黄土覆盖矿区非连续推进长壁工作面开采技术研究_汤伏全.pdf

黄土覆盖矿区非连续推进长壁工作面开采技术研究 汤伏全，乔德京 西安科技大学 测绘学院，陕西 西安 710054 ［ 摘 要］针对黄土覆盖矿区 “三下”压煤量很大的现象，提出了一种基于非连续推进的长壁 工作面来控制地表沉陷的开采工艺，即通过在工作面推进方向上留设合理的间隔煤柱，并适当调整工 作面的开采宽度，以使地表形成双向极不充分采动，从而达到控制地表沉陷、保护建筑物的目的。并 利用该方法确定开采宽度和煤柱宽度，采用数值模拟计算进行地表移动、变形大小及煤柱破坏程度分 析。计算结果表明，采用非连续推进的长壁工作面的设计是可行的，提高了煤炭资源的采出率，为解 决黄土覆盖矿区 “三下”压煤开采、延长老矿井的生产周期、实现建筑物不拆迁情况下安全开采提供 了一种技术途径。 ［ 关键词］黄土覆盖矿区; 非连续推进长壁工作面开采; 开采沉陷; 煤柱 ［ 中图分类号］ TD823. 8［ 文献标识码］ A［ 文章编号］ 1006- 6225 201506- 0080- 03 Coal Mining Technology of the Discontinuous Advancing Long- wall in the Mines Covered by Loess TAND Fu- quan，QIAO De- jing Institute of Surveying and Mapping Science and Engineering，Xi’an University of Technology，Xi’an，710054，China Abstract According to the phenomenon of a large number of coal under building，roadway，and water body in the loess covered mine，aminging technology based on non- continuous advancing of the long- wall mining is put forward，to control surface subsidence in mining process. It consists of leaving reasonable interval coal pillar in the direction of the working face ，and appropriate adjustments of the mining width of the working face，in order to make utmost non- full bidirectional extraction in the surface，to control surface sub- sidence and protect the building. Then using this ，the width of coal mining and pillars are determined，and the surface move- ment，the deation and the failure degree of coal pillars are calculated by the numerical simulation. The results show，that design of discontinuous advancing long- wall is feasible，the recovery rate of coal resources improve. It’s a technical approach to coal minging under building，roadway，and water body in the loess covered mine，extend the production period of the old mine，realize the safety of building without demolition. Key words loess covering coal area; discontinuous advancing long- wall mining; mining subsidence; coal pillar ［ 收稿日期］ 2015－07－13［ DOI］ 10. 13532/j. cnki. cn11－3677/td. 2015. 06. 021 ［ 基金项目］ 国家自然科学基金资助项目 41272388 ; 科技部第六批中国－南非合作项目 2012DFG71060 ［ 作者简介］ 汤伏全 1966－ ，男，陕西西安人，教授，工学博士，西安科技大学测绘科学与技术学院副院长，主要从事矿山测量、开采 沉陷及变形监测等研究。 ［ 引用格式］ 汤伏全，乔德京 . 黄土覆盖矿区非连续推进长壁工作面开采技术研究 ［ J］ . 煤矿开采，2015，20 6 80－82，114. 黄土覆盖矿区 “三下”压煤量很大 ［1－2 ］。以陕 西铜川矿区为例，现有生产矿井 “三下”压煤量 占保有地质储量的 21. 8。其中，建筑物下压煤 占总压煤量的 89. 8，而建筑物下压煤中又以村 庄下压煤为主，占其总量的 74. 1。实现 “三下” 压煤安全开采的关键是控制或减缓地表沉陷。多年 来，许多矿区应用条带开采技术 ［3－5 ］解决了部分村 镇下的压煤开采，但该方法存在回采率低和作业效 率低的不足。 本文在研究渭北黄土覆盖矿区实际资料的基础 上，尝试采用一种非连续推进的长壁开采工艺来控 制地表沉陷，即通过在工作面推进方向上留设合理 的间隔煤柱，并适当调整工作面开采宽度，以使地 表形成双向极不充分采动，从而达到控制地表沉陷 的目的。上述方法称之为非连续推进长壁开采技 术，利用实际资料和数值模拟研究了该技术方法的 可行性，为解决黄土覆盖矿区 “三下”压煤开采、 延长老矿井的生产周期提供了一种技术途径。 1非连续推进长壁工作面开采宽度确定 1. 1影响地表变形破坏程度的参数指标 通过对西部黄土覆盖矿区的实际资料分析，确 定影响地表破坏程度的主要参数为深厚比 R0、采 动程度系数 n、宽深比 Q2和初长比 τ ［6 ］。4 个主要 参数的计算公式为 R0 H 0/M 1 n n1n2 2 08 第 20 卷 第 6 期 总第 127 期 2015 年 12 月 煤矿开采 COAL MINING TECHNOLOGY Vol. 20No. 6 Series No. 127 December2015 ChaoXing λ1 D 1/ H0 3 τ S 0/S1 4 倾向、走向采动系数公式为 n1D1/ H 槡 0 ρ 槡0 n2D2/ H 槡 0 ρ 槡0 { 5 式中，n1或 n2大于 1 时取为 1. 0; M 为开采厚度， m; D1，D2分别为工作面倾向宽度、走向长度， m; ρ0为与土层厚度、岩层厚度及采深等相关的特 征参数; S0为地表启动工作面开采面积，即地表 开始移动 下沉量等于 10mm对应的开采面积， m2; S1为实际开采面积，S1 D 2D2，m 2。 自 20 世纪 80 年代以来，渭北黄土覆盖矿区先 后布设了地表移动观测站，其观测站参数及地表破 坏等级 J0的实测资料见表 1。 表 1黄土覆盖矿区各观测站地表破坏等级与相关参数 观测站 最大下沉 值 W0/mm 采深 H0/m 深厚 比 R0 采动系 数 n 宽深 比 λ1 初长 比 τ 综合系 数 f 0 破坏 等级 J0 Y9051326181. 8940. 720. 560. 1725. 2 ＞Ⅳ级 W2911262455. 02280. 520. 330. 581. 3Ⅲ级 D5081645180. 0750. 830. 760. 07 120. 2 ＞Ⅳ级 S262451284. 02060. 390. 350. 720. 9 ＞Ⅱ级 L2157780314. 01500. 450. 320. 362. 7 ＞Ⅲ级 L2405700155. 0850. 500. 580. 467. 4 ＞Ⅳ级 W25021505442. 01580. 540. 350. 235. 2 ＞Ⅳ级 H102700135. 01040. 550. 330. 453. 9 ＞Ⅱ级 H103567134. 01220. 530. 300. 324. 1Ⅱ级 T2200157300. 02500. 380. 270. 820. 5Ⅰ级 Y618192370. 01910. 410. 260. 690. 8 ＜Ⅰ级 S434240258. 02150. 440. 230. 580. 8 ＜Ⅰ级 W2103Ⅶ77 450. 02250. 240. 241. 710. 1 ＜Ⅰ级 Y63655356. 01780. 340. 230. 990. 4 ＜Ⅰ级 分析表 1 中的数据可见 1地表破坏等级与深厚比反相关。深厚比 越小时，地表破坏等级越大。 2地表破坏等级与采动程度系数正相关。 采动程度越低，地表破坏越小。 3宽深比 λ1是控制地表下沉模式和破坏程 度的主要参数，λ1越小，地表破坏等级越低。 4初长比 τ 是控制地表最大下沉速度和动 态移动量的主要参数，τ 值与地表破坏等级反相 关，其值越大表示地表动态变形发展越不充分，破 坏等级越低。 根据上述参数与地表破坏程度之间的相关性， 设开采影响综合系数为 f0 1000nλ1/ R0τ 1000λ13/2 λ 2 ρ 0/ R0τ 6 将该系数作为衡量地质采矿因素对地表破坏程 度的综合指标。