近距離采空區(qū)下沿空掘巷數(shù)值模擬研究

周凱旋

摘 要：針對潘二礦12224綜采面上順槽為對象進行數(shù)值模擬，利用UDEC3.1數(shù)值模擬軟件計算分析了12224上順槽西二段沿空掘巷不同支護方式下圍巖應力、位移及塑性區(qū)分布，并且提出了不同工況下的支護方案，由數(shù)值模擬結果可以看出，錨桿、錨索聯(lián)合支護能夠有效的控制巷道表面唯一，能更大限度的發(fā)揮錨索的作用，適合近距離操控去下沿空掘巷的巷道圍巖控制。

關鍵詞：數(shù)值模擬;沿空掘巷;圍巖應力

沿空掘巷具有減少煤柱損失，提高回采率，保障礦井采掘接替等優(yōu)點，被廣泛應用于回采巷道。近年來，我國學者對沿空掘巷圍巖變形破壞與控制方面做了大量研究，并取得諸多成果。李學華等[1]采用數(shù)值模擬研究了不同因素對窄煤柱變形破壞的影響，得出窄煤柱的寬高比對沿空掘巷圍巖變形影響最大。蘇超，郭萌，等[2]中基于 FLAC3D數(shù)值模擬軟件分析窄煤柱在不同寬度下的應力與變形的關系并確定沿空掘巷窄煤柱的合理寬度。該模擬方法對于線性問題的求解，F(xiàn)LAC3D比有限元程序運行得要慢;因此，當進行大變形非線性問題或模擬實際可能出現(xiàn)不穩(wěn)定問題時，并且前處理功能較弱，復雜三維模型的建立比較困難。

上述研究對沿空掘巷的圍巖控制提供了很好的借鑒作用，但對充填工作面沿空掘巷圍巖變形破壞及控制研究較少，且這些成果多以垂直應力或水平應力作為研究依據(jù)。并且以前研究的煤礦都屬于煤層較深并且煤層較厚的情況，而潘二煤礦12224工作面的煤層埋深淺，煤層厚度較小，煤柱之間的距離也小，并且是在沿空掘巷這一特殊條件下進行的支護，需要針對其特殊條件獨立分析。

因此本文采用沿空留巷錨桿、錨索聯(lián)合支護方式和美國Itasca Consulting Group Inc.開發(fā)的UDEC3.1（Universal Distinct Element Code 3.1）行計算數(shù)值模擬的方法對潘二礦12224綜采工作面沿空留巷支護相關參數(shù)進行設計，給沿空留巷的施工帶來了極大的便利。同時根據(jù)實際施工情況對相應的支護參數(shù)和支護方案進行了完善， 對今后沿空留巷的施工有較大的參考價值和指導意義

一、計算軟件的選取

12224上順槽數(shù)值模擬采用美國Itasca Consulting Group Inc.開發(fā)的UDEC3.1（Universal Distinct Element Code 3.1）進行計算。斷裂、滑移引起開挖空間周圍巖體破壞是用離散元程序分析研究的實例之一。該法放棄了連續(xù)介質的假設，每個單元塊體可以根據(jù)各自所受的力而運動，甚至允許脫離母體而自由下落，避開了連續(xù)介質的假設，克服了只能給出煤巖破壞前的應力和位移的缺陷，因而采用離散單元法對煤巖體進行數(shù)值計算是合適的。

（一）數(shù)值計算模型的建立

以潘二礦12224綜采面上順槽為對象進行數(shù)值模擬計算，計算模型采用矩形進行計算，整個模型寬500m，高230m，邊界煤柱寬度均為100m。模型包括3個煤層，分別為4槽、5槽和6槽，4槽12224工作面順槽平均埋藏深度約為400m，工作面上覆1-1煤與本工作面的煤的層間距平均為7米左右。12224工作面上順槽西二段左側為14124采空區(qū)，煤柱寬度為10m，其上為14125采空區(qū)，采空區(qū)邊緣與12224工作面上順槽平齊。

由于12224順槽平均埋深約400m，因此模型頂面施加10MPa載荷用以模擬上覆巖體的自重邊界，材料破壞遵循Mohr-Coulomb強度準則，計算采用的煤巖層物理力學性質參數(shù)如表1-1所示。

二、模擬過程

本次計算以潘二礦12224工作面上順槽為計算模型，巷道斷面為5.2×3.4m。

（一）12224上順槽西二段模擬過程

12224工作面上順槽西二段左側為14124采空區(qū)，煤柱寬度為10m，其上為14125采空區(qū)邊界，采空區(qū)邊緣平距12224工作面上順槽約3m左右。根據(jù)支護參數(shù)不同，該段巷道模擬根據(jù)巷道支護設計分以下兩種工況：

工況一（頂板破碎區(qū)段）：頂板布置6根錨桿，錨索為4-4布置，錨桿間排距為940×800mm，錨桿規(guī)格均為Φ22×2500mm，中間2根錨索規(guī)格為Φ22×7500mm，兩側2根錨索規(guī)格為Φ22×6500mm;巷道煤柱幫布置5根錨桿和1根錨索，實體側幫布置4根錨桿。錨桿規(guī)格為Φ22×2500mm;幫部錨索規(guī)格為Φ22×4300mm。

