薄基岩厚松散层下充填保水开采安全性分析
2017-02-21郭文兵杨达明白二虎
郭文兵,杨达明,谭 毅 ,白二虎
(1.河南理工大学 能源科学与工程学院,河南 焦作 454000;2.煤炭安全生产河南省协同创新中心,河南 焦作 454000)
薄基岩厚松散层下充填保水开采安全性分析
郭文兵1,2,杨达明1,谭 毅1,白二虎1
(1.河南理工大学 能源科学与工程学院,河南 焦作 454000;2.煤炭安全生产河南省协同创新中心,河南 焦作 454000)
为研究薄基岩厚松散层下充填开采安全性,选择五沟煤矿CT101充填工作面为研究对象,通过理论分析、数值模拟和钻孔探测,对CT101充填工作面隔水关键层稳定性进行了分析,揭示薄基岩厚松散层下充填开采覆岩裂隙高度(深度)及其变化规律,并对开采安全性进了分析。结果表明:采高3.5 m,矸石充填率为85%时,关键层未破断,隔水关键层保持完整;下行裂隙多分布在工作面两端,且具有弥合性,随工作面推进周期性增大、减小,实测下行裂隙深5.5 m,上行裂隙高6.41~11.85 m,剩余隔水层组厚度为17.38~23.97 m,工作面可实现安全回采,为类似采矿地质条件下开采安全性分析提供了借鉴。
厚松散层;保水开采;充填采煤;覆岩裂隙;钻孔探测
随着我国煤炭资源的不断开采,“三下”(建筑物、水体、铁路下)压煤量所占比例越来越大,解放“三下”压煤,延长矿井服务年限已成为“三下”压煤矿区亟需解决的问题。“三下”采煤中水体下采煤对矿井的安全生产威胁最大,若采用疏干(降)方法对水体进行处理会破坏地下水资源,污染地下水体[1]。钱鸣高、缪协兴等从绿色开采的要求出发,构建了保水开采技术体系[2],保水开采成为解放水体下压煤,同时保护水体的一项重要开采措施。近年来我国学者对保水开采进行了大量的理论和实践研究,水体下采煤是否需要采取保水开采措施,取决于导水裂隙带能否波及到水体,部分学者通过采用钻孔探测、模拟试验和关键层理论研究对导水裂隙带发育高度和裂隙发育规律[3-5],为保水开采提供了技术依据,黄庆享通过陕北浅埋煤层保水开采的模拟研究和采动损害实测,揭示导水裂隙主要由上行裂隙和下行裂隙构成,采动裂隙带的导通性决定着覆岩隔水层的隔水性[6],提出了隔水层下行裂隙弥合性[7],并且进一步提出了柔性条带充填保水开采方法,建立了条带充填隔水层稳定性判据[8-9],奠定了保水开采隔水层安全的理论基础。
同样地质条件下,充填开采通过外来材料充填采空区,减少了采出空间,其导水裂隙带高度较全部垮落法采煤明显减小,充填开采已成为保水开采的重要技术措施[8-9];中国矿业大学研发了固体充填采煤技术与成套装备,建立了固体充填采煤岩层移动及地表沉陷控制理论与方法[10-14]。本文以五沟煤矿CT101充填工作面为研究对象,通过理论分析、数值模拟和钻孔探测对隔水层稳定性进行分析,对薄基岩厚松散含水层下充填保水开采安全性进行研究。
1 地质采矿条件
皖北煤电集团五沟煤矿10号煤层为主采煤层,CT101工作面位于南一采区,工作面宽100 m,长约587 m,沿走向布置。由该工作面附近的钻孔资料得到煤层厚度平均3.5 m,工作面煤层倾角2°~10°,平均6°;基岩厚度约43 m,松散层和土层厚度约230 m。根据矿井钻孔揭露的地层情况,10号煤层上部存在4个松散含水层。受第3隔水层的阻挡,松散层第1、第2、第3含水层与第4含水层和基岩不发生水力联系,松散层下部第4含水层主要由砾石、砂砾、黏土砾石、砂层及黏土质砂层等组成,属中等富水性含水层,直接覆盖于基岩之上,可通过采动裂隙涌入工作面;松散层内各含(隔)水层岩性、厚度、位置情况如图1所示。由于基岩较薄,全部垮落法开采会破坏松散含水层,导致地下水位下降,且威胁回采安全[15],因此采用矸石充填开采。矸石充填采煤中充填矸石通过井下运输系统输送至悬挂在充填采煤液压支架后顶梁的刮板式充填开采输送机上,再由卸料孔将矸石充填入采空区,最后采用夯实机进行夯实,通过控制矸石充填量控制充填率,该CT101工作面充填率为85%。通过对工作面覆岩的力学指标试验,得到工作面岩层参数见表1。
