王 猛 ，齊 特，秦洪巖，邱占偉

1.遼寧工程技術(shù)大學 礦業(yè)學院，阜新 123000

2.山西焦煤集團 博士后科研工作站，太原 030024

3. 華北科技學院 安全工程學院，北京 101601

旺格維利采礦法是澳大利亞采礦專家在美國肋條式采礦法的基礎(chǔ)上研究出的一種新型房柱式短壁采煤法（任滿翊，2004）。以機械化程度高、設(shè)備使用量少、生產(chǎn)系統(tǒng)簡單、采出率高，可實現(xiàn)采掘統(tǒng)一、工作面布置靈活等特點成為短壁開采中較先進的回采方法（樊克恭等，2016）。我國神東礦區(qū)引進該開采方法，先后應(yīng)用于神東礦區(qū)大海則煤礦、大柳塔煤礦和康家灘煤礦（白士邦和劉文郁，2006）。經(jīng)過多年的試驗和改進，目前旺采技術(shù)已經(jīng)日趨完善。由于鋁土礦硬度及其他巖石力學參數(shù)與煤相近，故旺格維利式采礦法同樣適用于鋁土礦。

刀間礦柱是相鄰采硐間留設(shè)的起臨時支撐頂板和輔助連續(xù)采礦機工作的小礦柱（彭海兵和李瑞群，2009），該類礦柱寬度根據(jù)地質(zhì)情況一般為0.5 — 2 m，長度一般為連續(xù)采礦機機身的長度11 m，礦柱寬度越大，支撐能力越強，但采出率也越低。為保證礦段開采過程中的人員、設(shè)備安全和增加資源的回收率，必須對旺采刀間礦柱的寬度和塑性破壞情況進行研究。周茂普等（周茂普，2007）對大柳塔煤礦2-2煤層12607旺格維利采區(qū)哈拉溝20107L旺格維利工作面礦壓顯現(xiàn)進行了研究，總結(jié)出淺埋煤層工作面礦壓顯現(xiàn)特點和頂板垮落規(guī)律。解興智等（2011）運用FLAC3D數(shù)值模擬軟件和現(xiàn)場觀測手段，分析了東圪堵煤礦1601連續(xù)采煤機短壁工作面，優(yōu)化了刀間煤柱合理寬度、采區(qū)隔離煤柱合理寬度，并對短壁機械化開采兩種煤柱留設(shè)對比分析。翁明月和王永春（2012）、夏長春等（2012）對邊角煤采用短壁開采技術(shù)進行了相應(yīng)的研究和應(yīng)用，并取得了良好的經(jīng)濟效益。

本文以瓦廠坪礦邊角礦體為研究對象，運用簡支梁、固定梁理論（李石林等，2014），兩區(qū)約束理論（吳立新等，1994）等對旺格維利式采礦法刀間礦柱尺寸進行計算。結(jié)合數(shù)值模擬分析不同寬度刀間礦柱受力和塑性破壞情況，為合理礦柱留設(shè)尺寸提供依據(jù)。

1 計算模型與計算參數(shù)

1.1 工程背景

瓦廠坪鋁土礦是中電投貴州遵義產(chǎn)業(yè)發(fā)展有限公司務(wù)川鋁礦分公司建設(shè)的兩個一百萬噸鋁礦山之一，是黔東北發(fā)現(xiàn)的大型鋁土礦之一。礦體屬大型規(guī)模，單層礦體，走向長3300 m，最大寬度2850 m。由于該礦首次在行業(yè)內(nèi)采用走向長壁綜采工藝，導致一些邊角礦段很難布置正規(guī)綜采工作面進行回采。

根據(jù)該礦地質(zhì)條件和邊角礦段的特點，采用兩翼集中布置和單翼集中布置的旺格維利采礦法。論文研究的邊角礦體位于1102工作面切眼至井田邊界線范圍內(nèi)，含單一礦層，平均厚度2.2 m。礦體傾角較緩，平均傾角12°，地質(zhì)構(gòu)造簡單。礦層頂板以泥質(zhì)灰?guī)r、泥巖為主，偽頂0.7 m，直接頂2.5 m，中等穩(wěn)定。礦層底板為鋁土質(zhì)泥巖，其中偽底1.5 m，直接底7.0 m，比較穩(wěn)定。

F2逆斷層將邊角礦體分為Ⅰ區(qū)、Ⅱ區(qū)兩部分，本文研究Ⅰ區(qū)面積12065 m，估算儲量59677 t，埋深212 — 235 m，平均埋深221 m。如圖1所示。

圖1 瓦廠坪鋁土礦邊角礦體區(qū)域劃分圖Fig.1 Division map of boundary rebody-pillar

1.2 理論計算

旺格維利采礦法保護礦柱的留設(shè)與傳統(tǒng)房柱式開采不同，礦柱的留設(shè)有其自身的特點，礦柱主要包括區(qū)段隔離礦柱、工作面巷道護巷礦柱、支巷口礦柱、刀間礦柱等，鑒于礦柱所起的作用不同，對礦柱尺寸和支撐能力要求也完全不同。

