一种长壁间隔式采煤方法 【技术领域】
本发明涉及采煤方法，具体涉及一种长壁间隔式采煤方法。
背景技术
某煤矿地处侏罗纪煤田地方开采区的边界地带，1999年改扩建后设计生产能力为0.75Mt/a。井田共有四层可采煤层，自上而下依次为2-2、3-1、3-1下及5-1煤层，目前开采2-2煤层，首采工作面为20105。
2-2煤层属于地表厚松散层浅埋煤层，沿20105工作面地形地貌特点属黄土丘陵沟壑区，坡陡沟深，地形复杂，覆盖层厚度35m～115m，由上而下依次为：土层、风化层和基岩。
自1980年代末开始，随着某煤田大型矿井的相继投产，出现了地表厚松散层浅埋煤层开采的岩层控制问题，其表现特点是压力大、来压剧烈，如某集团公司长壁工作面所选的液压支架额定工作阻力愈来愈大，已由原来的3500KN/架增加到8636KN/架。这样大的工作阻力支架在我国一般赋存条件煤层中是不多见的，因此，地表厚松散层浅埋煤层长壁开采需要特大阻力液压支架平衡上覆岩层和松散层载荷，才能防止大的切顶灾变发生。美国、澳大利亚、印度等国均有浅埋煤层，开采中也同样遇到了顶板控制问题。说明浅埋煤层顶板控制是一个特殊问题。
某浅埋煤层数百个中小矿井均采用房柱式采煤方法，传统房柱式采煤方法不仅采出率仅20～30％左右，而且还存在开采劳动强度大，效率低，技术落后，采煤点扩散通风，采煤材料电耗大等严重缺点，更严重的是常发生顶板大面积塌陷灾变。因此有数个煤矿曾进行了单体支柱长壁式采煤方法试验，力图提高煤炭采出率和经济效益，避免塌陷灾变，但均因单体支柱在顶板来压时不能有效的控制顶板，工作面出现很大的台阶切落，支柱被“压死”，长壁采煤方法不得不很快“下马”，又改回房柱式采煤方法。此后某矿区中小矿井再也没有进行过单体支柱长壁采煤方法的试验。
图1所示，某煤矿在改建前采用房柱式采煤方法，改建设计改为刀柱式采煤法，首采20105工作面采高2.0m，工作面对拉布置，对拉工作面长度为180m，每侧各90m，推进长度1000m；爆破落煤，单体液压柱支护，三、四排控顶。其开采参数为：工作面推进23m，停采留8m煤柱，煤柱中间开两个口，作为设备搬家通道，接着再采23m，也留8m煤柱，然后再推进23m，留10m隔离煤柱，并用密闭将后方采空区封闭，依此类推。刀柱式采煤方法为煤柱支撑法，煤柱的作用是支撑顶板不垮落。
某首采工作面设计仅推进23m停采，这个距离是按邻近矿长壁工作面老顶初次来压步距35m的三分之二计算得来的，其目的是为了在工作面初次来压前就停采留设煤柱支撑顶板，以达到工作面不出现初次来压显现，从而有效的控制顶板，保证单体支柱工作面的安全。
这种刀柱式采煤方法的工作面仅推进23m就停采留煤柱搬家，这固然安全，但对于煤矿企业而言，这种开采方法存在搬家频繁，煤柱量大，浪费煤炭资源，成本高，费时费力，也无法获得较高的经济效益等缺陷。
【发明内容】
本发明的目的是提供一种提高煤炭采出率、工作面搬家次数减少，避免发生覆岩全厚度整体切落及大面积塌陷灾变和保证单体支柱工作安全的一种长壁间隔式采煤方法。
为了克服现有技术的缺陷，本发明的技术方案是这样解决的：一种长壁间隔式采煤方法，依次按以下步骤进行：
(1)、根据井田可采煤层实际按长壁布置划分工作面；
(2)、根据煤层赋存条件确定工作面合理推进开采带宽度，工作面开采带宽度为＞23m而＜45m～60m，前一个开采带与后一个开采带间留6m～12m煤柱；
