房柱采空区影响的近距离煤层群开采技术研究

高 超，霍军鹏，邓伟男，卢少帅

(1.天地科技股份有限公司，北京 100013；2.陕西陕北矿业韩家湾煤炭有限公司，陕西 榆林 719315)

近些年，国家积极推进煤炭资源整合和矿井兼并重组改造，中小型矿井被合并重组，以提高煤炭资源回收率。被整合前的地方煤矿对浅部煤层采用房柱式开采后，采空区遗留了大量小煤柱，顶板岩层尚未完全垮落，处于悬空状态。随时间的推移，残留房采煤柱长期处于受压状态，其稳定性逐步降低，在自然状态下也有可能发生失稳垮塌现象。若在房采区上部进行上煤层的采煤活动，在外力的扰动下，房柱式采空区易发生大面积煤柱失稳。为此国内外学者围绕该类问题进行了相关研究。冯国瑞[1]应用相似材料模拟刀柱式采空区上行开采层间岩层结构，并提出了蹬空房柱式采空区的可行性定量判定方法；宋长贺等[2]得出寸草塔煤矿上煤层在采取一定的安全措施条件下可实现蹬空房柱式采空区的安全回采。杨国枢等[3]应用相似材料模拟研究了极近距离煤层群开采的覆岩结构及应力特征；关瑞斌[4]分析了房柱式采空区的煤柱稳定性，应用钻孔窥视方法探测了房柱式空区的覆岩破坏特征，对其蹬空开采可行性进行了论证；武剑[5]采用多种理论分析方法基于荣泰煤矿的地质采矿条件对上组煤蹬空开采可行性进行了研究；慈忠贞等[6]提出了近距离煤层群上下交替、协同开采配套技术，并实现安全回采；李竹、冯国瑞等[7]提出地面注浆充填加固下部残留煤柱的方法，并对注浆体的各参数进行了规律研究；杨文博[8]应用多手段研究了10#煤层开采对上部9#残留煤柱的超前失稳影响特征，论述了10#遗留煤层的开采可行性；程志恒、齐庆新等[9]采用相似模拟分析了距离煤层群采动影响下围岩应力-裂隙分布及演化规律；张春雷[10]采用二维相似模拟试验对煤层群开采过程中覆岩破断和移动变形特征进行了监测分析研究；庞冬冬[11]采用理论分析和数值计算的方法，对某矿8煤上行开采对上部11煤的影响底板变形、应力扰动进行了分析，论证了其上行开采的可行性；赵劝[12]研究得到下部3-1煤工作面的推进过程中使得上部残留煤柱大范围失稳，进而传递给关键块体使之荷载增加从而产生强烈动压；李岗伟等[13]论证了陶忽图煤矿近距离厚煤层上行开采可行性；张晓春等[14]分析了红一矿5煤开采对上部4煤的影响特征，验证了其上行开采的可行性；汪北方等[15]研究得到极近距离厚煤层综放工作面过房式采空区顶板破断失稳特征；曹鹏[16]基于数值模拟和相似材料模拟得到近距离煤层长壁工作面扰动影响的下煤层工作面采动过程中顶板具有随采随冒的特征；赵毅鑫等[17]以草垛沟煤矿为研究对象，分析了8-2煤层蹬空11煤巷柱式采空区的顶板岩层结构和受载特征，建立顶板-煤柱系统力学模型，推导出顶板岩梁弯曲下沉函数；齐学元等[18]模拟分析了房柱式采空区残留煤柱的塑性区宽度，并对不同尺寸的煤柱应力在底板中的传递特征进行了研究；李胜等[19]研究得到煤层群下行开采煤柱应力垂直传递受到自身宽度、埋深、采高和煤层倾角的影响；张杰等[20]建立“箱梁桥”结构模型，得到韩家湾2-2煤房柱式采空区上行综采1-2煤的工作面参数；冯国瑞等[21]针对房柱式残留煤柱的失稳计算，提出了遗留煤柱群的最弱失稳致灾模式。综合上述众学者研究成果，从应力传递、支架压力、裂隙发育、变形传递等角度对近距离煤层群条件下的残留煤柱和顶板控制进行了理论研究，并依据理论分析或数值模拟等手段论证蹬空开采的可行性；对于房采区一般采用充填或房柱爆破后再采用蹬空开采工艺回收上部资源，地方煤矿往往缺少开采图纸及开采尺寸参数，尚需要增加可靠的采空区现状探测手段、论证房柱式采空区影响的近距离煤层群开采方法。本文以韩家湾煤矿三盘区上部1-2上与1-2实体煤、中部2-2煤房柱式采空区、下部3-1与4-2实体煤为研究对象，对其近距离煤层群的安全开采技术进行研究，为矿井后续生产提供一定的理论依据。

