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    矿井支护方案优化设计数值模拟研究

    时间：2023-02-24 19:50:17来源：百花范文网本文已影响人

    王经纬

    （山西长治经坊庄子河煤业有限公司，山西 长治 046000）

    我国煤矿煤层埋深较深，开采常常采用留设煤柱开采形式，传统的留设煤柱开采会在煤柱上部位置形成一定的应力集中区域，使得周边巷道出现较大变形及冒顶问题，对煤矿安全生产造成了一定的威胁。为了提升煤矿采出率，降低煤炭资源的浪费情况，提出无煤柱开采技术，无煤柱开采技术不仅能够提升煤矿开采的回收率，同时能够避免煤矿发生地质灾害事故，是我国煤炭行业重要的发展方向[1-2]。在无煤柱开采技术使用过程中，由于顶板难以形成稳定的支护体系，使得巷道顶板极易出现失稳情况，同时复合顶板造成的冒顶事故同样是造成顶板事故的主要原因。为了增加顶板支护稳定性，提升矿井开采的安全性，对巷道支护进行研究十分重要[3]。但考虑到不同地质矿井支护无法一概而论，所以本文以某矿为研究背景，对矿井支护方案进行优化设计，为矿井安全开采提供保障。

    原支护方案下巷道围岩变形较大，需要对巷道支护方案进行优化，利用数值模拟软件对不同优化设计方案进行对比分析，从而选出最佳的支护方案。首先进行模型的建立，模拟软件选择UDEC 进行模拟分析，模型的尺寸设计为长×宽为200 m×60 m，设计巷道模型为矩形断面，断面尺寸为4.55 m×2.2 m，设定采空区尺寸为150 m×2.2 m。对模型进行模型划分，完成模型划分后对模型的边界条件进行设定，约束模型左右及下部约束，限制模型X、Y 方向的位移。在模型上部施加均布荷载，根据覆岩高度115 m计算可得均布荷载大小为2.76 MPa。对模型进行物理参数设定，根据实际地质情况进行设定，完成模型的初始建立。

    给出四种不同的支护方案：方案一选择尺寸20 mm×2 400 mm 的锚杆，锚杆间排距设定为900 mm、900 mm，每支锚杆选用3 支K2335 的树脂药卷，设定锚固力为50 kN。锚索采用尺寸21.8 mm×8 000 mm的钢绞线，锚索间排距为2 000 mm、2 400 mm，锚索采用3 支K2850 树脂药卷锚固，预应力为120 kN，同时在走向位置布置W 钢带，钢带尺寸为5 400 mm×245 mm。为了提升整体稳定性，选用恒阻锚索进行补强支护，锚索尺寸为21.8 mm×8 000 mm，恒阻器尺寸为65 mm×500 mm。方案二将方案一的锚索支护参数改为锚索位于巷道中心，布置排距为2 400 mm，预应力为120 kN，托盘尺寸300 mm×300 mm×12 mm，对比方案一少了一根煤壁侧锚索。方案三在方案一的基础上将锚索长度变为6 000 mm，布置排距设定为2 400 mm，同时锚索布置于回风巷顶板中心，预应力120 kN。方案四锚索长度变为7 000 mm，布置排距2 400 mm，锚索位于回风巷顶板中心，预应力120 kN。对四种支护方案下巷道围岩变形及应力分布情况进行模拟，本文仅展示方案二下的巷道垂直应力及位移云图，如图1 所示。

    从图1 中可以看出，应力集中主要出现在巷道煤壁帮，最大应力约为3 MPa；
    从垂直位移云图可以看出，方案二的切缝线发育较好，能够切断采空区顶板由于垮落造成的巷道顶板变形，巷道顶板下沉量较小，留巷较为成功。

    图1 方案二

    对四种方案下顶板下沉量进行汇总，绘制直方图如下页图2 所示。

    图2 四种方案下顶板下沉量

    通过在巷道的顶板布置监测线，用于监测巷道顶板下沉情况，根据顶板最大下沉量可以看出，在方案一和方案二中巷道顶板的最大下沉量分别为220 mm、230 mm，两种方案下顶板下沉量相差不大；
    方案三和方案四中顶板的最大下沉量分别为285 mm、263 mm，两种方案与方案一和方案二相差较大，所以相对不利于巷道的稳定和控制。综合对比方案二与方案一支护参数可知，方案二较方案一每排少一根锚索，但两者的支护效果相差不大，所以从经济性角度出发，支护方案二较优。

    为了保证切顶能够顺利进行，保护巷道和抵挡矸石入侵，对巷道进行动压加强支护。采用单体液压支柱DZ25-25/100 型配合π 型钢梁棚，架设3 排，1 梁4 柱布置，柱距0.9 m；
    整体支护设计方案如图3 所示。

    图3 整体支护设计图（单位：mm）

    为了对巷道的表面位移进行检查，在回风巷的顶底板布置位移测站。从开切眼位置每50 m 布置一个位移测站，采用十字交叉法进行变形量的监测，得到巷道围岩变形量曲线如图4 所示。

    图4 巷道围岩变形量曲线

    从图4 优化支护参数后巷道围岩变形曲线可以看出，随着工作面的不断推进，此时巷道的顶底板移近量呈现逐步增大的趋势，同时巷道两帮移近量同样呈现逐步增大的趋势，但增长趋势大致可以分为三个阶段，第一阶段滞后工作面70 m 以内时，此时增长速度较慢；
    第二阶段滞后工作面70～100 m 时，此时的增长速度最快，巷道整体变形在此阶段最为明显；
    当滞后工作面距离达到100 m 时，此时围岩变形的增长速度明显减缓，顶底板移近量最大值为210 mm，两帮移近量的最大值为180 mm，有效地控制了巷道的变形，整体支护设计较为成功。

    1）通过对支护方案模拟发现应力集中主要出现在巷道煤壁帮，最大应力约为3 MPa，切缝线发育较好，能够切断采空区顶板由于垮落造成的巷道顶板变形。

    2）综合对比四种支护方案下的支护参数及支护效果，从经济性角度出发，支护方案二较优。

    3）随着工作面的不断推进，此时巷道的顶底板移近量及两帮移近量增大的趋势逐步减缓，有效地控制了巷道的变形，整体支护设计较为成功。

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