(3)、或者前一个开采带与后一个开采带间留5m～8m临时煤柱；每个开采段包括2～3个开采带，开采段与开采段之间留刚性隔离煤柱，刚性隔离煤柱宽度为12m～20m；
(4)、为了减轻长壁工作面运输机的负荷，长壁工作面可对拉布置，每个工作面开有三条顺槽，中间为回风顺槽，两侧为进风顺槽；
(5)、工作面选用单体液压支柱，金属铰接顶梁支护，三、四排控顶，排距0.8m～1.2m，柱距0.6m～0.9m；
(6)、工作面采用间隔开采顺序，即采一个开采带留6m～12m煤柱，煤柱中留两个通道，搬家后再采下一个开采带，以此类推；或者采一个开采带留5m～8m
临时煤柱，搬家后再采下一个开采带，再留5m～8m临时煤柱，再采一个开采带，再留刚性隔离煤柱，隔离煤柱宽度为12m～20m；下一个开采段同上。间隔开采的目的是通过煤柱对覆岩的限定和隔离作用实现顶板小面积无灾害垮落。
本发明与现有技术相比，具有将原房柱式开采方法采出率由20～30％提高到60～70％；其工作面推进距离比刀柱式采煤方法大1倍多，工作面搬家次数减少1倍以上，既大大提高采区采出率，煤柱量减少，节约煤炭资源，更重要的是避免发生覆岩全厚度整体切落及大面积塌陷灾变和保证单体支柱工作安全的特点，工作面生产能力平均达0.5Mt/a以上，主要适用于地表厚松散层浅埋煤层开采，也适用于其他煤层开采。
【附图说明】
图1为某矿区刀柱式开采方法平面示意图；
图2为本发明工作面布置及煤柱尺寸示意图；
图3为本发明隔离煤柱与1～2条临时煤柱相间布置剖面示意图；
图4为开采带支柱载荷与工作面推进距离关系图；
图5为顶底板移近速度与推进距离的关系图；
图6为长壁间歇开采方法20111工作面布置实例
附图序号说明：1-运输顺槽；2-回风顺槽；3-开采带；4-煤柱(图1，图2)；
3-开采带；5-临时煤柱；6-隔离煤柱(图3)。
【具体实施方式】
附图2～6为本发明的实施例。
下面结合附图及实施例对发明内容作进一步说明：
为了达到发明目的，还做了如下准备工作：
1、极坚硬顶板主要是指厚砂岩、厚砾岩顶板，其单向抗压强度为82.0～160.0MPa，抗拉强度为11.6～33.0MPa，而对本发明煤矿煤层顶板单向抗压强度进行试验，20105首采工作面顶板单向抗压强度小于30MPa，抗拉强度小于3.0MPa。两者顶板强度差别如此之大，这为本发明煤矿进行间隔开采方法提供了条件，间隔开采方法是工作面长壁布置以间隔方式推进避免发生覆岩全厚度整体切落的开采方法。
2、关键参数的确定
2.1相似材料模拟实验结果
相似模拟几何比例1∶50，采用5m平面模型架。
工作面从开切眼推进64m时覆盖层出现贯通全厚度的裂隙，考虑一定的安全系数，20105工作面安全推进距离应小于55m。
2.2计算机模拟结果
模拟采用ALGOR有限元程序，主要计算20105工作面隔离煤柱的合理尺寸。应力计算表明，煤柱宽度为8～12m可满足开采要求；或者临时煤柱宽度为5m～8m，隔离煤柱宽度为12m～20m也可满足开采要求。
3、现场试验
图2所示，根据相似材料模拟和计算机模拟研究结果，确定了本发明煤矿对拉单体支柱工作面新的开采参数：工作面自开切眼推进50m，停采留10m煤柱，从新掘开切眼，煤柱中间开两个口，作为设备搬家通道，并用密闭将后方采空区封闭。然后工作面由新开切眼从新开采，推进50m后同样留10m煤柱，再掘开切眼，依此类推。按新的研究参数本发明煤矿在首采20105工作面进行了试采。第一个50m称为第一开采带，第二个50m称为第二开采带，等等。