图1 松散层内各含(隔)水层情况
2 隔水层稳定性理论分析
保水开采中隔水关键层定义为:假设煤层上部含水层在结构关键层的上方,或煤层下部含水层在结构关键层的下方,如果结构关键层采动后不破断,则结构关键层可起到隔水作用,同时就是隔水关键层;如果结构关键层采动后会发生破断,但破断裂隙被软弱岩层所充填,不形成渗流突水通道,则结构关键层与软弱岩层组合形成复合隔水关键层[16]。因此,若判断隔水关键层的稳定性,需先确定结构关键层的位置及其采动后的稳定性。
基于关键层理论,提出固体充填开采结构关键层稳定性判定方法,步骤如下:
① 确定采场上方的结构关键层位置。
② 根据采厚、采出率等参数计算等价采高。
表1 工作面岩层参数
Table 1 Parameters of mining strata
序号岩层名称层厚/m埋深/m密度/(kg·m-3)抗压强度/MPa抗拉强度/MPa弹性模量/GPa黏聚力/MPa泊松比内摩擦角/(°)11泥岩3.95270.70240317.051.611.34.200.322310粉砂岩10.43281.13241025.903.431.08.500.22409细砂岩0.63281.76248426.471.36.64.790.12358粉砂岩5.07286.83241025.903.431.08.500.22407泥岩8.71295.54240317.051.611.34.200.32236粉砂岩2.89298.43241025.903.431.02.480.22405中粒砂岩1.27299.70255065.051.333.02.340.25264泥岩5.10304.80240317.051.611.34.200.3223310号煤层3.50308.3014103.500.615.02.290.35322泥岩0.65308.95245517.051.622.01.650.32231细砂岩1.36310.31248426.471.36.64.790.2235
充填高度为
式中,φ为充填率,%;M为煤厚,m。
采用充填体的孔隙比表示压实度,得到充填体压实后产生的压缩量[17]为
式中,S1为充填体压实所产生的压缩量,m;e为矸石充填体压实后的孔隙比。
充填体压实稳定后高度为
等价采高Me为
③ 由煤层与结构关键层之间岩层厚度和残余碎胀系数确定覆岩垮落后关键层下部是否存在空顶,即式(5)是否成立。
④ 若式(5)不成立,说明结构关键层下部存在空顶,结合工作面尺寸确定结构关键层是否会出现破断[3],即
式中,a为工作面宽度;α为覆岩的断裂角;Hl为结构关键层的厚度;Rt为结构关键层的抗拉强度;q为结构关键层承载。
若式(6)成立,认为结构关键层受回采范围影响会发生断裂,反之则认为结构关键层不受回采影响,此时导水裂隙带发育至关键层底部。由以上分析过程可知:等价采高是充填开采结构关键层破断与否的决定因素,可通过提高固体充填体的充填率及压实度控制结构关键层的变形破坏。
3 隔水层稳定性数值分析
相关学者采用UDEC软件进行离散元数值模拟计算,并以单元拉伸破坏作为覆岩裂隙(带)的判定标准对覆岩裂隙(带)进行了分析[19]。本次数值模拟以五沟煤矿CT101工作面钻孔柱状图为基础,根据地质力学评价分析岩体强度的各个参数与实验室测的岩块强度参数之间的转换关系,将相似岩性岩层进行合并,从下到上确定了8个岩层,各岩层物理力学参数见表1,充填矸石力学参数见表2。
模型水平方向210 m,垂直方向51.5 m,开挖150 m,开挖步距30 m,两侧各留30 m煤柱,充填率85%;模型两侧边界为水平方向的滑动铰支约束,下部边界为固支约束,根据对工作面地质资料分析,为提高运算效率,模拟至基岩顶部,材料模型选用Mohr-Coulumb模型。模拟得到CT101工作面覆岩塑性破坏区分布,如图2所示。
表2 充填体力学参数
Table 2 Parameters of backfilling mechanics
压实度初始孔隙比e0密度/(kg·m-3)抗压强度/MPa抗拉强度/MPa弹性模量/GPa黏聚力/MPa泊松比内摩擦角/(°)0.60.6126013.00.3800.2520.500.3520
