基于“采-充-留”技术的岩层控制效果和机理研究

阎跃观，郭思聪，刘吉波，张国光，王灏乐

(1.中国矿业大学(北京) 地球科学与测绘工程学院，北京 100083；2.贵州工程应用技术学院，贵州 毕节 551700)



基于“采-充-留”技术的岩层控制效果和机理研究

阎跃观1，郭思聪1，刘吉波2，张国光1，王灏乐1

(1.中国矿业大学(北京) 地球科学与测绘工程学院，北京 100083；2.贵州工程应用技术学院，贵州 毕节 551700)

[摘要]为进一步研究“采-充-留”协调开采对岩层破坏的控制作用，以开滦某矿中厚倾斜煤层9煤和12煤为研究对象，基于相似材料模型试验，针对协调式跳采全采技术和“采-充-留”协调开采技术对地表的移动变形和覆岩控制效果和机理进行了研究。结果表明，9煤采用协调式跳采全采技术开采，地表下沉系数为0.64。在9煤开采的基础上，采用“采-充-留”协调式开采技术回采12煤，地表下沉系数仅为0.16。全采后岩层裂缝带法向发育高度是采厚的32.1倍，而“采-充-留”协调开采后岩层裂缝带法向高度是采厚的6.3倍，说明了充填体与煤柱形成的联合支撑体能够有效地抑制上覆岩层的垮落，阻隔了两侧采空区的联通，对上覆岩层移动起到良好的控制作用，达到了减小地表移动变形和岩层破坏的目的。

[关键词]“采-充-留”技术；岩层控制效果；下沉系数；裂缝带法向高度

随着煤炭资源的大规模开采，许多矿区“三下”压煤问题已成为制约矿井采掘接续的桎梏[1-2]。我国东部矿区潜水位较高，因此煤柱开采需控制下沉量；且房屋保护级别较高，因此煤柱开采还需控制变形量。控制了地表下沉量，则很大程度上控制了地表变形。当前减小采动损害的方法主要有地面保护措施和井下开采技术。总体而言，井下开采技术主要有两类，一类为留设保护煤柱或部分煤柱，如条带开采、房柱式开采等[3-5]；另一类为充填开采，如全采全充、覆岩离层注浆及近年来提出的采空区条带膏体充填、覆岩离层分区隔离注浆充填技术、条带开采冒落区注浆充填技术[6-8]。这些方法不是存在煤炭损失量大，就是存在充填成本高或充填材料来源难以保证的问题。

针对上述问题，戴华阳等提出了“采-充-留”协调开采岩层控制技术[9]，该技术既避免了全区域大面积全采全充难于实现岩层控制高强度要求和房屋高级别保护要求的缺点，又解决了条带开采采出率和生产效率低的问题。本文针对“采-充-留”协调开采岩层控制技术，以开滦某矿中厚煤层群开采为研究对象，结合相似材料模型试验，从采动后岩层的破坏状况、控制效果等方面与协调式跳采全采技术进行对比分析。

1“采-充-留”协调开采技术

“采-充-留”协调开采是一种部分开采、部分充填、留设窄煤柱的方法[9]。“采-充-留”协调式充填开采工作面布设有两种模式：“采-充-留”协调式单侧充填开采模式，以采面+充面+留面为1组开采单元，煤柱为中心，单侧充填；“采-充-留”协调式双侧充填开采模式，以采面+充面+留面+充面为1组开采单元，煤柱为中心，双侧充填，如图1所示。

图1　“采-充-留”协调开采技术

“采-充-留”协调开采是依据充填体与煤柱形成联合支撑体，有效地抑制上覆岩层垮落，从而降低顶板扰动程度，减缓地表的采动影响。在被采煤层中留设窄煤柱，在煤柱一侧或两侧进行充填开采，然后紧邻充填面进行常规开采，达到既提高煤炭采出率又控制覆岩破坏程度和地表沉陷的目的。

