鄧二奎
(山西鄉寧焦煤集團有限責任公司,山西 臨汾 042100)
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,此方法在降低地表塌陷、高效回收邊角煤方面可以發揮重要作用[13]。旺格維利采煤法也叫連續采煤機房柱式開采,能夠補充完善綜合機械化采煤法的不足之處,當礦井進行搬家倒面、采掘合一、設備運轉時能夠體現出獨特優勢,現階段已經逐漸被各大煤炭集團所使用,以提高邊角煤的回收率[45]。旺采方法的核心為確定合理的煤柱留設寬度,煤柱寬度的選取不但決定了工作面的回采率及綜合經濟效益,而且對煤柱的穩定可靠性起到了保障作用[6]。
我國科研工作者為此進行了大量的科研工作,王剛等[7]通過對比研究旺采模型和條帶開采模型的受力情況,發現旺采能夠等效為條帶開采,條帶開采寬度主要受旺采的回采支巷寬度、回采支巷兩側采硐采出率和采硐垂深影響,最終得到旺采的等效條帶開采寬度的計算公式;樊克恭[8]在七五生建煤礦開展旺格維利采煤法試驗,此方法能靈活布置工作面,是解決殘留煤柱煤炭開采的有效方法;黃晉兵等[9]在王臺鋪煤礦開展高水材料旺格維利充填采煤法試驗,根據XV2317(南)工作面工業試驗結果,得到此種充填采煤工藝系統簡單,投資少,資源回收率高,地表減沉效果好,適用于“三下”壓煤不規則塊段的資源回收。
文中結合旺采方式煤柱的應力分布規律,借助刀間煤柱寬度計算公式,利用理論研究、數值模擬、現場驗證3種方法,研究分析刀間煤柱在2種方案下的受力特點、位移變化量以及支巷塑性區特征,達到優化煤柱寬度的目的。
前灣煤礦開采的2號煤層接近尾聲,剩下的回收大巷保安煤柱綜采工作面斷層發育充分、走向不穩定,斷層和周邊村戶相互交錯,將該煤層劃分成多個零散的煤炭塊段,即“邊角煤”資源。 “邊角煤”資源本身存在可采儲量不大、形狀不規則,長壁式采煤法不適合開采此資源,因此旺格維利采煤法能夠有效發揮自身獨特優勢。回收大巷保安煤柱綜采工作面是前灣煤礦的首個旺采工作面,煤層頂底板具體情況見表1。

表1 煤層頂底板巖性
前灣煤礦大巷保安煤柱回收工作面布置圖,如圖1所示。支巷掘進完成后實施后退式開采工藝,即由上端頭向下端頭開采,由采區邊界向采區大巷推進,設計采硐和支巷的形狀為矩形,采用尺寸分別為:支巷5 m×5 m(寬×高),采硐3.5 m×5 m(寬×高),支護選用錨桿+錨索,回采階段刀間煤柱留設寬度為1.5 m以支撐上覆巖層;回采結束后立即構筑永久密閉對采空區進行永久封閉,防止采空區遺煤發生自燃。

