煤矿采空区充填选择及可行性研究设计专题报告

煤矿采空区充填选择及可行性研究摘要 文章根据煤矿采空区当前的现实情况为出发点，提出了采空区充填的现实依据。但由于采空区的治理在国际上也属于难题，采空区的治理效果还不很理想，采空区的有效治理仍任重而道远。采用全部充填工艺时一般不会形成的采空区，因此推广应用该工艺，可以有效减轻采空区的治理压力。文章从点柱式膏体充填技术，覆岩离层注浆技术及采空区全部充填等不同角度对煤矿采空区的充填进行研究。关键字 点柱式 覆岩离层注浆 采空区 煤矸石 膏体1.1 概述1.1.1 采空区充填选择的背景及必要性近年来随着国民经济建设的飞速发展，国家对煤炭资源的需求量越来越大，各大矿区在不断提高煤炭产量的同时，“三下”压煤给矿区带来的采区工作面接续紧张，矿井服务年限缩短等问题已逐步显现，同时大规模的开采所造成的矿区土地塌陷、房屋损坏、煤矸石堆积成山、生态环境污染等一系列问题也成为制约矿区可持续发展的弊病以上问题的出现主要是由于煤炭开采引起上覆岩层移动和地表沉陷造成的。如何有效的控制岩层移动，减轻地表塌陷情况，为促成矿区社会效益、经济效益和生态环境效益的和谐统一，已成为目前急需解决的关键问题。煤炭是我国的主要能源。2008年，全国煤炭产量约27亿t，山西产量约63亿t左右。但随着煤炭的开采，煤矸石的排放量也在增大，煤矸石是煤炭开采和加工过程中排放出的废弃岩石，其主要有掘进巷道、选煤排出的煤矸石和露天采煤产生的剥离矸石，约占煤炭产量的15一20。如此大量的煤矸石排放与堆积不仅占用大量土地，而且煤矸石会自燃排放出的大量二氧化碳和烟尘还污染大气，煤矸石山还容易造成崩塌、滑坡，给人类安全带来危害。因此，在煤矿环境评价中对煤矸石引起的环境问题十分重视。与此同时我国又是煤炭消费大国，每年由此产生的粉煤灰大约19亿t，而且仍以每年800万t的排放量递增，粉煤灰对环境同样造成污染并占用耕地。解决村庄、建筑物下压煤问题，当然最好是搬迁村庄，但是搬迁村庄的难度越来越大，成本也越来越高，这就需要采取多种措施，从井下开采方面想办法。矸石充填技术无疑是解决这些问题的重要途径。我国很多煤矿由于开采年限长，开采深度比较大，开采深度超千米的矿井已有很多，并且煤矿平均每年以30m的速度向深部发展，地压问题、地温问题、通风问题越来越突出。有冲击地压倾向的矿井也有很多，严重影响煤矿的安全生产。虽然各单位都投入大量资金，上了许多监测监控设备，采取了多种治理和预防措施，也取得了明显成效，但都不是治本之策。煤矿开采越来越深，地压越来越大，冲击强度也会相应增强，这是无法改变的趋势。当前正在大力开展建设本质安全型矿井，那就必须要有治本的措施，必须探索和研究治本之策，采取有效手段掌握和控制顶板岩层的运动规律，减弱顶板岩层运动的冲击强度，从根本上防治冲击地压的危害，应当说实行充填方法是当前行之有效和比较迫切的选择。煤矿在开采过程中产生大量矸石，长年累月堆积在地面，既污染环境，又占压土地，历来是煤矿的标志性建筑。这些矸石山都不同程度的存在着自燃、坍塌、爆炸等不安全因素，有的矸石山周围还有许多建筑物和居民住宅，安全距离不符合安全距离要求。因此处理采空区，对矸石进行合理利用是一个任重而道远的任务。绿色开采技术是解决这一问题的关键，主要有以下几个方面的原因：（1）实行绿色开采是解放三下压煤的有效途径（2）绿色开采是安全生产的需要（3）实行绿色开采是改变煤矿形象、节能环保的需要（4）充填绿色开采需要政策扶持1.2 岩层移动及地表沉陷的控制方法1.2.1 覆岩离层带注浆充填技术覆岩离层带注浆充填技术对矿区的地质采矿条件具有一定的局限性，现场具体操作技术不够成熟，且减沉效果因具体条件不同而存在较大差异，地表变形情况难以预计和控制，具体的减沉效果也有待进一步论证。1.2.2 充填开采充填开采主要包括水砂充填、矸石充填、膏体充填等，其中水砂充填减沉效果较好，但由于充填难度高，工艺复杂，充填区域控制管理难度大，目前极少采用；矸石充填是实现煤矿绿色开采的关键技术之一，目前矸石充填的实践应用较为普遍，矸石充填巷采和矸石机械化充填工艺研究比较完善；煤矿膏体充填开采 是近年来新兴的研究课题，充填成本较高。1.2.3 部分开采部分开采方式主要包括条带开采和房柱式开采条带开采工作面较小，掘进工作量大，生产效率较低，相对增加了开采费用，此外资源采出率一般低于60 房柱式开采在美国、澳大利亚等国应用广泛，具有矿井开拓准备工程量小、出煤快、设备投资少、工作面搬迁灵活、煤柱受力均匀、减沉效果好等优点，但我国缺乏相应的开采机械设备，工艺水平不够完善，因此该方法并未在国内得到普及应用。1.3 充填方法的应用研究1.3.1 点柱式膏体充填现将房柱式开采与膏体充填开采方式相结合，提出点柱式膏体充填协调采煤法，采用膏体充填体置换保留煤柱，通过调整开采顺序，最终形成充填体与保留煤柱共存的点柱支撑体支撑上覆岩层的结构，如图1所示，以南北长东西宽，先掘东西两侧平巷的工作面对本法进行介绍1.3.2 采掘东西向煤巷。沟通工作面平巷，铺设充填管道首先，在工作面东西两平巷问采掘若干条联络煤巷，巷间留设煤柱，沟通东西两平巷的同时形成通风和输运回路巷宽一般为45 m，掘进同时进行支护；巷间煤柱宽由膏体充填体强度和工作面地质采矿条件确定巷道掘成后，沿各煤巷铺设膏体充填管道，在预先设计的似条采开切位置铺设液压转换阀，便于多头同时进行膏体充填作业。