徐彩峰,雷建華，陳小港，羅紫龍

(1.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)共伴生能源精準(zhǔn)開采北京市重點(diǎn)實(shí)驗室，北京 100083)

連續(xù)采煤機(jī)房柱式開采(旺格維利采煤法)作為許多大型礦井綜合機(jī)械化采煤法的補(bǔ)充，具有采掘合一、設(shè)備運(yùn)轉(zhuǎn)靈活、搬遷速度快等諸多優(yōu)點(diǎn)，廣泛應(yīng)用于邊角煤的開采。旺格維利采煤法的核心問題是煤柱尺寸的留設(shè)，這關(guān)系到旺采工作面的安全性和采出率，煤柱系統(tǒng)的穩(wěn)定性是控制上覆巖層穩(wěn)定性的關(guān)鍵，因此煤柱尺寸優(yōu)化的目的在于保證煤柱穩(wěn)定性的同時降低煤柱尺寸，提高回收率和經(jīng)濟(jì)效益。

國內(nèi)眾多專家學(xué)者結(jié)合理論計算與生產(chǎn)實(shí)踐探討了旺采刀間煤柱寬度的計算方法。任滿翊[1]以“簡支梁”理論和“壓力拱”理論作為巷道跨度設(shè)計的依據(jù)，對煤柱的承載規(guī)律、強(qiáng)度以及合理的尺寸進(jìn)行了分析；彭海兵等[2]根據(jù)兩區(qū)約束理論計算得出刀間煤柱尺寸，并通過數(shù)值模擬和現(xiàn)場監(jiān)測加以驗證；楊逾等[3]分析了頂板和煤柱在簡化力學(xué)模型中的內(nèi)力情況和在數(shù)值模擬中的應(yīng)力分布以及塑性區(qū)分布情況，認(rèn)為在支巷開采過程中，刀間煤柱會失去部分承載能力，應(yīng)力發(fā)生重新分布，由刀間煤柱逐漸向巷間煤柱轉(zhuǎn)移，采空區(qū)應(yīng)力主要集中在巷間煤柱，巷間煤柱組成煤柱群承受上覆巖層的荷載。

筆者通過分析旺格維利采煤法中煤柱受力特征，提出刀間煤柱尺寸的計算方法，采用理論分析、數(shù)值模擬及工程驗證的方法分析不同方案下的刀間煤柱受力、位移，支巷塑性區(qū)等特征，進(jìn)而達(dá)到優(yōu)化煤柱尺寸的目的，為旺格維利采煤法的應(yīng)用推廣與理論研究提供參考。

1 工程概況

兩渡煤業(yè)現(xiàn)主要開采崔家溝井田范圍西部的9#煤層、10#煤層，生產(chǎn)采區(qū)為二采區(qū)，井下二采區(qū)斷層較為發(fā)育、走向不一，斷層的相互交錯切割及地面村莊的壓覆形成多個賦存不連續(xù)、形狀不規(guī)則的煤層資源塊段，設(shè)計將這些資源統(tǒng)一稱作“邊角煤資源”?？紤]到“邊角煤資源”形狀不規(guī)則，且多為面積較小的塊段，因此傳統(tǒng)的長壁式采煤法并不適用，而旺格維利采煤法恰好能在這樣的條件下發(fā)揮作用。作為兩渡煤業(yè)首個旺采工作面，L21001工作面主采10#煤層，平均厚度為5 m，煤層傾角平均3°，工作面長200 m，走向長250 m，平均埋深450 m，工作面煤層頂?shù)装迩闆r見表1。

表1 工作面煤層頂?shù)装迩闆rTable 1 Statement of coal seam and roof in working face

河?xùn)|礦工作面布置如圖1所示，工作面支巷開掘后由工作面上端頭向下端頭后退式回采，并由采區(qū)邊界向采區(qū)集中大巷推進(jìn)，支巷斷面為5 m×5 m矩形巷道，采硐尺寸為3.5 m(長)×5 m(高)，支巷內(nèi)回收采硐時留設(shè)1～2 m寬刀間煤柱以起到臨時支承頂板的作用，支巷頂板采用錨桿支護(hù)以避免冒頂；支巷間留設(shè)較大尺寸的巷間煤柱以保證采場頂板的穩(wěn)定，工作面采過后通過密閉設(shè)施以密封采空區(qū)，避免煤礦自然災(zāi)害的發(fā)生。