模型中结构关键层位置为22.5~31.5 m,工作面推进30 m,下行裂隙发育深度为2.46 m,上行裂隙发育至结构关键层底部,高度为10.5 m,随着工作面继续推进,高度不再增加。当工作面推进60 m,下行裂隙发育深度为5.47 m;推进至90 m时,深度为6.16 m;推进至120 m时,深度为5.48 m;推进至150 m时,深度6.46 m。随着工作面开始推进,上行裂隙能较快达到最大高度且保持稳定;下行裂隙多分布在工作面两端位置,下行裂隙存在弥合性,呈现周期性增大和减小,深度为6.0 m左右,未发育至结构关键层,两裂隙未发生贯通,剩余隔水层厚度维持在21.5 m左右。
4 隔水层稳定性钻孔探测
煤层开采过程中,隔水层(岩组)内将产生自下而上发育的“上行裂隙带”和从隔水岩组上表面自上而下的“下行裂隙带”;上行裂隙指导水裂隙带,下行裂隙指隔水层上部的拉伸裂隙[6],如图3所示。如果上行裂隙带与下行裂隙带导通,隔水层失稳;反之,则隔水层稳定[8,20]。为确定采动覆岩裂隙高度,采用钻孔冲洗液漏失量法对CT101工作面的导水裂隙带高度进行探测,工作面上方分别布置补26、补27两个钻孔,补26钻孔深318.40 m,补27钻孔深311.28 m,只对基岩部分冲洗液漏失量进行观测。现场钻孔如图3所示,监测漏失量与钻孔深度的关系如图4所示,两探测钻孔“两带”高度观测记录见表3。
图3 钻孔布置
图4 漏失量变化曲线
表3 钻孔“两带”高度观测
两钻孔漏失量和深度变化总体趋势基本一致,孔深由272.62 m至278.12 m时,漏失量变小,其中补27变化更剧烈,说明基岩上部272.62~278.12 m为裂隙区,下行裂隙深度为5.5 m;通过对补26钻孔的现场探测,其煤层顶板位置为307.35 m,导水裂隙带顶点位置为295.5 m,高度11.85 m;补27钻孔煤层顶板位置为308.5 m,导水裂隙带顶点位置为302.09 m,高度6.41 m,导水裂隙带未发育至关键层。
5 开采安全性分析
根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》,稳定隔水层厚度为3~5倍(此处取5倍)采高时,可认为工程上稳定,安全隔水层厚度Hb=5Me=5×0.773 m=3.865 m。通过数值模拟与钻孔探测法对CT101工作面稳定隔水层厚度进行分析,具体结果见表4。
表4 隔水层稳定性分析
Table 4 “Two zones” height analysis table
序号类别下行裂隙深度/m上行裂隙高度/m剩余有效隔水层组厚度/m1数值模拟约6.010.5021.502钻孔探测补265.511.8517.38补275.56.4123.97
综上分析,CT101工作面回采后,关键层未发生破断,隔水关键层结构完整;数值模拟得到的下行及上行裂隙深度(高度)与实测值基本吻合,剩余有效隔水层组厚度[8-9]大于安全隔水层厚度,可实现安全保水回采。
6 结 论
(1)采用关键层理论对五沟煤矿CT101工作面上覆隔水关键层稳定进行分析,工作面回采后,关键层未破断,隔水关键层结构完整。
(2)通过数值模拟和钻孔探测对CT101工作面采动裂隙发育程度进行分析;实测下行裂隙深度为5.5 m,上行裂隙高度为6.41~11.85 m,剩余有效隔水层组厚度为17.38~23.97 m,可实现安全回采。
(3)采用理论分析、数值模拟和钻孔探测对CT101工作面充填保水开采安全性进行分析,为薄基岩厚松散层下充填保水开采安全性研究提供了数据和借鉴。
[1] 钱鸣高,许家林,缪协兴.煤矿绿色采矿技术[J].中国矿业大学学报,2003,33(4):5-10. Qian Minggao,Xu Jialin,Miao Xiexing.Green technique in coal mining[J].Journal of China University of Mining & Technology,2003,33(4):5-10.