工況二（完整頂板區(qū)段）：頂板布置6根錨桿，錨索為4-0布置，錨桿間排距為940×800mm，錨桿規(guī)格均為Φ22×2500mm，中間2根錨索規(guī)格為Φ22×7500mm，兩側2根錨索規(guī)格為Φ22×6500mm;巷道煤柱幫布置5根錨桿和1根錨索，實體側幫布置4根錨桿。錨桿規(guī)格為Φ22×2500mm;幫部錨索規(guī)格為Φ22×4300mm。

（二）12224上順槽西三段模擬過程

12224工作面上順槽西三段左側為12124采空區(qū)，煤柱寬度為13m，其上為12125采空區(qū)，采空區(qū)邊緣與12224工作面上順槽內(nèi)錯27m。

工況一（破碎頂板區(qū)段）：頂板錨桿按“6-4”布置，即每隔一排W鋼帶上兩肩窩錨桿由錨索替代，兩肩窩替代的錨索按照與頂板成800外扎;頂板錨索按“3-3”交錯布置，錨桿規(guī)格為Φ22×2600mm，錨索規(guī)格為：Φ22×6500mm。巷道煤柱幫布置5根錨桿和1根錨索，實體側幫布置4根錨桿，巷幫錨桿規(guī)格為Φ22×2500mm，巷幫錨索規(guī)格為Φ22×4300mm。

工況二（完整頂板區(qū)段）：頂板錨桿按“6-4”布置，即每隔一排W鋼帶上兩肩窩錨桿由錨索替代，兩肩窩替代的錨索按照與頂板成800外扎;頂板錨索按“3-3-0”居中布置，錨索規(guī)格為：Φ22×6500mm。煤柱幫布置5根錨桿和1根錨索，實體側幫布置4根錨桿，頂幫錨桿規(guī)格均為Φ22×2500mm，巷幫錨索規(guī)格為Φ22×4300mm。

其鄰近各面回采完畢已在3年以上甚至更長時間，可認為其圍巖已基本穩(wěn)定，在計算中采用solve命令進行計算，其中12124工作面收作時間不到1年（因此其上覆巖層還未完全穩(wěn)定），所以采用STEP命令進行計算。

三、模擬結果分析

（一） 12224上順槽西二段模擬結果分析

表3-1和表3-2分別為12224上順槽西二段圍巖位移及應力峰值一覽表。

由于14125工作面和14124工作面的回采改變了原巖應力分布，在工作面周邊一定范圍處，形成應力集中區(qū)。在巷道頂?shù)装寮皟蓭鸵欢ǚ秶帲捎趹ΟB加形成應力集中區(qū)，工況一中煤柱側垂直應力峰值為22.4MPa，距巷道邊緣約3.4m位置，實體側垂直應力峰值為22 MPa，峰值距巷道邊緣約3.5m位置;工況二中煤柱側垂直應力峰值為22.8MPa，距巷道邊緣約3.6m位置，實體側垂直應力峰值為22.3 MPa，峰值距巷道邊緣約3.6m位置。由于工況一中幫部支護強度更高，因巷道兩側垂直應力峰值較小，且距巷道邊緣距離更近。兩種工況下巷道圍巖塑性區(qū)分布圖基本一致，僅在12224上順槽鄰近工作面肩窩處出現(xiàn)部分拉伸破壞，而巷道圍巖周邊未出現(xiàn)拉伸破壞。

工況一中，頂板最大下沉值為104mm，底板最大底臌量為289mm，實體側幫最大位移值為302mm，煤柱側幫最大位移為297mm;工況二中，頂板最大下沉值為113mm，底板最大底臌量為304mm，煤柱側幫最大位移值為319mm，實體側幫最大位移為291m。對比兩種工況下巷道圍巖位移可以看出，由于工況一幫部支護強度更高，不僅有效控制了巷道煤柱幫和實體幫的變形，同時也較好的改善頂?shù)装鍑鷰r變形。說明12224上順槽西二段圍巖采取工況一下的支護方案能取得相對更好的圍巖控制效果。

四、結論

本文利用UDEC3.1數(shù)值模擬軟件分析了12224上順槽西二段沿空掘巷不同支護方式下圍巖應力、位移及塑性區(qū)分布，數(shù)值模擬結果表明：

1） 12224上順槽西二段煤柱側垂直應力峰值為22.4～22.8MPa，距巷道邊緣3.4～3.6m，實體側垂直應力峰值為22～22.3 MPa，峰值距巷道邊緣約3.5～3.6m。

2） 12224上順槽西二段頂板最大下沉量為104～113mm，底板最大底臌量為289～304mm，實體側幫最大位移量為291～302mm，煤柱側幫最大位移為297～319mm。

3）12224上順槽西二段段沿空掘巷圍巖發(fā)生變形，西二段沿空巷道兩幫變形量、特別是煤柱幫變形量小;且12224上順槽西二段圍巖采取工況一下的支護方案能取得相對更好的圍巖控制效果。

參考文獻：

[1]李學華，鞠明和，賈尚昆，種照輝.沿空掘巷窄煤柱穩(wěn)定性影響因素及工程應用研究[J].采礦與安全工程學報，2016，33（05）：761-769.

[2]蘇超，郭萌，魯健.松軟厚煤層沿空掘巷窄煤柱護巷合理寬度確定[J].煤炭技術，2018，37（09）：103-106.

[3]石平，閻海鵬.北嶺礦煤巷錨桿支護數(shù)值模擬分析[J].煤礦安全，2016，47（07）：201-203+207.