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神廣煤礦房式采空區上覆煤層開采可行性研究

2023-07-20 12:03張少春

張少春

摘 要:為研究房式采空區上覆煤層上行開采可行性,根據神廣煤礦各煤層賦存狀況及開采現狀,采用垮落開采的比值判定法、“三帶”判別法,結合相似模擬和數值模擬方法,研究5-2煤層房式開采對上覆4-2、4-3煤層完整性和連續性的影響,分析4-2、4-3煤層開采過程中對層間巖層及5-2煤層采空區留設煤柱穩定性的影響,論證了4-2、4-3煤層上行開采的可行性。結果表明:4-2、4-3煤層的比值K分別為33.07,23.46,均大于臨界值7.5,且4-2、4-3煤層均位于5-2煤層垮落帶和裂隙帶之上,完整性和連續性良好;5-2煤層房式開采后,采場支承壓力增高區與降低區交替顯現,最大值為4.88 MPa,遠小于煤柱極限承載強度6.7 MPa,煤柱保持穩定;4-2、4-3煤層相繼上行開采后支承壓力逐漸減小,使得層間巖層應力降低,位移減小,且未對層間巖層及5-2煤采空區留設煤柱造成破壞性影響,層間巖層礦壓顯現不明顯,神廣煤礦可對4-2、4-3煤層進行上行開采。研究結果對類似地質條件下房式采空區上覆煤層上行開采具有一定借鑒意義。

關鍵詞:房式采空區;上行開采;煤柱穩定性;支承壓力;應力分布;位移分布

中圖分類號:TD 325文獻標志碼:A

文章編號:1672-9315(2023)03-0476-10

DOI:10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2023.0304開放科學(資源服務)標識碼(OSID):

Feasibility study on coal mining above room mining

goaf in Shenguang coal mineZHANG Shaochun

(Shaanxi Coal Science Research Institute,Xian 710001,China)

Abstract:In order to study the feasibility of upward mining over room mining goaf,according to the occurrence and mining status of each coal seam in Shenguang coal mine,the ratio method,“Three Zones” discriminant method,similarity simulation and numerical simulation method are adopted in the research.The influence of room mining in 5-2 coal seam on the integrity and continuity of overlying 4-2upperand 4-3coal seam was studied.The influence of the mining process of 4-2upperand 4-3coal seam on the stability of interlayer rock and the coal pillar in the goaf of 5-2coal seam was analyzed.The feasibility of upward mining of 4-2upperand 4-3coal seam was demonstrated.The results show that:The ratio value K of 4-2upperand 4-3coal seam are 33.07 and 23.46,respectively,greater than the critical value 7.5.The 4-2upperand 4-3coal seam are located above the falling zone and the crack belt of 5-2coal seam,indicating a good integrity and continuity.After room mining in 5-2coal seam,the increase and decrease zones of abutment pressure appear alternately,and the maximum value is 4.88 MPa,which is far less than the limit load-carrying of coal pillar 6.7 MPa,and the coal pillar remains stable.After the upward mining of 4-2upperand 4-3coal seams,the abutment pressure gradually decreases,reducing the stress and displacement of the interlayer rock,which does not cause destructive effects on the interlayer rock and the coal pillar.The mine pressure behavior is not obvious.Shenguang coal mine can carry out upward mining of 4-2upperand 4-3coal seam.The research results provide a guiding reference for upward mining over room mining goaf under similar geological conditions.

