李崗偉，王一帆，李峰輝

(1.安徽理工大學(xué) 深部煤礦采動響應(yīng)與災(zāi)害防控國家重點實驗室，安徽 淮南 232001；2.安徽理工大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，安徽 淮南 232001；3.山東科技大學(xué) 煤礦充填開采國家工程實驗室，山東 泰安 271000)

近年來，隨著我國煤炭資源逐漸由淺部轉(zhuǎn)入深部開采，且儲量賦存多以近距離煤層為主，常規(guī)下行開采方式很難解決深部特殊條件下的開采問題，而上行開采作為一種非正常的反程序開采方法對解決某些特殊問題具有一定的技術(shù)優(yōu)勢[1，2]。

上行開采方法在國內(nèi)運用比較成熟，眾多學(xué)者進(jìn)行大量研究，蔣金泉等[3]構(gòu)建了關(guān)于上行卸壓開采技術(shù)可行性影響程度的評價方法；馮國瑞、任亞峰等[4-6]利用矢量分析法判定上行開采的煤層間巖層控制的關(guān)鍵位置；張宏偉等[7]對煤層間距為8～16.7m條件下上行開采進(jìn)行理論、數(shù)值模擬、相似模擬以及現(xiàn)場探查分析；吳寶楊[8]等對上行開采危險源進(jìn)行分析，采取措施后實現(xiàn)了工作面的安全回采；王寅[9]等研究了上行開采形成的懸空結(jié)構(gòu)；李壽君等[10]分析了軟巖條件下近距離厚煤層反程序開采可行性；盧鑫等[11]通過理論分析和現(xiàn)場實測得出下部煤層開采后影響上部煤層的區(qū)域；黃萬朋等[12]對下部煤層開采后上覆巖層裂隙發(fā)育情況進(jìn)行研究，認(rèn)為裂隙帶形態(tài)及范圍對上部煤層開采有重大影響。

針對深部近距離厚煤層上行開采研究成果較少，本文利用上行開采方法對陶忽圖煤礦近距離厚煤層開采條件進(jìn)行分析，對上行開采的有效性進(jìn)行判定，并加以相似模擬及理論分析，從而確定下部3-1煤層開采后上部2-2煤層的可采性，為類似條件下近距離厚煤層開采提供借鑒與參考。

1 工程背景

陶忽圖煤礦位于東勝煤田南部，地層傾角小于3°，為近水平地層，目前井田未開展建設(shè)，屬新建礦井。井田內(nèi)2-2煤層埋藏深度613.93～767.68m，平均679.63m。煤層厚度2.50～4.17m，平均3.60m。3-1煤層埋藏深度671.93～826.92m，平均741.04m。煤層厚度5.00～7.12m，平均6.33m。2-2煤層與3-1煤層層間距為51.15～68.65m，煤巖綜合柱狀圖如圖1所示。

圖1 綜合柱狀

經(jīng)鑒定，2-2煤層具有弱沖擊傾向性，頂板彎曲能量指數(shù)為113.75kJ，且2-2煤層頂板為堅硬頂板(中粒砂巖)，因此，設(shè)計3-1煤層作為保護(hù)層先行開采。

2 上行開采有效性判定

2.1 上行開采有效保護(hù)范圍

3-1和2-2煤層傾角小于3°，屬近水平煤層，保護(hù)范圍與卸壓角有關(guān)，因無實測卸壓角，可依據(jù)煤層傾角大小進(jìn)行取值，具體取值結(jié)果見表1[18]。3-1煤層開采后對應(yīng)的保護(hù)范圍為2-2煤層內(nèi)錯3-1煤層采空區(qū)9.08m，如圖2所示。

表1 保護(hù)層卸壓角

圖2 保護(hù)層有效保護(hù)范圍

2.2 下保護(hù)層最大保護(hù)垂距

下保護(hù)層的最大保護(hù)垂距是開采保護(hù)層后，在保護(hù)范圍內(nèi)上部煤層在法線方向上與下保護(hù)層的最大距離。3-1煤層未進(jìn)行開采，無實測數(shù)據(jù)，可按公式(1)進(jìn)行計算[13-18]。

S=S0β1β2(1)

式中，S為最大保護(hù)垂距，m；S0為下保護(hù)層的理論最大保護(hù)垂距，m，可根據(jù)表2取值；β1為保護(hù)層開采的影響系數(shù)；β2為層間硬巖(砂巖、石灰?guī)r)含量系數(shù)；β1、β2確定方法見文獻(xiàn)[18]。

3-1煤層平均埋深741.04m，工作面長度按200m計算，S0根據(jù)表2取值為127m，β1、β2根據(jù)文獻(xiàn)13均取1，計算得到下保護(hù)層的理論最大保護(hù)垂距S=127m，大于兩煤層間最大層間距，因此，開采3-1煤層可以對上部煤層起到保護(hù)作用。

