旺格維利開采時刀間煤柱合理寬度的模擬研究探討

于松松

（山西西山晉興能源有限責任公司斜溝煤礦 山西呂梁 033602）

0 引言

隨著礦井逐年開采，資源逐步減少，煤柱回收已提上日程，實現高效減沉采煤的一種新型方法是條帶式旺格維利采煤法，此方法可以有效回收邊角煤、抑制地表下沉等發揮重要作用[1-2]。旺格維利采煤法也叫連續采煤機房柱式開采，是對綜合機械化采煤法的完善，在采掘合一、搬家倒面靈活、設備運行方便等方面具有明顯優點，已被各大礦井用于回收邊角煤[3]。此采煤方法的重點問題是留設煤柱寬度的確定，因為煤柱的寬度決定著工作面的安全可靠性及回采率、控制覆巖穩定性的重要措施，所以合理的煤柱寬度不斷提高礦井的回采率和綜合效益，還可確保煤柱可靠穩定性[4-5]。

本文根據旺格維利采煤法煤柱的受力情況，引出刀間煤柱寬度核定公式，通過理論分析、數值模擬和現場驗證相結合的手段對兩種方案下的刀間煤柱受力特點、位移及支巷塑性區進行了研究，實現對煤柱寬度優化的目標。

1 礦井概況

斜溝煤礦開采的8#煤層11采區接近尾聲，剩下的18114工作面斷層發育充分、走向不穩定，地表村莊的存在和斷層的相互交錯切割導致此區域形成多個不連續、不規則的塊段，統一把此區域的煤炭塊段叫“邊角煤”資源。由于“邊角煤”資源具有不規則形狀、可采儲量較小，不適合使用長壁式采煤法開采，此時旺格維利采煤法可以發揮其采煤優勢。

18114工作面位于11采區南翼東部，北部為11采區三條上山，南部為邊角煤實煤區，西部為18112工作面（2016年已回采完畢），東部為井田邊界。

18114 工作面停采線根據18114 皮帶機頭位置留設，距18112 運煤通道約95 m。考慮到18114 工作面處于井田邊界，且在18112工作面上方，為盡可能的回收井田邊角煤，工作面順槽與鄰近工作面保護煤柱為10 m（幫-幫），18114 皮帶巷與18112 材料巷留設的保護煤柱為15 m（幫-幫）。18112 工作面采用走向長壁后退式一次采全高采煤方法，全部垮落法管理頂板，綜合機械化回采工藝回采。

18114 工作面是斜溝煤礦的首個旺采工作面，工作面傾向長度為200 m，可采走向長度為250 m，煤厚約為5 m，傾角平均為3°，埋深平均為450 m，工作面煤層頂底板情況見表1。斜溝煤礦18114 工作面布置情況具體如圖1所示（方案1），布置好支巷之后由上端頭后退式開采至下端頭，從采區邊界回采至采區大巷，設計支巷和采硐為矩形，支巷斷面尺寸為5 m×5 m，采硐斷面尺寸為3.5 m（高）×5 m（寬），回采期間留設寬度1.5 m 的刀間煤柱來承載覆巖壓力，支護形式為錨桿+錨索；回采完成后第一時間施工密閉封堵采空區，防止遺煤自然發火。

圖1 斜溝煤礦18114工作面布置情況

表1 煤層頂底板巖性

2 數值模擬

2.1 構建數值模型

通過FLAC3D模擬軟件構建斜溝煤礦18114旺采工作面數值模擬模型，不考慮采場周圍斷層，模型尺寸（長×寬×高）為260 m×150 m×70 m，煤層傾角為3°～8°，建立模型時不考慮煤層傾角的影響。通過位移邊界限制模型兩側面、前后側面的水平位移及底部的變化。模型采用彈塑性本構關系，材料服從Mohr-Coulomb 強度準則。根據8#煤層埋深為450 m，計算覆巖所受的垂直應力σz=γH= 10.5 MPa，在模型的頂部施加10.5 MPa 均布載荷，巖石相關參數來自實驗室測定，具體參數見表2，模型開挖時要求刀間煤柱垂直于支巷，數值模型如圖2所示（方案二）。

圖2 數值模型

表2 煤巖層物理力學參數表

采硐寬度為3.5 m，每次開采時刀間小煤柱留設1 m 寬，而且在每4 個刀間小煤柱留設1 個刀間大煤柱，寬度與采硐一致為3.5 m。

2.2 分析數值模擬結果

2.2.1 采場塑性區分布特征

當工作面第一條支巷完成開挖，采硐全部回采后，在與支巷平行方向做切面，獲得刀間煤柱及圍巖的塑性特征如圖3所示。由圖3得到：方案一中工作面中部區域頂板和刀間煤柱基本都發生剪切破壞，頂板比較破碎；方案二中支巷煤柱也發生剪切破壞，但主要是寬度較小的煤柱發生破碎，寬度較大煤柱相對完好同時發揮著一定支撐能力，頂板只發生小面積破碎。因此可判定，實施方案二回采時刀間煤柱相對更加完整、頂板更加可靠穩定。

