陳彥龍

（山西煤炭進出口集團左云長春興煤業(yè)有限公司，山西 大同 037000）

引言

我國煤炭儲量豐富，但煤炭資源覆存較為不均，據(jù)統(tǒng)計，我國能源的消耗比例占據(jù)總能源的59%，其在一次能源消耗中占比更是超過7 成，所以在未來很長一段時間內(nèi)，煤炭資源仍是我國開采及利用的主要能源。隨著我國開采年限的不斷增加，開采的規(guī)模逐步增大，以及隨著機械化的不斷發(fā)展，使得巷道支護強度需求越來越高，同時難度也在逐步增大，在進行巷道支護過程中，由于支護不當造成的巷道變形及損壞事故常有發(fā)生[1-2]，使得礦井開采安全受到極大的挑戰(zhàn)，雖然過分的加大支護密度雖然能夠保證巷道的穩(wěn)定開采，但由于支護材料的成本問題，使得礦井經(jīng)濟利益有所損失，所以合理的支護參數(shù)及支護方案不僅可以滿足礦井開采的需求，還能夠提升企業(yè)效益。此前眾多學者對礦井支護參數(shù)進行過一定的研究[3-4]，但由于支護方案不具有通用性，無法直接使用，所以礦井支護都應(yīng)當單獨進行設(shè)計，基于此以某礦為研究背景，通過對支護參數(shù)進行研究，從而確定最佳的支方案，為礦井安全開采提供保障，同時為礦井降本增效提供一定的參考。

1 51103 工作面概況

某礦51103 工作面當前開采5 號煤層，煤層的厚度為2.4～4.3 m，煤層的平均厚度為3.5 m，煤層平均傾角為1.2°，目前工作面長度301 m，煤層直接頂由粉砂巖、細砂巖組合而成，層位較穩(wěn)定，直接頂厚度為3.27 m。輔助巷和運輸巷的尺寸為5.4 m×3.6 m 和5.6 m×3.6 m。目前巷道內(nèi)頂板采用錨索結(jié)合錨桿支護，錨索使用Φ 15.2 mm×5 000 mm 的螺紋錨桿，錨索的間排距為2 000 mm、3 000 mm。頂板使用Φ18 mm×2 100 mm 的A3 圓鋼錨桿，錨桿的間排距為1 000 mm、1 000 mm。巷道工作面煤壁側(cè)采用Φ16 mm×1 600 mm 的玻璃鋼錨桿，錨桿的間排距為900 mm、900 mm。煤柱側(cè)采用Φ16 m×1 600 mm 玻璃鋼錨桿，錨桿的間排距為1 200 mm、1 000 mm。在現(xiàn)有支護方案下，巷道頂板變形較大，無法滿足礦井安全生產(chǎn)要求，所以對巷道支護進行優(yōu)化設(shè)計。

2 支護及驗證研究

利用數(shù)值模擬軟件對支護方案進行優(yōu)化，首先根據(jù)實際地質(zhì)情況，建立模型尺寸為55 m×39 m，巷道的尺寸為5.4 m×3.6 m，對模型進行網(wǎng)格劃分，在進行網(wǎng)格劃分時，將靠近巷道范圍的網(wǎng)格進行細劃分，距離巷道較遠范圍的尺寸進行粗劃分，這樣在保證模擬計算精度的同時，降低了模擬計算時間。在完成模型劃分后對模型進行物理參數(shù)設(shè)定，本文采用摩爾庫倫模型為本構(gòu)模型。對模型進行邊界條件設(shè)定，福鼎模型左右及下邊界的X、Y 方向位移。在模型的上端施加3.2 MPa 的均布荷載，同時對模型整體施加9.8 m/s2的自重加速度，完成模型的建立，首先對為支護前的巷道應(yīng)力進行分析，模擬云圖如圖1 所示。

如圖1 所示為回風巷道開挖后垂直應(yīng)力云圖及塑性分布云圖，從圖可知，在進行巷道開挖后，此時巷道圍巖應(yīng)力重新分布，云圖顯示在巷道兩側(cè)3～8 m 范圍出現(xiàn)一定的應(yīng)力增高區(qū)，從而形成巷道側(cè)向支承壓力，應(yīng)力增高系數(shù)約為1.5，垂直應(yīng)力方向在距離巷道頂?shù)装?～1.2 m 的范圍為主卸壓區(qū)。在此區(qū)域內(nèi)應(yīng)力分布值小于原巖應(yīng)力的40%左右，隨著距離巷道頂板底板距離的不斷增加，再次形成一定范圍的次卸壓區(qū)。同時觀察塑性區(qū)分布云圖可以看出，發(fā)生變形的單元主要集中于巷道兩幫位置，在底板位置的塑性變形單位較少。