表2 下保護(hù)層理論最大保護(hù)垂距

2.3 開采下保護(hù)層的最小層間距

當(dāng)煤層傾角α<60°時，可根據(jù)公式(2)計算下部煤層開采后上部煤層保持相對完整的最小層間距[18]：

Hm=KmMcosα(2)

式中，Hm為理論開采下保護(hù)層的最小層間距，m；Km為頂板管理系數(shù)，冒落法管理頂板時，Km取10，充 填法管理頂板時，Km取6；M為下部煤層采厚，m；α為煤層傾角，(°)。

3-1煤層采用全部垮落法管理頂板，Km取10，計算可得Hm=69.86m，而兩煤層最大層間距為68.65m，接近最小開采層間距。

3 上行開采理論分析

3.1 “三帶”判別法

“三帶”判別法是通過把垮落帶高度和導(dǎo)水裂隙帶高度與煤層間距分別進(jìn)行比較，進(jìn)而判定上行開采可行性[19]，判定方法見表3。

表3 “三帶”法判定標(biāo)準(zhǔn)

垮落帶和導(dǎo)水裂隙帶的理論計算公式為：

式中，Hk為理論垮落帶高度，m；M為煤層開采厚度，m；Ks為巖石碎脹系數(shù)；α為煤層傾角，(°)；Hd為理論導(dǎo)水裂隙帶高度，m；∑M為煤層累計開采厚度，m。

3-1煤層開采厚度M按7m計算，垮落巖石的碎脹系數(shù)Ks取1.3，煤層傾角α按3°計算。分別代入式(3)和式(4)得：Hk=25.93m，Hd=62.92m。

由計算結(jié)果可知，開采3 -1煤層后，垮落帶位于兩煤層之間，2-2煤層處于導(dǎo)水裂隙帶之中，屬判定標(biāo)準(zhǔn)的第二種情況，在2-2煤層開采時采取一定措施后，可以上行開采。

3.2 比值判別法

比值法是將上、下煤層間距與下部煤層開采厚度的比值作為判定上行開釆是否可行的一種常用經(jīng)驗方法，即：

式中，H為上下煤層間距，m；M為下部煤層采高，m。

文獻(xiàn)[3]對上行卸壓開采的研究表明，當(dāng)K在5.5～9.5之間時，開采上部煤層時采取一定措施后，可進(jìn)行上行開采。3-1煤層和2-2煤層層間距為51.15～68.65m，3-1煤層采高M(jìn)取7m，計算得到采動影響系數(shù)K為7.31～9.81，因此，滿足上行開采要求。

4 相似模擬實驗分析

4.1 實驗方案

根據(jù)現(xiàn)場及實驗室條件，相似材料模擬實驗在平面模型架上進(jìn)行，模型的幾何尺寸設(shè)計為(長×寬×高)300cm×30cm×130cm。模型幾何相似比(模型∶原型)為1∶100，模型容重比為0.6，時間比為1∶12。在模型表面采用十字布點法布置位移測點，采用電子經(jīng)緯儀對測點進(jìn)行位移觀測。模型共布置8條測線，從下往上依次為測線1—8，每條測線布置30個測點，測點的水平、豎直間距均為10cm，共計240個測點。原始模型及關(guān)鍵層如圖3所示。

圖3 原始模型及關(guān)鍵層

模型開挖3-1煤層，研究開采本煤層對2-2煤層的動態(tài)影響，為消除邊界效應(yīng)，模型兩側(cè)各保留40cm煤柱，模型每2h開采一次，每次推進(jìn)5cm，共分44次采完。

4.2 礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

工作面推進(jìn)15～20m時，直接頂垮落高度超過1～1.5m，當(dāng)工作面推進(jìn)35m時，直接頂垮落高度達(dá)到4m；工作面推到距切眼45m處出現(xiàn)老頂初次斷裂并垮落，工作面初次來壓；隨著工作面繼續(xù)向前推進(jìn)，推進(jìn)到距切眼65m時，老頂發(fā)生第二次斷裂，工作面第一次周期來壓，覆巖上方出現(xiàn)離層裂隙，切眼處斷裂角為58°，工作面處斷裂角為69°，斷裂步距為16m；推進(jìn)95m時，穩(wěn)定巖層下方巖層發(fā)生垮落，垮落帶在頂板上方18m未向上繼續(xù)發(fā)育，并呈現(xiàn)三鉸拱式平衡結(jié)構(gòu)，如圖4所示。在工作面不斷的推進(jìn)過程中，巖體呈現(xiàn)周期性的斷裂和垮落。至模型回采結(jié)束，共發(fā)生7次周期來壓，平均來壓步距18m。