（1）礦房寬度

按簡支梁理論，將頂板簡化為簡支梁并取單位寬度進行分析，最大彎矩發(fā)生在梁中間，而最大剪應(yīng)力在梁的兩端。巖梁因最大拉應(yīng)力超過其抗拉強度而破壞的極限跨距為：

式中：h為梁的厚度；[σ]為許用正應(yīng)力；q為巖梁承受載荷。

按固定梁理論，將頂板簡化為固定梁并取單位寬度進行分析，梁內(nèi)最大彎矩和最大剪應(yīng)力均發(fā)生在梁兩端。巖梁因最大拉應(yīng)力超過其抗拉強度而破壞的極限跨距為：

比較上述兩種計算結(jié)果，得到短壁開采礦房寬度極限跨距為6.23 m，考慮到安全性原則以及礦井實際條件，最終確定礦房寬度為5 m。

（2）斷層保護礦柱寬度

由于在邊角礦體中有一條逆斷層F2，所以在斷層和開采區(qū)域留設(shè)一定寬度的礦柱，起著隔離斷層和保護回采工作巷道的作用。根據(jù)彭文慶等（2009）提出在斷層傾角小于時保護礦柱合理寬度留設(shè)的計算公式：

式中：L為基本穩(wěn)定點離工作面的距離，可取40 — 60 m；φ0為內(nèi)摩擦角；di為強度比值系數(shù)，砂巖為1，砂質(zhì)頁巖為0.7，泥巖為0.5；Mi為巖石的實際厚度；η為斷層傾角。

代入瓦廠坪相關(guān)數(shù)據(jù)，得到α=18.19 m，根據(jù)瓦廠坪鋁土礦地質(zhì)條件及其它類似礦井相關(guān)設(shè)計，斷層保護礦柱為19 m可滿足要求。

（3）刀間礦柱寬度

刀間礦柱寬度的計算首先要確定礦柱所受載荷：

式中：F0為安全系數(shù)，取1.5；m為載荷集中系數(shù)，取1.6；q為頂板均布載荷，kN；

刀間礦柱屬于無核區(qū)條形礦柱，根據(jù)兩區(qū)約束理論，其寬度為：

式中：γ為上覆巖層平均容重，25 kN ? m?3；L 為礦柱長度，11 m；H 為上覆巖層厚度，m；

根據(jù)上述計算，刀間礦柱理論寬度為0.91 m。數(shù)值模擬中選取0.5 m、1 m、1.5 m三種方案，通過數(shù)值模擬結(jié)果確定最終刀間礦柱尺寸。

2 數(shù)值模型及結(jié)果分析

數(shù)值計算模型的建立對于計算的可靠性有著很大的影響，由于FLAC3D自身建模功能的不足以及SURFER、Midas-GTS、ANSYS在三維建模和劃分網(wǎng)格上的優(yōu)越性能，本文使用AutoCAD、SURFER、Midas-GTS、ANSYS進行輔助三維建模（王猛等，2016）。研究區(qū)域為鋁土礦邊角礦體，涉及到的模擬材料均為巖石，故選擇摩爾庫倫本構(gòu)模型為數(shù)值模擬本構(gòu)關(guān)系。模型設(shè)計為230 m×170 m×282 m，共152463個節(jié)點和869412個單元，如圖2所示。

邊界條件的確定應(yīng)力求與現(xiàn)場實際情況吻合，考慮到模型邊界效應(yīng)，將模型X、Y方向的邊界面與Z方向底面均固定，即模型X方向兩個邊界不允許發(fā)生X方向位移，Y方向兩個邊界不允許發(fā)生Y方向位移，底面不允許發(fā)生Z方向位移。由于數(shù)值模型較為準確建立了地表形態(tài)，故垂直方向應(yīng)力由模型各巖層重力生成；由于礦層埋深較淺，側(cè)壓系數(shù)λ =1，故水平應(yīng)力值與邊界單元垂直應(yīng)力值相等，工作面布置方式如圖3所示。

圖2 FLAC3D數(shù)值模型圖Fig.2 Numerical model diagram of FLAC3D

圖3 旺格維利式回采模型切面圖Fig.3 Sectional drawing of Wongawilli mining method

2.1 數(shù)值模擬參數(shù)的確定

因本模型采用Mohr Coulomb本構(gòu)模型，所需的巖石物理力學參數(shù)包括：密度、剪切模量、體積模量、抗拉強度、內(nèi)聚力、內(nèi)摩擦角等6個。經(jīng)過實地鉆孔、探槽取樣，在實驗室測得各巖石樣本的物理力學參數(shù)?？紤]到巖層的尺寸效應(yīng)、節(jié)裂隙發(fā)育及風化等問題，實驗室測得的參數(shù)不能直接應(yīng)用于數(shù)值模擬計算中，因此需要將各個參數(shù)進行不同程度的修正，本文應(yīng)用王永秀等（2003）提出的均勻正交設(shè)計方法對巖層參數(shù)進行修正，修正后的各巖層物理力學參數(shù)見表1。