圖1 河?xùn)|礦L21001工作面布置圖Fig.1 Layout of Hedong mine L21001 working face

2 煤柱尺寸理論計算

刀間煤柱不同于護(hù)巷煤柱，其寬度較小，隨著連采機(jī)推進(jìn)會發(fā)生一定程度的破壞，因此其支護(hù)強(qiáng)度相比大尺寸煤柱會有一定的折減，在缺少借鑒的情況下，要想計算刀間煤柱的尺寸，應(yīng)先參考護(hù)巷煤柱的寬度計算方法。關(guān)于護(hù)巷煤柱寬度的理論計算方法國內(nèi)眾多專家學(xué)者進(jìn)行了研究與探討[4-8]，護(hù)巷煤柱寬度的理論計算方法有按煤柱的許用應(yīng)力、按煤柱能承受的極限載荷以及按煤柱應(yīng)力分布等多種方法，各種觀點(diǎn)都認(rèn)為煤柱寬度必須能夠保證煤柱所受載荷不超過其強(qiáng)度極限。目前主要的煤柱寬度計算方法為載荷法計算[9]，且多針對護(hù)巷煤柱進(jìn)行計算，認(rèn)為單位長度上煤柱的載荷，計算見式(1)。

P=4γ[(B+D)×H-D2cotδ]

(1)

式中：B為煤柱寬度，m；D為采空區(qū)寬度，m；H為巷道埋深，m；δ為采空區(qū)上覆巖層垮落角；γ為上覆巖層平均體積力，kN/m3。

與傳統(tǒng)長臂式采煤法不同的是，房柱式采煤法中煤柱均勻地分布在采空區(qū)中，因此不必考慮上覆巖層垮落角的影響；且由于房柱式開采煤柱位于采空區(qū)內(nèi)部，可以忽略煤柱寬的的影響，因此式(1)退化為式(2)。

P=γHD

(2)

根據(jù)Obert-Dwvall/Wang公式，煤柱的強(qiáng)度R與煤的立方體單軸抗壓強(qiáng)度Rc、煤柱的寬度B和高度h的關(guān)系可表示為式(3)。

R=Rc(0.778+0.222B/h)

(3)

保證煤柱穩(wěn)定就是確保煤柱所受載荷不超過其抗壓強(qiáng)度，在此提出一種簡化算法，將多個分散的刀間煤柱整合為一個整體的護(hù)巷煤柱，并按照傳統(tǒng)的平巷護(hù)巷煤柱寬度計算，但由于傳統(tǒng)護(hù)巷煤柱寬度遠(yuǎn)大于旺格維利采煤法中的刀間煤柱，且由文獻(xiàn)[5]可知刀間煤柱不具有彈性核，僅起到臨時支承作用，因此根據(jù)文獻(xiàn)[10]引入一個安全系數(shù)ζ=0.7，令煤柱所受載荷等于采空區(qū)頂板載荷，即式(4)。

ζBR=γHD

(4)

現(xiàn)場中，γ=26.0 kN/m3，H=450 m，D=250 m，Rc=198 MPa，計算得出刀間煤柱總寬度為60 m。

3 刀間煤柱數(shù)值模擬

3.1 計算模型及參數(shù)

利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件，根據(jù)河?xùn)|礦L21001旺采工作面進(jìn)行建模，忽略采場周圍斷層影響，建立260 m×150 m×70 m的數(shù)值模型，實(shí)際工況下的煤層傾角為2°～5°，因此，在建模時忽略煤層傾角的影響。采用位移邊界分別固定兩邊側(cè)面、前后側(cè)面的水平移動以及底部的垂直移動。模型采用彈塑性本構(gòu)關(guān)系，材料服從Mohr-Coulomb強(qiáng)度準(zhǔn)則。實(shí)際情況下10#煤層埋深為450 m，進(jìn)而得到上覆巖層所受的垂直應(yīng)力σz=γH=10.5 MPa，因此將10.5 MPa均布載荷直接補(bǔ)償加載在模型的頂界面，模型中的巖石參數(shù)多取自實(shí)驗室實(shí)測，部分來源于礦井地質(zhì)資料及文獻(xiàn)[1]中的數(shù)據(jù)類比，各個巖層的物理力學(xué)參數(shù)詳見表2，考慮到傾斜刀間煤柱建模比較困難，因此模型開挖時令刀間煤柱垂直于支巷，數(shù)值模擬模型如圖2所示。

表2 煤巖層物理力學(xué)參數(shù)表Table 2 Table of physical and mechanical parameters of coal strata