Key words:room mining goaf;upward mining;coal pillar stability;abutment pressure;stress distribution;displacement distribution

0 引 言

根據生產礦井開采方法的技術原則,煤層群的開采一般按下行順序進行。但由于歷史、經濟及技術條件等原因,許多煤礦存在采厚棄薄、采肥棄瘦、采優棄劣及采易棄難的現象[1-3],導致煤層群間形成先采下部煤層,后采上部煤層的上行開采模式。

國內學者針對一些煤礦的上行開采問題,開展了相應的研究工作,取得了較豐富的研究成果和實踐經驗[4-8]。李楊等針對近距離煤層上行開采的可行性與擾動評價問題,建立了上行開采“可行度”判別式與評價體系[9]。邵小平等、張向陽等采用相似模擬試驗方法,研究了上行開采過程中覆巖破壞特征及裂隙演化規律[10-12]。馮國瑞等探討了上行開采條件下采動支承壓力的動態時空演化規律,認為采動壓力的分布將直接影響上行工作面和下部遺留煤柱的應力分布狀態[13]。KONG等研究近距離下部煤層開采后,采場支承壓力分布及頂板破壞規律[14]。王寅等提出“上行式開采三鉸拱式結構”,研究上行開采重復采動條件下頂底板的結構形態及覆巖破斷機理[15]。王成等通過分析上覆巖層的應力場、裂隙分布,揭示上行開采采動應力分區特征及裂隙分域特征的時空演化規律[16]。姜耀東等通過建立均布荷載作用下的連續深梁力學模型,揭示巷式采空區上覆巖層失穩破壞機理[17]。吳寶楊等建立下部采空區邊界“懸空梁結構”模型,研究采動系數小、層間巖層堅硬的地質條件對上行開采的影響[18]。

前述關于上行開采的研究大多基于下部煤層采用長壁采煤法,采空區上覆巖層垮落較充分;主要關注下部煤層開采對上部煤層整體性和連續性的影響。然而,下部首采煤層若采用房式開采,采空區留有大量煤柱,覆巖未充分垮落,上行開采產生的采動壓力可能造成下部煤層采空區留設煤柱失穩破壞,引起上覆巖層垮落破壞和工作面底板巖層失穩,危及上部煤層采煤工作面的安全生產[19-20]。因此,有必要針對房式采空區上覆煤層上行開采問題開展研究。

針對神廣煤礦各煤層賦存條件及現階段開采情況,采用比值判定法、“三帶”判別法對上部4-2、4-3煤層的完整性和連續性進行分析;通過相似模擬試驗研究上行開采對下部5-2煤層房式采空區支承壓力的影響;采用3DEC數值軟件探討了上行開采過程中的采動效應對層間巖層及5-2煤層采空區煤柱穩定性的影響;為上行開采可行性提供理論依據。

1 工程概況

神廣煤礦位于神木市北部,面積3.635 5 km2,主要可采煤層為4-2、4-3、5-2煤層。4-2煤層平均厚度為2.12 m,平均埋深69 m,屬于穩定煤層;4-3煤層平均厚度為1.25 m,平均埋深95 m,屬于不穩定煤層;5-2煤層平均厚度為4.05 m,埋深最深150 m,該煤層頂板為厚度較大,且層理不明顯的中、粗砂巖,底板以泥巖、粉砂質泥巖及粉砂巖為主,強度中等,屬于穩定煤層。4-2與4-3煤層的最小層間距為25 m,4-3與5-2煤層間的層間巖層最小厚度為61 m。神廣煤礦4-2、4-3和5-2煤層及頂底板巖層鉆孔柱狀圖如圖1所示。

由于實際開采條件和歷史原因,神廣煤礦跨越上部4-2煤層和中部4-3煤層而優先開采了下部5-2煤層,開采方式為房式開采,采高2.6 m,現已開采完畢;上部4-2煤層已開采1401,1402及1403工作面,1404備用工作面已形成,1405工作面掘進415 m后臨近5-2煤層房式采空區,存在上行開采問題。5-2煤層采空區及4-2工作面位置關系如圖2所示。

由副斜井進入對5-2煤層采空區進行了探查,行進至50 m處有頂板垮落,煤壁有片幫;繼續行進途中頂板較好,煤壁有少量片幫,底板有鼓起;至360 m處有一密閉墻,支護完好;繼續探查至采空區,發現有部分頂板發生冒落,可見巖石頂,探查所見煤柱基本完好。

