李建文

（1.太原理工大学矿业矿业工程学院，太原030024；2.山西西山煤电镇城底矿，太原030203）



斜沟特厚煤层无煤柱综放开采技术相似模拟研究

李建文1，2

（1.太原理工大学矿业矿业工程学院，太原030024；2.山西西山煤电镇城底矿，太原030203）

摘要:为了对斜沟特厚煤层更好地进行开采，参考13号煤层实际地质条件及巷道布置方案，进行了相似材料模拟实验。研究的初始原型是与斜沟煤矿13号煤层相似的模拟初采工作面。利用模拟实验研究“错层位巷道布置无煤柱全高开采”采煤法的巷道布置、矿压显现以及巷道和围岩移动破坏的一般规律，进而论证斜沟煤矿应用此种采煤方法实现无煤柱回采的可行性以及采用此种方法的优点。

关键词：特厚煤层；模拟实验；综放开采；无煤柱回采

未来20年世界能源与中国能源需求都将持续增长，从能源安全与经济合理的角度看，国内能源缺口还主要依靠煤炭来解决，而且对煤炭的需求越来越大，所以应当进一步提高煤炭资源采出率和利用效率，高效利用与洁净利用同时兼顾，使有限的不可再生资源得到最充分的利用，以保证国民经济的持续快速发展。

斜沟煤矿设计年产15 Mt，其中只有8号和13号煤层属于全区可采，现生产8号煤层，属于一期工程，年产在8 Mt，因此为了在二期工程达到设计生产能力，现准备回采13号煤层。

采煤方法的合适与否是矿井成为高产高效矿井的前提。煤层厚度、煤层硬度、煤层倾角、煤层结构、顶板条件、地质构造、自燃发火、瓦斯及水文地质条件等都是影响采煤方法的因素。

由于各种实际因素的限制，在理论研究中，人们往往将复杂的问题抽象成简单的问题来进行分析。在采矿学科中应用较为广泛的是相似材料模拟，它的实质就是根据相似原理，在一定的研究范围内，以一定的比例缩小，用相似材料制成模型，然后对模型中的煤层模拟实际情况进行“开采”，观测模型上的岩层由于“开采”所引起的移动、变动和破坏情况，分析、推断实际煤层的上覆岩层的情况。

相似模拟实验所遵循的原理非常复杂，而且非常严格，作为研究采矿工程的手段，其所遵循的原理因研究目的不同而不同。本实验目的是研究采场工作面上覆岩层的运移规律以及煤壁前方支承压力的变化规律，因此，只要满足相似原理就能达到实验目的。

1　矿井概况

本次实验的初始原型是与斜沟煤矿13号煤层相似的模拟初采工作面。研究巷道布置、矿压显现以及巷道和围岩移动破坏的一般规律，进而论证斜沟煤矿应用“错层位巷道布置无煤柱全高开采”采煤法给采煤带来的便利及效率上的一些优点。所以，我们根据13号煤层的基本条件，并做了一些适当的调整，使在实验中得到的一些结果将来会为13号煤层的开采提供一些可行的建议。

2　研究内容

2.1实验原型的模型制作

由于缺少13号煤和8号煤层空间上的关系，并且距离较远，因此在设定模型时，将8号煤层与老顶化为一层，对原型进行调整如下：

由于13号煤上方有20 m厚的岩层随采所冒，虽然是混合岩层，在此设定为泥岩；在上方至8号煤层剩余32 m设定为砂质泥岩；8号煤层及其老顶我们设定为砂岩，其余距地表的厚度由于煤层倾角的存在以及对13号回采的矿压影响不大，因此我们可按一般岩层向上累加即可。

本实验采用二维实验台，实验台尺寸为4 200 mm×250 mm，其中模型和原型的长度比为L=160∶1，模型和原型的容重比值为1.5，试验采用平面应变条件，各岩层在相似模型中的厚度为[1]：

LM1=LH1/αL=20 000 mm/160=125 mm；

LM2=LH2/αL=32 000 mm/160=200 mm；

LM3=LH3/αL=20 000 mm/160=125 mm；

LM4=LH4/αL=13 880 mm/160=86.8 mm.