為了優(yōu)化巷道支護方案，選定兩種支護方案，分別模擬兩種方案的巷道應(yīng)力分布圖，從而確定最佳支護方案。方案一：巷道頂板錨桿采用型號Φ16 mm×1 800 mm 的A3 圓鋼錨桿，錨桿的間排距設(shè)定為1 000 mm、1 000 mm，在煤柱側(cè)與煤壁側(cè)分別采用Φ16 mm×1 700 mm 的玻璃鋼錨桿與A3 的圓鋼錨桿進行支護，支護的間排距同樣為1 000 mm、1 000 mm，采用端錨加固，錨固長度設(shè)定為300 mm。錨網(wǎng)選用網(wǎng)孔尺寸為30 mm×30 mm 的菱形鋼絲網(wǎng)進行補強。巷道兩幫采用尺寸為30 mm×30 mm 塑料網(wǎng)支護。方案二：巷道頂板錨桿采用型號Φ18 mm×1 800 mm 的左旋無縱筋錨桿，錨桿的間排距設(shè)定為1 200 mm、1 200 mm，在煤柱側(cè)與煤壁側(cè)分別采用Φ16 mm×1 700 mm的玻璃鋼錨桿與左旋無縱筋錨桿進行支護，支護的間排距為1 200 mm、1 200 mm，采用端錨加固，錨固長度設(shè)定為300 mm。錨網(wǎng)選用網(wǎng)孔尺寸為30 mm×30 mm的菱形鋼絲網(wǎng)進行補強。巷道兩幫采用尺寸為30 mm×30 mm 塑料網(wǎng)支護。兩種支護方案支護斷面示意圖如2 所示。

圖2 支護斷面圖（單位：mm）

兩種支護方案下巷道垂直應(yīng)力云圖如圖3 所示。

圖3 回風巷模擬云圖

從方案一下巷道垂直應(yīng)力云圖可以看出，巷道開挖后圍巖應(yīng)力重新分布，距離巷道兩幫1.3～3.7 m 的范圍內(nèi)出現(xiàn)應(yīng)力增高區(qū)，在距離巷道頂?shù)装?～1.36 m的范圍為主卸壓區(qū)。較優(yōu)化前主卸壓區(qū)的范圍均有了明顯的降低，巷道壓力小于原巖應(yīng)力的35%，此時巷道整體的應(yīng)力分布有了較大幅度的改變，巷道的完整性得到了有效的提升。觀察方案二垂直應(yīng)力云圖可以看出，巷道開挖，巷道圍巖應(yīng)力重新分布，此時在巷道兩側(cè)1.5～4 m 范圍內(nèi)出現(xiàn)應(yīng)力增高區(qū)，在距離巷道頂?shù)装?～1.39 m 的范圍為主卸壓區(qū)。此時應(yīng)力值均不超過原巖應(yīng)力的35%，巷道穩(wěn)定性支護也較好。對比兩種支護方案下巷道圍巖支護效果差別不大，均能起到較好的支護效果，考慮到支護成本問題，最終選定方案二。

對支護后巷道圍巖變形情況進行分析，在回風巷布置應(yīng)力監(jiān)測點，分別巷道頂板及兩幫的變形量進行監(jiān)測，巷道變形曲線如圖4 所示。

圖4 巷道變形曲線

從圖4 中可以看出，回風巷道圍巖變形量與距離工作面距離呈現(xiàn)反比例關(guān)系，距離越近巷道圍巖變形越大，在工作面0～25 m 時，此時巷道的兩幫移近量為372 mm，頂?shù)装逡平繛?00 mm，當距工作面的距離超過25 m 以后，此時巷道的兩幫移近量與頂?shù)装逡平孔兓炔淮?，幾乎未有明顯變化?？梢钥闯鲈诖朔秶鷥?nèi)巷道圍巖受到擾動影響較小，綜合分析支護方案下巷道圍巖變形后，發(fā)現(xiàn)巷道圍巖的變形量得到了有效的控制，支護方案可行。

3 結(jié)論

1）利用數(shù)值模擬軟件對巷道未支護條件下進行模擬研究，發(fā)現(xiàn)巷道兩側(cè)3～8 m 范圍出現(xiàn)一定的應(yīng)力增高區(qū)，應(yīng)力集中系數(shù)為1.5。

2）給出了圓鋼錨桿、左旋無縱筋兩種支護方案，同時利用數(shù)值模擬軟件對巷道垂直應(yīng)力進行分析，發(fā)現(xiàn)兩種支護方案支護效果差距不大，對比經(jīng)濟效益選定方案二。

3）對支護方案進行現(xiàn)場驗證，發(fā)現(xiàn)經(jīng)過支護后巷道兩幫移近量為372 mm，頂?shù)装逡平繛?24 mm，巷道圍巖的變形量得到了有效的控制，支護方案可行。