安海曉
(西山煤電屯蘭礦,山西 太原 030200)
我國煤炭開采歷史悠久,各地域的地質構造情況也各有差異,導致了煤層的具體地質賦存條件有所不同,且煤層賦存厚度及煤層的層間距大小也各不相同。我國極近距煤層群賦存較多,且有些特殊地域煤層間距離很近,部分區段出現合并分岔現象。而在極近距煤層開采時,其上部覆巖結構特征及運移規律有一定的特殊性。當極近距煤層聯采時,其上覆巖層原有的應力平衡遭到破壞,且在覆巖內部存在一定范圍的卸壓區,這會對煤層的應力分布產生擾動,因此研究極近距煤層聯采覆巖結構演變規律意義重大。近年來,國內很多學者對此作了較深入的研究[1-7],并從上覆巖層物理力學性質、結構特征等角度研究了近距離煤層聯采覆巖結構演化規律。本文針對某礦極近距離煤層聯采(即8#、9#煤層)覆巖結構演化規律,通過運用數值模擬的方法,對其上覆巖層結構特征、頂板垮落特性并進行了研究,并對單一開采與聯合開采之間做了深入的對比分析,為今后解決類似技術問題提供了一定的技術依據。
該礦井生產規模為120萬t/a,井田共分為3個采區,即,一、二、三采區,采區依次順序接替開采。采區內條帶(區段)采用前進式,條帶(區段)內采用后退式。首采區位于井田東南部靠近井底車場,頂板采用全跨落法管理。由于該礦為兼并重組礦井,在兼并重組前8#煤層采用刀柱式開采,且在工作面留設煤柱,經多年開采,8#煤層已基本開采殆盡。經整合后,批準開采8#、9#煤層,據地質資料顯示,8#煤層的煤層結構復雜程度突出,其中,頂、底板分別為石灰巖、泥巖,中部夾有炭質泥巖,局部地區有偽頂出現,并且煤層平均厚度約為3.5 m。在井田范圍內9#煤層礦井設計可采儲量為5 430 kt,平均厚度為3.12 m,煤層結構簡單,頂板為泥巖,底板為炭質泥巖、泥巖、細砂巖,局部含布一層極薄的炭質泥巖夾石矸。經地質勘探后,確定8#、9#煤層間距離很小,間距最小處為0.5 m,最大處為0.8 m,平均間距約為0.65 m,且層間為頁巖,經檢測,層間頁巖強度很低。
8#煤層采用刀柱式開采,經地質勘探及測量,留有15 m左右的煤柱間凈跨距,且留設6 m左右的工作面煤柱。經近距離煤層聯采技術可行性研究,得出8#煤層采用“刀柱”開采時頂板不會立即垮落,且當下一個“刀柱”開采時,會隨著煤柱塑性區寬度的增加,工作面煤柱間實際凈跨距也在增大。根據地質資料可知,頂板第一層石灰巖厚度為1.5 m左右,當頂板第一層石灰巖垮落后,隨之第二層炭質泥巖泥巖巖層也會發生垮落,即8#煤層“刀柱”開采后,頂板巖層(厚度為6.02 m)也會垮落下來,而上頂板(3.84 m的石灰巖)不會垮落,直接頂板(石灰巖和炭質泥巖)垮落后,不能夠完全充填滿采空區。垮落時冒落矸石不接頂,且冒落的矸石與老頂之間有3 m的空隙,而此時老頂并未受到破壞,還處于完整狀態,則由老頂將覆巖層的重量傳遞給回采空間兩側煤柱上,采空區上方老頂可能呈塑性變形或彎曲下沉。由于巖層內部應力重新分布,逐漸形成了一個類似拱形的“壓力拱”,拱的兩個支撐點分別作用在采空區前、后方煤柱上(如圖1所示)。

圖1 8#煤層刀柱開采回采空間頂部形成自然平衡拱狀態
當9#煤層的工作面處在8#煤層采空區下時,其9#煤層的上覆頂板結構并未出現變化,且拱的作用力直接由采空區前、后方煤柱承擔,而9#煤層的工作面恰好處在應力降低區。8#煤層采空區垮
落區巖石的作用力則由回采工作面的支架來承擔(如圖2所示)。

圖2 9#煤層工作面在8#煤層采空區下回采空間結構狀態
9#煤層長壁工作面的持續推進,會對工作面前方形成超前支承壓力,且支承壓力的顯現特征主要體現在支承壓力分布范圍、分布形式及應力峰值,其中,支承壓力分布范圍及應力峰值對煤柱穩定性影響較大。
運用數值模擬的方法,模擬了圍巖垂直應力的分布情況(如圖3所示)。由圖3可知,9#煤層長壁在采空區下時頂板超前支承壓力最小僅為0.40 MPa左右,當工作面推入8#煤層刀柱邊緣時超前支承壓力急劇增大,達15 MPa左右;工作面推進至煤柱正下方時超前支承壓力降低為0.67 MPa左右;通過煤柱時超前支承壓力略有增大為0.70 MPa左右。