式中：LM1、LH1分别为泥岩的模型和实体厚度；LM2、LH2分别为砂质泥岩的模型和实体厚度；LM3、LH3分别为砂岩的模型和实体厚度；LM4、LH4分别为13号煤层的模型和实体厚度。

2.2模拟岩石的力学性质

本实验主要是研究煤体所受到的应力，及在应力条件下所产生的应变，以及一些变化规律。根据在研究现场测得的地质资料以及煤岩层的分布，详细地整理了13号煤层顶、底板各岩层物理力学性质的实测数据，如表1所示。

表1　顶底板物理力学性质

2.3模型岩石的强度指标计算

逐层计算模型岩石的强度指标，由αL=160，αγ=1.5得ασ=αL×αγ=160×1.5=240。

由主导相似准则可推导出原型与模型之间强度参数的转化关系式[2]，即：

式中：σc为单轴抗压强度，MPa.

根据上面的资料，可以求出煤层还有不同顶板岩层模型的单轴抗压强度σc及容重γM。

2.4相似模拟实验模型的构建

因为在我们的开采过程当中，我们会发现底板的厚薄程度以及它的强度，对整个实验产生的影响几乎不大，所以我们对实验的模型可以进行一定的简化，使实验更便于进行，即我们只铺设厚度为50 mm的老底。由于存在10°的煤层倾角，在50 mm厚的老底下面还有一个长为4 200 mm、高为4 200× tg10°=741 mm的三角形老底。在铺设过程中，我们要严格的遵循岩层的实际长度进行。每一层所铺的厚度都不能超过3 cm，并且为了使得更加均匀和稳定，我们在层与层之间加了云母粉，使得层与层更加分明。

斜沟煤矿13号煤层平均埋深330 m。我们将模拟方案制定为1：160，我们通过计算将模拟的顶板岩石的厚度确定为86 m，其余的高度将用来提供我们所需的压力。我们假定岩层的上边容重为2 500 kg/m3，所以模型的容重可以确定为1 667 kg/m3，压强为：

σ=γh=244×2 500=6.1×105kg/m2=6.1 MPa.

根据模型的尺寸，以及预定比例，实际加载压力为：F=σ·s/ασ=6.1×105×0.25×4.2/240=2 668.8 kg模拟加载采用千斤顶，每台千斤顶载荷为15kN。测点和工作面布置如图1和图2所示：

图1　测点布置示意图

图2　工作面布置示意图

3　相似模拟实验数据处理与分析

相似模拟实验完成之后，我们将会收集到大量的实验数据，通过整理分析将会得到支撑压力的变化规律。

采煤机自左侧24 m处推进了52 m（即采煤机的位置在图中坐标为76 m处）时工作面的压力分布图见图3。模拟实验进风巷的位置我们可以将其对应于图中的24 m处，而其回风巷道位于图3中坐标为168 m处，工作面长度为144 m，如图所示，有一部分压力值为负值，其原因是顶板垮落之后由于拉力造成的。由图可以看出，在采煤机的前边，可以看到压力明显地增大了，工作面的推进，不断迁移，最终形成了压力降低的区域，这些现象与工作面沿煤层走向推进相一致，可见沿走向推进和沿倾向推进可以取得同样的实验效果。由于在中部进行回采，在回风巷道的附近产生了降低区域。因此在回风平巷附近（图中坐标为168 m处）形成了应力降低区，有利于更好地进行巷道维护，同时支承压力峰值移向工作面中部，有利于工作面顶煤的压碎。图中显示的与生产实践中矿压显现的规律是一致的，在上一工作面推过后（图中168 m附近），冒落顶板重新压实，压力有所恢复[3]。而在进风巷（图中坐标为24 m处）应力值有所升高，但进风巷沿煤层顶板布置，因此维护也比较容易。

图3　采煤机推进到52 m处工作面支承压力分布图

图4　采煤机推进到68 m处工作面支承压力的分布图

由图4可以看出随着采煤的推进，顶板再次发生折断，支承压力的最大值就会随着向前移动，这时工作面所处的状况就是大规模来压，曲线如图所示。相当于沿走向推进的周期来压变化，来压步距为两次来压的距离之差，约为16 m。回风巷附近仍然处于应力降低区，本次压力数据采集是在顶板再次垮落之前的压力分布状况，也就是周期来压时的压力分布情况。

