基于“采-充-留”技術的巖層控制效果和機理研究

閻躍觀，郭思聰，劉吉波，張國光，王灝樂

(1.中國礦業(yè)大學(北京) 地球科學與測繪工程學院，北京 100083；2.貴州工程應用技術學院，貴州 畢節(jié) 551700)

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基于“采-充-留”技術的巖層控制效果和機理研究

閻躍觀1，郭思聰1，劉吉波2，張國光1，王灝樂1

(1.中國礦業(yè)大學(北京) 地球科學與測繪工程學院，北京 100083；2.貴州工程應用技術學院，貴州 畢節(jié) 551700)

[摘要]為進一步研究“采-充-留”協(xié)調(diào)開采對巖層破壞的控制作用，以開灤某礦中厚傾斜煤層9煤和12煤為研究對象，基于相似材料模型試驗，針對協(xié)調(diào)式跳采全采技術和“采-充-留”協(xié)調(diào)開采技術對地表的移動變形和覆巖控制效果和機理進行了研究。結果表明，9煤采用協(xié)調(diào)式跳采全采技術開采，地表下沉系數(shù)為0.64。在9煤開采的基礎上，采用“采-充-留”協(xié)調(diào)式開采技術回采12煤，地表下沉系數(shù)僅為0.16。全采后巖層裂縫帶法向發(fā)育高度是采厚的32.1倍，而“采-充-留”協(xié)調(diào)開采后巖層裂縫帶法向高度是采厚的6.3倍，說明了充填體與煤柱形成的聯(lián)合支撐體能夠有效地抑制上覆巖層的垮落，阻隔了兩側采空區(qū)的聯(lián)通，對上覆巖層移動起到良好的控制作用，達到了減小地表移動變形和巖層破壞的目的。

[關鍵詞]“采-充-留”技術；巖層控制效果；下沉系數(shù)；裂縫帶法向高度

隨著煤炭資源的大規(guī)模開采，許多礦區(qū)“三下”壓煤問題已成為制約礦井采掘接續(xù)的桎梏[1-2]。我國東部礦區(qū)潛水位較高，因此煤柱開采需控制下沉量；且房屋保護級別較高，因此煤柱開采還需控制變形量?？刂屏说乇硐鲁亮?，則很大程度上控制了地表變形。當前減小采動損害的方法主要有地面保護措施和井下開采技術?？傮w而言，井下開采技術主要有兩類，一類為留設保護煤柱或部分煤柱，如條帶開采、房柱式開采等[3-5]；另一類為充填開采，如全采全充、覆巖離層注漿及近年來提出的采空區(qū)條帶膏體充填、覆巖離層分區(qū)隔離注漿充填技術、條帶開采冒落區(qū)注漿充填技術[6-8]。這些方法不是存在煤炭損失量大，就是存在充填成本高或充填材料來源難以保證的問題。

針對上述問題，戴華陽等提出了“采-充-留”協(xié)調(diào)開采巖層控制技術[9]，該技術既避免了全區(qū)域大面積全采全充難于實現(xiàn)巖層控制高強度要求和房屋高級別保護要求的缺點，又解決了條帶開采采出率和生產(chǎn)效率低的問題。本文針對“采-充-留”協(xié)調(diào)開采巖層控制技術，以開灤某礦中厚煤層群開采為研究對象，結合相似材料模型試驗，從采動后巖層的破壞狀況、控制效果等方面與協(xié)調(diào)式跳采全采技術進行對比分析。

1“采-充-留”協(xié)調(diào)開采技術

“采-充-留”協(xié)調(diào)開采是一種部分開采、部分充填、留設窄煤柱的方法[9]?！安?充-留”協(xié)調(diào)式充填開采工作面布設有兩種模式：“采-充-留”協(xié)調(diào)式單側充填開采模式，以采面+充面+留面為1組開采單元，煤柱為中心，單側充填；“采-充-留”協(xié)調(diào)式雙側充填開采模式，以采面+充面+留面+充面為1組開采單元，煤柱為中心，雙側充填，如圖1所示。

