甘庄煤矿近距离煤层上行蹬空开采技术应用*

杨五五

(山西中新甘庄煤业有限责任公司，山西 大同 037002)

0 引言

对于上行蹬空开采安全性问题，国内外学者进行了大量的探究，早在20世纪20年代，波兰已经对此问题进行了研究，相关学者认为采动影响系数是影响上行开采的关键因素[1-3]，但也只是从经验公式演化而来，在一些特定的区域能够实现上行蹬空开采的安全预测。我国上行开采安全性研究起步较晚，始于20世纪70年代，借鉴于国外的研究成果，又进行了大量的现场实测工作，将理论与实测结合修正的方法，来进行上行开采安全可靠性的判别[4-7]。

甘庄煤矿8号煤层为保证稳定采取全区所有可采用的煤层，采用采煤综合化和机械化方式开采。由于11号煤层自1980年开始已经普遍采用传统的刀柱式开采，留下大量的老采空区，因此8号煤层属于蹬空开采，给实施综合机械化采煤带来安全隐患。甘庄长壁煤矿301盘区，属于残留开采区部分上行暗挖开采，下部长壁煤层开掘采用部分下行开采开挖方法(采用刀柱式下行开采)，采空区盘区遗留较多的下部残留煤柱，老和新采空区下部上覆长壁岩层一般不完全垮落或岩层垮塌塌落不充分，在其开采动力和压力的双重影响下，可能直接造成下部长壁煤层老和新采空区下部保留岩层煤柱的运动失稳，引起下部上覆长壁岩层的垮塌塌落或被破坏和下部长壁煤层工作面与煤底板下覆岩层间的失稳，威胁上部煤层采煤工作面的煤矿生产安全。

实行上行方式开采，可采出大量的煤炭资源[8]。因此，研究煤矿上行煤层开采所作用引起的煤层采动应力覆岩及煤矿层间层中岩层再次移动应力变形，确定煤矿层间层中岩层移动应力再次移动分布结构特征、卸压应力范围及层中岩层层间移动应力变形及其演化过程，科学分析确定煤矿上下行与煤层上行开采的相互作用、相互影响，综合分析评价煤矿上行煤层开采过程可行性，为开展煤矿继续上行开采蹬空安全煤层开采研究提供重要理论依据。研究成果不仅对煤矿行业具有重要的理论现实意义，而且可以为该区类似条件上行蹬空开采的安全提供指导和借鉴，产生巨大的经济和社会效益。

1 工程概况

甘庄煤矿11号煤层自1980年开始采用短壁刀柱式炮采(即打眼、放炮、支护、装车)，回采工作面在左右留设煤柱，2个工作面之间留设的采空区边界煤柱，刀柱式工作面推进。采煤工作面一般采用留设煤柱和木支护相结合的方法进行管理，回采工作面用木支护满支、满回管理。

目前甘庄煤矿在论证区域的8号煤层赋存区域内的下部11号煤层已大面积采空。采出投影面积约为764 687 m2，约占论证区域8煤层赋存区域面积(约1 441 773 m2)的53.0%。据计算，11号煤层工作面回采率60%左右，采区回采率40%左右。1-1号煤层在刀柱式回采过程中矿压显现不明显，支柱回收后直接顶垮落，垮落高度2 m，刀柱及巷道无明显片帮现象。

根据现有研究资料分析得出，刀柱上方柱式煤层采空进行底板回采时，下方2个刀柱式煤层采空区如果遗留较多的岩层残留上方煤柱，并且下方上覆底板岩层一般不完全垮落或岩层垮塌塌落不充分，则在其回采动力和压力的双重影响下，可能直接造成下方刀柱煤层底板采空区上方刀柱的采动失稳，引起下方刀柱式上覆底板岩层的垮塌塌落或被破坏和上部刀柱煤层底板综采综合工作面煤层底板上覆岩层间的失稳，威胁上方刀柱煤层综采工作区地面的安全高效顺利开采。初步分析可得，如果不进行工作面长度参数的研究，11号早期采用刀柱式采煤法回采，现已部分采空，上方8号煤层进行综合机械化回采时，受到采动应力的影响，刀柱会产生压裂破坏。