1 矿井概况

韩家湾煤矿行政区划隶属陕西省榆林市，位于黄土高原与毛乌素沙漠接壤地带，属近水平、浅埋、近距离煤层群开采，平均煤层倾角为1°，矿井自上而下赋存有1-2上、1-2、2-2、3-1与4-2煤共计5个可采煤层。各煤层厚度、与相邻煤层间距、岩性及简易柱状图如图1所示。

图1 三盘区简易柱状图

韩家湾煤矿三盘区于1988—2006年采用房柱式对三盘区2-2煤层进行了大范围回采，同时也存在部分周边矿井越界开采，共同形成1-2上和1-2煤呆滞煤量551万t，同时还压覆下部3-1煤约392万t的煤炭资源。

2 2-2煤采空区覆岩破坏及煤柱稳定性分析

在上部的1-2上、1-2煤层还未开采的情况下，先应用房柱式对2-2煤层完成了采掘，采空区遗留大量房柱式煤柱。这些煤柱尺寸较小，一般为6～8 m，在经过长期的承压和风化作用后，煤柱的稳定状况不明确。2-2煤房柱式采空区煤柱的存在，不仅对上部1-2上和1-2煤开采造成蹬空开采安全隐患，还对下部3-1煤的开采造成局部应力集中等隐患。

2.1 采空区钻探勘察及分析

为对浅埋房柱式采空区精准勘查，选取了2个精查区(精查一区与精查二区)。一区位于2208工作面中部区域，施工7个钻孔；二区位于2215工作面中部区域，施工完成6个钻孔。各精查区及钻孔平面布置如图2所示。

图2 精查区及钻孔平面布置

根据钻孔揭露掉钻及取芯结果情况可知：精查一区岩芯完整性好、孔壁完好，未发现明显的裂缝发育痕迹；另外，从钻井液消耗情况来看，至揭露2-2煤采空区前，钻井液消耗量变化不大，基本不漏失，推断该区采空裂隙区不发育。

2.2 房柱三维激光扫描及分析

引入三维激光扫描技术，探查房柱采空区的煤柱、采空区参数，采区内纵置巷道位置及参数，追踪采区运输通道位置、参数及顶板垮落情况。

1)一区探测结果表明：煤柱长6.34～9.28 m，平均7.81 m；宽8.37～9.54 m，平均8.96 m；房仓宽6.15～8.38 m，平均7.27 m；探测高度2.2～3.05 m，平均2.63 m。纵置通道宽5.66～9.78 m，平均7.72 m；探测高度2.38～3.14 m，平均2.76 m。煤柱及房仓参数接近调查结果中采7 m留8 m的采煤方式。三维激光扫描勘查掌握精查一区的煤柱尺寸情况见表1，采空区参数尺寸情况见表2。

表1 三维激光扫描勘查煤柱尺寸统计

表2 三维激光扫描勘查采空区尺寸统计

2)精查二区三维激光扫描共施工完成4个钻孔(K2-2、K2-3、K2-4与K2-6)，探测结果表明长方形煤柱长10.96～12.97m，平均11.97m；宽7.59～9.90m，平均8.75m；常规煤柱长6.68～8.01m，平均11.97m；宽7.59～9.90m，平均7.95m；房仓宽6.28～6.92m，平均6.60m；探测高度3.91～4.12m，平均4.02m；纵置通道宽6.20～9.36m，平均7.78m；探测高度3.91～4.12m，平均4.02m。煤柱及房仓的参数接近调查的采7m留8m采煤方式，空腔探测高度接近调查采高3.8m；采空顶板完好，未有明显冒顶迹象。

综合两个精查区域钻孔揭露掉钻情况及激光扫描成果，得出冒落带高度发育情况：采空区空腔顶呈拱形，且凹凸不平，采空冒落发育高度最大为6.68m，最小为1.01m，平均为4.76m。精查一区发生冒顶可能与2-2煤顶板岩性为砂质泥岩、整体较为松软、强度相对较低等因素有关。