圖1　“采-充-留”協(xié)調(diào)開采技術

“采-充-留”協(xié)調(diào)開采是依據(jù)充填體與煤柱形成聯(lián)合支撐體，有效地抑制上覆巖層垮落，從而降低頂板擾動程度，減緩地表的采動影響。在被采煤層中留設窄煤柱，在煤柱一側或兩側進行充填開采，然后緊鄰充填面進行常規(guī)開采，達到既提高煤炭采出率又控制覆巖破壞程度和地表沉陷的目的。

2礦區(qū)概況

研究礦井隸屬于開灤礦區(qū)，井田內(nèi)地勢較平坦。東北部海拔高度+50m左右，為基巖裸露區(qū)和風化殘積坡積區(qū)；西部和西南部海拔高度+30～+40m，均被第四系松散沉積物掩蓋。研究區(qū)內(nèi)可采煤層5個，分別為7，8，9，11和12煤，累計厚度為10.9m，煤層傾角約20°。礦井開拓采用立井分水平分石門的開拓方式，開采方法為走向長壁采煤法，采用自然垮落法管理頂板。

3相似材料模型試驗設計

3.1模型設計

模型主要參照礦井111鉆孔和4-4’地質(zhì)剖面圖，模型的垂直邊界和底板邊界為雙向固定，地面為自由邊界，層間采用云母片作為層理面，模型架尺寸為2990mm×1610mm×250mm，模型比例尺設計為αl=1∶600，容重比為αγ=1∶1.56，則應力相似比為ασ=1∶384，時間比為αt=1∶24。圖2為相似材料模型試驗初始形態(tài)及觀測點布設。

圖2　相似材料模型試驗初始形態(tài)及觀測點布設

3.2相似材料配比

相似材料模型基巖以河沙為骨料，以碳酸鈣和石膏為膠結材料；松散層由散砂、少量膠結物和鋸末配比而成，采用窄條薄木板模擬充填開采，表1為相似材料模型試驗幾何參數(shù)與配比參數(shù)[9-10]。

表1　相似材料模型試驗幾何與配比參數(shù)

3.3模型開采

煤層開采順序為9煤、12煤，其中9煤平均采深705m，采厚2.8m，采用協(xié)調(diào)式跳采全采技術，先跳采9-1，9-3，9-5，9-7，9-9工作面，再全采9-2，9-4，9-6，9-8，9-10工作面，跳采面寬60m，全采面寬80m；12煤平均采深745m，采厚1.9m，采用“采-充-留”協(xié)調(diào)式單側充填開采方法，共3組“采-充-留”工作面，工作面名稱分別為1121e-1C(充填面)，1121e-1(采面)，1121e-2C，1121e-2，1121e-3C，1121e-3，開采順序為1121e-1C，1121e-2C，1121e-1，1121e-3C，1121e-2，1121e-3，充填面90m，開采面80m，留設煤柱60m，各煤層工作面布置見圖3。

3.4模型觀測

模型沿巖層層面(與煤層平行)布置6條觀測線，沿地表布設1條觀測線，沿基巖面布設1條觀測線，沿巖層面法向方向布設3條觀測線，地表水平測線測點間距為50mm，巖層層面測線測點間距為60mm，共273個觀測點(包含模型架上4個控制點)，測點布設圖如圖2所示。采用全站儀觀測法，4個控制點必須兩兩處于同一鉛垂線和同一水平高度上，觀測位移的精度為m<±0.2mm[11]。