1.3.3 “采一封一充”协调作业，形成膏体充填体与煤柱混合条带支撑体充填管道铺设完成后，进行似条带开采，采宽一般与所留设东西向煤柱宽度相同在工作面东部留设平巷保护煤柱，从北部第1条东西向煤巷起，自北向南按条带开采方式进行采煤作业，见图1a平巷保护煤柱宽度应在保证煤柱稳定性宽度基础上多留设45 m，待整个充填过程结束后进行部分回收当似条采工作面掘进一定距离后，充填工作组开始从切眼处使用矸石袋堆砌密封，并通过铺设好的充填管道向采空区进行膏体充填作业，采空区内使用充填袋控制充填浆液流淌随着似条采工作面采穿第1条横向煤巷后，充填工作组可通过上下两条管道对形成的矩形采空区进行膏体充填作业，充填完成后对充填区域堆砌密封，则完成一次似条采与充填作业流程似条采工作面继续推进，重复上述充填过程，循环往复，形成“采一封一充”协调一体化工作流程由于充填管道已铺设到每条横向煤巷，通过液压转换阀进行控制，在地面充填站充填能力允许的情况下，能保证数个密封的采空区同时进行充填作业，提高充填工作效率第1条南北向似条采工作面采充完毕后，工作面向西搬迁至西平巷处，在西部由南向北进行似条带开采，见图1b采充过程与前文相同，直至整条工作面采充完成后，工作面继续向东搬迁至第1条似条采工作面西侧，为保证采空区内充填体充分凝固，需留设45 m保护煤柱，继续采掘第3条似条带工作面如此循环直至将整个工作面采掘完毕，形成膏体充填体与保护煤柱共存的混合条带支撑结构，见图1c使用以上开采顺序意在使充填体充分凝固，确保开采过程中保护煤柱及充填体较少受采动影响，保证其稳定性的同时，确保生产作业的安全1.3.4 开采残留煤柱，形成膏体充填体和保护煤柱共存的点柱式支撑结构待充填体充分凝固并被压实后，可按前期采掘与充填顺序对充填体与平巷保护煤柱、充填体间留设的煤柱进行部分回收，使整个采空区形成以膏体充填体和平巷保护煤柱共同支撑上覆岩层的网格状点柱式支持结构，见图1d，至此整个工作面采掘充填工作完成。1.4 煤矸石与粉煤灰综合充填采矿技术为了实现充填采矿，现采用气力输运装置，它的特点是灵活，而且有便于物料输运和各种处理设备配置等优点。气力输运系统按空气在管道中的压力状态来分，气力输送装置可分为负压系统（吸送）、正压系统（压送）和混合系统3种。负压输送系统是利用输送系统终点的风机抽吸系统内的空气，在系统巾形成低于大气压的负压气流，物料与空气同时从吸嘴进入系统内并随气口达系统终点，最后经过滤分离将空气排放到大气巾。正压输送系统是气力输送的最基本形式，在系统中，利川输送系统起点处的风机等气源设备，将高于大气压的压缩空气通人输送系统巾，同时物料进入高速运行的气流巾，在气流的带动下，物料到达输送系统终点经过滤后，物料与空气分离，物料进入料仓，空气排人大气。混合输送系统是在同一输送系统巾既有正压又有负压，利用两种不同系统的优势，闪而可以应用于比较复杂的输送巾。本文主要研究的是正压输送系统。1.4.1 充填材料的物理化学组成（1）煤矸石影响煤矸石颗粒大小的因素主要是气力输运距离以及输运管尺寸对煤矸石颗粒大小要求。通过实验研究，最终确定矸石加工破碎到直径25 mm、进行筛分以后按混凝土的颗粒级配曲线进行级配。（2）粉煤灰粉煤灰在充填材料中主要发挥细料作用，粉煤灰能起到对煤矸石颗粒的润滑作用，提高煤矸石颗粒的流动性，减少来自管壁的阻力，从而提高输运。粉煤灰的化学成分见表1，其主要化学成分有Si02、Al2O，次要成分包括CaO、MgO等。经检测，粉煤灰O07 mm方孔筛余量为27，标准稠度为305。1.4.2 输运系统工作原理（1） 系统组成及工作过程本实验装置是一种气力输送设备。水平管道中气固呈分层流动形态，管道上部为输运的物料，下部为压缩气体，这种方式可以克服输送中的不连续和不稳定现象。整个输送系统由发运装置、监测装置和执行部分组成（见图1）。发送装置包括气源、储气罐和输送管等几部分组成，监测部分主要由压力传感器、电子秤和料位计等组成，而执行部分主要是一些电子开关、控制阀门组成。为了解决输运过程中造成的堵塞问题，还专门设置了排堵设备。系统工作时，先打开储气罐让储气罐中压缩气体在输运管道巾进行工作，之后再打开物料罐，当物料罐中压力达一定值时物料开始运送，直至采空 。（2） 输送机理中细颗粒、高混合比、水平管输送时，其管道巾的两相流形态在一定条件下属于浓相分层输送，是介于悬浮流动和柱塞流动之间的巾问连续流动形式，其特点是悬浮层与滑动床层之间颗粒的相互作用极为复杂，如颗粒层问的碰撞、悬浮层颗粒在滑动床表面的滑动等。层问颗粒的各种作用所产生的动量交换是滑动床移动的主要动力，在表观气速较低时，分层流动的阻力主要来自滑动床与管壁的滑动摩擦；表观气速较高时，悬浮颗粒与管壁间的摩擦阻力起主要作用。1.4.3 实验结果与分析（1） 压力分布管道压降是气力输送设计计算巾最重要参数之一。影响气力输送压降的因素甚多，如管道长度、物料质量、颗粒直径等。图2为两种相同条件下沿管道长度相对于大气压的压力分布线。