5-2煤采空區上部的4-2煤層保有資源量為152.17 Mt,占4-2煤層總儲量的33.96%;4-3煤層保有資源量為221.20 Mt,占4-3煤層總儲量的74.36%。對5-2煤層采空區上部4-2、4-3煤進行上行開采具有良好的經濟效益。因此,為了充分、合理開發煤炭資源,延長礦井服務年限,保障神廣煤礦的安全生產,需對5-2煤上部4-2、4-3煤層的上行開采可行性進行研究。

2 上行開采可行性理論分析

2.1 煤柱極限承載強度確定

下部5-2煤層采用房式開采,采空區遺留了較多殘留煤柱,作為上覆巖層的主要支承結構,留設煤柱的穩定性對于整個采場的穩定性起著至關重要的作用[21-22]。因此,需在進行上行開采前對5-2煤采空區留設煤柱的極限承載強度進行確定。

為了消除實驗室與現場煤體參數的尺度效應,根據實驗室試樣與現場臨界立方體試件的單軸抗壓強度轉換公式[19]。

式中 σc為實驗室煤樣單軸抗壓強度,MPa;σm為現場煤體立方體強度,MPa;D為試件直徑,m。

通過現場煤體取芯,制作成直徑為50 mm,高度為100 mm的標準試樣,進行了3組單軸壓縮試驗,測得其單軸抗壓強度分別為21.17,20.99 MPa及19.82 MPa,取其平均值20.66 MPa作為實驗室煤樣的單軸抗壓強度,代入式(1)得現場煤體臨界立方體強度σm=4.87 MPa。

采用2種具有代表性的煤柱強度計算公式計算煤柱強度[26]

1)Obert-Dwvall/Wang公式為

σpm[0.778+0.222(W/h)](2)

式中 W為煤柱寬度,m;h為煤柱高度,m。

2)Bieniawski提出的煤柱強度計算公式為

σ′pm[0.64+0.36(W/h)]n(3)

式中 當W/h>5時,n=1.4;W/h<5時,n=1。

將各參數代入式(2)、(3)可得:σp=6.7 MPa,σ′p=7.84 MPa。從安全角度出發,取計算結果的最小值,確定5-2煤層采空區留設煤柱的極限承載強度為6.7 MPa。

2.2 比值判定法

基于兩煤層間的層間距與下部煤層采高的比值,對上部煤層的上行開采可行性進行判定,即為比值判定法。其比值K為采動影響系數,反映了采高與層間距之間的關系對多煤層開采擾動程度,可表示為[23]

K=H/M(4)

式中 H為上下兩煤層之間的層間距,m;M為下層煤采高,m。

下部5-2煤層采高為2.6 m,距上部4-3、4-2煤層最小間距分別為61 m和86 m,帶入式(4)得比值分別為K1=23.46,K2=33.07。中國上行開采的生產實踐和研究表明,當K>7.5時,可在已采煤層采空區上部,進行正常的采掘活動。由上述計算可知,K1和K2均遠大于7.5,因此4-2、4-3煤層均可在5-2煤層采空區范圍內進行上行開采。

2.3 “三帶”判別法

根據“三帶”判別法[23]可知,當上下煤層之間的層間距小于或等于下部煤層開采后的垮落帶高度時,上部煤層整體性將遭到嚴重破壞,無法進行上行開采;而當上下煤層之間的層間距大于裂隙帶高度時,上煤層僅發生整體位移,并保持較高的完整性和連續性,可正常進行上行開采[24]。其中垮落帶高度計算表達式為

Hk=100∑M4.7∑M+19±2.2(5)

裂隙帶高度計算公式為

HL=15∑M+10(6)

將下部5-2煤層采高分別帶入式(5)、(6)計算可得垮落帶高度最大值為10.53 m,裂隙帶高度為49 m。由表1可知,4-3、4-2煤層與5-2煤之間的最小間距分別為61 m和86 m,均大于垮落帶和裂隙帶高度。表明4-3煤和4-2煤均位于5-2煤開采后的垮落帶和裂隙帶之上,即5-2煤采空區上部煤層僅發生整體位移,且連續性較好。故根據“三帶”判別法可知,4-3、4-2煤層均具備上行開采條件。

