房柱式殘采區蹬空開采可行性研究

關瑞斌

(中煤科工集團重慶研究院有限公司，重慶 400039)

近年來，國家積極推進煤炭資源整合和礦井兼并重組改造等相關政策，要求中小型礦井合并重組，同一地區重組后的礦井統一規劃開采，以提高煤炭資源回收率。目前，整合后煤礦均不同程度存在蹬空儲量，該區域受到采空區影響，往往會出現巖層彎曲下沉、裂隙貫通等現象，給礦井開采帶來極大難度[1-3]。蹬空開采是煤炭特殊開采方法之一，是在下部煤層開采完畢后進行上部煤層開采，而下部煤層開采可能會對上部煤層帶來結構性破壞，嚴重威脅礦井安全生產。因此，蹬空開采前的可行性研究尤為重要。目前，關于蹬空開采可行性研究成果主要集中在理論判定和數值模擬[4-8]，其準確性和可靠性難以估算，真正基于現場實測的研究鮮有報道。因此，本文以大同煤礦集團精通興旺煤業有限公司9#煤層蹬空開采為研究背景，在理論分析的基礎上，采用鉆孔注水和鉆孔窺視等實測方法進行研究，評估論證9#煤層蹬空開采的可行性，研究結果將有助于房柱式開采條件下蹬空開采技術發展，為類似條件下的工程實踐提供有益的參考。

1 工程概況

精通興旺煤礦為兼并重組煤礦。由于歷史原因，9#煤層大部分區域遭到破壞，下部12#煤層為房柱式開采殘采區。為了加強煤炭資源的回收，提高生產效率，需要對精通興旺煤礦下部12#煤層采空后造成的上部9#煤層蹬空開采可行性進行系統研究。

精通興旺煤礦井田面積1.4157km2，屬于低瓦斯礦井，兼并重組后獲批開采8#、9#、10#、11#、12#、14#和15#煤層，其中，9#、10#、11#煤層大部分被蹬空破壞，12#煤層大部分采空，14#、15#煤層未采。井田位于大同向斜北東部，呈單斜構造，傾角5°～8°。9#煤層平均厚度2.5m，最大埋深295m，最小埋深175m。蹬空開采位置在9#煤層8902綜采工作面，8902工作面下部12#煤層為12-1層和12-2層合并，厚度較大，平均為5.0m，9#煤層和12#煤層的平均間距為53.71m，前期12#煤層開采方法為房柱式開采。9#煤層直接頂砂質泥巖，厚度約3m；老頂細砂巖，厚度約7m；直接底細砂巖，厚度約13m。12#煤層直接頂砂質泥巖，厚度1.8～4.2m；老頂細砂巖，厚度19～29m；直接底細砂巖，厚度約2.5m。

2 蹬空開采可行性理論分析

蹬空開采和上行開采的理論基礎極為相似，因此，可以借助上行開采的相關理論來分析蹬空開采的可行性。蹬空開采原則是下部煤層采動影響不能造成上覆巖層強烈變形破壞。下部煤層開采后上覆巖層的下沉難以避免，但應保證一定的整體性和連續性，煤層在垂直方向上不能形成較大位移的臺階錯動。目前，蹬空開采可行性判別方法主要有采動影響倍數法、“三帶”判別法、圍巖平衡法、數理統計分析法和時間間隔判別法等[9，10]。基于實際生產地質條件的理論計算結果見表1。

表1 蹬空開采可行性理論計算結果

由表1可知，綜合采用多種理論方法判斷下部12#煤層開采后上覆煤層的變形破壞程度，初步判定9#煤層蹬空開采可行。

3 房柱式殘采區煤柱穩定性分析

12#煤層房柱式開采殘采區煤柱穩定是保證上部9#煤層蹬空開采的前提。分別采用普氏拱理論和三向受力狀態理論判定12#煤層房柱式殘采區煤柱穩定性。

3.1 普氏拱理論

普氏拱理論的關鍵在于確定拱的形狀。當地質條件對稱時，壓力拱受力和形狀也對稱。根據現場條件該工程可以將壓力拱當成對稱問題研究。12#煤層采寬b=8～18m，留寬a=3～5m，煤層平均厚度5.0m，平均埋深320m。普氏拱理論計算模型如圖1所示，圖中陰影部分為可能的塑性區或坍塌范圍。

圖1 普氏拱理論計算圖

煤柱兩側煤幫破壞范圍c按照式(1)估算：

(1)

式中，Kc為采動應力集中系數，受采動時取1.5～2.0；γ為巖層平均容重，kN/m3；H為采深，m；Bc為水平擠壓系數，一般取1.0～2.0；σm為煤體單軸抗壓強度，kPa；h為煤柱高度，m；φ為煤體內摩擦角，(°)。

將相關數據代入式(1)得到：

c=[1.5×25×103×320×1.0/(103×10×

103)-1]×6.3×tan(45°-40°/2)=0.588m

房柱式煤柱穩定核區寬度：

s=a-2c=(3.0～5.0)-2×0.588=1.8～3.8m

據此可知，煤柱中間有1.8～3.8m的穩定核區，但煤柱兩側難免會出現片幫現象。考慮煤層流變特性，煤柱穩定性會逐加降低。

3.2 三向受力狀態理論

房柱式煤柱存在“核區”時，則保留的房柱式煤柱呈三向受力狀態，如圖2所示。

圖2 三向受力狀態理論計算圖

威爾遜通過煤柱加載試驗發現，屈服區寬度Y與開采深度H和煤柱高度h有關：

Y=0.005hH

(2)