2矿区概况

研究矿井隶属于开滦矿区，井田内地势较平坦。东北部海拔高度+50m左右，为基岩裸露区和风化残积坡积区；西部和西南部海拔高度+30～+40m，均被第四系松散沉积物掩盖。研究区内可采煤层5个，分别为7，8，9，11和12煤，累计厚度为10.9m，煤层倾角约20°。矿井开拓采用立井分水平分石门的开拓方式，开采方法为走向长壁采煤法，采用自然垮落法管理顶板。

3相似材料模型试验设计

3.1模型设计

模型主要参照矿井111钻孔和4-4’地质剖面图，模型的垂直边界和底板边界为双向固定，地面为自由边界，层间采用云母片作为层理面，模型架尺寸为2990mm×1610mm×250mm，模型比例尺设计为αl=1∶600，容重比为αγ=1∶1.56，则应力相似比为ασ=1∶384，时间比为αt=1∶24。图2为相似材料模型试验初始形态及观测点布设。

图2　相似材料模型试验初始形态及观测点布设

3.2相似材料配比

相似材料模型基岩以河沙为骨料，以碳酸钙和石膏为胶结材料；松散层由散砂、少量胶结物和锯末配比而成，采用窄条薄木板模拟充填开采，表1为相似材料模型试验几何参数与配比参数[9-10]。

表1　相似材料模型试验几何与配比参数

3.3模型开采

煤层开采顺序为9煤、12煤，其中9煤平均采深705m，采厚2.8m，采用协调式跳采全采技术，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，跳采面宽60m，全采面宽80m；12煤平均采深745m，采厚1.9m，采用“采-充-留”协调式单侧充填开采方法，共3组“采-充-留”工作面，工作面名称分别为1121e-1C(充填面)，1121e-1(采面)，1121e-2C，1121e-2，1121e-3C，1121e-3，开采顺序为1121e-1C，1121e-2C，1121e-1，1121e-3C，1121e-2，1121e-3，充填面90m，开采面80m，留设煤柱60m，各煤层工作面布置见图3。

3.4模型观测

模型沿岩层层面(与煤层平行)布置6条观测线，沿地表布设1条观测线，沿基岩面布设1条观测线，沿岩层面法向方向布设3条观测线，地表水平测线测点间距为50mm，岩层层面测线测点间距为60mm，共273个观测点(包含模型架上4个控制点)，测点布设图如图2所示。采用全站仪观测法，4个控制点必须两两处于同一铅垂线和同一水平高度上，观测位移的精度为m<±0.2mm[11]。

图3　模型试验工作面开采布置

4模型试验结果分析

图4　9煤和12煤开采地表移动变形曲线

图4和图5分别为9煤和12煤开采后地表和基岩面移动变形曲线。

图5　9煤和12煤开采基岩面移动变形曲线

4.19煤采动影响分析

4.1.1地表移动变形规律分析

由图4分析可知，9煤跳采后，对地表采动影响较小，全采后地表移动变形急剧增大。9煤全采后下沉曲线整体光滑平缓，近似对称分布，最大下沉点偏向下山方向。地表最大下沉值为1691mm，位于A28-A31，下沉盆地出现平底，下沉系数q=0.64。上山移动角约56.1°，下山移动角约50.2°。水平移动曲线近似呈反对称分布，最大值位于煤柱边界附近。倾斜曲线呈近似轴对称，与水平变形曲线形态特征类似。下山一侧最大倾斜值为5.9mm/m，上山一侧最大倾斜值为5.1mm/m。

4.1.2基岩面移动变形规律分析

由图5可知，9煤全采后基岩面下沉整体近似对称分布，曲线平缓光滑，最大下沉点B15略偏向下山方向，下沉值为1781mm。基岩面水平移动曲线与地表水平移动曲线分布特征相似。离采空区越近，覆岩移动量越大，破坏越严重，影响范围越小；离采空区越远，覆岩移动量越小，破坏越轻微，影响范围越大，岩层主要沿着岩层法线偏向上山方向一侧。

4.29煤和12煤采动影响分析

由图4分析可知：在9煤开采的基础上，12煤采用“采-充-留”协调式单侧充填开采技术。12煤开采后地表最大下沉值为288mm，下沉系数为q=0.16。下山一侧最大水平移动为300mm，上山一侧最大水平移动为480mm。基岩面下沉值为308mm，下山一侧最大水平移动为360mm/m，上山一侧最大水平移动为420mm/m。