圖3　模型試驗工作面開采布置

4模型試驗結果分析

圖4　9煤和12煤開采地表移動變形曲線

圖4和圖5分別為9煤和12煤開采后地表和基巖面移動變形曲線。

圖5　9煤和12煤開采基巖面移動變形曲線

4.19煤采動影響分析

4.1.1地表移動變形規(guī)律分析

由圖4分析可知，9煤跳采后，對地表采動影響較小，全采后地表移動變形急劇增大。9煤全采后下沉曲線整體光滑平緩，近似對稱分布，最大下沉點偏向下山方向。地表最大下沉值為1691mm，位于A28-A31，下沉盆地出現(xiàn)平底，下沉系數(shù)q=0.64。上山移動角約56.1°，下山移動角約50.2°。水平移動曲線近似呈反對稱分布，最大值位于煤柱邊界附近。傾斜曲線呈近似軸對稱，與水平變形曲線形態(tài)特征類似。下山一側最大傾斜值為5.9mm/m，上山一側最大傾斜值為5.1mm/m。

4.1.2基巖面移動變形規(guī)律分析

由圖5可知，9煤全采后基巖面下沉整體近似對稱分布，曲線平緩光滑，最大下沉點B15略偏向下山方向，下沉值為1781mm?；鶐r面水平移動曲線與地表水平移動曲線分布特征相似。離采空區(qū)越近，覆巖移動量越大，破壞越嚴重，影響范圍越??；離采空區(qū)越遠，覆巖移動量越小，破壞越輕微，影響范圍越大，巖層主要沿著巖層法線偏向上山方向一側。

4.29煤和12煤采動影響分析

由圖4分析可知：在9煤開采的基礎上，12煤采用“采-充-留”協(xié)調(diào)式單側充填開采技術。12煤開采后地表最大下沉值為288mm，下沉系數(shù)為q=0.16。下山一側最大水平移動為300mm，上山一側最大水平移動為480mm。基巖面下沉值為308mm，下山一側最大水平移動為360mm/m，上山一側最大水平移動為420mm/m。

重復采動后地表移動變形分布格局沒有發(fā)生太大變化，最大下沉區(qū)域為A28-A31，受重復采動影響，最大下沉值增大為1979mm；水平移動略微增大，下山一側最大值為1980mm，上山一側最大值為1890mm；影響范圍幾乎不變，上山綜合移動角約56.1°，下山綜合移動角約50.2°。

4.3覆巖破壞規(guī)律與控制機理

4.3.1協(xié)調(diào)式跳采全采覆巖破壞規(guī)律

圖6為9煤跳采全采后覆巖垮落形態(tài)。分析圖6可知：協(xié)調(diào)式跳采后，上覆巖層無明顯破壞，地表基本不受影響。協(xié)調(diào)式跳采全采后，梯形垮落帶逐漸向前和向上發(fā)展，靠近采空區(qū)上方巖石破碎，整體下沉，上方整體保持原有層次，裂縫帶法向發(fā)育高度約90m，是采厚的32.1倍。上山方向垮落角約66°，下山方向垮落角約60°。

圖6　9煤跳采全采覆巖垮落形態(tài)

4.3.2“采-充-留”協(xié)調(diào)式充填開采覆巖破壞特征與控制機理

圖7為12煤各工作面按“采-充-留”技術開采后覆巖垮落破壞形態(tài)。由圖7可知：1121e-1C和1121e-2C充填面開采后，上覆巖層彎曲，保持層狀，充填材料被壓實(圖7(a))。1121e-1開采面開采后，直接頂彎曲斷裂，垮落帶上方發(fā)生離層和歪曲，裂縫帶法向發(fā)育高度約12m，是采厚的6.3倍。兩側充填面和煤柱被進一步壓實(圖7(b))。1121e-3C充填面開采后，上覆巖層離層彎曲，充填材料被壓實(圖7(c))。1121e-2和1121e-3工作面開采后，直接頂彎曲斷裂，垮落帶上方發(fā)生離層和歪曲，裂縫帶法向發(fā)育高度約12m，兩側充填面和煤柱被進一步壓實(圖7(d))。

圖7　12煤采充留技術開采覆巖垮落形態(tài)