[2] 许家林,钱鸣高.绿色开采的理念与技术框架[J].科技导报,2007,25(7):61-65. Xu Jialin,Qian Minggao.Concept of green mining and its technical framework[J].Science and Technology Review,2007,25(7):61-65.
[3] 王志强,李鹏飞,王磊,等.再论采场“三带”的划分方法及工程应用[J].煤炭学报,2013,38(2):287-293. Wang Zhiqiang,Li Pengfei,Wang Lei,et al.Method of division and engineering use of “three band” in the stope again[J].Journal of China Coal Society,2013,38(2):287-293.
[4] 马立强,张东升,乔京利,等.浅埋煤层采动覆岩导水通道分布特征试验研究[J].辽宁工程技术大学学报(自然科学版),2008,27(5):649-652. Ma Liqiang,Zhang Dongsheng,Qiao Jingli,et al.Physical simulation of water crack distribution characteristics in overlying strata under coal mining conditions[J].Journal of Liaoning Technical University(Natural Science Edition),2008,27(5):649-652.
[5] 马立强,张东升,董正筑.隔水层裂隙演变机理与过程研究[J].采矿与安全工程学报,2011,28(3):340-344. Ma Liqiang,Zhang Dongsheng,Dong Zhengzhu.Evolution mechanism and process of aquiclude fissures[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2011,28(3):340-344.
[6] 黄庆享.浅埋煤层覆岩隔水性与保水开采分类[J].岩石力学与工程学报,2010,29(S2):3622-3627. Huang Qingxiang.Impermeability of overburden rock in shallow buried coal seam and classification of water conservation mining[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2010,29(S2):3622-3627.
[7] 黄庆享,蔚保宁,张文忠.浅埋煤层黏土隔水层下行裂隙弥合研究[J].采矿与安全工程学报,2010,27(1):35-39. Huang Qingxiang,Wei Baoning,Zhang Wenzhong.Study of downward crack closing of clay aquiclude in shallow-buried coal seam[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2010,27(1):35-39.
[8] 黄庆享,张文忠.浅埋煤层条带充填隔水岩组力学模型分析[J].煤炭学报,2015,40(5):973-978. Huang Qingxiang,Zhang Wenzhong.Mechanical model of water resisting strata group in shallow seam strip-filling[J].Journal of China Coal Society,2015,40(5):973-978.
[9] 黄庆享,张文忠.浅埋煤层条带充填保水开采岩层控制[M].北京:科学出版社,2014. Huang Qingxiang,Zhang Wenzhong.Strata control in shallow seam strip filling water preserved mining[M].Beijing:Science Press,2014.
[10] 安百富,张吉雄,李猛,等.充填回收房式煤柱采场煤柱稳定性分析[J].采矿与安全工程学报,2016,33(2):238-244. An Baifu,Zhang Jixiong,Li Meng,et al.Stability of pillars in backfilling mining working face to recover room mining stand pillars[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2016,33(2):238-244.
[11] 黄艳利,张吉雄,张强,等.充填体压实率对综合机械化固体充填采煤岩层移动控制作用分析[J].采矿与安全工程学报,2012,29(2):162-168. Huang Yanli,Zhang Jixiong,Zhang Qiang,et al.Strata movement control due to bulk factor of backfilling body in fully mechanized backfilling mining face[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2012,29(2):162-168.
[12] 刘展,张吉雄,巨峰.固体充填采煤物料垂直投放缓冲装置振动和冲击分析[J].采矿与安全工程学报,2014,31(2):310-315. Liu Zhan,Zhang Jixiong,Ju Feng.Vibration and impact analysis of buffer device of vertical material feeding system in solid backfilling coal mining[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2014,31(2):310-315.
[13] 张吉雄,姜海强,缪协兴,等.密实充填采煤沿空留巷巷旁支护体合理宽度研究[J].采矿与安全工程学报,2013,30(2):159-165. Zhang Jixiong,Jiang Haiqiang,Miao Xiexing,et al.The rational width of the support body of gob-side entry in fully mechanized backfill mining[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2013,30(2):159-165.
[14] 邓雪杰,张吉雄,周楠,等.特厚煤层长壁巷式胶结充填开采技术研究与应用[J].采矿与安全工程学报,2014,31(6):857-963. Deng Xuejie,Zhang Jixiong,Zhou Nan,et al.The research and application of longwall-roadway cemented backfilling mining technology in extra-thick coal seam[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2014,31(6):857-963.