2.3 岩芯物理力学性质测试

根据采空区勘察孔施工取芯进行煤岩体的物理力学性质测试，测试结果见表3。

表3 三盘区煤岩体物理力学性质测试结果

2.4 采空区积水探测与分析

依据精查一区的采空区精查成果，结合2-2煤层底板等高线分布情况(基于通过本次钻孔，并结合三盘区及周边以往钻孔成果插值生成)，对精查一区的采空区积水进行了估算。K1-1钻孔通过孔中窥视仪观测2-2煤采空区有少量积水，测量积水高度为0.35m，K1-2钻孔亦有少量积水，积水高度为0.15m；其余钻孔均不积水。精查二区采空区不积水。

2.5 煤柱与覆岩稳定性分析

根据韩家湾矿三盘区2-2煤层的赋存条件，房柱采空区平均采深为97 m，煤层厚度为3.0～5.26 m，平均采厚3.5 m，采留尺寸为采宽5～7 m，留宽6～8 m。

利用多层岩梁顶板载荷计算理论，取房柱式采空区煤房直接顶上作用的载荷为14.37 kPa。将煤房直接顶简化为简支梁，计算得到煤房直接顶的极限垮落距为19.68 m，远大于2-2煤煤房实际宽度6～8 m。三盘区2-2煤的煤房顶板具有一定的稳定性，尚未出现大范围垮落现象。

根据煤柱载荷和煤柱强度计算公式，得到不同开采尺寸条件下煤柱的稳定性系数。

1)煤柱应力计算：根据式(1)计算得到房柱式采煤法煤柱载荷，“煤柱应力”数值见表4。

表4 不同开采尺寸房采区煤柱现有稳定系数

式中，γ为上覆岩层平均容重，MPa/m；H为采深，m；W为煤柱宽度，m；B为煤房宽度，m；L为煤柱长度，对于一般的房柱式开采，L=W，m。

2)煤柱强度计算：根据式(2)计算得到房柱式采煤法煤柱强度，“煤柱强度”数值见表4。

式中，σ1为临界立方体试样抗压强度，MPa；W为煤柱宽度，m；h为煤柱高度，m；σc为实验室测试的煤的平均单轴抗压强度，MPa；D为实验室试块的尺寸，当为圆柱体时D为试样的直径，一般为50 mm；h为现场煤柱的高度，当煤柱高度大于0.9 m时，取0.9 m。

3)煤柱稳定性计算：根据式(3)计算得到房柱式采煤法煤柱稳定性系数，“稳定系数”数值见表4。

F=σp/Sp

(3)

式中，σp为煤柱强度，MPa；Sp为煤柱载荷，MPa。

对于房柱式开采，若安全系数F大于1.5，就可认为满足长期稳定条件。根据三盘区2-2煤层的地质采矿条件，得到2-2煤房柱式采空区残留煤柱稳定系数为1.09～1.21，该数值小于1.5，不能满足煤柱的长期稳定性。

2.6 残留煤柱稳定性分析

1)根据对不同开采尺寸残留煤柱稳定性理论计算，可得2-2煤房柱式采空区的煤柱现有稳定系数大于1而小于1.5，表现为现状下暂时稳定而不具备长期稳定的特征。

2)结合采空区勘查、钻孔窥视、三维激光扫描等多手段综合勘查也证实了当前2-2煤柱仍具有一定的稳定性，没有出现大范围垮落现象。

3)房柱式采空区内残留煤柱长时间在空气、水(实测三盘区部分区域积水高度为0.15～0.35 m)作用下，残留煤柱逐渐风化、劈裂，残留煤柱的尺寸将逐渐减小，煤柱稳定性变差。在外界扰动应力(尤其采动影响引起的应力集中等因素)影响下煤柱塑性区增加，局部煤柱稳定性系数可能小于1.0，在外力扰动下发生失稳的可能性较大。

4)类比榆林周边类似浅埋深房柱式采空区内残留煤柱揭露房柱式采空区情况，残留煤柱时间大于5 a时，在空气和水作用下，煤柱核区逐渐变小、塑性区宽度逐渐变大，煤柱将不能满足长期稳定性。

