陕北榆神府矿区地处我国西部毛乌素沙漠和陕北黄土高原的接壤地带,原生态环境脆弱,土地沙化现象严重[1-2]。其中大量存在的地方煤矿开采初期基本采用旧房柱式开采方法,形成了广泛的柱采区域。由于留设煤柱尺寸较窄,造成近几年来矿震现象频繁发生,对当地的生态环境尤其是匮乏的水资源造成了极大的危害。
针对保水开采的岩层控制问题,钱鸣高等[3-4]提出通过分析岩层的组成来确定保水采煤的地层判别以及相宜的开采方法,指出采空区顶板破坏后,如果上覆岩层有软弱岩层,经过重新压实后裂隙将会闭合形成新的隔水带,地表降水后会再次补充地下水;石平五等[5-6]针对条带采煤法,提出通过煤柱群的长时稳定,保证水体(含水层)不受破坏;缪协兴等[7]提出了可用于指导保水采煤技术的隔水关键层原理,并将保水采煤原理分解为隔水关键层位置判别、结构稳定性判别与控制、渗流稳定性判别与控制以及渗流突变通道控制;张吉雄等[8-9]基于长壁掘巷充填条带采煤岩层运移特征,构建了充填开采工作面的力学结构,给出了条带煤柱的失稳判据;刘坤等[10]采用膏体充填条带采煤技术,对影响充填体稳定的围岩岩性、充填体尺寸、充填体侧向应力和地质构造等因素进行分析,以最大程度地减少充填开采成本上控制了地表下沉;孙希奎等[11]对条带煤柱充填复采时煤柱稳定性、顶板结构演化特征及充填技术相关参数进行了研究,并确定了合理的煤柱宽度、充填率、充填体强度等工艺参数;刘鹏亮等[12]以风积沙为原材料开发出机械化充填采煤方法,充填成本与效率取得较大进步。上述研究丰富了保水开采的理论,但在如何设计合理的工作面条带开采参数,以及优选的材料配比与成功置换条带煤柱方面,还值得进一步深入研究。
笔者以榆林市上河煤矿3216工作面为研究对象,基于弹性地基理论及极限强度准则计算条带工作面合理开采参数;经实验室合理配比试验,分析得到最佳的充填材料配比及强度指标;采用数值模拟揭示条带开采工作面及煤柱置换过程覆岩的运移规律;通过现场工业性试验检验似膏体充填时的接顶效果及岩层位移情况。实例开采矿位于陕北,对保水开采有必要性和特殊性,从过去房柱式采煤改为充填条带开采,效果良好,有一定指导作用。
榆林市上河煤矿位于榆林市东北方向牛家梁镇。该区地处毛乌素沙漠南缘,地表被第四系风积沙和黄土覆盖,属于第四系含水层保水开采的区域。地层柱状如图1所示。
图1 含水层、隔水层和煤层位置
Fig.1 Location map of aquifer,aquifuge and coal seam
该含水层主要由松散的细砂土组成,在含水层下部赋存有 5~20 m泥质岩类,是较好的隔水层。井田区呈多边形,东西长2.3 km,南北宽1.4 km,面积3.2 km2。井田内主采3煤,煤层结构简单,由东南向北西方向倾伏,平均倾角约0.5°,煤层埋深86~118 m,平均埋深105 m,厚度稳定在6.05~6.37 m,平均厚度6.14 m,煤层赋存条件良好,属于厚煤层开采。
上河煤矿长期采用房柱式采煤法开采3号煤层,工作面采高5.5 m(先开采下部3.0 m,然后放顶2.5 m),留设0.6 m顶煤。工作面南北方向采宽4.7~6.6 m,留设7.0~8.2 m煤柱,东西方向采宽5.2~7.1 m,留设7.9~10.6 m煤柱。煤层基本顶为中细粒长石砂岩,属半坚硬岩石,底板为粉砂质泥岩,为半坚硬、坚硬岩石。过去房柱式开采后经现场调查采空区局部煤柱已发生垮落失稳,导致上覆基岩破断,顶板垮落高度高达5 m以上,导水裂隙带普遍上行已发育至松散含水层,甚至直接贯通至地表,井下涌水量由15 m3/h增至30 m3/h。因此,上河煤矿急需对剩余未开采的实体煤进行采煤方法上的调整。按照上河煤矿的开采技术条件,研究采用条带开采辅以风积沙似膏体充填置换条带煤柱的开采方式。
充填条带开采实现保水采煤主要是通过留设条带煤柱来保证直接顶岩层不发生破坏,以此维护含水层结构的稳定性,从而达到保水采煤的目的[13]。因此,在确保采区安全开采的前提下,优化充填采煤作业工艺,确定合理的采宽及留宽是实现保水采煤的关键;其次,充填材料与配比的选择对整个采场稳定及充填效果会有很大影响。
