马 进 功

（1.中国煤炭科工集团太原研究院有限公司，山西 太原 030006；2.山西天地煤机装备有限公司，山西 太原 030006）

0 引 言

目前，我国煤炭年产量已近40 亿t，历年累计为国家的能源贡献了800 亿t 左右的煤炭［1］。 随着煤炭资源的大幅开采，国内绝大多数矿井遗留了大量的边角煤［2－3］。 浅埋深优质煤炭资源储量日益减少，开采回收边角煤势在必行［4－6］。 近年来，以连续采煤机为龙头装备的“旺格维利”采煤法（以下简称“旺采”）在我国得到了广泛应用［7－9］。 相关研究与实践表明，条带式“旺格维利”式采煤法特有的煤柱系统，对提高煤炭资源采出率、控制覆岩移动及地表下沉有关键作用［10－11］。 煤柱系统的特殊性在于其煤柱分为采硐间煤柱、不规则煤柱、区段隔离煤柱、边界煤柱，各类煤柱由于功能和支撑位置的差异造成了留设尺寸的不同要求，因而，确定煤柱系统中各类煤柱的合理尺寸是研究旺采技术的主要内容之一［12］。 当前条带式“旺格维利”采煤法煤柱系统研究存在以下问题：①已有研究对短壁连采中留设煤柱合理尺寸多数基于规则的房柱式开采［5，13－15］；②在条带式“旺采”中各类煤柱研究中针对煤柱系统的采硐间煤柱合理宽度鲜有报道［16－20］；③井下现场对采硐间煤柱的留设尺寸多数依靠现场经验，对煤柱受力分布、直接顶和基本顶的弹塑区分布及下沉量等问题处于被动和盲目状态。

针对当前条带式“旺格维利”煤柱系统中采硐间煤柱合理宽度存在的问题，笔者通过FLAC3D数值模拟建立力学模型，分析了采硐间煤柱不同尺寸条件下的直接顶塑性区、煤柱受力、巷道顶板下沉量、直接顶和基本顶塑性区、支架受力状态，得出浅埋深条件下条带式“旺格维利”采煤法中煤柱系统中采硐间煤柱的合理尺寸范围及相关规律，为井下实际留设采硐间煤柱的合理宽度及设备选型提供十分重要的的理论依据。

1 条带式“旺采”工艺

条带式“旺采”工艺如图1 所示，在开采范围内布置主运巷、回风巷、辅运巷，形成全负压通风。 各巷道与第一支巷掘进完成后，连续采煤机即在支巷两侧后退式交替进行斜切进刀采硐回采作业，进刀顺序为先左后右。 梭车往返与连续采煤机和转载破碎机之间运输煤。 连运1 号车接煤后将煤破碎转载至带式输送机运出工作面。 采硐回采中，其宽度为连续采煤机机身宽度，采硐深度通常为机身长度，遇地质条件较为复杂时，则缩短采硐深度，采硐回采顺序为后退式开采。 工作面支巷回采顺序为：按照支巷布置顺序自第1 条支巷至第5 支巷依次回采，支巷内采硐均采完密闭后方可进入下一支巷。 相邻采硐间留设采硐间煤柱，每隔3 条支巷留设隔离煤柱。

图1 条带式“旺采”工艺Fig.1 Strip type of Wongawilli mining process

2 条带式“旺采”结构模型

选取吉县盛平煤矿作为浅埋深优质煤炭资源的条带式“旺采”典型矿井，盛平煤矿生产能力120 万t／a，2 号煤的边角煤储量约为17 万t，适合采用连续采煤机进行短壁机械化开采解决边角煤资源回收问题，试验工作面为2208 连采工作面。 矿井井田位于河东煤田台头精查区内的西南部，单斜构造，地层倾角2°～29°。 煤层埋深100 ～200 m，煤层厚度3.2 m，煤层结构简单，含0～2 层夹矸。 直接顶板为细砂岩及泥岩，底板为泥岩、粉砂岩。 细砂岩直接顶单轴抗压强度57.6 MPa，单轴抗拉强度2.72 MPa，泥岩直接顶单轴抗压强度40.6 MPa，单轴抗拉强度0.97 MPa。

依据其地质资料建立数值模型：模型尺寸196 m×144 m×30.8 m，共153 604 单元，191 176 节点。 围岩本构关系采用Mohr－Coulumb 模型，模型底部固支，边界限制法向位移，顶部采用应力边界条件代替覆岩重量，考虑重力g＝9.81 m／s2。 液压支架采用Extrusion 模块挤出，锚杆间排距均为1 m。采用Fish 语言控制分步开挖，每循环推进一对采硐，并运算500 步，再进行下一对采硐开挖，采硐颜色不同仅为区分回采顺序。 共模拟采硐间煤柱宽度1、1.25、1.5、1.75 m 四个方案。