2 围岩力学参数测试分析

煤层顶板和底板结构物理和动力学结构参数分析是长期研究含煤层间隙和岩层结构稳定性的重要基础。煤岩的岩体物理学和力学结构性质一般是广泛指由灰岩煤体或其他岩石固有的主要物质结构组成和岩体结构特征所直接决定的具有容重、变形、强度等基本力学属性。岩石地质物理学和力学反应性质的准确试验测定，对于目前科学家们研究制定出来的围岩物理控制技术方案也具有重要指导意义，重点进行关于煤岩的岩石物理学和力学反应性质的准确试验分析研究。

采样采集地点均为井下煤矿掘进迎头新煤所揭露的大型煤矿底岩层，采集的所有煤矿层岩样均必须完全达到相关试验标准要求，并自行包装好，写好试验标签。试验中的所有试件都采自甘庄煤矿，保证了试件的统一性。巷道遗址所处地理位置地层属于典型的深层围岩地理条件矿区地层，对该条件地区深层围岩的调查研究发掘具有一定的科学工程技术应用价值。所取材的岩样为新鲜的砂岩顶板、底板。试件通过工业钻井提取矿石岩芯、切割、打磨制成。组织相关人员对8号、11号煤层的顶底板进行采样，然后在专业岩石力学试验室进行物理力学参数测定，部分试件如图1所示。

图1 加工后的部分试件Fig.1 Some test pieces after processing

在顶板单向抗压强度试验过程中，岩样从内部产生裂隙，分别发展为面状和层状破坏；煤层底板岩样从内部产生裂隙，并逐渐发展为面状破坏，为一“X”状的近似斜面剪切破坏面，最终导致试样从内部贯穿破坏；煤样内部产生裂隙，并逐渐发展为斜状压破坏，破坏断面不整合。煤岩物理力学性质见表1，岩样受力破坏曲线形态如图2所示，受力破坏曲线结构如图3所示。

表1 煤岩物理力学性质汇总

图2 部分试件试验结果Fig.2 Test results of some specimens

图3 岩石应力应变关系Fig.3 Rock stress-strain relationship

根据表1中的试验数据得出，8号煤层顶板条件较好，但由于部分8号煤层底板为泥岩，岩性较软。因此，在8号煤层的开采过程中，要注意巷道底板不要长期积水，以免进一步降低底板岩石强度，引起巷道变形。11号煤层顶底板的岩石力学分级均在较坚硬及以上，回采巷道的支护基础好。但在剪切试验中发现11号煤层顶底板以及煤体的抗剪强度不高，所以推测其节理发育。因此，在8号煤层的开采过程中如遇到巷道围岩难以控制、易失稳问题时，可以考虑锚带(梁)网支护，以提高围岩整体支护强度，从而达到更好的支护效果。

3 上行蹬空开采模拟及工程实践

为了减少现场工业工艺试验的操作盲目性，运用FLAC3D模拟分析软件可以对甘庄煤矿煤层上行蹬空采场长度进行模拟分析[9-10]，本次模拟分析研究主要根据甘庄采煤矿井的上行采煤开采开挖工程的实际情况进行。针对11号煤层采用刀柱式采煤开采的上行采场和8号煤层均采用煤层分步挖掘，而对上层8号煤层上行采煤开挖工作面则分别采用不同开掘长度的开挖工作面进行推进，主要是为了用于模拟确定合理的开采工作面扰动参数。在此基础上，对8号保护煤层长壁柱式开采时层间上覆变质岩层、层间下覆岩层以及11号煤层留设煤柱的变形及应力的变化规律进行分析，模拟8号煤层工作面长度不同时采场岩体的力学状态及其变化。

3.1 模拟方案的建立

根据试验研究工作目的，在煤层模型观测中的各煤层间层和岩层中分别设计布置3条沿线平行的煤层观测平线路径和一个相应的煤层监控跟踪点，观测平行路径沿线的煤层布控走向可以横跨整个观测模型。本次煤层数值应力模拟主要用于研究11号煤层采用刀柱式开采后，上行开采8号煤层的过程中层间岩层的应力变化。为了有效避免煤层模型分析计算中煤层边界作用效应的严重影响，各层分别留设边界煤柱。先对实体模型计算平衡，然后对11号煤层开挖后计算平衡，最后再进行8号煤层开采模拟计算。