圖1 工作面布置Fig.1 Layout of the working face
由于刀間煤柱寬度比護巷煤柱寬度小,加之連采機回采時對煤柱產生破壞,所以刀間煤柱的支護強度發生降低,為了核算刀間煤柱的尺寸,通過借鑒護巷煤柱的計算方法。現在大多采用載荷法來計算煤柱寬度[1012],而且多用來計算護巷煤柱寬度,計算公式為
P=4γ[(B+D)×H-D2cosδ]
(1)
式中,P為煤柱所受的載荷,Pa;γ為覆巖平均體積力,kN/m3;B為煤柱寬度,m;D為采空區寬度,m;H為巷道埋深,m;δ為采空區覆巖垮落角,(°)。
由于房柱式采煤法的煤柱在采空區平均分布,所以忽略覆巖垮落角的影響;此外,開采煤柱范圍屬于采空區內部,故可近似忽略煤柱寬度的影響,則公式(1)可簡化為
P=γHD
(2)
參考Obert-Dwvall/Wang公式,煤柱的強度R與煤的立方體單軸抗壓強度Rc、煤柱的寬度B和高度h之間關系可用公式(3)來表示
R=Rc(0.778+0.222B/h)
(3)
確保煤柱可靠穩定即保證煤柱負擔的載荷小于其抗壓強度,通過使用一種簡化算法,把多個分隔的刀間煤柱集中成一個完整護巷煤柱,采用傳統護巷煤柱寬度方法來計算,但由于旺格維利采煤法中的刀間煤柱小于傳統護巷煤柱寬度,同時參考相關文獻[13]得到刀間煤柱沒有彈性核,只能發揮臨時支承作用,所以參考相關文獻[14-15]引進安全系數ζ=0.7,假設煤柱承受的載荷與采空區頂板載荷相等,具體見式(4)
ζBR=γHD
(4)
現場實測得到:Rc=198 MPa,h=5 m,將其代入公式(3)得到
R=7.92×106(B+19)
(5)
將ζ=0.7,γ=26.0 kN/m3,H=232 m,D=150 m以及公式(5)代入公式(4)核算,計算得到B≈15 m,即刀間煤柱的總寬度為15 m。
前灣煤礦旺采工作面模型采用FLAC3D模擬軟件進行建立,采場周圍的斷層暫不考慮,模型尺寸為110 m×150 m×70 m(長×寬×高)。在模型兩側面、前后側面設置位移邊界以限制水平、底部位移。模型采用彈塑性本構關系,材料服從Mohr-Coulomb強度準則。將2號煤層埋深H為232 m及覆巖平均體積力γ為26.0 kN/m3代入公式σz=γH,計算得到覆巖承載的垂直應力σz=6 MPa,將6 MPa均布載荷施加于模型的頂部,煤巖層物理力學參數通過實驗室測定獲得,具體見表2;開挖模型階段刀間煤柱必須與支巷互相垂直,圖2為構建的數值模型。
現場實踐證明,煤柱寬度在1 m以上時會發揮支撐能力,且支撐能力隨著煤柱寬度的增大而升高。控制總體煤柱寬度不變,對這兩種不同模擬情況下的采場塑性區以及支巷、煤柱應力和位移變化進行對比分析。方案一采硐寬度為3.5 m,每次開采時刀間煤柱需要留設1.5 m寬,具體如圖1所示;根據現場實際情況并參考鄰近礦井實踐經驗,為了最大化的回收煤柱,提高工作面回采率,編制方案二:采硐寬度同樣設定成3.5 m,將刀間小煤柱的留設寬度修改為1 m,同時,每經過4個刀間小煤柱增設1個寬為3.5 m的刀間大煤柱,具體如圖2所示。

圖2 數值模型Fig.2 Numerical model

表2 煤巖層物理力學參數
3.3.1 采場塑性區分布特征
先開挖支巷并回采采硐,隨后沿著支巷方向作剖面,得到了塑性特征分布情況如圖3所示。從圖中可以看出,在模擬方案一中,工作面中間部分幾乎全部呈現紅色,表明該段頂板、刀間煤柱均被破壞,工作面兩端的多數刀間煤柱也存在被破壞的情況,此時支撐力相對較弱;在模擬方案二中,雖然中間兩處刀間煤柱發生破壞,但是其余部分的頂板和刀間煤柱相對完好,尤其是保存較好的寬煤柱,可以承擔頂板較大的壓力,維持頂板穩定。因此采納方案二開采過程中,刀間煤柱將會保持更加完整狀態,巷道頂板將會更加完好。

圖3 塑性特征Fig.3 Plastic characteristic
方案一和方案二中,中間區域的煤柱發生破壞較大,因此重點分析該段的塑性區特點,如圖4所示。在圖4(a)中可以看出,實施方案一模擬時,按照1.5 m寬度留設刀間煤柱時,煤柱幾乎全部被破壞,彈性核區范圍小于2 m,在拉伸斷裂作用下,頂板極易破斷垮落;通過圖4(b)得到,使用方案二進行模擬時,以間距3.5 m的寬度布置大煤柱時,近50%的刀間煤柱處于彈性應力作用下,說明煤柱外表有小面積出現破碎狀態,但煤柱內部支撐作用依然較強,雖然頂板被剪切破斷,但是頂板幾乎仍然處于相對完整狀態;采用這兩種方案進行模擬時,得到護巷煤柱均處于彈性應力影響之下,但是在留設3.5 m寬度的護巷煤柱時其支撐作用顯著,巷道頂板僅僅發生小范圍破裂,下沉量不到0.5 m,證明3.5 m寬度的護巷煤柱能負擔的頂板荷載較大,可有效保證巷道穩定可靠。

