m）；孔深至42 m 时，冲洗液消耗量明显增加，孔内水位急剧下降，孔口不返水。终孔后测定，孔内水位深度稳定在68.60 m。据现场注水作业统计情况来看，42 m 以深孔段的冲洗液消耗量大于8 m3/h，为实现正常钻进，经大量补水均无法实现冲洗液正常循环，后经多次孔内封堵仍未成功，故顶漏进行钻进直至终孔。因此，根据冲洗液消耗量尚不能准确判断出裂隙带边界的准确位置。

3.3 钻孔彩色电视影像探查

T10-1 钻孔终孔后，采用钻孔彩色电视不同岩层段的探测结果如图5 所示。孔深至118.5 m 处及以深岩层完整性明显变差，局部破坏严重，近水平裂隙显著增多，裂隙宽度增大，最大可达10 cm 左右，裂隙多呈拉张开放类型（图5（a））。随着深度增大，裂隙增多，裂隙无充填，为后期因下部煤层采空失稳下沉拉张破坏所致，属采动裂隙。岩体上下层离层及位移明显，裂隙面呈锯齿状或阶梯状，裂缝较宽，裂缝中多无充填，局部破碎处可见发育有较大蚀洞，裂隙中可见明显涌水涌砂现象并偶有气泡涌出。钻孔深度继续增大到120.6 m位置，进入采动裂隙影响范围，有明显的离层位移和水平错动（图5（b））。

根据对上述裂隙发育情况的观察和分析，可将孔深118.5 m（高程1 165.35 m）确定为该区域18上1煤层导水裂隙带顶点。根据式（8）计算彩色钻孔电视探查得到的裂隙带高度。

式中，Hm为裂隙带最大高度，m；H1为煤层底板与地表的垂直距离，172.30 m；M1为煤层采高，3.30 m；hm为裂隙带上边界距离孔口距离，118.50 m；W为“两带”岩层的压缩值（下沉量），取0.2M1。

计算可得1118上104 工作面“两带”发育高度为51.16 m，为采高的15.50倍。现场探测证明18上1煤层开采后的裂隙带高度小于13 煤与18上1煤的层间距92.23 m，证明上行开采可行。

4 结 语

综合运用比值法、“三带”判别法、围岩平衡法分析了银星一号井18上1煤开采后13煤上行开采的可行性。比值法计算得到采动影响倍数K=27.95＞7.5。理论计算“两带”最大高度为46.33 m，围岩平衡法分析得出上行开采的最小高度为27.41 m，均小于层间距92.23 m，综合判定13 煤上行开采可行。现场打钻探测18上1煤开采后裂缝带发育高度为51.16 m，探测结果与理论分析相吻合，证明了13煤上行开采可行。