重复采动后地表移动变形分布格局没有发生太大变化，最大下沉区域为A28-A31，受重复采动影响，最大下沉值增大为1979mm；水平移动略微增大，下山一侧最大值为1980mm，上山一侧最大值为1890mm；影响范围几乎不变，上山综合移动角约56.1°，下山综合移动角约50.2°。

4.3覆岩破坏规律与控制机理

4.3.1协调式跳采全采覆岩破坏规律

图6为9煤跳采全采后覆岩垮落形态。分析图6可知：协调式跳采后，上覆岩层无明显破坏，地表基本不受影响。协调式跳采全采后，梯形垮落带逐渐向前和向上发展，靠近采空区上方岩石破碎，整体下沉，上方整体保持原有层次，裂缝带法向发育高度约90m，是采厚的32.1倍。上山方向垮落角约66°，下山方向垮落角约60°。

图6　9煤跳采全采覆岩垮落形态

4.3.2“采-充-留”协调式充填开采覆岩破坏特征与控制机理

图7为12煤各工作面按“采-充-留”技术开采后覆岩垮落破坏形态。由图7可知：1121e-1C和1121e-2C充填面开采后，上覆岩层弯曲，保持层状，充填材料被压实(图7(a))。1121e-1开采面开采后，直接顶弯曲断裂，垮落带上方发生离层和歪曲，裂缝带法向发育高度约12m，是采厚的6.3倍。两侧充填面和煤柱被进一步压实(图7(b))。1121e-3C充填面开采后，上覆岩层离层弯曲，充填材料被压实(图7(c))。1121e-2和1121e-3工作面开采后，直接顶弯曲断裂，垮落带上方发生离层和歪曲，裂缝带法向发育高度约12m，两侧充填面和煤柱被进一步压实(图7(d))。

图7　12煤采充留技术开采覆岩垮落形态

由上述分析可知，12煤采用“采-充-留”协调式单侧充填开采技术，形成充填体与煤柱的联合支撑体系，共同支撑顶底板压力，并向煤(岩)体和顶底板围岩提供一定的抵抗力，从而有效地减缓煤柱的应力集中现象。充填体与煤柱形成的联合支撑体能够隔离两侧采空区对上覆岩层的破坏，使工作面上方各自形成单独的采动影响区域，破坏范围有限，从而有效地抑制了垮落区沿岩层法向方向向上发展，从而减缓了上覆岩层的移动变形，对地表移动变形起到良好的控制作用。

5结论

(1)“采-充-留”协调式岩层控制技术有效地减小了地表下沉系数。9煤跳采全采后地表下沉系数为0.64，12煤采用“采-充-留”协调式单侧充填开采技术，地表下沉系数为0.16。重复采动后地表移动变形分布格局没有发生太大变化，影响范围几乎不变，上山综合移动角约56.1°，下山综合移动角约50.2°。

(2)采用跳采全采后上覆岩层裂缝带法向发育高度是采厚的32.1倍，而“采-充-留”协调式开采岩层裂缝带法向发育高度是采厚的6.3倍。上山方向垮落角度约为66°，下山方向垮落角度约为60°。

(3)相似材料模型试验结果表明，充填体与煤柱形成的联合支撑体能够对上覆岩层破坏起到隔离和支撑作用，在很大程度上减小地表移动变形，起到了良好的岩层控制作用，进一步验证了该技术用于“三下”采煤的可靠性。

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[责任编辑：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

[基金项目]国家自然科学基金资助项目(51404272)

[作者简介]阎跃观(1981-)，男，山西太原人，讲师，博士，从事开采沉陷、大地测量、变形监测等方面的研究。

[中图分类号]TD823.7

[文献标识码]A

[文章编号]1006-6225(2016)02-0064-05

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

[引用格式]阎跃观，郭思聪，刘吉波，等.基于“采-充-留”技术的岩层控制效果和机理研究[J].煤矿开采，2016，21(2)：64-68，21.