表1 各巖層物理力學參數(shù)Tab.1 Physical and mechanical parameters of the rock

2.2 模型計算結(jié)果分析

由數(shù)值模型可知，礦井第一條支巷長71.5 m，當留設(shè)刀間礦柱為0.5 m、1.0 m、1.5 m時，可分別布置11對、10對和9對采硐。模型分別模擬礦井采用旺格維利式短壁采礦工藝回采第一對至最后一對采硐的情況。為更直觀地觀察留設(shè)不同寬度刀間礦柱的應(yīng)力和破壞情況，在各方案第五、六采硐間的礦柱上設(shè)置監(jiān)測點，得出各方案監(jiān)測點處垂直應(yīng)力隨開采深度的變化，結(jié)果如圖4所示。同時對開采各采硐時刀間礦柱塑性區(qū)變化情況進行模擬，結(jié)果如圖5所示。

根據(jù)不同寬度刀間礦柱第五采硐處礦柱垂直應(yīng)力分布規(guī)律圖可知：在開挖采硐數(shù)為0時，模型原巖應(yīng)力值為4.12 MPa；三種礦柱留設(shè)方案在開挖第一到第五對采硐時，刀間礦柱垂直應(yīng)力分布均呈逐步上升趨勢，三者增幅相差不大；在開挖至第五對采硐時，0.5 m和1.0 m刀間礦柱所受垂直應(yīng)力達到峰值，分別為6.50 MPa和6.82 MPa，最大垂直應(yīng)力分別達到原巖應(yīng)力的1.58倍、1.66倍。隨著開挖至第六對采硐，0.5 m、1.0 m刀間礦柱留設(shè)方案的礦柱垂直應(yīng)力出現(xiàn)明顯下降，分別達到3.50 MPa、5.90 MPa，降幅為46%和13%。而留設(shè)1.5 m刀間礦柱方案在回采第六采硐時垂直應(yīng)力無明顯變化，基本與開采第五采硐時持平。

結(jié)合塑性區(qū)破壞圖可以得出結(jié)論：當?shù)堕g礦柱為0.5 m時，礦柱在第六采硐回采過程中發(fā)生全塑性剪切破壞，礦柱隨采隨碎，完全失去承載能力，不能起到保護當前回采采硐和臨時支撐頂板作用。刀間礦柱尺寸為1.0 m時，回采第六采硐也發(fā)生局部卸壓情況，其垂直應(yīng)力仍比原巖應(yīng)力大，此時前三對刀間礦柱大部分發(fā)生塑性剪切和拉伸破壞，甚至貫通整個礦柱，基本失去支承能力。而后兩對刀間礦柱部分發(fā)生塑性剪切破壞，但仍具有一定支撐能力，起到了保護當前回采采硐及臨時支撐頂板作用；而留設(shè)1.5 m刀間礦柱，從回采第五對采硐開始，隨著開采采硐數(shù)量的增加，礦柱的垂直應(yīng)力仍持續(xù)保持在較高的應(yīng)力情況，說明回采之后，礦柱始終處于彈性穩(wěn)定狀態(tài)，持續(xù)保留支撐能力，頂板不能及時垮落，易造成大面積懸頂，留下安全隱患。因此可以確定刀間礦柱合理寬度為1.0 m。

圖4 各監(jiān)測點應(yīng)力變化圖Fig.4 Monitoring points of stress variation

圖5 開挖第六對采硐時塑性區(qū)分布Fig 5 Distribution of plastic zone in sixth mining excavation

3 結(jié)論

（1）根據(jù)“簡支梁”結(jié)構(gòu)和“固定梁”結(jié)構(gòu)確定礦房寬度為5 m；根據(jù)較小傾角斷層保護礦柱留設(shè)公式確定斷層保護礦柱寬度為19 m；根據(jù)兩區(qū)約束理論確定刀間礦柱理論寬度為0.91 m。

（2）根據(jù)瓦廠坪鋁土礦的實際條件及刀間礦柱理論寬度0.91 m，運用數(shù)值模擬方法對0.5 m、1.0 m、1.5 m三種方案進行比較分析，計算結(jié)果表明：1.0 m刀間礦柱的留設(shè)方案是最合理的，能保證刀間礦柱起到臨時支撐頂板的作用，且不會造成大面積懸頂從而留下安全隱患。

（3）由于長壁開采后殘留礦柱和不規(guī)則塊段等礦體日益增多，邊角礦體回收問題已成為亟待解決的緊要問題。本文對于提高礦井資源回收率及優(yōu)化刀間礦柱合理寬度有一定的借鑒意義。