采煤机推进到115 m处的工作面压力分布图见图5，顶板垮落，但是在采煤机前进之后，又被夯实，这时夯实的部分所受的压力又得以恢复，压力的最大值会随着进一步前移，与前一工作面压力的最大值进行了叠加，形成了更大的压力值。采用常规的巷道，与现在的情况大体一致。区段煤柱受到巨大的集中应力作用，很容易被压酥，因此会产生裂纹，在裂纹中，还会觉察到漏风的情况，并且巷道在此情况之下的变形情况会非常严重，而且与之相邻的回采巷道的变形十分严重，这种现象跟我们在现场所观测到的情况是相同的，而采用这种巷道布置的方式，回风巷道一直处于应力降低区（图中168 m处），有利于进行巷道的维护，体现了这种巷道布置方式的好处[4-5]。

图5　采煤机推进到115 m处工作面支承压力分布图

4　研究结果

顶煤垂直方向位移累计为3.85 m，水平位移累计为1.88 m。顶煤垂直位移量大于水平位移量，在工作面后方4 m～6 m处，顶煤垂直位移量最大，而水平位移量达到最大是在工作面后上方部分，可见，顶煤在工作面上方以水平位移为主，这也相当于工作面沿煤层走向推进时的工作面前方及支架上方位置。

直接顶的垂直位移和水平位移与顶煤较为相似，但位移最大值要推迟一些，因为顶煤被采出后，留给直接顶的自由移动空间增大，在老顶压力的作用下，直接顶随之垮落。直接顶垂直方向累计位移为3.7 m，水平方向累计位移为1.2 m，随后垮落为破碎状态。

5　结论

由模拟结果可以看出，错层位巷道布置系统具有明显的优点，不仅大大减少了区段煤柱的煤炭损失，提高了煤炭回收率，而且使回采巷道位于比较容易维护的位置，而且有效地利用了区段之间的集中应力，变危害因素为有利因素，增强了顶煤的压碎效果，提高了顶煤的放出率。同时也应该注意由于煤层倾角的变化，各岩层自重应力沿倾斜方向的分量造成可能在工作面变坡段形成一个范围不大的应力集中区。综合实验现象，基本再现了工作面应力分布状态，对生产实际起指导作用。

参考文献：

[1]王庚，邵强，冯伟.煤矿开采方案的计算机模拟研究[J].煤炭技术，2013（2）:65- 67.

[2]王辉.大埋深采煤工作面矿压特征的数值模拟[J].煤炭技术，2010（6）:73- 75.

[3]王明旭，许梦国，王平，等.无底柱分段崩落法的巷道支护相似模拟实验[J].矿业研究与开发，2013（6）:46- 49.

[4]蒋金泉，武泉森，张培鹏，等.上覆巨厚坚硬岩浆岩破断运移规律的实验分析[J].煤矿开采，2015（1）:8- 11.

[5]杨本生，王华斌，贾永丰，等.采场上覆岩层裂隙发育模拟及实证研究[J].煤炭工程，2015（7）:82- 85.

（编辑：杨鹏）

Analog Simulation on No-pillar Fully-mechanized Mining in Extra-thick Coal Seam in Xiegou Mine

LI Jianwen1,2
(1. College of Mining Engineering, Taiyuan University of Technology, Taiyuan 030024, China; 2. Zhenchengdi Mine, Shanxi Xishan Coal & Electricity Group, Taiyuan 030203, China)

Abstract:To improve the mining technology of the extra- thick coal seam in Xiegou mine, based on the geological condition and roadway layout of No.13 coal seam, simulation experiment with similar materials was conducted. The initial prototype is the simulated initial mining face, which is similar to the No.13 coal seam. With the simulation on no- pillar full height cutting with stagger arrangement roadway layout, we could study the roadway layout, strata behavior, and movement and damage rules of roadway and surrounding rock, which further demonstrates the feasibility of the method in no- pillar mining and its advantages.

Keywords:extra- thick coal seam; simulation test; fully- mechanized mining; no- pillar mining

作者简介：李建文（1982-），男，甘肃平凉人，在读工程硕士，助理工程师，从事矿井安全技术工作。

收稿日期：2015- 10- 19

DOI:10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2016.01.013

文章编号：1672- 5050（2016）01- 0041- 04

中图分类号：TD315

文献标识码：A