由图2可看出，两条曲线都有相同变化趋势：入口处压力最大，然后逐渐变小，出口处为零；压力变化可分为3个区，人口区压力较高且变化较慢，其长度随入口速度、体积分数和粉煤灰直径变化，体积分数越大长度越长；接着是过渡区，该区压强变化开始加大；最后是充分发展区，该区压力变化与管道长度呈线性关系，管道越长，压力变化越大，此时单位长度压力损失是常数，该常数依赖于流动情况。粉煤灰体积分数越大，单位长度压力损失也越大。在其他条件一定时，物料质量与颗粒直径同压强变化关系成反比关系。（2）速度分布气流的输送速度也是输送设计的重要参数，其对气力输送的效率产生重要的影响，一般情况下存在一个最优速度及最小气流速度。该速度是指在保证整个输送管道可靠输送的条件下，气力输送系统具有最经济的工作性能和较高的输送效率时，空气在管道巾的最小运动速度。图3为距离管道入口不同长度上的中间截面气相和颗粒的速度分布。由图3可知，管道气流速度分布在管道巾心不对称，最高速度点向上移动。这是由于颗粒受重力作川逐渐运动到下部，阻碍下部气流的运动，从而使下部气流减速、上部气流增速。入口处速度分布均匀，南于壁面上气流速度为零，所以管壁附近气流速度逐渐变小，管道巾问速度逐渐变大，在0.25 m处速度剖面基本呈抛物型。随着向下游进一步发展，最大速度逐渐向管道上部移动，在1.5m处趋于稳定，进入充分发展段。1.4.4 输送过程中常见问题及对策（1） 堵管现象及对策在输送过程中经常出现堵管现象，这给气力输送带来诸多不便。其原闪主要有管道泄漏、气源、管道设计不合理、系统参数设定等 素。为了防止堵管，要定时清理管道，定期进行管道修理，防止渗漏。一旦发现堵管，立即采用反抽的方法进行排堵。（2） 输送管道磨损及对策由于输送管道内输送压力很高，管道内同气混合物流速在直段较低，直段磨损较轻，磨损严重的地方主要发生在管道转弯处，特别是颗粒冲击的管道转弯外侧。为了减少弯管处磨损，现介绍两种延长磨损的方法：一种是在管道外侧加外包，也就是在管道外侧再包一层，里面可以加耐磨物质；另一种就是在转弯处改川椭圆形弯头。1.4.5 覆岩离层注浆充填地下采矿活动引起岩体内应力的重新分布，诱发上覆岩层冒落，进而造成地表沉陷，环境破坏等灾害。为了预防和治理此类地质灾害，常根据采动覆岩移动与变形的非连续特点，通过地面钻孔向采空区上覆岩层中的离层空间高压注入充填材料来减缓地下活动引起的地表移动变形，即离层注浆减沉技术。国内外学者从不同侧面探讨了采动覆岩运移模型、离层产生的形成机理与分布规律。如导水裂隙带高度预计公式、托板控制岩层变形模型、关键层理论、采动岩体空隙扩散模型、岩移四带模型、神经元网络模型、相似材料物理模型等，对离层注浆的效果评价主要集中于对地表减沉效果的分析， 未考虑离层注浆条件对覆岩导水裂隙带形态的影响。而通过地表变形的观测，同时采用前端泄露式多回路注放水系统，应用钻孔分段注水法，判定东滩煤矿14308工作面覆岩离层带实施注浆充填条件下综采放顶煤采动导水裂隙带的破坏特征，以获得离层注浆对地表减沉和覆岩破坏影响的综合效果。1.4.6 工作面地质采矿与注浆概况14308工作面位于东滩煤矿14采区第8区段东部，南邻14 307工作面（已回采并进行过离层注浆），地层结构简单，回采标高为505530 m，平均采深563 m，煤层埋藏倾角3 ，煤层采出厚度56m，工作面倾斜长188 m，走向长914 m，采煤方法为走向长壁综采放顶煤跨落式管理顶板，采放比为1：1，工作面推进度为5 md。由于覆岩中的侏罗系地层较厚，下部红层砂岩相对二迭系含煤地层岩性较硬，开采过程中，红层下方的二迭系地层中会形成较发育的离层空间，注浆钻孔深度超过红层下界面，位于可充填离层空间内，该工程历时3个半月，总注入灰浆量291万m3,其中灰量69万m3。1.4.7 地表减沉效果的观测为更加切合实际地评价14 308工作面离层注浆的减沉效果，全面监测开采期间地表及房屋移动与变形规律，采用点、线结合的办法建立了地表移动与变形观测站，共布置了82个测点（图1），其中1点代表了村庄的最大下沉点，全站共进行23次观测，测得810点为实际地表最大下沉值，表1给出了地表下沉实测值与采用概率积分法得到的预测值之间的对比。由表1可知：离层注浆充填条件下地表的减沉率达到了385，有效地保护了村庄和农田，保障了井下生产正常接序。1.4.8 覆岩破坏形态的连续观测（1） 观测方法选择采用研制的前端泄露式多回路钻孔注（放）水系统（图2），其原理是在井下向上打一任意仰（俯）角的钻孔，进行微分式分段注（放）水。系统的封隔与注（放）水回路各自独立，可根据注（放）水量精确判定覆岩破坏形态。该方法的钻孔工程量较少，可利用井下防尘水源，安全可靠，观测资料直观易懂。（2） 导水裂隙带最大高度及形成时间预计导水裂隙带高度预计和最大高度形成时间是试验观测钻孔设计的基础，由东滩煤矿的开采参数及地质条件，导水裂隙带高度的经验预计公式为 HLi=100M1.6M+3.65.6式中，HLi为导水裂隙带高度最大值（m），M为开采煤层厚度，得出导水裂隙带预计高度为5018 m。14 308工作面顶板岩层属于中硬类型，在设计观测孔时，主要对覆岩采动破坏高度为2560 m范围内的覆岩破坏情况进行控制研究，同时，为防止出现裂高过大等异常情况，适当加大了钻孔深度，最大控制高度为75 m。