在条带开采过程中,由于各条带煤柱相互独立,煤柱之间无剪应力存在,很好地符合温克尔地基模型。以温克尔地基模型[14]为理论依据,将地基视为在刚性基座上由一系列侧面无摩擦的煤柱组成。将条带煤柱视作弹性体,处于弹性变形期内条带煤柱的应力-应变关系如下:
Ec=σh/Δh
(1)
式中:Ec为煤柱的弹性模量,Pa;σ为煤柱承受载荷,Pa;h为煤柱高度,m;Δh为煤柱压缩量,m。
根据Winkler假设,弹性地基反力系数k为应力与竖向压缩量的比值,可求得煤柱等效的弹性地基反力系数k=Ec/h。
充填开采第一阶段开采后的力学结构模型如图2所示。开采过程中,将条带煤柱看作由一系列弹簧组成的弹性地基,直接顶厚度5.3 m,包括4.5 m厚的灰色泥岩和0.8 m厚留设的护顶煤,条带工作面长度80 m。由于顶板厚度t远小于矩形短边长度a,弹性力学中薄板的定义板厚t≤a/8~a/5,因此可将煤层直接顶简化为弹性地基上四边固支的薄板。
图2 煤柱-顶板简化力学结构模型
Fig.2 Simplified mechanical structure model of coal pillar-roof
依据上述条件,弹性地基上板的挠度ω控制微分方程为
(2)
且有
式中:∇为Laplace算子;D为薄板的弯曲刚度;Er为顶板岩层的弹性模量;μ为岩层泊松比;q为垂直于板面的载荷。
采用纳维解法,取满足全部边界条件的挠度表达式为
(3)
由于矩形薄板受到均布载荷,q为常量q0,可得弹性地基上顶板的挠曲方程,然后将挠曲方程代入式(1),可以求得处于弹性状态下的条带煤柱任一位置处的垂向载荷σr,即得
(4)
为保证开采过程中煤柱的安全稳定,根据极限强度理论的要求,条带煤柱任一位置垂向载荷应小于其极限载荷,即
σr≤[σ]/F
(5)
式中:σr为煤柱垂向载荷;[σ]为煤柱极限载荷;F为煤柱的安全系数;
根据上河煤矿现场取出的煤岩样本,经实验室测定,并结合矿井现场实测数据,取计算参数如下:Ec=1.0 GPa,Er=1.1 GPa,a=40.0 m,b=248.0 m,μ=0.38,h=5.3 m,x=40.0 m,y=74.0 m,t=5.3 m,D=12.0 GPa,q0=1.8 MPa。为了保证计算的收敛性,取级数项数为10。计算时选取顶板弯曲最大点(x=a/2,y=b/2),保证煤柱受载处于最不利情况下,安全系数取1.4,煤柱极限载荷[σ]=11.8 MPa。
由于条带煤柱存在形状效应和尺寸效应等,根据煤柱极限载荷,现分别用3种有代表性的煤柱强度经验公式[15]反算煤柱宽度(表1),其中采高h取5.3 m。计算结果分别为7.6、6.7和8.0 m,从安全角度考虑,设计留设煤柱宽度为8.0 m。
表1 煤柱宽度计算
Table 1 Calculation of coal pillar width
方法煤柱强度计算公式留宽/mObert.Dwvall[σ]=σm0.78+0.22bh()[]7.6Bieniawski[σ]=σm0.64+0.36bh()[]6.7Salamon.Munro[σ]=13.9b0.46h0.66 8.0
注:表中wb为现场煤体立方体试件强度,此处为10.8 MPa。
按照保水采煤要求,以不破坏含水层结构为原则,根据Wilson条带煤柱宽度经验公式[16],得到条带采宽a、条带煤柱宽度b、煤柱的安全系数F、采高h、埋深H之间的条带开采宽度方程为
(6)
式中:b为煤柱宽度,取8 m;a为条带采宽,m;h为采高5.3 m;H为煤层平均埋深105 m;F为条带煤柱安全系数,取1.4。
将各参数代入,求得条带采宽为6.91 m,设计取7.00 m。依据理论计算结果,上河煤矿在3216工作面布置条带工作面,试验采用“采7留8”的条带开采参数。
根据有效面积理论[17],条带开采时采出宽度上的覆岩重力将全部转移到所留条带煤柱上,煤柱载荷可由下式计算:
(7)
式中:σp为煤柱承受载荷,MPa;γ为覆岩平均容重,MN/m3;A为安全储备系数。