试采工作面于×年×月开始生产，为了掌握矿山压力显现规律，检验所提出的开采参数合理性，从工作面试采一开始就进行了矿压观测。现场矿压观测结果证明室内研究所确定的长壁间隔开采方法相关参数是合理的。
3.150m开采带矿压观测结果
图4所示，第一个50m开采带支柱载荷与工作面推进距离关系。由图可知：在开采带内，支柱最大平均工作阻力只有91.7KN。第二个50m开采带观测结果与第一个开采带基本相同。显然在50m开采带内，单体支柱能够控制住顶板，开采是安全的。
3.2开采到裂隙贯通地表时矿压观测结果
尽管实验研究给出了单体柱工作面安全推进距离，但为了尽可能大的增大工作面连续推进距离，并检验实验结论的可靠性，本发明矿在采取各种安全措施的条件下，在20105工作面进行了超50m的开采试验。当工作面推进69m时，工作面出现覆盖层全厚切落，切落面积约11000m2。全厚切落时，支桂最大载荷达282.6KN，支柱压弯，顶板发生台阶下沉，煤壁严重片帮，顶底板移近速度瞬时出现蜂值，并形成飓风，风流反向，副平硐冒出黑气，地表形成地堑。
图5所示，工作面在推进过程中顶底板移近速度与推进距离的关系。显然，这种剧烈的矿压显现对工作面安全形成很大的潜在威胁，是生产过程中坚决要避免的，因此安全的推进距离应小于55m，相邻开采带开采过程中，煤柱是稳定的。
4、煤柱尺寸
间隔开采方法在本发明煤矿已采完N个工作面，实际所留煤柱宽度在6～12m间变化。在采空区面积达130万m2左右时，地面出现沉陷坑，说明采空区顶板已垮落，但没有发生大面积垮落事故，进一步研究表明，每采2～3个开采带划为一开采段，开采带间仅留临时煤柱，宽度5～8m，开采段间留刚性隔离煤柱，隔离煤柱宽度12～20m，通过煤柱限定和隔离作用，实现小面积无灾害垮落，防止顶板发生大面积垮落事故。目的是将顶板的垮落限定在两相邻隔离煤柱间距的150m(3个开采带)范围内。
5、间隔开采方法与刀柱式采煤方法比较
本发明煤矿20105工作面所试验的开采方法是改进原设计刀柱式采煤方法的主要参数形成地。刀柱式采煤方法是以所留的煤柱支撑上覆岩层是其不发生垮落，而参数改变后的开采方法与其有实质的不同，它不限制老顶垮落，因此已不拟再将其称为刀柱式采煤方法，这里改称为长壁间隔开采方法。间隔开采方法是工作面长壁布置以间隔方式推进避生覆岩全厚度整体切落的开采方法。到目前为止，本发明煤矿采用间隔开采方法已采完N个工作面，工作面生产能力平均达0.5Mt/a以上，并成为矿区中小型矿井第一个成功采用长壁布置单体支柱开采的矿井。本发明煤矿间隔开采方法与刀柱式采煤方法不同点在于：
1)刀柱式采煤方法以支撑法管理顶板，间隔开采方法以垮落法管理顶板。本发明首采工作面原设计推进23m就是按邻近矿长壁工作面老顶初次来压步距35m的三分之二计算而来的，目的是在工作面初次来压前停采留设煤柱，使其老顶不垮落。而间隔开采方法确定推进50m距离比老顶初次来压步距大得多，目的只是限定覆岩不发生贯通裂隙导致全厚度切落。
2)刀柱式采煤方法所留煤柱对顶板起支撑作用，而间隔开采方法煤柱主要是起限定和隔离作用，以实现小面积无灾害垮落，防止顶板发生大面积垮落事故。
3)间隔开采方法推进距离比刀柱式采煤方法大1倍多，工作面搬家次数减少1倍以上，不仅提高了煤炭采出率，而且提高了产量和效率。