3 房采区影响的近距离煤层群安全开采分析

在下部煤层为房柱式采空区的开采条件下，分析蹬空开采的可行性，关键是要判别在上部煤层采动应力影响下房柱采空区内煤柱的稳定性，以及层间岩体的稳定性。在长壁开采条件下，上部煤层采动应力主要来自长壁工作面煤壁支承压力和区段煤柱应力集中，以及工作面采煤设备的动态压力。对于上部煤层采动应力情况，可分单工作面采动应力和多工作面采动应力情况。

3.1 1-2煤蹬空房柱式空区可行性分析

3.1.1 长壁单工作面开采条件下

不考虑对煤壁施加的侧向支护力，采空区煤壁的塑性区宽度计算公式为：

根据1-2煤地质采矿特征，将m=2.59 m，A=0.33，φ=30°，C=2.0 MPa，K=2，γ=0.025 MN/m3，H=75 m代入式(4)计算得：塑性区宽度b=0.54 m。

根据采空区煤壁下方应力分布规律可知，在水平方向，在x/b=4.0的位置应力集中程度最大。因此，在计算1-2煤长壁工作面开采支承压力在底板岩层中应力分布及其对2-2煤残留煤柱稳定性时，可取x=4.0，b=2.16 m，z=25 m，K=2，H=75 m，代入可得2-2煤层顶板处受1-2煤层长壁开采支承压力影响的附加应力大小为：

可见，1-2煤开采对2-2煤产生的附加应力较大，2-2煤层房柱采空区煤柱在1-2煤层长壁开采支承压力影响下煤柱所受的实际应力和稳定性系数见表5。在1-2煤长壁开采支承压力影响下，2-2煤房柱采空区煤柱的稳定性系数降低，稳定系数在0.93～1.04之间，大部分煤柱的稳定性小于1.0，不能够保持稳定。

表5 2-2煤残留煤柱受1-2煤长壁单工作面开采的煤柱稳定系数

3.1.2 连续多工作面影响情况

在多工作面开采条件下，下部煤层的附加应力，除了受采空区边界支承压力影响外，工作面之间留设的区段煤柱产生的应力集中，也是附加应力的重要来源。即多工作面开采产生的附加应力要大于单工作面开采产生的附加应力影响。因此，1-2煤长壁多工作面开采支承压力影响下，2-2煤房柱采空区煤柱的稳定性系数将更小，煤柱的稳定性更差。

3.2 强制处理残留煤柱后蹬空开采分析

如上所述，三盘区地质采矿条件下，由于2-2煤房柱采空区的存在，直接蹬空2-2煤开采1-2煤存在煤柱大面积失稳风险。为此分析2-2煤房柱式采空区充填或强制放顶后的顺序开采方案如下：采空区充填后开采1-2煤：要实现1-2煤的安全开采，对2-2煤房柱采空区进行局部充填加固、为残留煤柱进行支撑，消除煤柱失稳和顶板大面积垮落的安全隐患，但充填方案存在工艺复杂、管理程度要求高、需要增加独立的充填系统、成本高、周期长等不足，在经济角度出发，2-2煤采空区充填后再进行1-2煤开采的经济合理性较差。强制放顶后再开采1-2煤：根据煤矿开采实践，如果能够在开采前对不稳定采空区进行强制放顶或对残留煤柱进行爆破，此时强制放顶后的2-2煤层房柱采空区将等价于长壁开采垮落法管理顶板的长壁采空区；等待岩层重新压实稳定后再开采上部近距离煤层，就能够消除安全隐患，实现安全高效开采。强制放顶的技术有水压致裂、深孔爆破、二氧化碳冷爆破等，目前在国内外均有应用，技术应用成熟。

3.2.1 采动影响倍数法判别

1-2与2-2煤间距19.46～30.57 m，均值为24.75 m。在不考虑先采3-1煤层条件下，若对2-2煤房柱式采空区煤柱强制放顶，1-2煤为单一煤层上行开采，则采动影响倍数K计算为(房采区按采出率70%计算，等效平均采厚M=3.5 m×70%=2.45 m)：

煤矿上行开采的生产实践证明，下部单一煤层开采，当K>7.5时，一般可进行正常的上行开采。根据采动影响倍数法的判断，对2-2煤房柱式采空区煤柱强制放顶后，且考虑2-2煤层70%的采出率条件下，采动影响倍数K=10.1>7.5；2-2煤房柱式采空区强制放顶并采取一定的安全技术措施后，1-2煤层在2-2煤采空区上可进行正常的上行开采。