圖2 數(shù)值模擬模型圖Fig.2 Sketch map of numerical simulation model

3.2 模擬方案及模擬內(nèi)容

大量生產(chǎn)實(shí)踐表明，寬度為1 m以上的煤柱具有一定的支撐能力，并且隨著尺寸的增大，支撐能力也增大。因此模擬兩種不同的刀間煤柱留設(shè)方法，在保證總體煤柱寬度相同的情況下對比兩種方案下的采場塑性區(qū)，支巷與煤柱的應(yīng)力、位移特征。其中：方案一：每開采3.5 m寬采硐留設(shè)1.5 m寬刀間煤柱(圖1)；方案二：每開采3.5 m寬采硐留設(shè)1 m寬刀間小煤柱，每間隔四個刀間小煤柱留設(shè)一個3.5 m寬刀間大煤柱(圖2)。

3.3 模擬結(jié)果分析

3.3.1 采場塑性區(qū)分布特征

工作面首條支巷開掘完成，采硐完全采出后，沿著與支巷平行方向做切面，得到刀間煤柱及圍巖的破壞狀態(tài)如圖3所示。分析可知：方案一中臨近工作面中部頂板及刀間煤柱幾乎全部剪切破壞，頂板較為破碎；方案二中支巷中煤柱同樣產(chǎn)生了剪切破壞，但多為窄小煤柱破碎，大煤柱完整性較好并具有到一定承載能力，且巷道頂板僅有小范圍破壞?？梢哉J(rèn)為，采用方案二進(jìn)行回采，刀間煤柱完整性更好、巷道頂板的更穩(wěn)定。

圖3 刀間煤柱及圍巖的破壞區(qū)域圖Fig.3 Failure zone diagram of surrounding rock and narrow pillars

鑒于工作面兩端煤柱的完整性較好，因此著重分析工作面中部煤柱支承區(qū)的塑性區(qū)發(fā)展，如圖4所示?？梢园l(fā)現(xiàn)，采用連續(xù)等寬1.5 m煤柱(方案一)支護(hù)巷道頂板時，刀間煤柱幾乎全部剪切破壞，彈性核區(qū)不足2 m，支巷頂板受到拉伸破斷；通過分析間隔3.5 m大煤柱(方案二)可以發(fā)現(xiàn)，刀間煤柱有近一半的區(qū)域處于彈性應(yīng)力狀態(tài)，表明煤柱外側(cè)雖有一定的破碎，但內(nèi)部仍具有一定的承載能力，支巷頂板產(chǎn)生一定剪切破壞，但完整性較高；兩種方案下平巷護(hù)巷煤柱均處于彈性狀態(tài)，表明15 m寬的護(hù)巷煤柱支撐效果良好，平巷頂板僅產(chǎn)生小范圍破壞(小于0.5 m)，表明15 m寬護(hù)巷煤柱可以承擔(dān)較大載荷，能夠保證平巷的穩(wěn)定。

圖4 工作面中部煤柱塑性區(qū)對比圖Fig.4 Comparison diagram of plastic zone of coal pillar in the middle of working face

3.3.2 支巷頂板應(yīng)力和位移場分布

1) 位移。分別對兩種方案下的支巷頂板中部布置測線，隨工作面采出后得到了支巷頂板的下沉量曲線(圖5)。其中，方案一中頂板下沉量變化較為平滑，方案二中位移量則呈現(xiàn)波動式變化，且均呈現(xiàn)位移先增大后減小的趨勢，考慮到工作面開采初期采出空間并不大，因此巷道頂板位移量均較小(均小于30 mm)。根據(jù)砌體梁理論可知，采場開挖后上覆巖層產(chǎn)生O-X破斷，可將上覆巖層視為外表似梁實(shí)質(zhì)是拱的砌體梁結(jié)構(gòu)：上下端頭是由邊界煤體(柱)支撐的固支巖梁，工作面中部由煤柱支撐的簡支巖梁。工作面中部頂板由于處于簡支狀態(tài)，頂板下沉量遠(yuǎn)大于上下端頭，基本頂首先發(fā)生破斷，繼而向兩側(cè)遷移。

