东欢坨矿近距离煤层上行开采覆岩变形

刘谛康，浑宝炬，王之东，王慧，夏新茹

（1.华北理工大学 矿业工程学院，河北 唐山063009；2.开滦（集团）东欢坨矿业分公司，河北 唐山064002；3.开滦（集团）荆各庄矿业分公司，河北 唐山063026）

很多矿区或矿井因地质勘探不详、开采技术条件等原因，在其采空区上方都遗留了一定数量的可采煤层［1］。随着煤炭资源越来越紧张，如何安全、高效地回收上部遗留的煤炭资源，成为相当多的煤炭企业所面临的问题［2］。上行开采为解决上述搁置煤炭资源的回收提供了技术途径，同时还有利于改善采场的稳定性及减轻或避免开采过程中的动力显现。对于开滦东欢坨矿矿井充水强度大、水害防治工作难度大，为减小防治水压力，采取先开采下部8煤层，以便对顶板强含水层组水压进行疏降，再开采其上部7煤层的上行开采方式，对近距离煤层上行开采所引起的上覆岩层移动变形进行研究具有重要意义。

1 研究区域概况

开滦东欢坨矿地理位置优越，位于唐山市丰润区南部韩城镇的西侧，东距唐山市区仅14km，交通运输十分便捷。该矿为开滦（集团）较新矿井，于1988年开始建设，1997年正式投产，是开滦（集团）今后发展的主力矿井，2012年完成改扩建工程，生产能力达400万吨／年。

矿井目前生产采区为－500m水平北2采区和－690m水平中央下段采区（北翼），该区域的开采已接近尾声，按照规划－690m水平中央下段采区（南翼）和－500m水平南1采区将作为接替采区，维持矿井不小于300万吨／年的生产能力。西欢坨村和大、小荣各庄3个村庄位于东欢坨矿井工业广场的南侧，压覆着－690m水平中央下段采区（南翼）和－500m水平南1采区的大部分煤炭资源。北2采区－500m以浅7煤层范围，东至7煤层风氧化带，西至7煤层－500m底板等高线；南至F2正断层；北至车轴山向斜轴。上限标高－150m，下限标高－500m，走向长2 560m，倾向长650m，面积170km2。7煤层与上部5煤层之间间距为27.19～37.77m，平均为32.48m。与下部8煤层之间间距为10.47～36.92m，平均为23.70m。7煤层开采前，目前下部8煤层回采2286采面，掘进2284与2288工作面。

2 采面覆岩变形数值模拟分析

2.1 采动围岩力学参数选取

在数值模拟中，合理选择材料的力学参数对模拟结果的准确度起着决定性作用。岩体材料的力学参数与岩石有关，但不能用岩石参数来代替岩体参数。

岩体变形模量可以由下式确定：

式中，Em为岩体杨氏模量；E为完整岩石杨氏模量；Kn为节理法向刚度；S节理间距。

岩体剪切模量可以由下式确定：

式中，Gm为岩体杨氏模量；G为完整岩石杨氏模量；Ks为节理剪切刚度；S节理间距。

Bienawski（1978）得到一个关于Em的经验公式：

其中RMR大于55，而Serafim和Pereira（1983）提出一个更吻合的经验公式：

此外，霍克－布朗（1997）基于节理特征和块体联接的岩石质量指标（GSI）也可以用于确定摩尔－库仑摩擦角与粘聚力。由式（2）、（3）与霍克－布朗岩石质量指标（GSI）可见，以对岩体各方面因素的定性认识为基础，对其工程特征一定程度加以定量化，即岩体质量评价，是被广为接受的确定岩体力学参数思路之一，得到了良好的应用。依据北2采区地层综合柱状图，围岩分布及其特征如表1所示。

表1 北2采区8煤层与7煤层围岩特征表

依我国通用标准－工程岩体分级标准对煤层、围岩进行质量评价与参数选取，如表2所示。

表2 岩体力学参数选取

2.2 采面覆岩体积变形数值模拟建立

2.2.1 几何模型

计算模型选取的尺寸长、宽、高分别设置为390m、400m和395m。模型网格密度X、Y面为10m×10m，Z轴不均一，依岩层厚度而定。共划分为88 920个六面体单元，生成网格节点95 120个。依照地层柱状，真实模拟22层顶板、14层底板岩层，为减小长方体模型边角部位应力不均匀，加快运算收敛速度，上下设均质六面体，模型网络划分如图1所示。

图1 模型网格划分图

2.2.2 边界条件

确定模型前、后、左、右为横向位移为0的简支边界，下边界为纵向位移为0的简支边界，如图2所示。

图2 模型边界约束

2.2.3 初始应力条件

理想的模型边界条件与初始条件的设置，是经过平衡运算后，模型中能够得到与煤层开挖前所处的地应力条件类似的应力环境。模型经初始应力设置运算后，在走向剖上形成了较为均匀分布的初始挤压应力状态；倾向剖面上应力分布受倾斜地层影响，在岩层倾向端集中。初始应力如图3所示。SZZ值范围为2.4e7～2.2e7；SXX值范围为1.6e7～1.1e7；SYY1.3e7～7.6e6，初始应力分布合理。

图3 值模型初始应力分布图

2.2.4 开挖

模拟工作面倾向斜长90m。7煤层、8煤层走向上分阶段开挖，步距20m。模拟上行开采，下部8煤层开挖稳定后，开采上部7煤层。如下图4所示。由于煤层开采后，顶底板破坏变形受走向开挖长度影响较小，其顶板裂隙带、底板破坏带均在开切眼附近发育最大，因此可取较小的走向开挖长度进行模拟。