图2 采硐间煤柱和支巷支护数值模型Fig.2 Numerical model of coal pillar and supporting roadway between bordrooms

3 条带式“旺采”结构模型力学分析

3.1 采硐间煤柱受力分析

每条支巷回采至60 m 时，从煤层中部切片，分析煤柱受力，由图3 可得到如下规律：

图3 留设不同宽度采硐间煤柱的垂直应力分布Fig.3 Vertical residual stress distribution between coal pillars with different widths

1）采硐间煤柱宽度从1 m 增大到1.75 m，其塑性区范围变化不大，但其承载能力有很大变化。 以开采第一支巷为例，采硐间煤柱宽度为1 m 时，承载压力为8 MPa 左右，采硐间煤柱宽度为1.25、1.50、1.75 m 时，承载压力均为10 MPa 左右，虽然承载压力变化不大，但由于采硐间煤柱的宽度增加引起面积增加，总的承载能力增大，这表明虽然采硐间煤柱全部进入塑性区，但不会完全破坏，较宽的采硐间煤柱有着更高的残余强度，因而有着更高的承载能力，该效应在煤柱宽度增加至1.25 m 以后增速减缓。

2）从数值模拟的角度出发，上下2 条支巷的采硐间形成的四边形区域即不规则煤柱，颜色为蓝色或深蓝色，其承载压力最大，处于塑性状态但未发生破坏。不规则煤柱最外圈层发生破坏，但核区内为三向应力状态，仍有很强的抗压强度。 通过横向对比表1 发现，采硐间煤柱的尺寸对相邻支巷采硐间四边形区域应力峰值几乎没有影响。 分析认为，采硐间煤柱对直接顶有一定的支撑力，而相邻支巷采硐间四边形区域对直接顶的支撑力要强于采硐间煤柱。 随着开采支巷的增加，四边形区域支撑力逐步增大，增速逐渐减小，说明其支撑力逐渐趋于极限。

表1 相邻支巷间不规则煤柱应力峰值Table 1 Stress peaks of irregular pillars between adjacent branches

3）本模拟中严格按照实际开采工艺即后退式两翼回采方式进行，每条支巷掘进结束后，将进行回采采硐，其中连续采煤机每左右回采各1 个采硐为1 组进行编号，按照先后顺序将采硐编为1、2、3、……等若干组。 在1、1.25、1.50、1.75 m 采硐间煤柱的第一条支巷第4、8、12 采硐之后的采硐间煤柱中部布置垂直应力监测点1、2、3，记录支巷回采期间采硐间煤柱的垂直应力变化，整理记录每对数据的采硐回采期间均值得出采硐间煤柱应力变化曲线图4。 以测点1.00－1 为例，采硐间煤柱宽度为1 m 时，当回采至第4 采硐之后，采硐间煤柱的监测点垂直应力值迅速下降，回采至第5 采硐时应力已经降低到0.53 MPa。 采硐间煤柱宽度增加至1.25 m 时，监测点1.25－1 的垂直应力值降低速率减小，回采至第5 条采硐时仍有1.9 MPa 的支撑强度，相比1 m 采硐间煤柱可以更好地保证回采第5 条采硐安全回采。 其余不同宽度或者测点的应力监测也呈现相同规律。 上述规律表明，采硐间煤柱受上一对不相邻采硐回采影响，应力略微升高后开始下降；采硐间煤柱相邻前后两个采硐，1 m 宽的采硐间煤柱在前方采硐回采完毕时，该煤柱上的应力值急剧减小，回采后方采硐时，应力接近0，说明此时的采硐间煤柱发生塑性剪切破坏，不起支撑作用，1 m 采硐间煤柱仅能对前方采硐起支撑和辅助装煤的作用，不能完全保证相邻的后方采硐起安全回采的作用。 当采硐间煤柱宽度大于1.25 m 时，采硐间煤柱在回采后方采硐后，垂直应力才减小到接近0，发生剪切破坏，丧失承载强度，说明宽度大于1.25 m 的采硐间煤柱对两侧采硐均起到保护采硐和辅助装煤的作用。

图4 采硐间煤柱应力变化曲线Fig.4 Stress variation curves of coal pillars between bordrooms

3.2 采硐间煤柱塑性区分析

支巷长度为120 m，每条支巷回采至中部60 m时，从煤层中部水平切片出图，分析煤柱塑性区。 图5 中绿色区域代表过去的应力状态在屈服面上，发生剪破坏后处于极限平衡状态，而现在已回到屈服面包络范围内，脱离极限平衡状态，其承载能力大幅减弱；紫色区域表示过去和现在的应力状态都在屈服面上，一直处于极限平衡状态，承载能力较强；灰色区域代表弹性区。 分析图5 得到如下规律：