圖4 中部煤柱塑性特征Fig.4 Plastic characteristic of the central coal pillar
3.3.2 支巷頂板應力和位移分布
位移分析:將測線布置在2個方案的頂板中部,當工作面開采完成后獲得頂板位移變化曲線,如圖5所示。由圖5得到,方案一獲得頂板下沉量變化曲線呈現相對平緩變化趨勢,方案二獲得頂板下沉量變化曲線呈現波動式變化趨勢,此兩種方案的頂板下沉量整體均呈現出先增大再減小的變化趨勢,原因是在工作面開采初始階段采場面積有限,因此頂板下沉量均相對較小,兩種方案都不到30 mm。查閱文獻,發現當采場開挖完成后,上覆巖層會形成O-X破斷效應,所以將覆巖等效處理為外觀是梁、本質是拱的砌體梁結構,即工作面中部區域是煤柱起到支撐作用的簡支巖梁,工作面兩端頭區域是邊界煤體起支撐作用的固支巖梁;處于工作面中部區域的頂板為簡支形式,頂板下沉量明顯大于工作面兩端頭,表現為基本頂首先破斷冒落,之后轉移至兩端頭。

圖5 支巷頂板位移量變化Fig.5 Variation of the displacement of the roof of the branch roadway
另外,在開采初期方案一頂板位移量比方案二略小,原因是在開采初期方案一的煤柱寬度較大,支護作用更強,伴隨著采硐逐漸回采后,方案一和方案二的頂板位移量基本相同;方案二中第一個刀間大煤柱留設后,頂板位移量顯著減小,寬度較大的刀間煤柱發揮了承載覆巖的作用,導致之后留設的煤柱頂板下沉量開始回彈,證明寬度大的刀間煤柱可減弱周圍頂板的下沉。對比兩種方案,方案二在回采的前半程頂板位移量略高,而在工作面中部回采之后,頂板位移量相對下降。
應力分析:圖6為不同煤柱寬度時頂板垂直應力變化規律。通過圖6發現,方案一實施時各刀間煤柱所留設的寬度一致,因此頂板承擔的礦山壓力隨著采場空間的擴大逐漸在增大,因為工作面開采初期難以發生頂板大面積破斷冒落,因此開采初期頂板應力不會產生陡增現象。方案二實施時,初始階段承壓的是1 m寬的煤柱,煤柱支撐能力有限,因此當來壓時,1 m寬的煤柱承壓逐漸上升,并達到峰值,即第一個波峰,煤柱開始出現破壞;當附近頂板應力逐漸擴展到3.5 m寬的煤柱時,由于3.5 m寬煤礦的承壓能力有了很明顯的提高,大煤柱承受了這塊區域較大的垂直應力,而小煤柱承受的應力則相對下降,即整體的垂直應力有所降低,即圖中的第一個波谷;因為小煤柱和大煤柱的間隔分布,持續來壓導致了應力分布呈現出上下波動的狀態。雖然圖中顯示的兩種方案的頂板垂直應力均呈現出升高、降低的變化趨勢,但通過進一步對比,可以明顯看出方案二頂板的垂直應力低于方案一的應力。

圖6 垂直應力變化規律Fig.6 Variation law of vertical stress
由于采用方案二時,頂板下沉量和垂直應力呈現波浪狀變化趨勢,所以計劃增加2個履帶行走液壓支架(型號為XZ7000/24.5/46),作用是對支巷與采硐之間形成的三角空間進行支撐。連采機運轉期間,要根據現場實際環境對刀間煤柱寬度進行適當調整,最大限度保障采場安全,達到邊角煤回收率最大化。
3.3.3 采場應力分布特征
采場應力分布云圖如圖7所示,從圖7(a)中明顯看到,回采采硐后,回采區域出現了空頂現象,則頂板原巖應力就會隨之轉移,周邊區域的煤柱則承擔了所有的應力,就會出現應力集中情況,應力集中系數達到2~3;在圖7(b)可以發現,刀間煤柱能夠充分承載覆巖載荷,確保支巷和覆巖保持在應力降低區內,與3.3.2節頂板應力轉移基本吻合。

