礦井支護(hù)方案優(yōu)化設(shè)計(jì)數(shù)值模擬研究

王經(jīng)緯

（山西長(zhǎng)治經(jīng)坊莊子河煤業(yè)有限公司，山西 長(zhǎng)治 046000）

引言

我國(guó)煤礦煤層埋深較深，開(kāi)采常常采用留設(shè)煤柱開(kāi)采形式，傳統(tǒng)的留設(shè)煤柱開(kāi)采會(huì)在煤柱上部位置形成一定的應(yīng)力集中區(qū)域，使得周邊巷道出現(xiàn)較大變形及冒頂問(wèn)題，對(duì)煤礦安全生產(chǎn)造成了一定的威脅。為了提升煤礦采出率，降低煤炭資源的浪費(fèi)情況，提出無(wú)煤柱開(kāi)采技術(shù)，無(wú)煤柱開(kāi)采技術(shù)不僅能夠提升煤礦開(kāi)采的回收率，同時(shí)能夠避免煤礦發(fā)生地質(zhì)災(zāi)害事故，是我國(guó)煤炭行業(yè)重要的發(fā)展方向[1-2]。在無(wú)煤柱開(kāi)采技術(shù)使用過(guò)程中，由于頂板難以形成穩(wěn)定的支護(hù)體系，使得巷道頂板極易出現(xiàn)失穩(wěn)情況，同時(shí)復(fù)合頂板造成的冒頂事故同樣是造成頂板事故的主要原因。為了增加頂板支護(hù)穩(wěn)定性，提升礦井開(kāi)采的安全性，對(duì)巷道支護(hù)進(jìn)行研究十分重要[3]。但考慮到不同地質(zhì)礦井支護(hù)無(wú)法一概而論，所以本文以某礦為研究背景，對(duì)礦井支護(hù)方案進(jìn)行優(yōu)化設(shè)計(jì)，為礦井安全開(kāi)采提供保障。

1 數(shù)值模擬分析

原支護(hù)方案下巷道圍巖變形較大，需要對(duì)巷道支護(hù)方案進(jìn)行優(yōu)化，利用數(shù)值模擬軟件對(duì)不同優(yōu)化設(shè)計(jì)方案進(jìn)行對(duì)比分析，從而選出最佳的支護(hù)方案。首先進(jìn)行模型的建立，模擬軟件選擇UDEC 進(jìn)行模擬分析，模型的尺寸設(shè)計(jì)為長(zhǎng)×寬為200 m×60 m，設(shè)計(jì)巷道模型為矩形斷面，斷面尺寸為4.55 m×2.2 m，設(shè)定采空區(qū)尺寸為150 m×2.2 m。對(duì)模型進(jìn)行模型劃分，完成模型劃分后對(duì)模型的邊界條件進(jìn)行設(shè)定，約束模型左右及下部約束，限制模型X、Y 方向的位移。在模型上部施加均布荷載，根據(jù)覆巖高度115 m計(jì)算可得均布荷載大小為2.76 MPa。對(duì)模型進(jìn)行物理參數(shù)設(shè)定，根據(jù)實(shí)際地質(zhì)情況進(jìn)行設(shè)定，完成模型的初始建立。

給出四種不同的支護(hù)方案：方案一選擇尺寸20 mm×2 400 mm 的錨桿，錨桿間排距設(shè)定為900 mm、900 mm，每支錨桿選用3 支K2335 的樹(shù)脂藥卷，設(shè)定錨固力為50 kN。錨索采用尺寸21.8 mm×8 000 mm的鋼絞線，錨索間排距為2 000 mm、2 400 mm，錨索采用3 支K2850 樹(shù)脂藥卷錨固，預(yù)應(yīng)力為120 kN，同時(shí)在走向位置布置W 鋼帶，鋼帶尺寸為5 400 mm×245 mm。為了提升整體穩(wěn)定性，選用恒阻錨索進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，錨索尺寸為21.8 mm×8 000 mm，恒阻器尺寸為65 mm×500 mm。方案二將方案一的錨索支護(hù)參數(shù)改為錨索位于巷道中心，布置排距為2 400 mm，預(yù)應(yīng)力為120 kN，托盤(pán)尺寸300 mm×300 mm×12 mm，對(duì)比方案一少了一根煤壁側(cè)錨索。方案三在方案一的基礎(chǔ)上將錨索長(zhǎng)度變?yōu)? 000 mm，布置排距設(shè)定為2 400 mm，同時(shí)錨索布置于回風(fēng)巷頂板中心，預(yù)應(yīng)力120 kN。方案四錨索長(zhǎng)度變?yōu)? 000 mm，布置排距2 400 mm，錨索位于回風(fēng)巷頂板中心，預(yù)應(yīng)力120 kN。對(duì)四種支護(hù)方案下巷道圍巖變形及應(yīng)力分布情況進(jìn)行模擬，本文僅展示方案二下的巷道垂直應(yīng)力及位移云圖，如圖1 所示。

