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)



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

[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=H0/M

(1)

n=n1·n2

(2)

λ1=D1/H0

(3)

τ=S0/S1

(4)

倾向、走向采动系数公式为：

(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=D2·D2，m2。

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

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=1000·n·λ1/(R0·τ)=1000·λ13/2·λ2·ρ0/

(R0·τ)

(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：

(7)

其中，地表启动工作面开采面积的经验公式为：

(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′=39.2γ·H0[a·L-4.92×(a+L)·M·H0×

(9)

P=9.8γ·H0·[a+0.3·H0]·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′=k·P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′=39.2γ·H0[a·L-4.92×(a+L)·M·H0×

(11)

(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D1=80m，工作面长度D2=400m。

单一工作面尺寸400m×80m×2m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=M·q·cosα·((k1·H土+k2·H岩)/H0)·

(13)

式中，充分开采下沉系数q=0.81；特征参数k1=1.65，k2=1.32；宽深比λ1=0.18,λ2=0.89。

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：Wmax=108mm，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

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

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

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

成非连续推进长壁工作面。并对相邻工作面煤柱的留设进行理论分析，推导出合适的煤柱宽度计算公式。经数值模拟计算，留设的煤柱宽度可以实现建筑物下安全开采。

(3)在开采过程中，建议为煤柱采取相应的安全保护措施，以提高留设煤柱整体强度。

[参考文献]

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[13]国家煤炭工业局.建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程[M].北京：煤炭工业出版社，2000.

[责任编辑：徐乃忠]

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，a minging 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 subsidence and protect the building.Then using this method，the width of coal mining and pillars are determined，and the surface movement，the deformation 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

[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。

[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)

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2015.06.021

[收稿日期]2015-07-13

[中图分类号]TD823.8

[文献标识码]A

[文章编号]1006-6225(2015)06-0080-03