4)刀柱式采煤方法存在顶板大面积垮落灾变隐患，而间隔开采方法到目前尚未发生大面积垮落灾变。以采用刀柱式采煤方法最为典型的大同矿区为例，据不完全统计，解放后发生顶板大面积顶板垮落事故30多次，对矿井生产和安全带来灾难性危害。而间隔开采方法在南梁煤矿采空区面积达130万m2左右时，地面已出现沉陷坑，说明采空区顶板已经垮落，但没有发生大面积垮落事故。
6、结论
1)、煤矿改建设计改为工作面开采带23m的刀柱式采煤法，为了提高经济效益，需要研究新的开采方法。
2)、矿区浅埋煤层长壁工作面当出现贯通地表裂隙覆岩整体塌陷时矿压显现才十分强烈，因此提出允许顶板垮落、但不发生覆岩全厚度整体塌落的灾变长壁间隔开采方法，既提高了煤炭采出率和矿井经济效益，又能保证单体支柱工作面的安全。
3)、通过相似材料模拟实验、数值模拟、理论分析和现场试验确定间隔开采方法工作面合理开采段长度为45～60m，煤柱宽度6～12m。
4)、图3所示，每采2～3个开采带为一开采段，开采带间留5～8m临时煤柱，开采段间留12～20m刚性隔离煤柱，可更好地实现小面积无灾害垮落，防止顶板大面积垮落事故的发生。
5)、目前煤矿采用间隔开采方法已采完N个工作面，所留煤柱宽度在6～12m间变化，采空区面积达130万m2左右，已实现小面积无灾害垮落，没有发生大面积垮落事故。工作面生产能力平均达0.5Mt/a以上，成为榆神府矿区中小型矿井首先成功采用长壁布置单体支柱开采的矿井。
7、巷道布置实例
图6所示，长壁间歇开采方法20111工作面布置实例，长壁间隔开采方法工作面对拉布置，巷道布置及煤柱分布见图6。图6中，20109工作面和20113工作面已采完，为采空区；20111工作面布置好准备开采。对拉工作面三条顺槽，中间为回风顺槽，两侧为进风顺槽。工作面长度180m，每侧90m，设计采高2.0m。工作面选用DZ22型单体液压支柱HDJA-1000金属铰接顶梁，三、四排控顶，排距1.0m，柱距0.7m。
实施例1
一种长壁间隔式采煤方法，依次按以下步骤进行：
(1)、根据井田可采煤层实际按长壁布置划分工作面；
(2)、根据煤层赋存条件确定工作面合理推进开采带宽度，工作面开采带宽度为＞23m而＜45m～60m，前一个开采带与后一个开采带间留6m～12m煤柱；
(3)、或者前一个开采带与后一个开采带间留5m～8m临时煤柱；每个开采段包括2～3个开采带，开采段与开采段之间留刚性隔离煤柱，刚性隔离煤柱宽度为12m～20m；
(4)、为了减轻长壁工作面运输机的负荷，长壁工作面可对拉布置，每个工作面开有三条顺槽，中间为回风顺槽，两侧为进风顺槽；
(5)、工作面选用单体液压支柱，金属铰接顶梁支护，三、四排控顶，排距0.8m～1.2m，柱距0.6m～0.9m；
(6)、工作面采用间隔开采顺序，即采一个开采带留6m～12m煤柱，煤柱中留两个通道，搬家后再采下一个开采带，以此类推；或者采一个开采带留5m～8m临时煤柱，搬家后再采下一个开采带，再留5m～8m临时煤柱，再采一个开采带，再留刚性隔离煤柱，隔离煤柱宽度为12m～20m；下一个开采段同上。
实施例2
一种长壁间隔式采煤方法，依次按以下步骤进行：
(1)、根据井田可采煤层实际按长壁布置划分工作面；
(2)、确定工作面合理推进开采带宽度，工作面推进开采带宽度为＞28m而＜48m～58m，前一个开采带与后一个开采带间留7m～11m煤柱；
(3)或者前一个开采带与后一个开采带间留5.5m～7.5m临时煤柱；每个开采段包括2～3个开采带，开采段与开采段之间留刚性隔离煤柱，刚性隔离煤柱宽度为13m～18m；