导水裂缝带发育达到最大高度以后，随工作面的推进和时间的延长，其顶部裂缝将逐渐受压密合而使导水裂缝带高度回缩下降。根据14 308工作面的具体条件，其开采覆岩裂隙最大高度形成时间152个月左右。（3） 观测工程布置观测剖面位置的确定应首先考虑采前需打孔观测且要留有一定的富裕时间，重点考虑采后观测的可行性，其次要考虑离层带注浆位置，尽可能将观测剖面设在离层带注浆位置下方，同时还要考虑钻孔开工处（钻窝）围岩的完整性，以便于巷道峒室的维护和观测孔孔口的完整，还应考虑水源、通风行人的方便。采前钻孔用于观测覆岩未受采动影响时的原始裂隙状态，作为采后对比观测的基础，采后观测用于控制覆岩导水裂隙带的最大发育深度，综合考虑，观测剖面与钻孔施工、布置参数见表2。 （4） 14308工作面导水裂隙带高度观测结果分析1） 第一观测剖面的采前1 孔未受采动影响，由于观测巷道施工使得围岩浅部遭到破坏造成从孔口到45m处有不同程度的钻孔漏水，其余位置漏失量相对存在，全段漏失量不连续，说明顶板岩层原生裂隙较发育，但连通性差；孔段1l0120 m位置，注水漏失量为0，岩层裂隙不发育。第三观测剖面的采前1 钻孔施工于工作面停采线以里的护巷煤柱，因观测巷道施工使得围岩浅部遭到破坏造成从孔1：3到38 m处有不同程度的钻孔漏水，其余位置观测注水漏失量均为零，岩层具有相对完整性，裂隙不发育。2）由于岩石原生裂隙发育或破碎，第一观测剖面的采后3钻孔（77。）注水漏失量在120 一126根钻杆之间因封隔不住而导致较大漏失量，在102120根钻杆之间几乎不漏水，说明采动导水裂隙发展到102根钻杆处，折算成采动导水裂隙带高度是51O1 m。第一观测剖面的其余2个采后钻孔以及第二、三观测剖面的5个采后钻孔的微分式注水漏失量在钻孔深部均趋于0，注水漏失量趋于0处即为采动导水裂隙发展高度。详见表3及图6。3）覆岩离层带注浆条件下的采动导水裂隙带高度略高于正常条件下的采动导水裂隙带高度，高度差值约23 m。覆岩破坏形态和范围差别较大，由于覆岩离层带注浆条件下，上方弯曲带下沉受阻，下部顶板岩层变形破坏发育充分，覆岩离层带注浆条件下的覆岩破坏形态和范围向工作面外侧突出较大，而正常条件下的覆岩破坏形态和范围向工作面外侧突出较小。4）位于停采线的走向方向的覆岩采动导水裂隙带高度低于动态边界的倾向方向的覆岩采动导水裂隙带高度，高度差值约67 m。变形破坏发育时间充分，岩层活动达到充分采动，随着上部弯曲带下沉的迅速跟进和压实，导致走向方向的覆岩垂向上采动导水裂隙带高度较低，而倾向上岩层变形破坏发育充分导致走向方向的覆岩破坏形态向工作面外侧突出较大。5）厚煤层综采放顶煤开采条件下的覆岩破坏形态以往认为“马鞍”形，而此次观测发现覆岩破坏形态为“驼峰”形，工作面边界以外1015 m的煤层及以上岩层已遭到破坏，这正是小煤柱漏风所在。今后通风防灭火工作需对此加以重视。1.5 快速复原式充填开采防治水技术研究对象为华丰煤矿。华丰煤矿主采11、13、15、16层煤为下组煤，位于 450 1100m水平，共有有效可采量10769万t。由于下组煤距徐灰和奥灰层间距小，徐灰和奥灰水压大（75MPa以上）、一750m水平构造复杂、矿山压力大，发生底板突水的可能性很大。华丰煤矿按照“矸石不上山、地面矸石零排放”的指导思想，和山东科技大学合作，采用快速复原式充填开采防治水技术，安全开采受徐奥水威胁一750一1100m水平后组11层煤。1.5.1 底板的赋存及水文地质特征（1） 徐奥灰的赋存情况徐灰，灰黄色，厚层状，质较纯，结构致密，含燧石条带。厚度变化较大，一般为818m。在走向上，从田家院至西磁窑一带断续发育，而井泉庄厚度达到25m，东磁窑则仅有15m燧石条带。奥灰为煤系基底，总厚在800m以上，与本溪组假整合接触。岩性以灰岩、白云质灰岩和泥灰岩为主。浅部大面积出露于地表，广泛接受大气降水和地表水的补给，洞穴、裂隙普遍发育，含水丰富。（2） 徐奥灰含水层的富水特征井田浅部徐灰的洞穴裂隙发育，徐灰由浅到深洞穴裂隙发育程度逐渐减弱。井田浅部东西两翼地层转折处构造断裂和构造裂隙较发育，并受燕山运动以来地下水强烈循环交替作用的影响，煤系地层受到强烈剥蚀，并被砾岩覆盖；故城河下的煤系地层，由于受到强烈的地下水循环交替作用的影响，溶蚀洞穴裂隙也很发育。所以浅部的徐灰含水性较强，至深部则逐渐变弱，一般在一450m标高，徐灰含水性很小。井田深部徐灰水的补给循环条件较差，主要以静储量为主。但由于徐灰下距奥灰较近，在构造发育地段明显接受奥灰水补给。由于徐灰位于煤系底部，属于承压含水层，且原始水位较高、水压大，对开采下组煤威胁很大，是影响华丰矿安全开采的主要含水层之一。当构造破坏了顶部隔水层的隔水性能后，易造成煤层底板出水。据浅部奥灰水井抽水资料，奥灰属富含水层。但向深部岩溶裂隙发育减少，富水性减弱。1977年四号井区放水试验证实，在断层影响下，奥灰水直接作为徐灰的补充水源，而徐灰则为奥灰水向矿井突水的通道。四号井1号奥灰突水点经水质分析也证实徐灰水受奥灰的补给，或徐、奥灰水联合作用造成突水。