图5 采硐间不同煤柱宽度煤层中部水平切片后塑性区分布Fig.5 Distribution of plastic zone afterhorizontal slicing in middle of coalseam of different width of coal pillar

1）第1 支巷回采时，塑性区只出现在采硐间煤柱；从第2 条支巷回采时，压力叠加明显，导致上下两条支巷间的采硐端头前所围成的四边形区域即不规则煤柱也全部进入塑性区。

2）随着采硐间煤柱宽度增大，采硐间煤柱塑性区未见显著差异，均全部进入塑性区。 这表明在常规尺寸范围内，试图通过增加采硐间煤柱宽度来阻止其全部进入塑性区是不可能的。

3）在采硐间煤柱宽度为1 m 时，巷道超前段采空区侧煤体塑性区的面积基本上相当于3 个采硐的面积；在采硐间煤柱宽度为1.25 m 和1.5 m 时，巷道超前段采空区侧煤体塑性区的尺寸基本上相当于1个采硐的面积；在采硐间煤柱宽度为1.75 m 时，巷道超前段采空区侧煤体塑性区的尺寸基本上相当于1／2 个采硐的面积。 这表明，随着采硐间煤柱宽度增大，巷道超前段采空区侧煤体塑性区减小，有利于巷道围岩的稳定。 这种规律呈现非线性变化，采硐间煤柱柱宽度由1.00 m 增加至1.25 m 时，巷道超前段采空区侧煤体塑性区减小的面积最大，对改善巷道围岩的稳定性最为明显。

3.3 直接顶塑性区受力分析

每条支巷回采至60 m 时从直接顶中部切片，分析直接顶塑性区。 图6 中的绿色表示已经脱离极限平衡状态，蓝色表示处于极限平衡状态。 此处对直接顶的分析中，由于模型中的介质为是连续介质，直接顶不会发生垮落，因此需要通过位移变化来判断直接顶的垮落。 分析图6 可得如下规律：

图6 采硐间不同煤柱宽度直接顶中部水平切片后塑性区分布Fig.6 Distribution of plastic zone after horizontal slicing in middle of direct roof of different

1）随着采硐间煤柱宽度增大，直接顶的塑性区范围变化不大。 这表明虽然较宽的采硐间煤柱有着更高的承载能力，但直接顶软弱易垮的特性决定了其塑性区的主要扩展规律，即直接顶该垮落时仍要垮落，无法通过改变采硐间煤柱改变直接顶的总体运移规律。

2）随着采硐间煤柱宽度增大，支巷的超前范围要明显减小。

3）随着开采支巷数量的增加，应力集中逐渐增强。 分析原因有2 个方面：①开采第1 支巷时，直接顶破坏范围基本处于采硐内，采硐间煤柱仍为灰色的弹性区。 开采第4 支巷时，采硐间煤柱上的直接顶破坏范围与采空区直接顶破坏范围贯通。 ②直接顶进入极限平衡状态的面积所占的比例逐渐增大。

4）直接顶的运移规律：第1 支巷的采硐回采之后，直接顶发生变形，进入塑性区，随时间的增加塑性区趋于稳定，当其余支巷陆续回采，已经趋于稳定的直接顶变形加大，进入塑性区的范围增加，最终趋于稳定。

3.4 基本顶塑性区分析

图7 中红色区域代表过去的应力状态在屈服面上，发生拉破坏，并处于极限平衡状态，而现在已回到屈服面包络范围内，脱离极限平衡状态。 蓝色区域表示过去和现在的应力状态都在屈服面上，一直处于极限平衡状态。 灰色代表弹性区。 但由于难以模拟断裂基本顶的由1 条细缝开始发生的破坏，在此以红色和蓝色区域均表示基本顶发生拉破坏，红色和蓝色区域的面积表示基本顶破坏程度。 分析可得如下规律：

图7 采硐间不同煤柱宽度基本顶中部水平切片后塑性区分布Fig.7 Distribution of plastic zone after horizontal slicing in middle of basic roof of different width of coal pillar

1）采硐间煤柱宽度不同条件下，在回采第1 支巷和第2 支巷时基本顶都不会发生破坏。

2）采硐间煤柱宽度不同条件下，回采第3 支巷和第4 支巷时，随着采硐间煤柱宽度的增加，基本顶发生破坏的面积会大幅减小。 例如：采硐间煤柱宽度为1 m 时，回采至第3 支巷中部时，其基本顶已经发生了较大面积的破坏，而采硐间煤柱宽度为1.75 m的基本顶才开始发生破坏。 这表明，随着采硐间煤柱宽度增大，基本顶底部塑性区变化规律未见显著差异，仅区域大小有所不同。 由此可知，虽然较宽的采硐间煤柱有着更高的承载能力，但难以改变采场“大结构”的演化规律。