按照“采7留8”的条带开采参数,取A=1.4,γ=0.025 MN/m3,H=105 m,则煤柱所受载荷为6.89 MPa。此载荷强度值为实验室充填材料配比与充填体强度指标提供了理论指导。
以陕北地区风积沙、粉煤灰为基础原料,首先在微观层面分析其结构形态及化学组成,以现场采集风积沙、粉煤灰及水泥为样品进行电镜扫描和X-射线衍射分析[18-19]。
图3为3种充填材料X-射线衍射及电镜扫描结果图,与标准PDF卡比较,可以看出风积沙与粉煤灰的化学成分都是以SiO2为主。图4为3种材料拌和养护后电镜扫描图,试件养护3 d后,水泥水化在粉煤灰表面形成碱性薄膜溶液,对粉煤灰进行腐蚀;养护7 d后,矿物逐渐分解并结晶发育;养护14 d后,结晶体相互穿插逐渐形成网状结构,附着在大颗粒表面。随着时间的增长,试件中水分不断消耗,矿物质逐渐结晶成核,固定在大颗粒表面,材料结构逐渐密实。
图3 样品X-射线衍射(XRD)
Fig.3 X-ray diffraction(XRD)patterns of samples
充填开采中膏体的力学性能要求最为重要,为获取合理力学性能的充填材料,以水泥为聚合物,辅以部分添加剂,分析不同配比下膏体凝固后的力学特性(表2),测试充填膏体试件养护时间与抗压强度之间的关系(图5)。
根据试验结果,考虑充填体凝固时间与极限强度的关系,配比试验五的28 d龄期的单轴抗压强度达到6.98 MPa,理论上能够满足现场实际需求。
图4 试件电镜扫描(SEM)图
Fig.4 Electron microscopic scanning(SEM)patterns of specimen
表2 充填材料配比试验
Table 2 Filling material proportioning test
试验试验配比(质量比)风积沙∶粉煤灰∶水泥试验一6.0∶2.9∶1.1试验二6.0∶2.8∶1.2试验三6.0∶2.7∶1.3试验四6.0∶2.6∶1.4试验五6.0∶2.4∶1.6
图5 充填材料时间-强度曲线
Fig.5 Time-strength curves of filling materials
采用岩土工程领域常用的FLAC3D软件对开采并且充填后煤岩运移进行分析。依据3216工作面附近的钻孔柱状图,整理出工作面开采煤层顶底板部分岩层岩石力学性质见表3。充填体经在实验室测试,选用风积沙、粉煤灰、水泥质量比例为6.0∶2.4∶1.6的配比,能够保证充填体28 d龄期后的单轴抗压强度大于6.0 MPa。
模拟所用的体积模量G和剪切模量Kv分别用弹性模量E和泊松比μ表示[20]。试验取模型整体尺寸为长×宽×高=248 m×80 m×95 m,模拟工作面长80.0 m,走向推进距离为216.6 m。为了研究方便,将处于地表厚度为20 m的细沙、黄土等效为垂向应力施加在模型上表面,等效应力约为0.43 MPa。模型四周施加0.9 MPa的水平应力。模型四周边界定为单约束边界,底部边界定为全约束边界。模拟采用软件内置的Mohr-Coulomb屈服准则,模型网格剖分如图6所示,共划分240 000个单元,开挖前进行了自平衡处理。
图6 FLAC3D数值计算模型
Fig.6 FLAC3D numerical model
数值模拟主要研究开采过程中覆岩的位移演化,同时对开采过程隔水层及亚隔水层的沉降进行了监测。图7为条带开采过程中覆岩竖向位移演变图。由图7a可知,第1阶段条带采7 m、留8 m结束后,覆岩相应的最大竖向位移为18.6 mm,此时主隔水层及亚隔水层受到开采影响较小。图7b显示第2阶段采充结束后上覆岩层竖向位移趋于减缓,位移最大处位于采场中部位置,沉降量最大值为27.9 mm,此时充填条带最大压缩量为2.0 mm,相对于覆岩19.5 mm的位移,说明此时充填条带未对上覆岩层起支撑作用。
开采条带煤柱时隔水层沉降曲线如图8所示,表明随着条带煤柱的逐步置换,岩层缓慢下沉,开采到区段中部位置时沉降量达到最大值27.1 mm,之后沉降量开始逐渐减小。从整个开采过程来看,覆岩保持稳定变化,未出现沉降突变的现象。