[15] 王双明,黄庆享,范立民,等.生态脆弱矿区含(隔)水层特征及保水开采分区研究[J].煤炭学报,2010,35(1):7-14. Wang Shuangming,Huang Qingxiang,Fan Limin,et al.Stuty on overburden aquclude and water protection mining regionazation in the ecological fragile mining area[J].Journal of China Coal Society,2010,35(1):7-14.
[16] 缪协兴,陈荣华,白海波.保水开采隔水关键层的基本概念及力学分析[J].煤炭学报,2007,32(6):561-564. Miao Xiexing,Chen Ronghua,Bai Haibo.Fundamental concepts and mechanical analysis of water-resisting key strata in water-preserved mining[J].Journal of China Coal Society,2007,32(6):561-564.
[17] 余伟健,王卫军.矸石充填整体置换“三下”煤柱引起的岩层移动与二次稳定理论[J].岩石力学与工程学报,2011,30(1):105-112. Yu Weijian,Wang Weijun.Strata movement induced by coal-pillar under three circumstances exchanged by gangue backfill and quadratic stability law[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2011,30(1):105-112.
[18] 钱鸣高,石平五,许家林.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学,2010:65-99. Qian Minggao,Shi Pingwu,Xu Jialin.Mining pressure and strata control [M].Xuzhou:China University of Mining and Technology Press,2010:65-99.
[19] 徐平,周跃进,张敏霞,等.厚松散层薄基岩充填开采覆岩裂隙发育分析[J].采矿与安全工程学报,2015,32(4):617-682. Xu Ping,Zhou Yueping,Zhang Minxia,et al.Fracture development of overlying strata by backfill mining under thick alluvium and thin bedrock[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2015,32(4):617-682.
[20] 黄庆享.浅埋煤层覆岩隔水性与保水开采分类[J].岩石力学与工程学报,2010,29(S2):3622-3627. Huang Qingxiang.Impermeability of overburden rock in shallow buried coal seam and classification of water conservation mining[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2010,29(S2):3622-3627.
Study on safety of overlying strata by backfilling in water-preserved mining under thick alluvium and thin bedrock
GUO Wen-bing1,2,YANG Da-ming1,TAN Yi1,BAI Er-hu1
(1.SchoolofEnergyScienceandEngineering,HenanPolytechnicUniversity,Jiaozuo454000,China;2.SynergismInnovativeCenterofCoalSafetyProductioninHenanProvince,Jiaozuo454000,China)
To study the safety of overlying strata by backfilling in the water preserved mining under thick alluvium and thin bedrock,the CT101 coal mining face of Wugou Colliery was chosen as the research site.By employing theoretical analysis,numerical simulation and drilling detection to analyze the stability of water-resisting key strata,revealing the destruction rule of overlying strata in working face mining with filling,and analyze the safety of mining.The results show that water-resisting key strata remains stable when the thickness of coal seam is 6 m and filling rate is 85%;the downward cracks with bridging are distributed mainly over both the ends of working face.As the working face advancing,downward crack depth periodically increases and decreases.The depth of downward crack is 5.5 m,and the height of upward crack is 6.41-11.85 m,the thickness of the aquifuge is 17.38-23.97 m,working face can be mined safely.The study provides a reference for the safety analysis on mining under similar mining conditions.
thick alluvium;water-preserved mining;mining with backfilling;mining-induced fractures;drilling detection
10.13225/j.cnki.jccs.2016.5018
2016-09-26
2016-10-28责任编辑:许书阁
国家自然科学基金资助项目(51374092);国家自然科学基金重点资助项目(U1261206)
郭文兵(1969—),男,河南商丘人,教授,博士生导师。Tel:0391-3987902,E-mail:guowb@hpu.edu.com
TD823
A
0253-9993(2017)01-0106-06
郭文兵,杨达明,谭毅,等.薄基岩厚松散层下充填保水开采安全性分析[J].煤炭学报,2017,42(1):106-111.
Guo Wenbing,Yang Daming,Tan Yi,et al.Study on safety of overlying strata by backfilling in water-preserved mining under thick alluvium and thin bedrock[J].Journal of China Coal Society,2017,42(1):106-111.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2016.5018