奥灰为开采下组煤的间接充水含水层，在井田深部，由于埋藏深、径流补给循环条件不良，应属富水性弱至中等的非均质岩溶裂隙承压含水层，富水部位主要在断裂构造附近。但因其厚度大，在隔水层薄弱地带，奥灰水有可能突破隔水层，通过徐灰造成徐一奥灰联合突水，或作为徐灰等含水层的补给水源以底鼓水形式泄入矿井。1.5.2 底板阻水能力计算（1） 底板破坏深度计算首先考虑采空区非充填情况下，l1108 m作面底板破坏深度。该工作面最大采深H=9074m左右，工作面斜长L=64m左右，煤层倾角 =33。计算采动底板破坏深度：（2） 徐灰突水系数计算工作面下平巷标高为一787m，对应徐灰水压P =41 MPa，对应奥灰水压P2=89 MPa，底板徐灰隔水层厚度M。=75m，奥灰隔水层厚度M2=116m。按矿井水文地质规程中的突水系数计算公式计算： 由以上计算知，ll108工作面徐灰突水系数稍大于临界值006MPam，说明工作面开采受徐灰水威胁较小，而奥灰的突水系数高于006MPam，说明该面开采十一层煤在断层发育部位，存在一定的突水危险性。下面考虑充填工作面底板破坏深度。根据新汶矿区类似地质条件下，计算机数值模拟表明，类似于11108工作面在充填条件下底板破坏深度一般小于5m。如果按5m考虑，工作面开采徐灰突水系数：1.5.3 充填工作面采煤方法及工艺采用单一走向长壁后退式采煤法。爆破落煤，人工攉煤，塑料溜槽运煤。DZ22（DZ25）一3OlO0型单体支柱配HDJB一1 100型金属铰接顶梁支护，采空区采用矸石充填管理顶板。工作面矸石充填采用“见五充二”的方法进行施工，工作面控顶距达到55m停止采煤进行充填，每个充填循环为22m，随回撤随充填采空区。1.5.4 充填施工工艺在工作面上顺槽距回风石门510m施工一矸石仓。矸石仓上口由简易翻车机卸车进入矸石仓，由矸石仓到溜矸道运输机到上顺槽的SD一80型吊挂皮带机到运矸溜子到抛矸皮带机再到工作面塑料溜槽，矸石在溜槽中自溜到工作面采空区进行充填。工作面推采2个循环后，控顶距达到55m（5排支柱），下端头控顶距达到88m，上端头达到77m，开始回撤第54排柱梁、进行充填。矸石袋充填工作面下端头，每推采两个循环充填一次，在工作面下端头最大控顶下，随回柱随充填，每循环充填参数：走向X倾向X高度=22 X 2165（m）。由下向上垒砌矸石袋，所垒设的矸石袋将要接触顶梁时，用大锤砸下顶梁，用矸石袋或木料充实剩余空间，回一棚充填一棚，矸石袋充填长度达到2m时且两侧紧固后，往里注水泥浆，直到水泥浆外渗为止，矸石袋墙体以上采用矸石充填。采空区矸石充填方式：11108工作面采用在切顶排与末前排之间铺设塑料溜槽的方法，矸石自溜方式充填。充矸溜槽铺设在末前排与切顶排支柱空档内，相邻两节溜槽必须用10#铁丝连接牢固，下部13节溜槽底部逐节用梯子抬高，起到抛矸作用。使用梯子时，长度不小于3m，出矸口一端用8#铁丝捆绑在末前排和切顶排支柱手把体上，防止大块矸石把固定好的梯子砸歪。在第4排支柱内侧由底板向上横向挡严皮子，皮子采用废旧皮带加工，每块长1m，宽度lm，用“S”钩吊挂在支柱手把体上，防止窜矸。超前充矸位置3m，在第3排支柱内侧由底板向上横向挡竹笆，竹笆要用铁丝固定在支柱上，自下而上全采高全部挡严，竹笆沿倾向搭接20cm，上下搭接10cm，并在正规柱空档内加一棵临时密集支柱，防止窜矸埋柱。工作面充填施工地点、上出口分别设置一套语言信号，并且保证信号清晰、灵敏。准备工作完成后，信号工发出开机信号，按照下列顺序依次启动运输设备：抛矸皮带一SGw 一40T型运矸溜子一上平巷运矸皮带。按照下列顺序依次停止运输设备：上平巷运矸皮带一sGw 一40T型运矸溜子一抛矸皮带充填点发出停机信号后，要等溜槽内的矸石全部滑下，在回柱点上方35m范围，由班组长安排专人设置挡卡，挡卡高度不低于05m，挡卡横放在切顶排和末前排支柱上方，再用竹笆挡严，抛矸皮带司机在上出口溜矸道口设置挡卡，确认安全后，班组长方可安排人员进入柱区域工作。在溜矸过程中，如果发生溜槽脱节，首先发出停机信号，将抛矸皮带开关停电闭锁，在脱节点上方设置挡矸卡，用板皮封闭挡卡，将脱节溜槽重新连接好，再通知上方看守挡卡人员，疏通溜矸道，发出开机信号。工作面上端头采用矸石袋充填，每推采两个循环充填一次，在工作面上端头最大控顶下，回柱过程中随回柱随充填，每循环充填参数：走向倾向高度：22X 3 X 165m，虚拟墙体同下平巷。1.6 花管注浆全充填压力注浆法是目前治理采空区的主要方法，治理质量取决于注入采空区及其上覆岩体裂隙带浆液的充填率和结石率。然而，常规采用的裸孔注浆法，致使冒落带和裂隙带通道经常被浆液材料堵塞；致使边缘煤柱孔壁应高压突破的通道却丝毫未通；致使排风空洞掉孔钻孔主通道封闭。这三种注浆孔几乎占总注浆孔的70 80 ，严重影响治理区的充填率和结石率，严重影响治理质量。如何解决是治理采空区的关键和重要研究课题。1.6.1 全充填压力注浆的机理和要求在地表钻孔，通过注浆泵、注浆管、孔口封孔装置、钻孔（或孔内注浆花管），将水泥粉煤灰浆液（或其它充填液材料）注入采空区及其上覆岩体裂隙中，浆液经过固化，胶结岩层裂隙带，同时采空区的浆液结石体对其上覆岩层形成支撑作用，阻止沉降，保证地基的稳定。