(4)、为了减轻长壁工作面运输机的负荷，长壁工作面可对拉布置，每个工作面开有三条顺槽，中间为回风顺槽，两侧为进风顺槽；
(5)、工作面选用单体液压支柱，金属铰接顶梁支护，三、四排控顶，排距0.8m～1.2m，柱距0.6m～0.9m；
(6)、工作面采用间隔开采顺序，即采一个开采带留7m～11m煤柱，搬家后再采下一个开采带，以此类推；或者采一个开采带留5.5m～7.5m临时煤柱，搬家后再采下一个开采带，再留5.5m～7.5m临时煤柱，再采一个开采带，再留刚性隔离煤柱，隔离煤柱宽度为13m～18m；同理，下一个开采段同上。
实施例3
(1)、根据井田可采煤层实际按长壁布置划分工作面；
(2)、确定工作面合理推进开采带宽度，工作面推进开采带宽度为＞30m而＜50m～55m，前一个开采带与后一个开采带间留8m～10m煤柱；
(3)或者前一个开采带与后一个开采带间留6m～7m临时煤柱；每个开采段包括2～3个开采带，开采段与开采段之间留刚性隔离煤柱，刚性隔离煤柱宽度为15m～16m；
(4)、为了减轻长壁工作面运输机的负荷，长壁工作面可对拉布置，每个工作面开有三条顺槽，中间为回风顺槽，两侧为进风顺槽；
(5)、工作面选用单体液压支柱，金属铰接顶梁支护，三、四排控顶，排距0.8m～1.2m，柱距0.6m～0.9m；
(6)、工作面采用间隔开采顺序，即采一个开采带留8m～10m煤柱，搬家后再采下一个开采带，以此类推；或者采一个开采带留6m～7m临时煤柱，搬家后再采下一个开采带，再留6m～7m临时煤柱，再采一个开采带，再留刚性隔离煤柱，隔离煤柱宽度为15m～16m；同理，下一个开采段同上。
实施例4
一种长壁间隔式采煤方法，依次按以下步骤进行：
(1)、根据矿区井田可采煤层范围划分工作面数量；
(2)、确定工作面合理推进开采带宽度，工作面推进开采带宽度为50m，前一个开采带与后一个开采带间留9m煤柱；
(3)或者前一个开采带与后一个开采带间留6m临时煤柱；每个开采段包括2～3个开采带，开采段与开采段之间留刚性隔离煤柱，刚性隔离煤柱宽度为15m；
(4)、为了减轻长壁工作面运输机的负荷，长壁工作面对拉布置，每个工作面开有三条顺槽，中间为回风顺槽，两侧为进风顺槽；
(5)、工作面选用单体液压支柱，金属铰接顶梁支护，三、四排控顶，排距1.0m，柱距0.8m；
(6)、工作面采用间隔开采顺序，即采一个推进开采带间隔留9m临时煤柱，搬家后再采下一个开采带，以此类推；或者采一个开采带留6m临时煤柱，搬家后再采下一个开采带，再留6m临时煤柱，再采一个开采带，再留刚性隔离煤柱，隔离煤柱宽度为15m；同理，下一个开采段同上。
实施例5
一种长壁间隔式采煤方法，依次按以下步骤进行：
(1)、根据矿区井田可采煤层范围划分工作面数量m；
(2)、确定工作面合理推进开采带宽度，工作面推进开采带宽度为55m，前一个开采带与后一个开采带间留6m临时煤柱；
(3)、每个开采段包括2～3个开采带，开采段与开采段之间留刚性隔离煤柱，刚性隔离煤柱宽度为18m；
(4)、为了减轻长壁工作面运输机的负荷，长壁工作面对拉布置，每个工作面开有三条顺槽，中间为回风顺槽，两侧为进风顺槽；
(5)、工作面选用单体液压支柱，金属铰接顶梁支护，三、四排控顶，排距0.9m，柱距0.7m；
(6)、工作面采用间隔开采顺序，即采一个推进开采带间隔留6m临时煤柱，再采一个推进开采带间隔再留6m临时煤柱，再采一个推进开采带间隔再留刚性隔离煤柱，隔离煤柱宽度为18m；同理，下一个开采段同上。