煤矿井下石充填开采模式的研究

煤矿井下石充填开采模式的研究

1无煤柱绿色开采模式的技术内涵采矿业的发展是中国能源安全保障体系建设的重点。目前，中国的煤炭结构占60%以上。因此研究煤炭开采过程中,贯彻人类生存和可持续发展战略,实现“节能减排”、高效安全生产和控制相关环境灾害是当前的紧迫任务。建立在最充分的利用地球资源,最大限度的控制和保护人类生存环境的可持续发展理论和循环经济思想基础上的无煤柱绿色安全开采模式的主要技术内涵包括:①采用以井下矸石为主体的高强度材料充填护巷,控制瓦斯、冲击地压等重大事故灾害,实现无煤柱安全高效开采;②采用以井下矸石为主体的高强度材料充填采空区,实现无煤柱控制地表沉陷和相关环境灾害;③采用凝石技术,实现井下矸石等伴生资源与电厂粉煤灰等高能工程废弃物的组合,生成高强度充填材料,实现矿井工程废弃物资源化、节能减排、消除环境污染等目标,为矿井循环经济模式和园区建设做出贡献。1.1安全高效开采和黑柱填充技术的组成和组成(1)采空区“沿空留巷”和“沿空留巷”方案无煤柱护巷开采方案包括图1所示在稳定的“内应力场”中滞后回采工作面送巷,用巷旁充填隔绝采空区的“沿空送巷”方案和图2所示保留原工作面运输巷,用巷旁充填隔绝采空区的“沿空留巷”方案。相应的技术装备体系包括充填材料制备技术及充填泵送装备,柔性锚杆支护技术及装备,卧底掘进机械机及临时支护等。(2)充填条带充填采空区及地表沉陷包括采空区卧底采集矸石,按照控制工作面推进波及的裂断拱内岩层质量要求的支承强度构筑充填条带充填采空区控制岩层沉陷方案,以及图3所示与地表钻孔高压注浆控制离层相结合的控制地表沉陷方案。1.2煤巷开采方案(1)最大限度的减少煤炭开采损失,包括原煤柱护巷的煤柱损失及“三下”开采的煤柱损失,把煤炭生产过程中的伴生物(岩石、高岭土、油母页岩)和其它工程废弃物通过“凝石”技术合成充填材料,最大限度的利用地球资源。(2)最大限度的控制瓦斯、冲击地压、火灾等重大事故,包括原煤柱护巷开采方案在构造应力场及采动应力场的高应力区、护巷煤柱自燃发火引发的火灾及瓦斯爆炸等重大事故,为井下超前抽放接续工作面瓦斯及现采工作面采空区瓦斯创造条件。(3)降低煤巷掘进和维护费用(特别是在高应力区掘进和维护巷道期间采用高强度支护多次返修的高昂费用)以及高应力区掘进、维护巷道造成的顶板事故。(4)控制开采环境灾害,包括工程废弃物资源化后实现无污染矿井建设目标及工程伴生资源和废弃物合成充填材料控制沉陷灾害等。2无煤柱开采方案应力场问题探讨巷旁充填留巷开始是从减少巷道的掘进维护工作量出发,没有明确和突出重大事故控制的目标。工程实践首先在20世纪60年代英国、德国开始。我国20世纪70年代引进使用,都因“高水材料”成本过高、强度和耐久性不足、充填工艺落后,特别是没有掌握矿山压力规律,不能从根本上扭转巷道维护困难的局面而没有得到推广。进入21世纪,从20世纪90年代瓦斯事故多发、安全威胁严重的阴影中走出来,成为全国煤矿安全生产的典范的“淮南煤业集团”,坚持技术创新,在实现充填材料更新、充填工艺及装备机械化的基础上,成功的采用沿空留巷,实现了煤与瓦斯共采。在较好解决了回采工作面推进上隅角瓦斯积聚以及在高应力区掘巷引发的瓦斯突出和瓦斯爆炸事故的同时,把沿空留巷无煤柱开采推进到了一个新的发展阶段。当前存在的主要问题是没有完全掌握采场推进过程中上覆岩层运动和支承压力发展变化的规律,特别是没有认识到充填体不可能完全承担支承压力高峰实施转移过程和采场上覆岩层(裂断拱内岩层)沉降过程中的强大压力。其结果往往是在充填宽度很大(3～5m)、充填成本很高的情况下,出现严重的巷道底臌(这是巷道底板岩层在两帮强大的支承压力作用下屈曲破坏的结果),整修巷道工作量大,工艺复杂,影响生产,甚至“Y”型通风系统遭到严重破坏;而当充填材料宽度小、强度不足时,巷旁充填体将在上覆岩层沉降压力作用下迅速破坏,失去支承能力,出现采空区透风,引发采空区火灾和瓦斯爆炸事故。沿空掘巷无煤柱开采方案从减少煤柱损失的需求和采用放顶煤开采开始,在掌握了两个应力场的理论和采掘工作面正确的时空关系指导下逐步完善,目前已进入全面推广应用的阶段。