充填率越高，各钻孔所注浆液在采空区形成的结石支撑面越大，裂隙胶结率越高，治理质量越有保证。钻孔至采空区底板终孔，终孔孔径不小于91cm，在进入完整基岩6m以上至地表段水泥浆浇铸封闭套管与孔壁间隙。注浆前后泵人清水洗孔，浆液先注稀浆后注稠浆，稀浆约占单孔注浆量的30 ，注浆量过大可采取间歇注浆、在浆液中添加速凝剂、孔口投砂等措施，直到当封闭孔口灌浆量小于70Lmin，孑L口压力在1015MPa，并稳定1015min；或当注入一定浆量，孔口压力不小于03MPa，若出现地表裂隙仍大量跑浆时，单孔注浆结束。设计制浆材料重量配比为水泥：粉煤灰=30：70或25：75或20：80；水固比=1：101：14。6个月后钻探和物探检测，要求结石体岩芯强度不小于03MPa，横波波速大于160ms。1.6.2 浆液正循环花管注浆与裸孔注浆对比传统的注浆方法是孔口封闭裸孔注浆，浆液从孔口直接向裂隙带冒落带单向流动。对冒落注浆孔，如果孔底浆液流动不畅通，孔内积聚浆液中的粉煤灰在重力作用下沉淀，很快堵死浆液通道，孔口压力急剧升高，不能再注浆，无法疏通，造成注浆孔报废。对排风空洞掉钻孔，浆液在孔内受高压气流阻挡，流量小，黏附在孔壁的浆液不断凝结，直至封闭钻孔主通道，不能注浆，造成注浆孔报废。对煤柱边缘钻孔，孔内沉淀的水泥柱（裸孔注入的水泥浆遇孔内清水后稀释沉淀造成）隔断压力向孔底煤柱孔壁的传递，不能高压突破边缘孔壁通道。据不完全统计，采用裸孔注浆法治理采空区，最多有15 的空洞掉钻钻孔，除排风孔外，注浆量很大，适合使用；70的冒落带钻孔，钻进终孔时漏失量严重、终孔无水位、清水洗孔 20分钟孔内仍无水位，而注浆时吃浆量轻微，出现堵塞事故；15 的煤柱钻孔中，煤柱边缘钻孔100 不能高压突破孔底煤柱孔壁。 浆液正循环花管注浆，如同冲洗液正循环钻孔一样，孔内注浆花管下到孔底，孔口不封闭（终止注浆时仍实行孑L口封闭压力注浆），浆液自孔底注浆花管向裂隙带冒落带、孔外双向流动。对冒落注浆孔，孔底通道不畅时，浆液经孔底段注浆花管一部分流过裂隙或冒落带通道，一部分沿钻孔上返经注浆管外环状间隙流回储浆搅拌池。孔内粉煤灰在浆液上返流速携带作用下一直处于悬浮状态，不停泵就不会发生因粉煤灰沉淀堵塞事故。当孔内出现返浆或返浆量增大时，为防止通道内粉煤灰堵塞，可不停泵泵入清水从孔底直接冲刷疏通裂隙或冒落带通道。对排风空洞掉钻孔，浆液经孔内注浆管直接进入空洞，注浆管外环状间隙仍能排出气流，不影响管内浆液流量，不会因浆液黏附孔壁封闭钻孔主通道。对煤柱边缘钻孔，没有沉淀的水泥柱（从孔底注入水泥浆可把孑L内清水全部排出孔外，水泥浆不会被稀释沉淀），浆液压力直接作用于孔底煤柱孔壁，利于边缘煤柱孔壁的高压突破。采用浆液正循环花管注浆法，对各试验段工程统计，排风空洞掉钻注浆孔未发现钻孔主通道封闭现象；冒落带注浆孔，均能达到和超过单孔设计注浆量要求，未发生注浆孔报废事故；边缘煤柱孔通道突破率达785 。1.6.3 浆液正循环花管注浆方案粉煤灰越多、水越少、添加速凝剂越多，浆液流动阻力越大，浆液扩散半径越小，对裂隙带冒落带越易堵塞，但越能限制过远流动造成的过大浆液浪费。因此，不同阶段选择不同浆液配比（固相比和水固比、添加剂）才能有效预防堵塞事故，提高浆液充填率，减少浆液浪费，形成一定扩散半径的浆液结石体支撑柱，保证治理质量。方案选择依据钻进过程出现的掉钻、冒落、煤柱、孑L口吸风、排风等现象综合判断确定。（1）排风掉钻孔采用浆液正循环花管注浆。掉钻高度超过30cm，起始浆液配比选用水泥：粉煤灰=25：75，水固比由低到高间歇注浆（每注50m 左右间歇3h），每次间歇注浆前测量空洞高度的变化，如变化轻微，则浆液配制提高一级水固比；如使用水固比=1：12浆液注浆间歇后，测量空洞高度仍无明显变化，则换用水泥：粉煤灰=20：80浆液水固比由低到高间歇注浆；如再使用水固比=1：12浆液注浆间歇后，测量空洞高度仍无明显变化，则可在浆液里添加适量速凝剂，并结合间歇措施；当空洞高度小于lOcm时，停止添加速凝剂，再次换用配比水泥：粉煤灰=25：75、水固比=1：12浆液间歇注浆；如孔口压力表显示有压力后，必须换用配比水泥：粉煤灰=30：70、水固比=l：10浆液连续注浆，直至达到注浆结束标准停注。（2）煤柱边缘钻孔终孔提钻前必须采用正循环清水洗孔。注浆前先孔口封闭裸孔泵清水，高压大泵量清洗裂隙通道。之后采用浆液正循环花管注浆法泵满水灰比05的水泥浆，排除孑L内清水，再封闭孔口压力注浆，直至达到注浆结束标准停注。如突然失去压力，长时问注浆不起压，则说明高压突破边缘煤柱孔壁，打开裂隙通道，换用配比水泥：粉煤灰=30：70、水固比=1 5 10浆液连续注浆，直至达到注浆结束标准停注。（3）冒落注浆孔必须采用浆液正循环花管注浆。起始选用水泥：粉煤灰：30：70、水固比由低到高间歇注浆，并在浆液中添加适量增粘剂。每间歇注浆前后必须清水冲洗钻孔，防止通道堵塞。每次间歇注浆前测量孔内浆面位置的变化，如变化轻微，则浆液配制提高一级水固比；当使用水固比=1：13浆液注浆，孔内浆面位置仍不见明显提高时，则换用配比水泥：粉煤灰=25：75、水固比由低到高间歇注浆；一旦发现孔内浆面位置明显提高，返浆量加大，立即不停泵泵入清水冲刷疏通裂隙或冒落带通道，当孑L内浆面明显下降时，换用配比水泥：粉煤灰=30：70、水固比=1：10浆液连续注浆，直至达到注浆结束标准停注。