数值模拟结果表明,上河煤矿采用“采7留8”的条带开采参数,对于保持覆岩结构在开采过程中的稳定性,以及对隔水层隔水性能的保持起到了良好的效果,确保了工作面在开采过程中的安全性,在采充作业完成后,覆岩及充填体的长期稳定性可以得到保证。
表3 岩层物理力学性质参数
Table 3 Physical and mechanical properties parameters of rock strata
岩层层厚/m密度/(kg·m-3)黏聚力/MPa内摩擦角/(°)抗拉强度/MPa泊松比弹性模量/GPa中、细粒长石砂岩210.4821702.3321.40.273.2泥岩10.9318900.9240.90.331.8中粒长石砂岩27.2622602.3321.30.263.5灰色泥岩(主隔水层)18.9919800.8270.80.322.6中、粗粒长石砂岩124.5123861.5343.60.243.7灰色泥岩(亚隔水层)4.5322500.7261.60.281.93号煤6.1414300.8281.70.301.3粉砂质泥岩4.2920501.1291.00.282.1中粒长石砂岩17.7121601.4311.20.242.8充填料(质量比6.0∶2.4∶1.6)5.3016400.9291.10.261.8
图7 岩层垂向位移演化
Fig.7 Vertical displacement evolution of strata
图8 条带充填开采隔水层沉降曲线
Fig.8 Subsidence curves of water-resisting layer in strip mining
现场工业型试验选取二盘区3216工作面,位于上河煤矿工业广场东南500~1 000 m的沙梁沟壑地带。3216工作面采留比取“采7留8”,煤层采高5.3 m,留0.8 m左右护顶煤。
工作面条带采空区充填时,首先对条带空区的两端架设档板。为保证档板良好的支护与密闭性,对每个需要支设挡板巷口的两帮和底板进行切槽,槽深为100 mm。
条带采空区分3次充填,第1、2次充填高度1.5~2.0 m,第3次1.2~2.2 m。每次充填后观察浆体沉降、凝固情况,隔2~3 d再次充填,最后注浆接顶。为保证良好的接顶效果,在顶板开倾斜的宽度为200 mm的凹槽,采用一根内径为160 mm的塑料管,牢固捆绑在顶板凹槽内进行注浆。工作面充填的时间与充填量见表4。
表4 工作面充填参数
Table 4 Filling parameters of working face
充填次序高度/m充填能力/(m3·h-1)充填容积/m3充填时间/h第1次1.5~2.0129.9363.7~519.62.8~4.0第2次1.5~2.0129.9363.7~519.62.8~4.0第3次1.2~2.2129.9499.2~624.03.8~4.8接顶0.360.093.61.5
充填膏体经28 d充分凝固后,即进行充填挡板的拆除工作。图9所示为挡板拆除后的效果图,可以明显看出采取顶板切槽注浆接顶措施后,充填体与护顶煤接触良好,基本无空顶现象。
图9 充填效果现场
Fig.9 Field filling effect
为进一步检验充填效果,对现场岩层位移进行监测。在回风巷距开切眼30、80、130、180 m处布置4个监测站,采用多点位移计监测充填开采过程中覆岩的移动。设置钻孔平行于条带煤柱长度方向,仰角30°布置。每个测站安装3个测点如图10所示,测点一斜长15 m终孔位,测点三斜长10 m,测点三斜长5 m。监测结果见表5。
图10 顶板位移观测布置剖面
Fig.10 Profile drawing of overburden displacement observation layout
表5 测点位移数据
Table 5 Monitoring point displacement data
测点回风巷至开切眼不同距离测点位移/mm30m80m130m180m测点一0.50.81.11.4测点二2.32.93.23.6测点三8.510.210.610.9