3 試驗設計

3.1 相似模擬試驗設計

相似模擬試驗裝置尺寸為5 m×0.2 m×2 m(長×寬×高),四周均由20號槽鋼約束,如圖3所示。根據相似理論,以神廣煤礦煤巖層實際賦存情況及力學實驗數據為依據,建立相似模擬試驗模型。模型采用的幾何相似比Cl=100∶1,時間相似比Ct=10∶1,容重相似比Cγ=1.57∶1,應力相似比Cσ=157∶1。模型模擬走向長度為500 m,埋深為167 m的采場范圍。試驗采用材料以石英沙為骨料,石膏、石灰作為膠結材料,分層材料選用云母粉。配比參數見表1。

模型左右兩側分別留設寬度為38 cm的邊界煤柱,即模擬工作面實際推進距離為424 cm。根據所模擬區域的實際地表高程,對模型頂面進行了削減,以模擬礦區地形。為反映開采過程中煤柱支承壓力及采空區的卸壓效應,在模型5-2煤層底板處布設120個壓力傳感器組成壓力監測線,即圖4中測線1;壓力傳感器從左至右依次編號為1~120,利用多路壓力數據采集系統進行實時監測。同時,為了得到開采過程中各煤層及層間巖層的變形、破壞特征,在模型表面布設了4條位移監測線,由下至上依次編號為2~5。模型中的壓力傳感器和位移監測點布置層位及位置如圖4所示。

3.2 數值模擬試驗設計

數值模擬采用離散元軟件3DEC進行,模擬范圍位于4-2煤層1406,1407工作面對應區域。如圖5所示,模型沿走向長度為500 m,沿傾向寬度為350 m,高度為167 m。模型中主要包括4-2、4-3、5-2煤層及其頂底板巖層,煤巖層平均傾角為0°,并保留了地表地形特征。各巖層物理力學參數[25],見表2。

數值模擬計算過程中,分別在x、y方向相對的2邊界面施加法向約束,模型底面施加限制各個方向位移的固定面約束,上表面為自由邊界。為了減少邊界效應的影響,模型走向和傾向的邊界分別為50 m和47.5 m,即模型工作面開采的走向長度為400 m,5-2煤傾向長度為255 m,4-2、4-3煤1406和1407工作面傾向長度均為120 m,并留設寬度為15 m的區段煤柱。選取y=103.5 m處截面進行應力場和位移場的分析,并在該截面布設4條監測線,如圖4所示,測線2位于5-2煤層頂板處,測線3位于4-3煤與5-2煤的層間巖層中部,測線4,5分別位于4-2、4-3煤層底板處。在相似模擬和數值模擬試驗過程中,均先采5-2煤層,待采場巖層運移穩定后再采4-2煤層,最后開采4-3煤層。其中5-2煤層的開采方式為“采6留7”房式開采,即煤房區域和留設煤柱的寬度分別為6 m和7 m;4-2和4-3煤層均采用長壁開采,全部垮落法管理頂板。

4 相似模擬試驗結果分析

4.1 5-2煤層開采后支承壓力分布規律

通過“采6留7”的方式,模擬開采了5-2煤層開采過程。如圖6所示,5-2煤層全部開采完畢后,煤柱與煤房間隔分布,共形成32個煤柱。5-2煤層房式開采后,4-2、4-3煤層連續性良好,留設煤柱無剝落、片幫現象,且采空區頂板無冒落,采場整體穩定性良好。