1.6.4 应用实例证明浆液正循环花管注浆法能保证治理质量山西太（原）至长（治）高速公路常村煤矿段采空区治理工程，为解决冒落带注浆堵塞事故，进行3个冒落带钻孔注浆试验。三个孔终孔时均无水位，无掉钻现象，孔间距50m，泵人清水洗孔，各注lOOm 水，孔内仍无水位。三孔起始注浆均使用配比水泥：粉煤灰=30：70、水固比=1：10浆液。1号孔采用浆液正循环花管注浆法，当使用水固比=1：11浆液注浆，发现孔内浆面上升甚至孔口返浆，立即清水洗孔，孔内浆面下降后使用水固比=1：10浆液再连续注浆，用浆1880 m3 ，压力逐步提高，泵量逐步减少，正常达到注浆结束标准。2号孔裸孔注浆，起始注约4m3，孔内浆满急剧起压不能再注。2号孔原孔位重新扫孔终孔后，泵人清水洗通裂隙和冒落带通道，再用浆液正循环花管注浆，用浆1470m ，达到注浆结束标准。3号孔裸孔注浆256 m ，孔内浆满急剧起压不能再注。试验说明两种注浆方法注浆量差别悬殊，采用浆液正循环花管注浆法能保证治理质量。山西长（治）至晋（城）高速公路池里煤矿段采空区治理工程，63号注浆孔掉钻55em，孔内向外吹风。采用裸孔注浆法，起始注浆压力06MPa，泵量小，注浆慢，注浆两天后，打开孑L口封闭装置时，孔口喷出6m高的浆液，套管内径由47mm缩到46mm，管壁是浆液固结体。扫孔后换用浆液正循环花管注浆法，花管下至空洞顶板下20cm处，正常注浆842m ，有效解决注浆孔封闭事故。山西离（石）至军（渡）高速公路师婆沟煤矿段采空区治理工程，11号注浆孔是煤柱孔，钻进中冲洗液漏失轻微，从孔位坐标和煤矿开采图可确定，此孔位于保安煤柱边缘。裸孑L封闭孔口清水打压，压力最高16MPa，泵量90Lmin。换用浆液正循环花管注浆法，花管下至孔底，孔内注满水灰比05的水泥浆，封闭孔口打压，当压力升至4MPa时，突然失去压力，最大泵量注入孔内，边缘煤柱孔壁被高压突破，本孔最终注浆量4675m。本工程7个煤柱边缘孔均采用浆液正循环花管注浆法，注浆量分别为4675m、4895m、616m 、539m 、11601m、56 m3、151.2 m3 ，前5个孔成功突破边缘煤柱孔壁，有效保证了边缘煤柱孔的注浆质量，后2个孔有效保证了裂隙带注浆质量。1.6.5 钻探物探检查证明浆液正循环花管注浆法能保证治理质量太（原）至长（治）高速公路常村煤矿段采空区治理试验工程，对采用裸孔注浆的3号孔钻探检查。在距原孔位1In处钻孔，钻至冒落带后，岩芯破碎，孔内完全无水位（孔内没有液体介质，不能进行波速检测），通过孔内空芯钻杆再连续注浆（与浆液正循环花管注浆的原理相同），累计注浆1422m3 ，压力逐步提高，泵量逐步减少达到注浆结束标准。说明裸孔注浆裂隙带或冒落带，充填率严重不足。同样对采用浆液正循环花管注浆的1号孔钻探检查，直钻至采空区底板，冲洗液没有漏失，固结体岩芯完整。物探波速检测，冒落带和裂隙带横波波速均超过设计要求160ms，试验检测评价（见表1）说明浆液正循环花管注浆裂隙带或冒落带，充填效果明显，保证治理质量。1.7 充填法选择的可行性分析1.8 点柱式充填方法的可行性分析1.8.1 地表沉陷控制效果分析在掘进东西向联络巷过程中，边掘边支护，待掘进完成且上覆岩层稳定后顶底板移近量极小，一般小于巷高的1 ，此时上覆地表几乎不受采动影响，变形不明显在似条带膏体充填开采过程中，由于开采后形成的采空区小，经支护处理后，充填体凝固且产生足够强度前顶板下沉量十分有限；另外，充填区域密封后可使小区域内充填率可控化，可保证充填体更好的接顶，且充填速度快、充填效率高，随着上覆岩层来压，顶底板移近量逐渐增大，充填体被压实，形成充填体与煤柱混合条带支撑体，覆岩形成自然平衡拱式平衡体系，地表沉陷与变形微小，形成类似于窄条带开采的平缓下沉状态当充填体凝固并被充分压实后，可对充填体间残留煤柱进行回收，该过程与普通巷道掘进类似，经过支护处理后不会对地表变形产生明显影响1.8.2 点柱式膏体充填采煤法优越性分析长壁膏体充填采煤过程中，岩层和地表变形过大主要是由于充填体未产生足够强度前顶板的下沉量过大和充填体接顶情况不良造成的以济宁太平煤矿膏体充填采煤提高开采上限为例，虽通过膏体充填开采使太平煤矿开采上限得到了提高，但分层开采下分层过程中充填体还未产生足够强度支撑顶板前，顶板已开始大量下沉直接影响了充填开采控制地表沉降的效果本法中似条带开采形成的采空区顶板跨度小，经支护处理后密封充填，高效的“采一封一充”协调作业保证煤层顶板在充填体产生足够强度前下沉量最低，有效提高膏体充填开采对充填区域上覆岩层及地表沉降的控制效果本法属于部分充填开采方式，采用点柱式充填体支撑上覆岩层，使得膏体充填量大大减少，充填成本随之降低同时由于充填区域的缩小，密封作业更容易，充填速度更快，充填效率更高，充填体接顶程度更易控制1.8.3 工程模拟预计分析山西省晋煤集团某矿1301面现已采至村庄保护煤柱边界处，该面地质构造相对简单，无大落差断层，设计使用点柱式膏体充填采煤法对村庄下压煤进行开采工作面走向长320 m，倾向220 m，采深300 m，采厚46 m，煤层倾角06。