圖5 支巷頂板下沉量曲線Fig.5 Subsidence curve of branch roadway roof

進(jìn)一步分析可以發(fā)現(xiàn)，支巷開采初期方案一頂板下沉量略小于方案二，主要是由于初期方案一煤柱更寬，支護(hù)效果更好，隨著支巷逐漸采出，兩種方案下頂板下沉量逐漸接近；對于方案二來說，在留設(shè)第一個刀間大煤柱后，周圍的頂板下沉量明顯減小，通過分析可以發(fā)現(xiàn)，寬刀間煤柱起到了支承上覆巖層的作用，使得后續(xù)留設(shè)寬刀間煤柱區(qū)域的頂板下沉量產(chǎn)生回彈的趨勢，表明寬刀間煤柱的存在使得附近區(qū)域頂板下沉均有所減緩?？傮w來看，方案二相對于方案一，在支巷的前半段頂板下沉量略大，而在推過工作面中部后，頂板下沉量明顯減小。

2) 應(yīng)力。從圖6中可以看出，采用方案一時所有刀間煤柱等寬，因此隨著采出空間的增大，巷道頂板承受的礦山壓力呈漸進(jìn)式遞增，考慮到初采時期不會發(fā)生大規(guī)模頂板破斷，因此不會出現(xiàn)巷道某處頂板應(yīng)力陡增。采用方案二時，1 m窄煤柱承載能力很弱，僅起到臨時支護(hù)作用，頂板來壓時窄煤柱迅速進(jìn)入峰后破壞階段并失去承載能力，所受應(yīng)力降低，上覆巖層應(yīng)力轉(zhuǎn)移給臨近支巷頂板，對應(yīng)圖中頂板應(yīng)力極大值處；3.5 m寬煤柱承載能力更強(qiáng)，因此臨近支巷頂板載荷轉(zhuǎn)移給煤柱承擔(dān)，頂板垂直應(yīng)力降低，對應(yīng)頂板應(yīng)力極小值處，從而整體呈現(xiàn)出頂板受力振蕩起伏的特征。兩種方案下支巷頂板所承受的礦山壓力均呈現(xiàn)先增大后減小的趨勢，但是采用方案二時支巷頂板所受垂直應(yīng)力總體上小于方案一。

圖6 不同煤柱寬度支巷頂板垂直應(yīng)力分布曲線Fig.6 Vertical stress distribution curve in branch roadway roof with different width of coal pillars

針對方案二中頂板的下沉量、垂直應(yīng)力出現(xiàn)比較大的波動，擬采用2架XZ7000/24.5/46型履帶行走液壓支架，在采硐回采時對回采支巷與采硐之間的三角區(qū)進(jìn)行支撐。在連采機(jī)應(yīng)用過程中，根據(jù)現(xiàn)場條件對刀間煤柱尺寸進(jìn)行合理調(diào)整，以在保證采場安全的前提下，盡可能地提高邊角煤資源的回收率。

3.3.3 采場應(yīng)力場分布特征

由圖7(a)可知，當(dāng)采硐采出后，上方頂板出現(xiàn)空頂，原巖應(yīng)力向周圍有支撐的煤柱轉(zhuǎn)移，在煤柱周圍形成應(yīng)力集中，應(yīng)力集中系數(shù)為2～3；由圖7(b)可知，刀間煤柱有效承擔(dān)了上覆巖層的載荷，使巷道及其上覆巖層處于應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)，驗證3.3.2小節(jié)中支巷頂板應(yīng)力轉(zhuǎn)移的觀點(diǎn)。

圖7 采場應(yīng)力分布云圖Fig.7 Stress distribution nephogram in working face

3.3.4 刀間煤柱應(yīng)力和位移場分布

1) 位移。通過在刀間煤柱靠近支巷的一側(cè)布置測線，得到采動后兩種方案下的刀間煤柱水平位移曲線(圖8)，可以發(fā)現(xiàn)兩種方案下煤柱的水平位移，即片幫量隨著連采機(jī)向工作面中部推進(jìn)呈不斷增大的趨勢，推過工作面中部后又逐漸減小，由文獻(xiàn)[1]可知窄刀間煤柱不能對基本頂起到支撐作用，僅對直接頂起到臨時支撐作用，對于方案一來說最大片幫量達(dá)到0.2 m，結(jié)合圖4推測在連采機(jī)采煤過程中臨近的刀間煤柱即發(fā)生失穩(wěn)，影響正常生產(chǎn)；對于方案二來說，圖8中水平位移的極小值點(diǎn)代表寬煤柱處的水平位移，可以看出雖然方案中窄煤柱水平位移量更大，達(dá)到了接近0.3 m，對于1 m寬的刀間煤柱來說幾乎完全失穩(wěn)，但寬煤柱片幫量較小，結(jié)合圖4可以發(fā)現(xiàn)即使在礦山壓力最大的工作面中部，寬煤柱的片幫量仍然較小，完整性較好。