表 1 中 f0＜0. 8 的几个观测站地表 破坏等级全部小于Ⅰ级，这表明开采综合系数 f0可 以近似作为划分地表破坏等级的定量指标 ［7 ］。 1. 2非连续推进长壁工作面安全开采的必要条件 通过上述分析，若要保证开采后地表破坏程度 小于Ⅰ级，则采厚 M、采空区宽度 D1、采空区长 度 D2必须同时满足下列条件 M ≤ H0/150 D1≤ 0. 26 H0 D2≤ 1. 1 S0/D1 { 7 其中，地表启动工作面开采面积的经验公式为 S0 7. 88 H土 21. 85 H岩 0. 104H2 0 8 式中，H土为土层厚度，m; H岩为岩层厚度，m。 2间隔煤柱宽度的计算 在正常地质采矿条件下，长壁工作面推进距离 一般达到 800m 以上。通过设置工作面间隔煤柱 也称为中心煤柱 ，使之形成非连续长壁工作面 开采条件。这样，将长壁工作面一分为几，使连续 开采面积不大于安全开采尺寸的限制，保证开采后 地表破坏等级不大于Ⅰ级。同理，工作面之间的间 隔煤柱宽度变小，相当于采空区宽度增加，使采空 区范围超过安全开采尺寸的限制，因此，也需考虑 区段间煤柱的合理宽度。 留设间隔煤柱的宽度应满足两个条件 一是所 留设的煤柱宽度应保证煤柱本身有足够的长期稳定 性; 二是由煤柱隔开的两相邻工作面开采对于地表 移动无明显的叠加影响。 2. 1工作面中心煤柱宽度计算 留设工作面间隔煤柱时，其极限载荷和煤柱实 际承受的载荷通常按威尔逊理论计算 ［8 ］。由于长 方形煤柱两侧采空区尺寸达 400m，大于 0. 3H0， 极限载荷和煤柱实际承受的载荷计算公式为 P 39. 2γH0［ aL － 4. 92 a L MH0 10 －3 32. 28M2H2 0 10－6］ 9 P 9. 8γH0［ a 0. 3H0］ L 10 式中，P为煤柱所能承受的极限载荷，MPa;P 为 煤柱实际承受的载荷，MPa;H0为采深，m;M 为 采厚，m; γ 为上覆岩层的平均密度，kg/m3; a 为 煤柱宽度，m; L 为煤柱长度，m。 设煤柱安全系数为 k ，令 P kP 可确定间 隔煤柱的安全宽度 a 。 2. 2区段间煤柱宽度的计算 留设区段间煤柱时，其极限载荷和煤柱实际承 18 汤伏全等 黄土覆盖矿区非连续推进长壁工作面开采技术研究2015 年第 6 期 ChaoXing 受的载荷按威尔逊理论公式计算，由于煤柱两侧采 空区尺寸为 80m，小于 0. 3H0，采用下式计算 P 39. 2γH0［ aL － 4. 92 a L MH0 10 －3 32. 28M2H2 0 10－6］ 11 P 9. 8γL H0α 2H － b/0. 6 b/2[] 12 式中，b 为工作面采宽，m;其余参数的含义与前 述相同。 3实例计算 3. 1非连续推进工作面安全开采长度计算 计算模型 采深 450m，土层厚度 80m，基岩 厚度 370m，采高 2m，工作面长度为 80m。 按照公式 8可计算出 S0 29775m2。要求 同时满足公式 7中的 3 个条件时，工作面推进 的安全开采临界长度 D2≤409m。因此，取工作面 宽度 D180m，工作面长度 D2400m。 单一工作面尺寸 400m80m2m 属于特殊工作 面开采条件，由于特殊工作面开采沉陷模式及下沉 机理不同于一般开采条件，通过分析已有观测站实 测资料及现有模型的特点，认为黄土覆盖矿区地表 最大下沉量除了与采深、倾角、充分采动下沉系数 及采动程度系数相关外，还与下沉模型及采深等因 素有 关。按 式 13 计 算 地 表 最 大 下 沉 量 Wmax［11 ］ Wmax Mqcosα k1H土 k 2H岩 /H0 D1/H0 D2/H0 槡 F λ1 F λ2 13 式中，充分开采下沉系数 q 0. 81;特征参数 k1 1. 65，k21. 32; 宽深比 λ10. 18，λ20. 89。 倾向、走向下沉模式影响参数 F λ1 3. 3 λ1 12 0. 12 0. 122 F λ2 3. 3 λ2 12 0. 12 1. 0 将参数代入式 13得 Wmax108mm，地表 下沉系数的估算值为 0. 054。 利用上述模型参数进行该工作面开采后地表移 动变形的数值模拟 ［12 ］试验，试验结果见表 2。 表 2非连续推进工作面开采地表变形值数值模拟结果 采深 H0/m 土层 厚度 H土/m 岩层 厚度 H岩/m 特性参数 Vj 基岩Vt 土层fj 岩层 450803709. 05. 00. 05 水平 移动 系数 b 最大 下沉 W0/mm 最大 倾斜 I0/mm 最大曲 率 k0/ 10 －3 /m 最大水 平移动 U0/mm 最大水 平变形 ε0/ mm/m 0. 301080. 850. 0098350. 