銀星一號井十八上1煤采空后十三煤上行開采可行性研究

張 虎 溫 陽 魏 鑫

（1.寧夏銀星煤業有限公司；2.太原理工大學礦業工程學院）

我國寧夏寧東礦區廣泛賦存煤層群，受煤層厚度變化和構造等影響，礦井開采設計采用上行開采的方式能夠達到更高的經濟技術指標［1-3］。下組煤層開采后層間巖層結構遭到破壞，上組煤開采是否可行需要嚴格的論證。因此，開展上行開采可行性研究論證對確保安全開采意義重大。

眾多學者經過多年的研究和實踐積累了大量的成果和經驗。劉治華等［4］采用相似材料模擬和數值計算等方法研究下煤層開采后層間巖層破壞特征及頂底板的應力分布規律，利用裂隙帶高度與層間距的比值判定上行開采的可行性。張曉春等［5］采用物理模擬方法研究了寧東礦區紅墩子煤業紅一礦5 煤開采過程中覆巖運移規律，判定了上部4煤上行開采的可行性。宗彩建等［6］采用理論分析和UDEC 模擬方法對濟寧二號井3下煤層采出后上部近距離3上煤層的可行性進行分析。孫家愷等［7］采用FLAC軟件分析了鐵法曉明煤礦S3412 工作面上行開采可行性。武劍［8］綜合采用比值法、“兩帶”判別法和圍巖平衡法，對榮泰礦上組煤蹬空開采可行性進行了研究。縱觀現有文獻，影響上行開采的主要因素有上下煤層間距、層間巖層結構、煤厚及采高、“兩帶”高度和下煤層采后的覆巖穩定時間。

本文以銀星一號井十八上1煤層的1118上104 工作面為背景，綜合采用理論計算和現場探測方法論證13煤上行開采可行性，為煤層群安全開采提供基礎。

1 銀星一號井開采概況

銀星一號井由淺至深賦存可采煤層有1煤、3煤、5 煤、12 煤、13 煤和18上1煤，11 采區的18上1煤已經開采結束，計劃開采上部13 煤層。18上1煤埋深約為172 m，平均采高3.3 m，平均傾角18°，上部13 煤厚度2.28 m，平均傾角12°，18上1煤與13 煤之間的層間距為74.36～130.16 m，平均層間距92.23 m，層間巖層多為粗砂巖、細砂巖和砂質泥巖，屬于中硬性質類型，煤層空間關系如圖1 所示。本次研究選擇1118上104工作面（已于2014 年采空），采用長壁開采覆巖垮落已經達到穩定，分析13煤上行開采可行性。

2 13煤上行開采可行性論證

采用比值法、“三帶”判別法、圍巖平衡法綜合判別銀星一井13煤上行開采的可行性。

2.1 比值法判定

比值法也稱為采動影響倍數法，主要通過層間距和下煤層采高的比值來判定開采可行性。在下部單一煤層開采條件下，采動影響倍數K的計算公式為

式中，h為煤層間距，m；M為下部煤層采高，m。

根據我國上行開采的實踐經驗證明，下部單一煤層開采，當比值K＞7.5 時，先采下部煤層一般可以不影響在上煤層內進行正常準備和回采。銀星一號井1118上104 工作面采高3.3 m，與13 煤層間距92.23 m，帶入式（1）計算得K=27.95＞7.5，因此，先開采18上1煤后，上部13煤可以進行正常采掘工作。

2.2 “三帶”高度判別

下煤層采用垮落法管理頂板時，上覆巖層垮落會形成“三帶”。根據層間距的變化，上部煤層與下部煤層“兩帶”高度存在3 種空間關系，如圖2 所示。當上部煤層位于下煤層采后的垮落帶范圍內時，上部煤層的完整性遭受破壞無法正常開采（位置1）；當上部煤層位于下煤層采后的裂隙帶范圍內時，上部煤層遭受的影響較小，煤層結構保持完整，選取合理的滯后時間，并制定嚴格的技術措施后可安全開采（位置2）；當上部煤層位于下煤層開后的裂隙帶之外時，上部煤層受下煤層的采動影響發生整體位移，但煤層結構的完整性不受影響，可正常開采（位置3）。

根據《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規程》（2017 年版），中厚煤層和厚煤層分層開采垮落帶和裂隙帶高度的計算公式進行計算。銀星一號井18上1煤與上部13煤之間的頂板巖層以粗砂巖、細砂巖和砂質泥巖為主，屬于中硬巖層。因此，選取中硬巖層的“兩帶”高度計算公式。垮落帶高度計算公式：

裂隙帶高度計算公式：

式中，Hk為垮落帶高度，m；Hl為裂隙帶高度，m；∑M為煤層累積采高，m。

將1118上104 工作面煤層采高3.3m 帶入式（2）計算得到垮落帶高度最大為11.76 m，為采高的3.56倍；帶入式（3）、式（4）計算得到垮落帶高度分別為31.56～42.76 m 和46.33 m，為保證上行開采安全，選擇垮落帶高度的最大值為46.33 m，為采高的14.04倍。13煤與18上1煤的間距為92.23 m，位于18上1煤采后的裂隙帶范圍之外，受采動影響較小，可上行開采。

2.3 圍巖平衡法判別

下煤層開采破壞了上覆巖層的原始狀態，垮落帶內的巖層比較松散，充滿采空區，裂隙帶內的巖層斷裂后不發生失穩，但沿著豎直方向會發生臺階錯動，如果層間距較小時會破壞上部煤層。因此，為保證上行開采可行，需要頂板中存在不發生破斷的平衡巖層，如圖3所示。從下煤層頂板至平衡巖層頂板的高度稱為圍巖平衡高度，上煤層應位于距下煤層最近的平衡巖層之上，可不受下煤層的影響。