圖8 刀間煤柱水平位移圖Fig.8 Horizontal stress profile of narrow pillars

2) 應(yīng)力。在煤柱長軸方向中部頂煤位置布置側(cè)線后，得到兩種方案下的煤柱所受應(yīng)力如圖9所示。由圖9可知，均勻刀間煤柱(方案一)所受應(yīng)力值較小，均為10～12 MPa，煤柱已經(jīng)破壞，不能承受較大的支承壓力，結(jié)合圖5可知巷道頂板下沉量也較大。間隔寬煤柱(方案二)中，寬煤柱承受的垂直應(yīng)力較大，煤柱內(nèi)出現(xiàn)應(yīng)力核，煤柱為極限平衡狀態(tài)，煤柱承載能力較強(qiáng)，巷道圍巖變形較?。徽褐惺艿拇怪睉?yīng)力較小，結(jié)合圖4可以發(fā)現(xiàn)窄煤柱已經(jīng)破壞失穩(wěn)。

圖9 刀間煤柱垂直應(yīng)力分布圖Fig.9 Vertical stress profile of narrow pillars

4 現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果驗證

為了驗證數(shù)值模擬方案得到的結(jié)果，在首采工作面的前兩條支巷開采過程中布置位移測站，采用“十字布點(diǎn)法”測量巷道表面位移，限于時間及人力成本，僅在工作面中部及前、后依次10 m布置1組測站，共9組測站。為設(shè)置對照組，第一條支巷開采時采用方案一留設(shè)煤柱，第二條支巷開采時采用方案二留設(shè)煤柱，待采過穩(wěn)定后提取測站所得數(shù)據(jù)。

由圖10可知，現(xiàn)場實(shí)測結(jié)果顯示出與數(shù)值模擬(圖5)相一致的結(jié)果，即支巷中部巷道的表面位移大于支巷兩端，且采用方案二時頂板下沉量更小。支巷開采初期的圍巖變形量小于支巷開采過半后的圍巖變形量，這表明隨著采出空間的增大，頂板會進(jìn)一步下沉，總體的圍巖變形量維持在可控的狀態(tài)下，后續(xù)工作面生產(chǎn)采用方案二煤柱留設(shè)方案沒有出現(xiàn)頂板大面積來壓或冒頂事故，證明了該方案以及數(shù)值模擬結(jié)果的可靠性。

圖10 現(xiàn)場實(shí)測圍巖變形曲線Fig.10 Deformation curves of surrounding rock measured in site

5 結(jié) 論

1) 通過頂板載荷法對旺格維利采煤法工作面受力狀況進(jìn)行理論分析，提出一種簡化算法，將多個分散的刀間煤柱整合為一個整體的護(hù)巷煤柱，并按照傳統(tǒng)的平巷護(hù)巷煤柱寬度計算，得出工作面長度為260 m時刀間煤柱總寬度為60 m。

2) 為保證支巷回采期間采場的穩(wěn)定，提出兩種刀間煤柱留設(shè)方案。研究表明，支巷回采過程中，采用方案一(每開采3.5 m寬采硐留設(shè)1.5 m寬刀間煤柱)時煤柱穩(wěn)定性較差，工作面中部頂板及刀間煤柱幾乎全部剪切破壞，頂板也較為破碎；而采用方案二(每開采3.5 m寬采硐留設(shè)1 m寬刀間小煤柱，每間隔四個刀間小煤柱留設(shè)一個3.5 m寬刀間大煤柱)時雖然刀間小煤柱全部破壞，但刀間大煤柱的完整性較好，且具有一定的承載能力。

3) 當(dāng)采硐采出后，上方頂板出現(xiàn)空頂，原巖應(yīng)力向周圍有支撐的煤柱轉(zhuǎn)移，在煤柱周圍形成應(yīng)力集中，應(yīng)力集中系數(shù)為2～3，煤柱有效承擔(dān)了上覆巖層的載荷，使巷道及其上覆巖層處于應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)。綜上所述，采用方案二時，在刀間煤柱總寬度相同的前提下能夠保證采場巷道的穩(wěn)定；平巷護(hù)巷煤柱完整性較好，但隨著工作面向前推進(jìn)，采出空間增大后能否繼續(xù)保持穩(wěn)定有待后續(xù)研究。