圖4 模型覆巖垮落狀態(tài)

4.3 煤層支承壓力分布規(guī)律

隨著工作面向前推進(jìn)，工作面采動應(yīng)力峰值不斷增大并深入煤體，影響劇烈程度增大，支承壓力的峰值趨向分布在距工作面15～30m處。如圖5所示，在回采初期，關(guān)鍵層1支承壓力較小，在采空區(qū)形成卸壓區(qū)域，工作面推進(jìn)50m時，超前支承應(yīng)力峰值為26.84MPa，距煤壁15m左右，工作面走向應(yīng)力集中系數(shù)為1.43；回采中期，關(guān)鍵層1懸空面積不斷增大，其應(yīng)力集中程度高，超前支承應(yīng)力峰值為27.8MPa，距煤壁25m左右，工作面走向應(yīng)力集中系數(shù)為1.42；關(guān)鍵層1破斷后，超前支承應(yīng)力峰值為30.72MPa，距煤壁25m左右，工作面走向應(yīng)力集中系數(shù)平均為1.53；關(guān)鍵層2結(jié)構(gòu)穩(wěn)定運動，未發(fā)生滑落失穩(wěn)，超前支承應(yīng)力峰值為30.73MPa，距煤壁30m左右，工作面走向應(yīng)力集中系數(shù)為1.56。

圖5 不同推進(jìn)距離下煤層支承壓力變化

由煤層頂板支承壓應(yīng)力的分布可知，回采過程中，工作面走向應(yīng)力集中系數(shù)波動范圍小，穩(wěn)定在1.5上下，隨著工作面的繼續(xù)推進(jìn)，采空區(qū)側(cè)向應(yīng)力漸趨平穩(wěn)，在工作面后方40m左右應(yīng)力基本趨于穩(wěn)定，采空區(qū)恢復(fù)到原巖應(yīng)力狀態(tài)，形成良好的卸壓區(qū)域。

3-1煤層回采過程中，采空區(qū)上覆巖層內(nèi)形成“拱形”垮落帶和裂隙帶，垮落帶高度為44 m，相當(dāng)于采高的6.3倍，裂隙帶位于垮落帶之上，導(dǎo)水裂隙帶高度為83m，切眼處斷裂角為62°，工作面處斷裂角為61°，如圖6所示。雖然裂隙帶發(fā)育高度超過2-2煤層，但垮落帶未波及2-2煤層，且煤層未發(fā)生臺階錯動，整體連續(xù)性良好，因此該煤層在采取一定措施后能夠正常進(jìn)行開采，下部3-1煤層開采起到良好卸壓作用。

圖6 兩帶分布情況及覆巖斷裂角

4.4 采場覆巖變形分析

下部煤層在開采前，煤巖體處于原始應(yīng)力平衡狀態(tài)。當(dāng)煤層開采后，采空區(qū)上覆巖層狀態(tài)由彈性向塑性逐漸轉(zhuǎn)變；受采動影響，覆巖發(fā)生離層、破斷以及垮落，形成覆巖“三帶”。上覆煤巖呈非線性下沉、以非對稱形態(tài)移動，在關(guān)鍵層破斷前后，煤巖下沉量發(fā)生明顯變化，如圖7(b)(c)所示，2-2煤層(測線6)在關(guān)鍵層2運動后，下沉量由6mm增加至44mm。模型回采結(jié)束后，垮落帶未繼續(xù)向上發(fā)育，3-1煤層頂板(測線1、2)測點最大位移量為71mm，2-2煤層(測線6)測點最大位移量為46mm，如圖7(d)所示。在垂直方向上，3-1煤層頂板位移大于2-2煤層；在水平方向上，2-2煤層在開始下沉處滯后3-1煤層30m，超前25m停止下沉。

圖7 不同推進(jìn)距離下煤巖下沉曲線

5 結(jié) 論

1)通過理論計算，開采下部3-1煤層后，2-2煤層處于保護(hù)范圍內(nèi)，垮落帶位于兩煤層之間，2-2煤層處于導(dǎo)水裂隙帶內(nèi)，K為7.31～9.81，滿足上行開采要求。

2)初次來壓步距45m，周期來壓步距18m，垮落帶高度為44 m，導(dǎo)水裂隙帶高度為83m，切眼處斷裂角為62°，工作面處斷裂角為61°，工作面走向應(yīng)力集中系數(shù)在1.5波動。

3)3-1煤層頂板測點最大位移量為71mm，2-2煤層測點最大位移量為46mm；2-2煤層處于3-1煤層裂隙帶內(nèi)，且上部煤層整體連續(xù)性較好，卸壓效果顯著，采取一定措施后，可正常進(jìn)行開采。