3.2.2 两带高度法判别

对2-2煤层房柱式采空区强制放顶后，且考虑2-2煤70%的采出率条件下，等效采厚M=2.45 m。结合韩家湾煤矿的中硬岩性条件，根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与开采规范》得到，对2-2煤层房柱式采空区强制放顶后，且考虑2-2煤70%的采出率条件下，2-2煤垮落带的最大高度Hk=10.23 m，导水裂缝带Hli=38.18 m。

两带高度依据判别式(7)计算：

1-2与2-2煤的层间距D=24.75 m>19.55 m，当上、下煤层的层间距大于下煤层的裂缝带高度时，上煤层内部虽然有一定程度的裂隙但只发生整体移动，结构不受破坏，2-2煤房柱式采空区强制放顶并采取一定的安全技术措施后，1-2煤在2-2煤采空区上部可进行正常的上行开采。

3.3 3-1煤开采后1-2煤蹬空开采可行性分析

2-2煤的下方约35 m处，还存在3-1煤；3-1煤平均采厚2.6 m，平均采深115 m。可考虑先用长壁采煤法开采3-1煤，利用采动影响的上覆岩层移动变形实现破坏2-2残留煤柱稳定性、房柱采空区强制放顶的目的，待上覆岩层移动稳定后，再开采1-2煤层，为此开展如下论证。

3.3.1 采动影响倍数法

1-2与2-2煤的间距19.46～30.57 m，均值为24.75 m；2-2与3-1煤的间距32.44～38.82 m，均值为35.47 m。2-2煤房柱式采空区按采出率70%、等效采厚M=2.45 m计算；3-1煤平均采厚2.6 m。

3-1煤为多煤层上行开采(先采3-1煤，再采1-2煤)，将以上数据代入式(8)，则采动影响倍数K为：

根据采动影响倍数法的判断，三盘区多煤层(先采3-1煤，再采1-2煤)上行开采采动影响倍数K=7.03>6.0；先用长壁采煤法开采3-1煤层，利用采动影响的上覆岩层移动变形实现破坏2-2残留煤柱稳定性、房柱采空区强制放顶的目的，待上覆岩层移动稳定后，1-2煤在2-2与3-1煤采空区上部可进行正常的上行开采。

3.3.2 两带高度法判别

先用长壁采煤法开采3-1煤，利用采动影响的上覆岩层移动变形实现破坏2-2残留煤柱稳定性、房柱采空区强制放顶的目的，待上覆岩层移动稳定后，再采1-2煤，且考虑2-2煤70%的采出率条件下，等效采厚M=2.45 m。根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与开采规范》得到，在考虑2-2煤70%的采出率条件下，应用长壁式采煤法开采3-1煤后，近距离煤层群(3-1煤与残留2-2煤柱区)的Hk=10.23 m，Hli=38.18 m。

近距离煤层群下的两带高度法判别公式：

1-2与2-2煤间距D=24.75 m>19.55 m，当上、下煤层的层间距大于下煤层的裂缝带高度时，上煤层内部虽然有一定程度的裂隙但只发生整体移动，结构不受破坏，韩家湾煤矿三盘区1-2煤层满足多煤层(先采3-1煤层，再采1-2煤层)上行开采条件，即先用长壁采煤法开采3-1煤层，利用采动影响的上覆岩层移动变形实现破坏2-2残留煤柱稳定性、房柱采空区强制放顶的目的，待上覆岩层移动稳定后，1-2煤层在2-2煤层与3-1煤层采空区上部可进行正常的上行开采。

4 结 论

1)“采空区钻探与取芯+漏失量观测+三维激光扫描+积水探测”的综合性手段可实现缺乏资料的房采区残留煤柱赋存情况精确探测；应用综合探测法结合理论分析计算得到韩家湾三盘区2-2煤房柱式采空区内的残留煤柱现有稳定系数大于1而小于1.5，具有现状下暂时稳定而不具备长期稳定的特征。

2)蹬空2-2煤房采区、直接实施1-2煤长壁工作面的开采方案，在1-2煤工作面支承压力影响下，2-2煤房柱采空区内的残留煤柱稳定性系数介于0.93～1.04，残留不能保持稳定。

3)应用采动影响倍数判别法与两带高度判别法等理论计算，提出“先采下组煤层，利用矿山压力对2-2煤残留煤柱破坏后，再在扰动破坏后的房柱式采空区上实施上组煤蹬空开采”的方案。