，平均3。，为近水平煤层煤层顶板中软偏硬，稳定性较好，厂一68，适宜采用房柱式采煤方式设计使用中国矿业大学膏体充填研究所研制的PL系列l3 胶结料混合矸石、粉煤灰等充填料加水搅拌形成凝固后单轴抗压强度大于15 MPa的膏体充填材料，对似条带开采所形成采空区进行充填以本工作面具体情况为准，根据煤柱平均应力理论和煤柱强度公式 _8_，取充填体稳定性安全系数大于15，设计开采中各项参数留设尺寸，具体数据见表1按上表数据进行点柱式膏体充填开采，充填率约为60 ，考虑该矿区长壁工作面全部垮落法开采地表移动预计参数，综合分析充填前顶板下沉量，充填体压缩量，充填欠接顶量，顶底板稳定后压缩量等影响膏体充填开采地表沉陷因素，结合该矿区长壁全垮落法开采沉陷预计参数m ，确定本工作面点柱式膏体充填采煤法地表下沉系数为q=0.06 ，使用传统的概率积分法 如 对1301工作面进行开采沉陷预计，预计结果见表2 预计结果显示，使用本法对1301工作面进行开采，地衰变形量很小，远低于规范 中规定的一般建筑物I级破坏临界变形值以上分析表明使用本法进行建下采煤，能在保证高采出率的同时对地面建构筑物仅产生极其轻微的影响，不会对建筑物安全使用构成威胁，可将其作为在特定情况下，三下采煤岩层移动和地表沉陷控制的技术手段进行研究和推广1.8.4 点柱式膏体充填采煤法存在问题 目前，推行本方法进行采煤作业仍有诸多困难 尚待解决论证，如初次工业性试验的地点选取问题，如何确定适宜本方法的地质生产条件，确定合理的采厚、充填高度、充填体强度与开采成本协同关系的问题，施工人员的选择以及如何控制“采一 村采煤封一充”工作的具体实施提高生产效率等问题只有将所有问题进行细化分析，对本方法的可行性进行全面论证，才可能得到矿方认可并使本方法付诸试验实施1.9 充填开采与煤矿安全的关系充填开采改变了全部垮落法管理顶板的矿压显现规律，为煤矿安全生产提供了很多有利条件，充填开采对煤矿安全生产的影响究竟有多大，下面就全部充填工艺给煤矿安全生产带来的具体影响进行分析。1.9.1 充填开采工艺应用概况充填开采工艺直观来说就是用体积换体积的置换工艺。该工艺经历了三个发展阶段：（1）以废矸石为充填物的干式部分充填阶段，其目的主要是处理矸石和沿空留巷；（2）以水砂充填为代表的阶段，曾作为减少地表沉陷、在建（构）筑物下的主要采煤方法；（3）目前的新工艺全部充填开采阶段，主要有两种方式：一是以高浓度膏体为充填物的全部充填工艺，二是以矸石、粉煤灰等固体为充填物的全部充填的工艺。这也是目前煤矿经过试验证实比较适宜的两种充填工艺。另外，山东省部分煤矿还探索了其他的充填工艺。如：采用抛矸机向采空区抛矸的充填工艺；采用风动充填方式进行充填的充填工艺，矸石由破碎机破碎成充填成料，经充填机压风动力作用，通过充填管路充填至工作面采空区。这些办法虽然可以解决矸石不升井的问题，但其充填密实度与目前第三阶段采用的全部充填工艺相比有较大差距，其控制顶板下沉的效果不甚理想。1.9.2 充填开采对安全生产的影响分析无论是采用全部充填工艺还是采用部分充填工艺，其采煤生产工艺、矿压显现规律、安全管理方式都与全部垮落法管理顶板回采工艺有较大差别。一般来说，全部充填工艺可以有效提高安全开采程度，解决目前煤矿生产过程中存在的部分隐患。具体体现在以下三个方面：（1）全部充填工艺可以有效缓解采煤引起的矿山压力显现，有利于回采巷道和工作面的支护，有效防止顶板和冲击地压事故的发生。达到“应力分散，地压不冲”的目的。冲击地压的产生主要受两方面的因素影响，即煤岩体特性和煤岩体应力。而煤岩体的特性通常是不可改变的。因此，预防冲击地压的发生，主要通过消除或减小煤岩体应力这一途径来实现。而影响煤岩体应力的主要因素包括：开采深度和地质构造等地质因素；采掘巷道布置、煤柱留设、采空区范围等开采技术因素。全部充填工艺可以有效改变煤体、围岩的受力状态，将其所受的采动压力由四周煤岩体承担改为充填物和四周煤岩体共同承担，有效分散采动影响压力，减少应力集中。同时，充填体将承受和转移顶板的大部分压力，有效抑制顶板下沉和底板隆起。一般情况下，采用全部充填工艺的采煤工作面，其初次来压和周期来压都不明显，有的几乎观测不到，工作面和回采巷道的矿山压力显著减小，对于减小回采区域的煤岩体应力和采煤工作面、回采巷道的顶板维护非常有利。而在某一区域连续采用全部充填工艺，可以使该区域不留孤岛煤柱，可以有效消除回采区域的应力集中，预防冲击地压的发生。（2）全部充填工艺可以减少采动影响造成的顶板导水裂隙高度和底板的破坏深度；同时采空区已基本全部充实，不存在老空积水威胁。达到“无空无水，顶底不突”的目的全部垮落法管理顶板的采煤方式，其上覆岩层遭到破坏程度随采厚的增加而增加。据矿压观测资料统计，济宁矿区采用综放工艺开采时，其3煤的垮落带高度一般为1230m，导水裂隙带高度一般为4088m。实验表明，充填开采的采空区在充填及时、足量的情况下可以做到不形成垮落带，导水裂隙带的高度也大大减小。采用全部充填工艺时，其导水裂隙带高度不足全部垮落法的15 ，甚至有时导水裂隙带不明显。因此，充填开采可以减少因采动引起的煤层上覆岩层破坏造成的裂隙导水。同样，全部充填工艺对