從圖1 中可以看出，應(yīng)力集中主要出現(xiàn)在巷道煤壁幫，最大應(yīng)力約為3 MPa；從垂直位移云圖可以看出，方案二的切縫線發(fā)育較好，能夠切斷采空區(qū)頂板由于垮落造成的巷道頂板變形，巷道頂板下沉量較小，留巷較為成功。

圖1 方案二

對(duì)四種方案下頂板下沉量進(jìn)行匯總，繪制直方圖如下頁(yè)圖2 所示。

圖2 四種方案下頂板下沉量

通過(guò)在巷道的頂板布置監(jiān)測(cè)線，用于監(jiān)測(cè)巷道頂板下沉情況，根據(jù)頂板最大下沉量可以看出，在方案一和方案二中巷道頂板的最大下沉量分別為220 mm、230 mm，兩種方案下頂板下沉量相差不大；方案三和方案四中頂板的最大下沉量分別為285 mm、263 mm，兩種方案與方案一和方案二相差較大，所以相對(duì)不利于巷道的穩(wěn)定和控制。綜合對(duì)比方案二與方案一支護(hù)參數(shù)可知，方案二較方案一每排少一根錨索，但兩者的支護(hù)效果相差不大，所以從經(jīng)濟(jì)性角度出發(fā)，支護(hù)方案二較優(yōu)。

2 支護(hù)方案設(shè)計(jì)及應(yīng)用

為了保證切頂能夠順利進(jìn)行，保護(hù)巷道和抵擋矸石入侵，對(duì)巷道進(jìn)行動(dòng)壓加強(qiáng)支護(hù)。采用單體液壓支柱DZ25-25/100 型配合π 型鋼梁棚，架設(shè)3 排，1 梁4 柱布置，柱距0.9 m；整體支護(hù)設(shè)計(jì)方案如圖3 所示。

圖3 整體支護(hù)設(shè)計(jì)圖（單位：mm）

為了對(duì)巷道的表面位移進(jìn)行檢查，在回風(fēng)巷的頂?shù)装宀贾梦灰茰y(cè)站。從開(kāi)切眼位置每50 m 布置一個(gè)位移測(cè)站，采用十字交叉法進(jìn)行變形量的監(jiān)測(cè)，得到巷道圍巖變形量曲線如圖4 所示。

圖4 巷道圍巖變形量曲線

從圖4 優(yōu)化支護(hù)參數(shù)后巷道圍巖變形曲線可以看出，隨著工作面的不斷推進(jìn)，此時(shí)巷道的頂?shù)装逡平砍尸F(xiàn)逐步增大的趨勢(shì)，同時(shí)巷道兩幫移近量同樣呈現(xiàn)逐步增大的趨勢(shì)，但增長(zhǎng)趨勢(shì)大致可以分為三個(gè)階段，第一階段滯后工作面70 m 以內(nèi)時(shí)，此時(shí)增長(zhǎng)速度較慢；第二階段滯后工作面70～100 m 時(shí)，此時(shí)的增長(zhǎng)速度最快，巷道整體變形在此階段最為明顯；當(dāng)滯后工作面距離達(dá)到100 m 時(shí)，此時(shí)圍巖變形的增長(zhǎng)速度明顯減緩，頂?shù)装逡平孔畲笾禐?10 mm，兩幫移近量的最大值為180 mm，有效地控制了巷道的變形，整體支護(hù)設(shè)計(jì)較為成功。

3 結(jié)論

1）通過(guò)對(duì)支護(hù)方案模擬發(fā)現(xiàn)應(yīng)力集中主要出現(xiàn)在巷道煤壁幫，最大應(yīng)力約為3 MPa，切縫線發(fā)育較好，能夠切斷采空區(qū)頂板由于垮落造成的巷道頂板變形。

2）綜合對(duì)比四種支護(hù)方案下的支護(hù)參數(shù)及支護(hù)效果，從經(jīng)濟(jì)性角度出發(fā)，支護(hù)方案二較優(yōu)。

3）隨著工作面的不斷推進(jìn)，此時(shí)巷道的頂?shù)装逡平考皟蓭鸵平吭龃蟮内厔?shì)逐步減緩，有效地控制了巷道的變形，整體支護(hù)設(shè)計(jì)較為成功。