為了研究下部5-2煤“采6留7”房式開采后留設煤柱支承壓力分布規律,采集了5-2煤開采前(初始地應力)和開采后測線1對應煤柱和煤房處的支承壓力,如圖7所示。從圖7可以看出,5-2煤層開采前,由于模型考慮了實際地形特性,測線1處的支承壓力值在3.5~4.0 MPa不均勻分布。5-2煤層房式采空區形成后,采場煤巖層的應力重新分布,測線1的支承壓力分布規律與煤柱、煤房的間隔分布規律一致,即:煤柱處支承壓力大于煤房處,且相對于原巖應力,煤柱處支承壓力均增大,形成壓力增高區;而煤房處支承壓力則減小,形成壓力降低區。同時,測線1監測到的最大支承壓力為4.88 MPa,位于房式采空區中心部位,其值小于5-2煤層留設煤柱的極限承載強度6.7 MPa。表明房式開采后,煤房對應區域巖層卸壓,上覆巖層荷載轉移至煤柱,進而傳遞至下部巖層,導致煤柱承受荷載增加,但小于其承載極限。

4.2 4-2煤層開采后支承壓力分布規律

5-2煤層房式開采后,待覆巖運移穩定,對上部4-2煤層進行了長壁跨落式開采。圖8為4-2煤層開采完畢后,覆巖運移情況及測線1處的支承壓力分布規律。

從圖8可以看出,4-2煤層開采后,支承壓力分布規律與5-2煤層開采后一致,即:煤柱處支承壓力較大,而煤房處較小。與5-2煤層開采后的支承壓力對比可知,4-2煤層開采后煤柱和煤房處的支承壓力均有所降低。位于采場中心部位的最大支承壓力由4.88 MPa降低至4.3 MPa。表明4-2煤層開采后,支承壓力未超過煤柱承載極限,5-2煤層采空區留設煤柱能保持穩定。

4.3 4-3煤層開采后支承壓力演化規律

待4-2開采后覆巖運移穩定,對中部4-3煤層進行長壁垮落式開采。圖9反映4-3煤層開采后,覆巖運移情況及測線1處支承壓力分布規律。

如圖9所示,4-3煤層開采后,支承壓力分布規律未發生改變,仍以壓力增高區和壓力降低區交替顯現的形式分布。與4-2煤層開采后的支承壓力對比可知,4-3煤層開采后煤柱和煤房處的支承壓力均持續降低。位于采場中心部位的最大支承壓力由4.3 MPa降低至4.04 MPa,小于煤柱極限承載強度,煤柱能保持穩定。

5 數值模擬結果分析

5.1 5-2煤層開采后采場應力場、位移場分布規律

5-2煤層“采6留7”房式開采后采場應力場及位移場分布如圖10所示。從圖10(a)可以看出,采場中心處煤柱垂直應力較大,可達11.8 MPa。分析可知,5-2煤開采后,煤房與煤柱間隔分布,留設煤柱及采空區兩側煤壁承擔上覆巖層的所有荷載,導致采場中心區域煤柱垂直應力值較大,但煤柱未發生塑性破壞仍處于穩定狀態。從圖10(b)可以看出,采場中心位置巖層沉降最大,最大值為1.73 cm,靠近采空區兩側最小,最小值僅為0.9 cm。由于煤房與煤柱間隔分布,煤房上覆巖層沉降量較大,而煤柱上覆巖層沉降較小,造成頂板出現不均勻沉降,但影響范圍較小,僅出現在上覆巖層10 m范圍內,且沉降量極小。

圖11為5-2煤層房式開采后,4-2、4-3煤層底板巖層沉降曲線,其中測線4位于4-3煤層底板,測線5位于4-2煤層底板。如圖11所示,5-2煤層開采后,4-2、4-3煤層底板沉降曲線呈下凹型,采場中心沉降最大,邊界處最小,其最大值分別為1.16 cm和1.22 cm。

總體而言,5-2煤層房式開采后,煤柱處的垂直應力小于其承載極限,煤柱保持穩定;采空區上覆巖層沉降量由下至上逐漸減小,不均勻沉降范圍遠小于煤層間的層間距,不會對4-2和4-3煤的整體性和連續性造成影響,可安全進行上行開采。