將相關數據代入式(2)得到Y=6.4～9.6m。由現場資料可知，12#煤層留寬約3～5m，煤柱兩側的塑性區范圍較大，煤柱穩定性較差。

綜合以上兩種理論判定結果可知，12#煤層房柱式開采后，殘采區煤柱經過長時間的變形累計，中部不可能存在大范圍的穩定核區，煤柱兩側的塑性區不斷擴展貫通，對后續9#煤層的蹬空開采有一定影響。

4 基于現場實測的蹬空開采可行性分析

為了確保9#煤層蹬空開采的安全性，在初步論證可行性結論的基礎上，需要采用現場實測的手段更加直觀、可靠地驗證理論分析的正確性。因此，現場選擇在9#和12#煤層重疊區域，圍繞8902綜采工作面，借助鉆孔注水和鉆孔窺視等手段，研究12#煤層房柱式開采引起的巖層運動規律，揭示其覆巖分布特征，進一步評估9#煤層蹬空開采的可行性。

4.1 鉆孔注水方案

鉆孔注水的目的是監測12#煤層開采后上覆巖層垮落帶和裂隙帶高度。由于12#煤層開采后上覆巖層會形成不同的分層結構且各個分層的裂隙發育程度不同，因此在其內部注水時其注水速度不盡相同，據此可以大致判定各個分層的范圍。一般而言，垮落帶裂隙高度發育，導水性極好；裂隙帶裂隙較發育，導水性一般；彎曲下沉帶相對完整，裂隙不發育，導水性很差。鉆孔注水系統示意圖如圖3所示。

圖3 鉆孔注水系統示意圖

鉆孔注水監測位置選擇在9#煤層8902綜采工作面上方的排水巷中，現場總共布置5個鉆孔，分別編號Z1—Z5，鉆孔自上而下由排水巷底板向12煤層殘采區方向垂直施工，鉆孔深度不低于60m，鉆孔兩側用封孔器阻塞嚴密。鉆孔布置如圖4所示。

圖4 鉆孔布置平面圖

4.2 鉆孔注水監測分析

圖5 鉆孔注水監測結果

排水巷底板距離12#煤層頂板的距離約為60m，鉆孔注水監測結果如圖5所示。由圖5可知，距排水巷底板距離0～30m范圍內巖層的注水速度基本小于0.01m3/min，注水速度較慢，說明該范圍內的巖層完整性較好，裂隙不發育，判定為彎曲下沉帶；距排水巷底板距離30～50m范圍內巖層的注水速度發生跳躍性變化，最大值達到0.09m3/min，注水速度為彎曲下沉帶的近10倍，該范圍內注水速度較大的區段位于硬巖下方，這是由于硬巖的存在，使得硬巖上下部巖層的變形程度相差較大，總體而言，該范圍內的巖層完整性遭到一定程度的破壞，裂隙發育，判定為裂隙帶；距排水巷底板距離50～60m范圍內巖層的注水速度較大，均在0.15m3/min以上，注水速度大約為彎曲下沉帶的10多倍，該范圍內的巖層完整性遭到嚴重破壞，巖層破碎，裂隙發育，判定為冒落帶。

綜上分析可知，冒落帶高度距離12#煤層頂板不超過10m，裂隙帶高度約為25m左右，而9#煤層和12#煤層的間距為53.17m，因此，可以判定9#煤層位于12#煤層房柱式開采形成的采場彎曲下沉帶內，節理裂隙發育不顯著，巖層的整體性和完整性未得到嚴重的結構性破壞，可以進行蹬空開采。

4.3 煤層間巖層結構觀測

考慮到9#和12#煤層的間距不大，且12#煤層房柱式開采殘留的煤柱失穩可能會導致上覆巖層發生沉降、變形甚至破壞，從而影響9#煤層的安全開采，因此需要采用更加直觀的手段觀測巖層的結構特征。

借助于注水實驗后遺留的鉆孔，采用鉆孔窺視儀對9#煤層底板一定范圍的巖層進行成像觀測，再現巖層的真實結構。觀測結果如圖6所示。由圖6可知，12#煤層開采后，9#煤層底板巖層出現一定程度的變形，距離底板20m范圍內的巖層出現寬度較小的節理裂隙，且基本上以水平方向分布，貫通性較差，并未出現縱向剪切變形，巖層的整體性較好，說明9#煤層及底板巖層未發生劇烈破壞，僅出現煤巖體的內部損傷，未出現嚴重影響9#煤層蹬空開采的臺階下沉現象。而距離底板20m范圍以外的巖層出現寬度較大的裂隙，并伴隨有縱向裂縫，橫縱貫通，巖層的整體性遭到嚴重破壞，判定為裂隙帶范圍，這也從與之前鉆孔注水實驗得到的裂隙帶范圍基本一致。

圖6 巖層結構觀測結果

5 結 論

1)通過采動影響倍數法、“三帶”判別法、圍巖平衡法、數理統計分析法和時間間隔判別法等從理論上研究了精通興旺煤礦9#煤層蹬空開采的可行性，得到9#煤層位于12#煤層殘采區上方的彎曲下沉帶內，初步判定了9#煤層蹬空開采可行。

2)采用普氏拱理論和三向受力狀態理論分別判定了12#煤層房柱式開殘采區煤柱穩定性：12#煤層房柱式開采后，殘采區煤柱中部不可能存在大范圍的穩定核區，煤柱兩側的塑性區不斷擴展貫通，對后續9#煤層的蹬空開采有一定影響。

3)借助鉆孔注水技術，采用現場實測方法得到冒落帶高度距離12#煤層頂板不超過10m，裂隙帶高度約為25m左右，結合鉆孔窺視結果綜合判定9#煤層位于12#煤層房柱式開采形成的采場彎曲下沉帶內，節理裂隙發育不顯著，巖層的整體性和完整性較好，可以進行蹬空開采。