圖3 圍巖垂直應力分布圖
分析原因主要是,當工作面推入8#煤層刀柱邊緣時工作面前2.5 m處超前支承壓力達15 MPa左右時,煤柱的極限強度為12.45 MPa,小于超前支承壓力15 MPa,說明煤柱塑性屈服即煤柱失穩,導致集中載荷降低。
由地質資料可知,8#煤層工作面留設煤柱厚度約為6 m,其煤柱間跨距約15 m左右,又知8#煤層上部第3層石灰巖極限跨距約為34 m,超過其極限跨距,因此,隨著8#煤層煤柱的失穩,導致上覆巖層進一步垮落。由于梁的端部是最大彎矩的發生處,因此處于前、后兩個臨近煤柱之間的頂板首先發生斷裂(圖4)。

圖4 初采期間工作面推進至煤柱邊緣時頂板垮落情況
綜上所述,由于上部8#煤層的開采,導致頂板呈“壓力拱”形式,其兩個支撐作用點分別落在采空區前后方兩個煤柱上,且上覆煤柱的穩定性直接對上覆巖層結構和力學特性產生影響。當煤柱失穩時,上覆頂板的支撐力也隨之失去,失穩煤柱所承受載荷會逐漸向前、后臨近兩個煤柱轉移。經分析,原8#煤層頂板所呈現的“壓力拱”結構,可能存在兩種情況:上覆頂板極限斷裂步距小于前后兩個煤柱間距離,則頂板斷裂;前后臨近兩個煤柱載荷增大,臨近兩個煤柱失穩。
同時,對“9#煤層單一綜采”和“采9放8聯層綜放”冒落時,直接頂與老頂之間的空隙Δ進行分析。
1) 9#煤層單一綜采
9#煤層單一綜采,其采高為3.44 m,采空區垮落矸石由3部分組成:8#、9#煤層間的頁巖(0.75 m)、8#煤層殘煤(8#煤層厚平均4.57 m,工作面回收率70.0%,殘煤約1.37 m)和8#煤層的直接頂(包括1.50 m的石灰巖和4.52 m的炭質泥巖)。9#煤層平均3.44 m。冒落的直接頂與老頂之間的空隙Δ1計算見式(1)。
Δ1=∑h-(∑h-∑M)Kp=4.605
(1)
式中:Kp為巖石碎脹系數,取1.25。
2) 采9放8聯層綜放
若采用采9放8聯層綜放,其頂煤(包括8#煤層殘煤厚度為1.37 m,8#、9#煤層間的頁巖0.7 m)回收率η按75%計算,則冒落的直接頂與老頂之間的空隙Δ1計算見式(2)。
Δ1=∑h-[∑h-M9-M8-
η·(Md8)+h1)]Kp=6.59
(2)
式中:M9為9#煤層厚度,平均3.44 m;M8為8#煤層采出厚度,8#煤層平均4.57 m,殘煤視厚度為1.37 m,實際采出視高度按3.2 m;h1為8#、9#煤層間的頁巖,0.75 m;Md8為8#煤層殘煤厚度,為1.37 m。
由此可見,無論“9#煤層單一綜采”還是“采9放8聯層綜放”冒落的直接頂與老頂之間的空隙Δ1>0,冒落的矸石不能夠完全充滿采空區,采空區直接頂冒落的矸石和上位基本頂間還留有空隙,采場覆巖斷裂破壞范圍向上進一步發展。
通過對該礦上覆巖層結構演變規律的研究,可得以下幾點結論:
1) 該礦8#煤層刀柱開采時,頂板形成“壓力拱”結構,且拱的兩個支撐點分別在刀柱采空區前、后方煤柱上;
2) 8#、9#煤層聯采時,其頂板結構和力學特性與單一開采9#煤層時不同,其上覆煤柱的穩定性是影響上覆巖層結構和力學特性的主要影響因素;
3) 聯采初始階段,上覆頂板結構并未發生變化,9#煤層長壁工作面支架只承擔8#煤層采空區垮落巖石的作用力;工作面采至上部8#煤層工作面煤柱邊緣時,上方煤柱失穩破壞,且失穩煤柱所承受載荷會轉移到前后臨近兩個煤柱上,隨之導致臨近兩個煤柱隨動失穩。