监测表明,工作面开采完毕后,各测点位移不尽相同,与充填体垂距较大的上部岩层位移较小,浅部岩层位移较大。其特点为越向上岩层位移越小,呈现出测点三位移>测点二位移>测点一位移的现象。
总体来讲岩层位移变化值并不显著。其中距开切眼180 m处测点三位移最大为10.9 mm,说明现场充填效果满足工程实际,覆岩稳定性可以得到保证。
考虑充填体的收缩率,采用等效厚度法预测3216工作面导水裂隙带发育高度为20 m左右,未发育至主要隔水层(灰色泥岩)。现场实测3216工作面涌水量由充填过程中的6 m3/h降至充填完毕后的1.5 m3/h,涌水量呈大幅减少趋势,预测后期工作面涌水量将进一步递减至停止,说明现场充填效果满足工程实际,可以实现“保水采煤”的目的。
1)基于条带开采方法,建立了以条带煤柱为弹性地基的采场力学模型,推导出了采后顶板挠曲公式,结合温克尔理论及极限强度准则,优化设计了“采7留8”的条带开采参数;基于实验室交叉配比试验,得出了最佳的充填材料配比及强度指标。
2)数值模拟研究表明,隔水层沉降最大值为27.1 mm,位于采场中部位置,开采过程中覆岩保持稳定变化,隔水层隔水性能保持良好,采场结构得到了较好的控制。
3)对条带采空区进行工业性充填试验,充填接顶效果良好,无空顶现象。岩层位移监测显示越向上岩层位移越小,呈现出下部岩层位移>中部岩层位移>上部岩层位移。现场监测覆岩位移变化不显著,监测位移最大为10.9 mm,覆岩及充填体的长期稳定性可以得到保证。
[1] 范立民,马雄德,冀瑞君.西部生态脆弱矿区保水采煤研究与实践进展[J].煤炭学报,2015,40(8):1711-1717.
FAN Limin,MA Xiongde,JI Ruijun.Progress in engineering practice of water-preserved coal mining in western eco-environment frangible area[J].Journal of China Coal Society,2015,40(8):1711-1717.
[2] 王双明,黄庆享,范立民,等.生态脆弱区煤炭开发与生态水位保护[M].北京:科学出版社,2010
[3] 钱鸣高,许家林,王家臣.再论煤炭的科学开采[J].煤炭学报,2018,43(1):1-13.
QIAN Minggao,XU Jialin,WANG Jiachen.Further on the sustainable mining of coal [J].Journal of China Coal Society,2018,43(1):1-13.
[4] 钱鸣高.煤炭的科学开采[J].煤炭学报,2010,35(4):529-534.
QIAN Minggao.On sustainable coal mining in China [J].Journal of China Coal Society,2010,35(4):529-534.
[5] 石平五.科学采煤在陕西[C]//陕西省煤炭学会安全高效矿井建设与开采技术:陕西省煤炭学会学术年会论文集(2010).西安:陕西省煤炭学会,2010.
[6] 邵小平,李鑫杰,武军涛,等.陕北保水区地方煤矿分层开采覆岩运移规律模拟研究[J].煤炭技术,2015,34(6):1-4.
SHAO Xiaoping,LI Xinjie,WU Juntao,et al.Simulation study of overlying strata movement laws at layer mining local coal mines of lying protected areas in Northern Shaanxi [J].Coal Technology,2015,34(6):1-4.
[7] 缪协兴,巨 峰,黄艳利,等.充填采煤理论与技术的新进展及展望[J].中国矿业大学学报,2015,44(3):391-399,429.