上行開采必要的層間距H可按下式估算：

式中，Kp為巖石碎脹系數，取值1.05～1.4；Hp為平衡巖層厚度，按巖（煤）層柱狀圖確定。

3 1118上104工作面“兩帶”高度探測

3.1 探測孔T10-1布置

本次探測采用地面鉆孔的方式，根據地形地貌確定T10-1 鉆孔的位置在1118 上104 采空區上方。T10-1 鉆孔設計深度140 m，實際鉆進138.51 m，終孔位置進入1118上104 工作面頂裂隙帶位置。鉆進過程中統計洗液漏失量變化規律，鉆孔完成后通過彩色鉆孔電視分析裂隙形態，精準確定1118上104 工作面采后頂板裂隙帶發育高度。

3.2 鉆孔沖洗液漏失量觀測

鉆孔沖洗液漏失量觀測方法是在采空區對應的地面上布置鉆孔，觀測鉆進過程中的鉆孔沖洗液消耗和漏失量、鉆孔水位變化以及在鉆進過程中的各種異常現象（如掉鉆、卡鉆、吸風、瓦斯涌出等），分析確定導水裂隙帶的發育高度。通過對套管以下的基巖段沖洗液的消耗及鉆進過程中的鉆孔水位情況進行了觀測。鉆探施工過程中全程進行簡易水文觀測，全孔孔徑為113 mm，重點對90 m 以深進行加密觀測。當停鉆時間較長時，應每隔5～10 min 觀測一次水位。觀測水位時要求同時記錄孔深、測水位的時間和孔內水位（埋深）數值，水位數值要求準確到小數點后2 位（以m 為單位）。漏失量按照以下公式計算。

（1）鉆孔單位時間沖洗液漏失按（6）式計算：

式中，Qt為單位時間漏失量，m3/h；Q1為水箱內原有沖洗液量，m3；Q2為鉆探過程中向水箱補充的沖洗液量，m3；Q3為退鉆后水箱內剩余的沖洗液量，m3；t為觀測時間，min。

（2）單位時間與單位進尺的沖洗液漏失量計算：

式中，Qm為單位時間和單位進尺的漏失量，m3/h；h為鉆孔的進尺（測試位置的深度），m。

鉆孔沖洗液消耗量統計曲線如圖4 所示。分析數據可知，孔深0～10 m，沖洗液消耗量基本穩定，消耗量約0.3 m3/（h·m）；孔深10～15 m，沖洗液消耗量上升為0.6 m3/（h·m）；孔深15～40 m，沖洗液消耗量趨于平穩，消耗量約0.5 m3/（h·m）；孔深至42 m 時，沖洗液消耗量明顯增加，孔內水位急劇下降，孔口不返水。終孔后測定，孔內水位深度穩定在68.60 m。據現場注水作業統計情況來看，42 m 以深孔段的沖洗液消耗量大于8 m3/h，為實現正常鉆進，經大量補水均無法實現沖洗液正常循環，后經多次孔內封堵仍未成功，故頂漏進行鉆進直至終孔。因此，根據沖洗液消耗量尚不能準確判斷出裂隙帶邊界的準確位置。

3.3 鉆孔彩色電視影像探查

T10-1 鉆孔終孔后，采用鉆孔彩色電視不同巖層段的探測結果如圖5 所示。孔深至118.5 m 處及以深巖層完整性明顯變差，局部破壞嚴重，近水平裂隙顯著增多，裂隙寬度增大，最大可達10 cm 左右，裂隙多呈拉張開放類型（圖5（a））。隨著深度增大，裂隙增多，裂隙無充填，為后期因下部煤層采空失穩下沉拉張破壞所致，屬采動裂隙。巖體上下層離層及位移明顯，裂隙面呈鋸齒狀或階梯狀，裂縫較寬，裂縫中多無充填，局部破碎處可見發育有較大蝕洞，裂隙中可見明顯涌水涌砂現象并偶有氣泡涌出。鉆孔深度繼續增大到120.6 m位置，進入采動裂隙影響范圍，有明顯的離層位移和水平錯動（圖5（b））。

根據對上述裂隙發育情況的觀察和分析，可將孔深118.5 m（高程1 165.35 m）確定為該區域18上1煤層導水裂隙帶頂點。根據式（8）計算彩色鉆孔電視探查得到的裂隙帶高度。

式中，Hm為裂隙帶最大高度，m；H1為煤層底板與地表的垂直距離，172.30 m；M1為煤層采高，3.30 m；hm為裂隙帶上邊界距離孔口距離，118.50 m；W為“兩帶”巖層的壓縮值（下沉量），取0.2M1。

計算可得1118上104 工作面“兩帶”發育高度為51.16 m，為采高的15.50倍。現場探測證明18上1煤層開采后的裂隙帶高度小于13 煤與18上1煤的層間距92.23 m，證明上行開采可行。

4 結 語

綜合運用比值法、“三帶”判別法、圍巖平衡法分析了銀星一號井18上1煤開采后13煤上行開采的可行性。比值法計算得到采動影響倍數K=27.95＞7.5。理論計算“兩帶”最大高度為46.33 m，圍巖平衡法分析得出上行開采的最小高度為27.41 m，均小于層間距92.23 m，綜合判定13 煤上行開采可行。現場打鉆探測18上1煤開采后裂縫帶發育高度為51.16 m，探測結果與理論分析相吻合，證明了13煤上行開采可行。