由上述分析可知，12煤采用“采-充-留”協(xié)調(diào)式單側充填開采技術，形成充填體與煤柱的聯(lián)合支撐體系，共同支撐頂?shù)装鍓毫?，并向?巖)體和頂?shù)装鍑鷰r提供一定的抵抗力，從而有效地減緩煤柱的應力集中現(xiàn)象。充填體與煤柱形成的聯(lián)合支撐體能夠隔離兩側采空區(qū)對上覆巖層的破壞，使工作面上方各自形成單獨的采動影響區(qū)域，破壞范圍有限，從而有效地抑制了垮落區(qū)沿巖層法向方向向上發(fā)展，從而減緩了上覆巖層的移動變形，對地表移動變形起到良好的控制作用。

5結論

(1)“采-充-留”協(xié)調(diào)式巖層控制技術有效地減小了地表下沉系數(shù)。9煤跳采全采后地表下沉系數(shù)為0.64，12煤采用“采-充-留”協(xié)調(diào)式單側充填開采技術，地表下沉系數(shù)為0.16。重復采動后地表移動變形分布格局沒有發(fā)生太大變化，影響范圍幾乎不變，上山綜合移動角約56.1°，下山綜合移動角約50.2°。

(2)采用跳采全采后上覆巖層裂縫帶法向發(fā)育高度是采厚的32.1倍，而“采-充-留”協(xié)調(diào)式開采巖層裂縫帶法向發(fā)育高度是采厚的6.3倍。上山方向垮落角度約為66°，下山方向垮落角度約為60°。

(3)相似材料模型試驗結果表明，充填體與煤柱形成的聯(lián)合支撐體能夠?qū)ι细矌r層破壞起到隔離和支撐作用，在很大程度上減小地表移動變形，起到了良好的巖層控制作用，進一步驗證了該技術用于“三下”采煤的可靠性。

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[責任編輯：徐乃忠]

Principle and Rock Strata Control Effect Based on Mining Mixed with Backfilling and Keeping

YAN Yue-guan1，GUO Si-cong1,LIU Ji-bo2，ZHANG Guo-guang1，WANG Hao-le1

(1.Geoscience and Surveying Engineering College，China University of Mining & Technology(Beijing)，Beijing 100083，China;2.Guizhou University of Engineering Science，Bijie 551700，China)

Abstract：In order to study control effect of mining coordinately mixed with backfill mining and setting pillars to rock strata broken future，it taking inclined medium-thickness coal seam (No.9 coal seam and No.12 coal seam) of a coal mine in Kailuan as an example，based on similarly material model experiment，surface movement and deformation，overlying strata control effect and principle of coordinated skip fully mining technology and caved mining coordinately mixed with backfill mining methods were studied. The results showed that when coordinated skip fully mining technology was applied in No.9 coal seam，surface subsidence coefficient was 0.64，but when caved mining coordinately mixed with backfill mining method was applied in No.12 coal seam，surface subsidence coefficient was only 0.16.rock strata fracture zone height that developed along normal direction was 32.1 times than mining thickness with fully mining，but rock strata fracture zone height that developed along normal direction was 6.3 times than mining thickness caved mining coordinately mixed with backfill mining. It illustrated overlying strata falling could be restrained by combination supporting body that formed by backfill body and coal pillar. Both sides of goaf zones would not be linked up and overlying rock strata could control effectively，surface movement and deformation，rock strata broken could be reduced obliviously.

Key words：caved mining mixed with backfill mining and setting pillars；rock strata control effect；subsidence coefficient；fracture zone height along normal direction

[收稿日期]2015-08-19

[基金項目]國家自然科學基金資助項目(51404272)

[作者簡介]閻躍觀(1981-)，男，山西太原人，講師，博士，從事開采沉陷、大地測量、變形監(jiān)測等方面的研究。

[中圖分類號]TD823.7

[文獻標識碼]A

[文章編號]1006-6225(2016)02-0064-05

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2016.02.018

[引用格式]閻躍觀，郭思聰，劉吉波，等.基于“采-充-留”技術的巖層控制效果和機理研究[J].煤礦開采，2016，21(2)：64-68，21.