MIAO Xiexing,JU Feng,HUANG,Yanli,et al.New development and prospect of backfilling mining theory and technology[J].Journal of China University of Mining &Technology,2015,44(3):391-399,429.
[8] 孙 强,张吉雄,殷 伟,等.长壁机械化掘巷充填采煤围岩结构稳定性及运移规律[J].煤炭学报,2017,42(2):404-412.
SUN Qiang,ZHANG Jixiong,YIN Wei,et al.Study of stability of surrounding rock and characteristic of overburden strata movement with longwall roadway backfill coal mining[J].Journal of China Coal Society,2017,42(2):404-412.
[9] 张吉雄,张 强,巨 峰,等.深部煤炭资源采选充绿色化开采理论与技术[J].煤炭学报,2018,43(2):377-389.
ZHANG Jixiong,ZHANG Qiang,JU Feng,et al. Theory and technique of greening mining integrating mining,separating and backfilling in deep coal resources [J].Journal of China Coal Society,2018,43(2):377-389.
[10] 刘 坤,周华强,郑立军,等.膏体充填条带开采技术[J].煤炭科学技术,2010,38(2):10-14.
LIU Kun,ZHOU Huaqiang,ZHENG Lijun,et al.Strip mining technology with paste backfilling[J].Coal Science and Technology,2010,38(2):10-14.
[11] 孙希奎,赵庆民,施现院.条带残留煤柱膏体充填综采技术研究与应用[J].采矿与安全工程学报,2017,34(4):650-654.
SUN Xikui,ZHAO Qingmin,SHI Xianyuan.Research and application on the technology of paste backfilling fully mechanized in residual strip pillar[J].Journal of Mining &Safety Engineering,2017,34(4):650-654.
[12] 刘鹏亮,张华兴,崔 锋,等.风积砂似膏体机械化充填保水采煤技术与实践[J].煤炭学报,2017,42(1):118-126.
LIU Pengliang,ZHANG Huaxing,CUI Feng,et al. Technology and practice of mechanized backfill mining for water protection with aeolian sand paste-like[J].Journal of China Coal Society,2017,42(1):118-126.
[13] 张东升,李文平,来兴平,等.我国西北煤炭开采中的水资源保护基础理论研究进展[J].煤炭学报,2017,42(1):36-43.
ZHANG Dongsheng,LI Wenping,LAI Xingping,et al. Development on basic theory of water protection during coal mining in northwest China[J].Journal of China Coal Society,2017,42(1):36-43.
[14] 黄 义,何芳社.弹性地基上的梁、板、壳[M].北京:科学出版社,2005.
[15] 胡炳南.条带开采中煤柱稳定性分析[J].煤炭学报,1995,20(2):205-210.
HU Bingnan.Pillar stability analysis in strip mining[J].Journal of China Coal Society,1995,20(2):205-210.
[16] WILSONA H,SUN Jialu.Study on the determination of coal pillar size[J].Mine Surveying,1973(1):30-42.
[17] 谢和平,段法兵,周宏伟,等.条带煤柱稳定性理论与分析方法研究进展[J].中国矿业,1998,7(5):37-41.
XIE Heping,DUAN Fabing,ZHOU Hongwei,et al. Research progress on stability theory and analysis methods of strip coal pillars[J].China Mining Magazine,1998,7(5):37-41.
[18] 张吉秀,孙恒虎,万建华,等.煤矸石胶凝材料水化产物及聚合度分析[J].中南大学学报(自然科学版),2011,42(2):329-335.
ZHANG Jixiu,SUN Henghu,WAN Jianhua et al. Analysis of hydration products and degree of polymerization of coal gangue cementitious materials [J].Journal of Central South University(Science and Technology),2011,42(2):329-335.
[19] 邹俊鹏,陈卫忠,杨典森,等.基于SEM的珲春低阶煤微观结构特征研究[J].岩石力学与工程学报,2016,35(9):1805-1814.
ZOU Junpeng,Chen Weizhong,YANG Diansen,et al.Microstructure characteristics of low-rank coal from Hunchun Area based on SEM [J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2016,35(9):1805-1814.
[20] 蔡美峰,何满朝,刘东燕.岩石力学与工程[M].北京:科学出版社,2002.