目前存在的问题仍然是一些矿井没有掌握两个应力场理论,特别是在不清楚“内应力场”范围和现场确定方法,不了解煤壁受压破坏发展过程与上覆岩层的运动关系,以及采掘工作面推进时空关系选择不当等决策失误造成巷道难以维护、通风不畅的局面。煤柱受压破坏引起的采空区透风问题没有得到根本解决,煤柱自燃和瓦斯爆炸事故时有发生。实践证明,无煤柱开采方案实践可有效地控制瓦斯爆炸、冲击地压等相关事故的发生。通过对岩层运动和矿山压力发展变化规律的研究,正确的进行巷道矿压控制设计以及解决好巷道掘进和维护期间采空区透风问题,完全能够控制原煤柱护巷方案产生的重大事故。3采场应对重大灾害的能力研究针对煤炭高效安全开采,特别是重大事故预测和控制需要在广大现场工程实践基础上,逐步发展和完善的“实用矿山压力控制”理论研究的相关成果,特别是采场推进上覆岩层运动和应力场应力大小分布发展变化规律的研究,以及以此为基础的用于指导事故灾害预测和控制决策的采场结构模型建设研究,为无煤柱安全高效开采优化设计和实施奠定了理论基础。涉及无煤柱充填开采模式优化设计和有效实施的工程理论基础包括以下3个部分。3.1采场结构力学模型采场是煤柱采场支护的基础条(1)以重大事故和环境灾害控制为目标的采场覆岩运动及支承压力发展变化规律的研究,及以此为基础的采场结构模型建设的相关研究成果,充分的论证了无煤柱充填开采模式推广应用的重要意义。采场推进实现垮落的岩层和保持向煤壁前方传递作用力联系的裂断岩梁(传递岩梁)运动和相关的支承压力分布发展规律(图4):包括推进至工作面长度(L0)时,裂断岩梁发展到最上部(最大裂断拱高)时的第一次来压阶段和保持相对稳定的拱高,所有岩梁进入周期性裂断的正常推进阶段。达到工作面长度时,沿工作面长度方向切割揭示的裂断拱内岩层和两侧煤壁上的支承压力分布状况如图5所示。(2)采场结构模型建设与相关事故发生原因、条件及事故有效控制相互关系的研究成果。采场巷道推进产生的促使围岩向已采空间运动的矿山压力及其显现是煤矿顶板、瓦斯、冲击地压等重大事故的根源。研究不同采动条件下矿山压力大小、分布及覆岩运动破坏的规律,包括受采动影响运动和破坏的岩层范围和受采动影响重新分布的应力场范围及其应力大小分布的特征,以及他们在形成和发展过程与相关事故和环境灾害间的关系,是煤矿重大事故和环境灾害控制的基础。把描述不同开采深度和覆岩情况等既定条件的煤层,在不同采动条件(包括采高、工作面长度及开采程序等)下覆岩运动破坏和矿山压力大小、分布及其随采场推进发展规律的模型定义为“采场结构力学模型”。针对具体煤层条件和采动条件(包括工作面长度、采高和开采程序等),科学正确的建立起该结构模型和确定相关结构参数,是实现该工作面推进过程中事故、环境灾害控制、相邻采场回采巷道掘进准备、回采推进过程中的事故和环境灾害控制的基础。图6为近水平煤层当工作面推进到工作面长度后采场进入正常推进阶段平行工作面切割的采场结构力学模型。显然,如果该工作面长度条件下形成的破坏拱沟通上部含水层,采场透水事故即不可避免。同样,如果上部存在有高含瓦斯的煤层或者着火的煤层与之沟通,采场推进过程中就有发生瓦斯和火灾等重大事故的可能性。图6中1、2、3为该工作面的相邻接续采场回风巷道可能的位置。显然,如果巷道选择在煤层已经破坏的“内应力场”中,即图6中1的位置,而且是在涉及内应力场受力大小的破坏拱内岩层完全稳定之后开掘,则冲击地压、瓦斯爆炸和瓦斯突出等重大事故就可以避免。该巷道支护需要考虑控制的岩层,仅仅是采空区已经垮落的部分(即直接顶),因此支护受力很小,维护也比较容易;相反,如果该巷道开掘在采场应力高峰的部位,即图6中2的位置,在煤层存在瓦斯突出、冲击地压倾向的条件下,不采取特殊解危措施,则相关重大事故将不可避免,在该位置开掘巷道,其变形破坏如果将波及到下部承压水源的断层破坏区,底板突水事故即有可能发生。显然,在高应力区开掘和维护的巷道,即使开掘的时间在上部采场稳定之后都会是困难的。接续工作面推进时叠加的支承压力将达到难以承受的限度,巷道维护将极其困难。由图7可知,在采用煤柱护巷条件下,回采工作面推进产生冲击地压、瓦斯突出事故时,用煤柱保护的风巷(图7中位置1)破坏范围要比机巷(图7中位置3)大得多。此时在预留同样煤柱宽度的位置3掘进下区段回风巷引起相关的事故将不可避免。