圖7 應力分布Fig.7 Stress distribution
3.3.4 刀間煤柱應力和位移分布
位移分析:選擇在刀間煤柱靠近支巷側提前安設側線,以便獲得開采之后刀間煤柱的水平位移變化量,具體如圖8所示。從圖8發現,隨著連采機不斷靠近工作面中部,方案一、二的煤柱水平位移(片幫量)表現為持續增大的趨勢,通過中部區域之后水平位移量開始變小,通過查閱有關文獻,可以得知小寬度的刀間煤柱支撐基本頂的能力十分有限,通常用于臨時支撐直接頂;在方案一中,煤柱的最大位移量為22 cm,結合圖4可以看到,在采煤機開采時,周邊的刀間煤柱損壞失穩,很大程度影響了生產安全;方案二中的煤柱水平位移曲線的波峰、波谷表示刀間小煤柱和大煤柱水平位移,可得到當開采至小煤柱時,水平位移量嚴重增大,甚至達到0.3 m,基本失去穩定可靠性,但是當開采至寬度為3.5 m的刀間大煤柱時,水平位移量降低。雖然在工作面中部的礦山壓力最大,但寬度為3.5 m的刀間大煤柱的片幫量相對很小,具有較強的穩定性、完整性。

圖8 刀間煤柱片幫量變化Fig.8 Changes in the amount of coal pillar between the knives rib spaling
應力分析:通過將測線布置于中部煤柱長軸方向頂煤區域,以獲得開采后煤柱承受的應力,如圖9所示。圖中可以清楚地看出,方案一的煤柱所承受的應力較小且大致相同,基本處于10~12 MPa之間,而且因為多數煤柱出現了不同程度的破壞,不能繼續承受不斷增加的覆巖壓力,以致巷道頂板下沉;方案二中1 m寬的刀間小煤柱所承載的應力小,3.5 m寬的刀間大煤柱可以承載更大的垂直應力,所以大煤柱和小煤柱形成的新的護巷大煤柱在承載頂板應力時,呈現出了上下較大起伏,1 m寬的刀間小煤柱基本被破壞,但也出現了煤柱內部的應力核,使得護巷大煤柱有更強的承載韌性,可以承受較大的覆巖壓力,所以巷道變形較小。

圖9 煤柱垂直應力變化Fig.9 Vertical stress change of coal pillar
通過在回收大巷保安煤柱工作面的前2條支巷回采時,施工好頂板位移觀測站,結合“十字布點法”對支巷頂板位移變化進行測定,達到驗證模擬結果準確性的目的。
立足于現場實際條件,最大限度地節省人力和時間成本,此次布置觀測站9組,具體為在工作面3個地點(前部、中部及后部)每間隔10 m安設觀測站1組。在開采第1條支巷時,使用方案一留設煤柱;在開采第2條支巷時,使用方案二留設煤柱,回采完成后,當頂板達到穩定時,立即開始采集觀測站數據,頂板位移變化實測數據如圖10所示。

圖10 頂板變形情況Fig.10 Deformation of the roof
通過圖10得到,數值模擬結果基本吻合于現場實測結果,與支巷兩端相比,處于支巷中部地點的頂板下沉量顯著增大,另外采用方案二后的頂板下沉量更小;在回采支巷初始過程中的頂板下沉量明顯大于回采中部之后,證明隨著支巷回采區域不斷擴大,頂板下沉量逐步升高,但巷道頂板下沉量幾乎都處于可控范圍之內,相鄰采煤工作面在回采階段結合方案二布置煤柱,巷道頂板基本完好,沒有形成大面積來壓現象甚至斷裂垮落,再次說明實施方案二對管理頂板極為有利,同時也對模擬結果的正確性進行了檢驗。
(1)在前灣煤礦借助頂板載荷法分析旺采工作面的受力狀態,并提出簡化算法,就是通過合并若干個等間距的刀間小煤柱,而按照一個新的護巷大煤柱開展分析;參考以往平巷護巷煤柱寬度開展計算分析,最終得到傾斜長度為110 m的工作面使用總寬度為15 m的刀間煤柱即可。
(2)為保障回采安全順利,設計了煤柱留設的兩種方案。根據研究結果得到:方案一實施后,煤柱具有較差的支撐穩定性,位于支巷中部的頂板以及煤柱多數已被破壞;方案二實施后,刀間大煤柱具有較強的可靠穩定性,支撐能力發揮較充分,刀間小煤柱幾乎已經被損壞。
(3)方案二實施后,支巷開采過程中發生空頂現象,原巖應力向周邊的煤柱進行轉移,寬度為3.5 m的煤柱周圍產生應力集中現象,煤柱可有效發揮支撐覆巖的作用,巷道及覆巖所受到的應力開始降低。所以使用方案二過程中,在刀間煤柱總寬度保持相同的條件下,采場穩定可靠性得到有效保證,煤柱的完整性也得到有效保護,但伴隨工作面不斷推進,采場空間也在不斷擴大,關于采場的穩定可靠性需要更深入研究。