5.2 層間巖層受上部煤層采動影響規律

為了分析4-2、4-3煤層開采對層間巖層應力、位移的影響規律,模擬上行開采了4-2、4-3煤層,其覆巖運移情況如圖12所示。提取各煤層開采后測線3的垂直應力和位移值,如圖13所示。在此需要說明的是后文中所有垂直位移分布圖中各煤層開采后的位移值均為單個煤層開采所致,即4-2、4-3煤層開采后巖層位移值不與前一煤層開采后的位移值累加,其目的是為了對比各煤層開采后巖層位移演化規律。

從圖13可以看出,各煤層開采后,層間巖層垂直應力分布規律具有一致性,即采空區對應層間巖層垂直應力值均勻分布,而靠近邊界處層間巖層垂直應力逐漸增大。具體表現為5-2、4-2、4-3煤依次采出后50~450 m范圍內層間巖層垂直應力值逐漸減小,分別為2.0,1.5,1.0 MPa;而邊界處巖層垂直應力值逐漸增大,最大值分別為3.5,4.0,4.2 MPa。各煤層開采后,層間巖層沉降量變化規律與垂直應力一致,即5-2、4-2、4-3煤層依次采出后50~450 m范圍內層間巖層沉降量逐漸減小,而邊界處沉降量逐漸增大,且沉降逐漸趨于均勻。進一步說明4-2、4-3煤上行開采后的采動效應,未導致層間巖層礦山壓力劇烈變化,未對層間巖層造成破壞性影響。

5.3 5-2煤層采空區煤柱受上部煤層采動影響規律

5-2煤層作為首采煤層,采用“采6留7”房式開采,留設尺寸為7 m×7 m的煤柱承載上覆巖層荷載,其采空區穩定性是4-2、4-3煤安全上行開采的關鍵因素。為了明確各煤層開采過程中5-2煤層頂板及煤柱的穩定性,提取測線2的垂直應力和位移值,如圖14所示。

從圖14可以看出,5-2煤層開采前頂板處垂直應力值為原巖應力,整體均勻分布,約為4 MPa。在5-2煤開采后頂板處應力值發生突變,較大值介于6~10 MPa,位于留設煤柱處;較小值介于0~2 MPa,位于煤房處。4-2煤上行開采后,5-2煤采空區煤柱垂直應力值均減小,最大應力為8.66 MPa;4-3煤上行開采后,煤柱處應力進一步減小,最大應力為6.8 MPa。5-2煤開采后采空區頂板位移發生突變,沉降不均勻,表現為煤房頂板沉降最大,最大值為1.73 cm,而煤柱處沉降較小。4-2、4-3煤層依次采出后采空區頂板沉降量逐漸減小,最大值分別為1.55,1.25 cm??傮w而言,4-2、4-3煤層上行開采均使得5-2煤層煤柱承受荷載持續減少,留設煤柱未失穩破壞,采空區整體趨于穩定。表明上行開采可行。

6 結 論

1)上部4-2、4-3煤層與5-2煤層間計算得到的比值K分別為33.07,23.46,均大于臨界值7.5;5-2煤層垮落帶和裂隙帶高度分別為10.53,49 m,均位于4-2、4-3煤層之下,均滿足上行開采條件。

2)相似模擬試驗結果表明5-2煤層房式開采導致支承壓力增高區與降低區交替顯現,支承壓力最大值為4.88 MPa,遠小于承載極限強度,煤柱保持穩定。4-2、4-3煤層相繼上行開采后支承壓力分布規律未發生改變,呈現出持續減小趨勢。

3)數值模擬結果表明5-2煤層開采后,煤柱處的應力值小于其極限承載強度,煤柱保持穩定;層間巖層最大沉降量僅1.32 cm,4-2和4-3煤層具有良好的整體性和連續性;4-2、4-3煤層上行開采使得層間巖層應力降低,位移減小。

4)5-2煤層開采后,4-2、4-3煤層具有良好的整體性和連續性;4-2、4-3煤層上行開采未對層間巖層及5-2煤留設煤柱帶來破壞性影響,未引起層間巖層礦山壓力顯現的劇烈變化。因此,神廣煤礦4-2、4-3煤層上行開采可行。

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(責任編輯:劉潔)

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