图4 分段开挖的煤层

2.3 模拟结果分析

体积应变的大小，近似反应了岩体中裂隙的发育程度，裂隙的发育程度取决于以下几个方面：

（1）岩层中裂隙的发育程度与位置有关，越靠近采面裂隙越发育。

（2）岩体中裂隙的发育程度还取决于岩性与岩层厚度，薄层软弱岩体（粘土岩及煤），厚层的中硬岩（以粉砂岩为代表）易于产生裂隙；厚层的坚硬岩体（细、中、粗砂岩）阻隔裂隙向上或向下发展。

煤层顶板结构对裂隙发育具有重要控制作用。岩层组合中，薄的软弱岩层所在的部位，成为应力集中有效消减带，裂隙扩展至其中而终止，难以继续扩展向上。依据对自然界构造现象的观察研究得出，劈理在不同岩性界面上发生折射，低能干性岩石中（如泥页岩）劈理与层面的夹角较小。裂隙发展至软弱岩层，若折射为与层面小角度相交的破裂面，其向下、向下导通的能力大大减弱。厚层的中硬岩（粉砂岩）及薄层的坚硬岩，是裂隙最易产生的层位，裂隙向上、向下导通性强。厚层的坚硬岩体抗剪、抗拉性能好，不易于裂隙产生，裂隙扩展至其边界而终止。

煤层开采后顶底板扩容区及体积应变的特征，可以反应采动对覆岩破坏的影响程度。试验表明，轴向应变超过0.001时岩石渗透性显著，体积应变按照轴向应变与横向应变的平均计算，以应变超过0.001作为顶板裂隙带划分依据，以应变超过0.01作为强烈变形成带划分依据。

煤层开采后顶底板扩容区及体积应变的特征，可以反应采动对覆岩破坏的影响程度。试验表明，轴向应变超过0.001时岩石渗透性显著，体积应变按照轴向应变与横向应变的平均计算，以应变超过0.001作为顶板裂隙带划分依据，以应变超过0.01作为强烈变形成带划分依据。

数值模拟上行开采，北2采区8煤层开采将在顶板以上75m的范围内产生裂隙带，穿过煤5顶板含水组；8煤层开采在顶板以上38m的范围内产生的显著破坏区，在7煤层上下层位，对7煤层开采造成影响。

8煤层开采稳定后开采7煤层，考虑运算时间问题，一次开采走向120m。如图所示。单独开采8煤层，裂隙区发育至Top15，高度75m；8煤层开采后上行开采7煤层，裂隙区发育至Top17，高度增加了4m。单独开采8煤层，强烈变形区发育至Top9，高度38m；上行开采7煤层后强烈变形区发育至Top10，高度40 m。由此可见，7煤层上行开采后，导致顶板裂隙区向上扩展，可能导通新的上层含水层。

3 上行开采建议及措施

下层煤层开采布置巷道安插为了使上层煤时间一定时候后不出现大起伏波浪达到，到达充分下沉移动，便于上层煤回采，干净的开采下层煤是其关键［3］。即：

（1）下层煤应采用长壁采煤法开采，顶板管理采用全部垮落法或充填法管理。

（2）同时为了避免在残余煤柱边缘上层煤产生大的错动、扭曲，下层煤开采尽量不要留设残余煤柱，最好采用无煤柱开采，或者只留设隔离采空区的隔离煤柱，隔离煤柱在下层煤采后垮塌［4］。

（3）为了避免在下层煤停采线处上层煤和岩层产生大的断裂，布置在下层煤中的采区上、下山巷道两侧的煤柱最好进行回收开采。

依据采场上覆岩层的移动变形规律，以及下层煤开采对上层煤及围岩的影响，上层煤开采的技术措施如下：

（1）上层煤回采巷道最好采用内错式布置，使工作面巷道位于下层煤采空区范围内。

（2）上层煤的回采和掘进应在下部煤层开采引起的覆岩移动变形趋于稳定后进行。

（3）工作面支架。由于下层煤开采破坏上层煤覆岩的完整性，降低了上层煤覆岩的自承能力，采煤工作面支架承受的压力加大，故工作面支架要具有更大的支撑力。由于煤层底板破碎，特别是松软的煤层底板，其抗压强度降低，故要求工作面支架的底板比压要小。支架的架型应按照破碎顶板进行选择，要增加支架前探梁的支护强度，增加护煤帮机构的强度，支架的前探梁和护煤机构要及时有效支撑顶板和煤帮。

（4）超前支护。回采巷道超前支护距离应不小于30～40m，要增加超前支护顶板面积，减少底板的比压，在支架的回撤、支护中采用相应的安全保证措施。

（5）工作面顶板管理。

4 结论

通过对东欢坨矿的近距离煤层的上行开采分析中可知，8煤层开采对7煤层底板具有较强影响，上行开采受到影响；近距离7煤层、8煤层开采顶板裂隙带高度达到煤5顶板强含水层；7煤层裂隙带可能高于8煤层裂隙带，上行开采时可能易导通新的含水层，需重视顶板水害预防。

［1］ 李明.钱家营矿上行安全开采技术研究与应用［D］.沈阳：辽宁工程技术大学，2009.

［2］ 张宏伟，韩军，海立鑫，等.近距煤层群上行开采技术研究［J］.采矿与安全工程学报，2013，30（1）：63－67.

［3］ 牛宝玉.近距离煤层群上行开采设计研究［J］.煤，2011，（8）：61－63.

［4］ 王永岩，罗帅，岳彩虹，等.渗流对泥质页岩蠕变规律的影响［J］.煤矿安全，2009，（1）：85－87.