3.2 模拟结果分析

为了确定合理工作面长度，分别对8号煤层工作面进行模拟开挖，长度分别为150 m、200 m和250 m。图4分别为不同工作面长度推进200 m后的应力变化云图。

由图4模拟结果分析可以发现，工作面长度的变化影响着采空区围岩的应力状态。当工作面长度为150 m，推进80 m时，拉应力已因上部8号煤层的开采效应转变为压应力；当工作面长度为200 m，推进40 m时，拉应力转变为压应力；当工作面长度为250 m，推进20 m时，拉应力转变为压应力。表明8号煤层工作面的推进不会在11号煤层的顶板中带来破坏性的影响，相反对其稳定性增强尚有一定的帮助作用。这是由于开采8号煤层引起了应力释放，造成其上覆岩层荷载无法传递至层间岩层，从而说明上行开采时并未引起层间岩层破坏运动范围的急剧增加，随工作面继续向前推进，在11号煤层的顶板和煤柱的拉应力区逐渐扩大，在工作面推进距离相同的情况下，250 m长度的工作面开采扰动对11号煤的影响最大，但并没有达到破坏其稳定性的程度。

图4 不同工作面长度应力分布Fig.4 Stress distribution of working face

当工作面推进200 m时，150 m长工作面上方的低应力区呈梯形分布，随工作面长度的增加，该低应力区分布向“M”型过渡且低应力区范围增加，说明工作面的长度越长，工作面后方采空区围岩应力释放越充分。随工作面继续推进，与短工作面相比，长工作面顶板的低应力区范围更大，说明其顶板卸压更充分。随着工作面长度的增加，工作面前方支承压力的影响范围和峰值均不相同。工作面开采初期，工作面超前支承压力峰值随工作面的回采逐渐增加；当工作面推进200 m时，工作面超前支承压力峰值趋于稳定。从不同工作面长度对比来看，工作面越长，超前支承压力峰值越大；150 m、200 m、250 m长工作面的超前支承压力峰值分别为12.5 MPa、14.2 MPa、16.9MPa。

由上述分析可知，工作面超前支承压力峰值随着工作面长度的增加而变大，若将工作面长度减小，可将支承压力峰值降低，随着综放工作面长度的增加，工作面的围岩应力分布状态发生改变，工作面越长，工作面四周支承压力峰值和影响范围越大，但是150 m的工作面矿压显现并不是很强烈，存在一定的面长富余量，当工作面长度增加到250 m，在工作面四周围岩支承压力允许范围内，可以保证回采巷道及工作面的安全回采。最大主应力的观测路径变化趋势基本一致，但其量值有所差别，在工作面推进距离相同的情况下，观测路径最大主应力随工作面长度的增加而增大，表明层间岩层应力峰值与8号煤层工作面长度成正比关系，250 m基本达到最大工作面长度。

3.3 工程实践

为了更好地验证理论分析及数值模拟结果，选择8102工作面(工作面长度240 m)超前巷道作为监测对象。测得两帮移近量为60 mm左右，顶底板移近量为80 mm。发现变形量较小，说明在240 m工作面长度下，目前采取的支护方案合理，能够满足安全生产需要。工作面超前支承压力影响范围为20～40 m，在回采过程中应对超前支承压力影响范围内的巷道采取合理的加强支护措施。

4 结论

(1)当8号煤层工作面长度在150～250 m之间时，上行蹬空开采时并未引起层间岩层及下部留设煤柱的突变失稳，8号煤层综采工作面在良好的支护情况下，能够维护采场巷道的稳定性。

(2)根据现场实测分析可得，巷道两帮移近量为60 mm左右，顶底板移近量为80 mm，均在合理变形控制范围内。工作面超前支承压力影响范围为20～40 m，巷道稳定性取决于支护强度及质量，即使下部煤柱发生缓慢蠕变破坏，也不会对上部采场构成威胁。

(3)尽管采用多种研究方法和手段进行了研究，但研究对象局限于试验巷道，随着井下地质条件的改变，应提前做好地质调查工作及顶底板、工作面矿压实时监测工作，在保证安全回采的情况下增加企业效益。