圖3 刀間煤柱塑性圖

由于工作面兩端煤柱保持相對完好，所以重點研究分析位于工作面中部區域的塑性區特點，工作面中部煤柱塑性區如圖4 所示。從圖4（a）發現，實施方案一模擬時，按照每間隔1.5 m寬度留設煤柱時，刀間煤柱基本都被剪切破壞，彈性核區不到2 m，頂板受到拉伸破斷影響而垮落；從圖4（b）發現，實施方案二模擬時，按照每間隔3.5 m寬度留設大煤柱時，將近一半范圍的刀間煤柱受到彈性應力的作用，證明煤柱外部發生了小范圍破碎，而內部仍然擁有較強的支撐作用，頂板雖然發生了剪切破壞，但基本保持較完整；模擬這兩種方案發現護巷煤柱都受到彈性應力作用，但護巷煤柱寬度為1.5 m時承載效果顯著，頂板只是形成小區域破壞（位移低于0.5 m），證明護巷煤柱寬度為1.5 m 時能夠負擔覆巖較大載荷，確保平巷穩定可靠。

圖4 工作面中部煤柱塑性圖

2.2.2 支巷頂板應力和位移場分布

（1）位移分析。在方案一、二的頂板中部安設測線，伴隨著工作面回采結束后即可得到頂板位移曲線，具體如圖5所示。

圖5 支巷頂板位移量變化

從圖5發現：方案一中頂板位移曲線相對平緩，方案二中頂板位移曲線發生波動式變化，兩種方案的位移曲線都是先升高再下降的趨勢，由于工作面回采初期采場空間有限，所以頂板下沉量都呈現較低（二者都小于30 mm）。參閱相關資料得到采場開挖結束之后覆巖將發生O-X破斷，因此可把覆巖當做外表近乎為梁、實際為拱的砌體梁結構（在工作面中部屬于煤柱承載的簡支巖梁，工作面上下兩端屬于邊界煤體（柱）承載的固支巖梁）。工作面中部頂板屬于簡支形式，頂板位移量大于工作面上下兩端，先是基本頂發生破裂垮落，接著轉移至工作面兩端。

（2）應力分析。煤柱寬度不同時頂板垂直應力情況如圖6所示，由圖6得到，實施方案一時全部的刀間煤柱寬度相同，所以伴隨采場面積的增多，頂板負擔的壓力逐步升高，由于初采階段不會形成大面積頂板破裂垮落，所以頂板應力不會發生突然升高。實施方案二時，煤柱較窄，僅為1 m寬度，支撐能力很弱，只會發揮臨時支護作用，當來壓時煤柱很快達到承載峰值，進入破壞階段，不在具有承載能力，所受應力下降，覆巖應力開始轉移到鄰近支巷頂板，即圖6中應力峰值處；寬度3.5 m的煤柱承載作用更強，所以鄰近支巷頂板的應力轉移到煤柱，頂板承受的垂直應力減小，即圖6中應力波谷處，導致支巷頂板應力呈現出波狀起伏特點。方案一和方案二的支巷頂板負擔壓力都是先升高后下降的變化規律，但實施方案二時支巷頂板負擔垂直應力比方案一小。

圖6 支巷頂板垂直應力變化

考慮到實施方案二時頂板的位移量、垂直應力發生波狀起伏的特點，計劃配置2 架XZ7000/24.5/46 型履帶行走液壓支架，用來支撐支巷與采硐之間的三角區域。應用連采機期間，需結合現場實際條件合理調整刀間煤柱寬度，以有效確保采場安全，實現最大程度的回收邊角煤。

3 現場實踐

通過在18114工作面前方中部的巷道中設安頂板位移觀測站，依據“十字布點法”監測支巷頂板位移量，以檢驗模擬結果的正確性。

結合現場實際情況，考慮到人力和時間成本，共設置9組觀測站，分別在中部巷道的中間及前部、后部間距10 m 設安1 組觀測站。回采第1 條支巷時，根據方案一布置煤柱，回采第2條支巷時，根據方案二布置煤柱，回采結束后，頂板處于穩定狀態時搜集觀測站數據，圖7為實測得到頂板位移變化情況。從圖7發現：現場實測結果基本與數值模擬結果相吻合，中部巷道中部區域的頂板位移量明天超過兩端，同時方案二條件下的頂板位移量更小；中部巷道回采初級階段的頂板位移量比回采中部之后的頂板位移量大，說明伴隨回采面積增多，頂板位移量發生進一步增大，但整體頂板位移量基本保持在可控范圍內，鄰近采煤工作面回采期間根據方案二留設煤柱，巷道頂板未發生大面積來壓顯現甚至冒頂，充分表明方案二有利于頂板管理，另外也驗證了模擬結果的正確性。

圖7 實測圍巖位移情況

4 結論

（1）利用頂板載荷法研究分析斜溝煤礦旺采工作面的受力情況，提出簡化算法，把幾個等間距的刀間小煤柱合并成一個新的護巷大煤柱進行研究，同時依據傳統的平巷護巷煤柱寬度研究核算，獲得260 m 長度的工作面所留設的刀間煤柱總寬度為60 m。

（2）為確保安全生產，提出煤柱留設方案。研究結果證明：在回采時實施方案一煤柱可靠穩定性較弱，工作面中部區域頂板和刀間煤柱基本都被剪切破斷；實施方案二刀間大煤柱可靠穩定性較強，具備支撐能力，刀間小煤柱基本都被剪切破斷。

（3）實施方案二時，采出采硐之后，煤層頂板產生空頂，原巖應力轉移至附近區域的煤柱上，在煤柱附近產生應力集中，煤柱能充分支撐覆巖壓力，巷道及覆巖的應力處于下降趨勢。因此實施方案二時，保證刀間煤柱總寬度一致的條件下可確保采場可靠穩定性，保護煤柱具有較好的完整性，但采場空間隨著工作面不斷回采而增大之后，采場可靠穩定性有待下一步繼續研究。