41 表 2 中地表最大变形指标均在 “三下”开采 规程 ［13 ］规定的Ⅰ级变形临界值之内，满足建筑物 下安全开采对地表移动变形的要求。 3. 2间隔煤柱宽度的计算 采用数值模拟试验方法来分析具有间隔煤柱的 非连续长壁工作面开采后，地表变形的影响特征， 并验算间隔煤柱的稳定性。 计算模型 采深 450m，土层厚度 80m，基岩 厚度 370m，采高 2m，工作面长度 80m，工作面推 进距离为 400m。 利用该模型参数进行间隔煤柱宽度数值模拟计 算，结果如表 3 所示。 表 3间隔煤柱宽度的数值模拟结果 采深 /m 采厚 /m 采宽 /m 采长 煤柱 /m 最大下沉 W0/mm 煤柱破 坏情况 450280400 60 400350局部 450280400 70 400282局部 450280400 80 400198局部 数值计算表明，当间隔煤柱宽度为 70m 时， 相应的地表下沉值为 282mm，其下沉系数为 0. 14， 基本符合前面的安全开采要求。该条件下地表最大 变形值计算结果见表 4。 表 4地表主剖面上移动变形值数值模拟结果 水平移动 系数 b 最大下沉 W0/mm 最大倾斜 i0/mm 最大曲 率 k0/ 10 －3 m 最大水 平移动 U0/mm 最大水平 变形 ε0/ mm/m 0. 302821. 40. 0018940. 9 表 4 中的各项变形值均小于 “三下”开采规 范规定的地表建筑物Ⅰ级破坏临界值，表明在 计算模型的开采条件下，当非连续推进长壁工作面 的开采宽度为 80m、长度为 400m、间隔煤柱为 70m 时，既可保证所留煤柱的长期稳定性，又可控 制地表沉陷变形值在建筑物可承受范围内，可实现 建筑物下安全开采。 4结论 通过对黄土覆盖矿区 “三下”压煤安全开采 的技术进行了探讨，提出了一种采用非连续推进长 壁开采技术。通过对实际资料和模拟计算结果进行 分析，可以得到以下结论 1通过对陕西黄土覆盖矿区的实际资料分 析，提出了开采影响综合系数 f0，用其作为地质采 矿因素对地表破坏程度的综合指标。同时，确定非 连续推进长壁开采的安全开采尺寸。经数值模拟计 算，确定的开采尺寸可以保证建筑物的损害在 I 级 范围内。 2 通过留设合适的煤柱， 使长壁工作面形 下转 114 页 28 总第 127 期煤矿开采2015 年第 6 期 ChaoXing 起始 时间 起始 水表读 数/m3 结束 时间 结束 水表读 数/m3 注水 时间/h 注水 时间内 水量/m3 平均 流量/ m3 h －1 10 0040. 002311 3041. 86741. 5001. 86741. 2449 9 4041. 867411 3044. 90121. 8333. 03381. 6551 9 3044. 901212 0049. 55172. 5004. 65051. 8602 9 4049. 551712 0053. 05172. 3303. 50001. 5021 10 2053. 051712 2055. 88372. 0005. 00001. 4160 9 2055. 883712 0060. 50412. 6674. 62031. 7324 9 3060. 504120 3076. 5255 11. 00016. 02141. 4565 20 0076. 525520 2077. 04650. 3330. 52101. 5646 表 23上606 工作面材料巷 76 号孔 20m 处致裂注水记录 起始 时间 起始 水表读 数/m3 结束 时间 结束 水表读 数/m3 注水 时间/h 注水 时间内 水量/m3 平均 流量/ m3 h －1 9 0011. 235711 0015. 23722. 0004. 00152. 0008 9 2015. 237210 5018. 62441. 5003. 38722. 2581 9 3018. 624412 0023. 97072. 5005. 34632. 1385 9 3023. 970720 3047. 5360 11. 00023. 56532. 1423 20 1047. 536020 3048. 32430. 3330. 78832. 3674 4结束语 1在相同致裂效果下，CO2爆破技术比传统 爆破布置炮眼少，预裂有效半径提高了 3～5m。 2采用 CO2致裂技术，在钻孔 10m，20m 处 致 裂 注 水 的 速 率 分 别 为 1. 5539725m3/h和 2. 18133m3/h，注水后煤层含水率提高了 2。 3试验表明在采煤过程中空气中的粉尘 浓度降低了 62以上，工作面环境得到极大改善， 截齿消耗量降低了 30，极大地提高了经济效益。 ［ 参考文献］ ［ 1］ G. 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