3.5 巷道顶板下沉量分析

因为模型中单元体为连续介质，不会发生离层等现象，所以数值模拟中，其位移量相比现实中的位移量小，但可以通过数值模拟，发现其位移变化趋势。 从直接顶底部切片，分析巷道顶板下沉量，分析图8、图9 可得如下规律。

图8 采硐间不同煤柱宽度直接顶垂直位移Fig.8 Vertical displacement of direct roof of different width of coal pillar

图9 采硐间煤柱宽度为1、1.25、1.50、1.75 m 时直接顶下沉量最大值Fig.9 Maximum direct roof subsidence with widths 1，1.25，1.5 and 1.75 m coal pillars between caverns

1）随着第1～4 支巷的回采，巷道顶板下沉最大值始终出现在边界条件最不利于稳定的地方。 如图8 所示，蓝色区域为巷道顶板下沉最大值区域，巷道顶板下沉最大值均出现支巷采空区处的上下两条支巷无实体煤的位置。

2）随着采硐间煤柱宽度增大，巷道顶板下沉量逐渐减小。 采硐间煤柱宽度由1 m 增大至1.25 m时，巷道顶板下沉量由20 cm 减小至15 cm，效果明显。 采硐间煤柱宽度由1.25 m 增大至1.75 m 时，巷道顶板下沉量由15 cm 减小至12 cm，减小已不明显。 这表明较宽的采硐间煤柱有着更高的承载能力，但宽度达到1.25 m 以上时，对巷道顶板的控制效果不会再显著增强。 最终为现场提供指导意见，当采区内煤的硬度一致时，支巷出现顶板条件较差或地质构造复杂的情况下，采硐间煤柱的宽度设置在1.25 m，可以有效改善回采条件。

3.6 支架受力状态分析

每回采一组采硐，数值模拟中支架移架一次。由于每次移架需要重新导入，无法连续监测，需从存档的数据中找到支架受力最大的图。 云图中只能表示力的大小，而支架轮廓内的彩色部分表示的应力张量既可以表示大小，又可以表示方向。 分析图10可得如下规律：

图10 采硐间不同煤柱宽度履带行走支架受力分析Fig.10 Stress distribution of pedrail powered support of different width of coal pillar

1）采硐间煤柱宽度分别为1.00、1.25、1.50、1.75 m时对应的支架工作阻力分别为3 380、3 078、2 720、2 494.8 kN。 表明随着采硐间煤柱宽度增大，液压支架立柱工作阻力近似线性减小，说明较宽的采硐间煤柱有着更高的承载能力，使得液压支架受力降低，符合上述研究结论。

2）支架受力不均匀，靠近采硐和采空区液压支柱的受力最大。 分析原因认为，两台液压支架相邻的部分集中了4 根液压支柱，受力分散在每根支柱上，因此受力较小，而靠近采硐的液压支柱分散，因此受力较大；顶板对支架临近采空区一侧的压力大于远离采空区一侧的压力，因此最终靠近采硐和采空区的液压支柱受力是远离采硐和采空区的液压支柱受力的3～4 倍。

4 结 论

1）采硐间煤柱宽度增加对其塑性区范围变化不大，但巷道超前段采空区侧煤体塑性区减小；采硐间煤柱宽度大于1.25 m 时，采硐间煤柱在回采后方采硐后，垂直应力才减小到接近0，发生剪切破坏，丧失承载强度，起到保护采硐和辅助装煤的作用。

2）采硐间煤柱在常规尺寸范围内，无法通过增加煤柱宽度来阻止其全部进入塑性区；随着采硐间煤柱宽度增大，巷道超前段采空区侧煤体塑性区减小，有利于巷道围岩的稳定，采硐间煤柱由1 m 增加至1.25 m 时，改善巷道围岩的稳定性最为明显。

3）采硐间煤柱对直接顶支撑效果微弱，无法通过增加煤柱宽度改变直接顶的总体运移规律。

4）不同采硐间煤柱宽度在回采第1 支巷和第2支巷时基本顶都不会发生破坏；回采第3 支巷和第4 支巷时，随着采硐间煤柱宽度的增加，基本顶发生破坏的面积会大幅减小，基本顶底部塑性区变化规律未见显著差异，仅区域大小有所不同，表明较宽的采硐间煤柱有着更高的承载能力，但难以改变采场“大结构”的演化规律。

5）随着采硐间煤柱宽度增大，巷道顶板下沉量逐渐减小，但煤柱宽度在1.25 ～1.75 m 时控制效果不会再显著增强。

6）采硐间煤柱宽度增大，行走液压支架立柱工作阻力近似线性减小，为行走支架选型提供理论指导。

7）采硐间煤柱的尺寸对相邻支巷采硐间四边形不规则煤柱的应力峰值没有影响。