相反,如果采用在图7中位置4实施在稳定内应力场中送巷,则上述事故灾害即可完全避免。在有冲击地压和煤层突出危险的工作面发生的相关事故与覆岩运动和应力场分布发展间的关系如图8所示,即工作面推进至接近工作面长度L0时,“内应力场”未产生前事故发生的可能性很大,由于进入正常推进的平稳阶段,有足够宽度的内应力场缓冲,工作面很难出现灾害性的事故。在生产现场针对具体煤层条件,建立用以预测和控制相关事故发生的采场结构模型,包括模型组成和相关结构参数的确定,一般有3个步骤:①应用理论模型,针对具体煤层地质和采动条件推断模型结构组成和相关结构参数,即理论推断阶段;②通过对“建模”的试采工作面的实测研究,校验理论模型和相关结构参数计算数学模型和所用岩石力学参数的正确性,即现场实测研究阶段;③在实测研究的基础上调整相关计算数学模型和相应的力学参数,完成适用于本煤层不同采深和不同条件下事故预测和控制决策的“采场结构模型”建设。3.2煤壁基层岩梁沉降稳定性分析采场两侧煤壁上承受的压力随工作面推进发展变化的规律如图9所示。其中工作面从推进开始至“a+b”处范围表达了该区间破坏前后,在采场支承压力作用下受力变化的过程。由此继续推进至工作面长度L0范围的压力曲线,则表达了已破坏的煤壁(即已形成的“内应力场”中)在裂断拱内岩层沉降运动作用下受力大小变化的过程。图中相关曲线分别表达了裂断拱内垮落矸石在裂断岩梁下沉压力作用下压实过程中,“内应力场”煤壁上承受的压力进入稳定的发展过程。显然,等到工作面推进至Lmax,即岩梁沉降稳定后开始沿空送巷并保持一定的滞后距离,巷道承受的压力将很小,不超过垮落的直接顶作用力。同样,如果采用沿空留巷方案,在工作面推进Lmax后再让巷旁充填材料承受压力,则要求充填材料阻抗力可以减少到足以抗衡垮落直接顶的作用即可。表达“内应力场”煤壁承受的垂直压力表达式为PSP=(A+Dn)−C(Si−SA)2式中,A为直接顶运动给煤层的压力,N,A=mZrZγ2ZS0;Dn=1S0∑inmiridi(ei+di);C=d1e1EmaxS0(Smax−SA),Emax=DnS0d1e1(Smax−SA);Si为基本顶下位岩梁的沉降值,mm;SA为下位岩梁开始触矸时的沉降值,mm;mZ为工作面直接顶厚度,m;rZ为直接顶密度,t/m3;S0为内应力场宽度,m;mi为岩层厚度,m;ri为岩层密度,t/m3;ei为基本顶岩梁触矸后的沉降量(即采空区碎胀矸石压缩量),mm;d1为下位岩梁裂断后端部块段垮度,m;e1为基本顶下位岩梁来压裂断中间段的跨度,m;Emax为冒落碎胀矸石最大压缩刚度,t/(mm·m2);Smax为下位岩梁进入稳定状态岩梁沉降值,mm。3.3采场初始平衡方程通过兖州矿业集团三号煤层不同工作面长度和开采深度条件下地表沉陷实测分析研究抽象建立的采动沉陷预测控制结构力学模型如图10所示。在既定工作面长度(L0)条件下的地表最大沉陷值wmax为wmax=y¯0+δ0+εp式中,y¯0为裂断拱两侧煤壁压缩量,m;δ0为裂断拱上部岩层最大挠曲沉陷值,m;εp为表土含水层水位下降后压缩沉陷值,m。上述公式近似计算可表示为y¯0=3QTSGSSQTS=(L0+2S+2Hcotθ)Hγp2式中,QTS为(参与)沉陷岩层面积,m2;GS为煤层抗压刚度,Pa;S为采场支承压力分布范围,m;H为开采深度,m;θ为沉陷岩层边界移动角,(°);γp为沉陷岩层平均密度,t/m3。既定工作面长度下,支承压力范围S分布如图11所示,模型由下列平衡方程表示,即S=HSb2+L0H2−L0mZ+L0−2C2(L02−mZ−m∗e)2H(0.5k+0.35)−H裂断拱上岩层挠曲沉陷值δ0可用下式近似计算,即δ0=C40an232{1[(H−Hb)−L0/2]2+H[(H−Hb)−L0/2]3}ap=γpE既定采深H和工作面L0条件下的沉陷范围Sb可表示为Sb=L0+2S+2Hcotθ当采用矸石巷旁充填时y¯0=0,此时地表最大沉陷值wmax为wmax=δ0+εp式中,C为基本顶平均周期来压步距,m;m*e为断裂带中最后一个基本顶岩梁的厚度,m;k为支承压力集中系数;E为岩层弹性模量,Pa。4巷道旁充填材料合理承载能力确定理论采用以井下矸石为主体的高强材料充填无煤柱开采模式,是我国煤矿在现代工程科学