劉永生
(山西呂梁西山德威礦業管理有限公司,山西 呂梁0330000)
隨著采掘深度的不斷延伸,在開采厚煤層過程中,回采巷道的支護是煤礦高產高效的關鍵,在厚煤層放頂煤開采過程中,不同放頂煤寬度及放頂煤采放比下巷道的采動應力演化規律也不同,同時對采場及回采巷道進行有效的控制是放頂煤開采的重要環節,此前眾多學者對綜放工作面覆巖的運移規律及礦壓顯現進行過分析,劉偉韜,申建軍[1]基于鉆孔應力解除法,對礦井底板采動應力演化規律與破壞特征進行了研究。通過現場實測發現,隨著工作面的推進,工作面前端煤巖應力擾動不斷增大,支撐應力逐步達到峰值。根據支撐壓力的演化規律將應力擾動區域分為:未擾動區域(200 m以上);弱擾動區域(工作面前方100~200 m);強擾動區域(工作面前方50~100 m);劇烈擾動區域(工作面前方50 m以內)。李振杰[4]對深部巷道應力演化進行研究。運用數值模擬對深部采動巷道的支護進行分析,為其他礦井相似地質礦山支護提供參考。本文以德順礦10106工作面為工程背景,對不用采放比及不放頂煤長度下巷道的采動應力分布進行分析,并給出合理的支護方案,保證礦井的安全開采。
在10106工作面,不同的端頭不放頂煤長度及不同的采放比對煤巖的支撐應力演化規律也是不同,選用合適的采放比及端頭不放頂煤的長度會使得工作面開采更加安全,也會提升煤層的產量,同時不同端頭不放頂煤長度及采放比對巷道的圍巖變形也存在影響,本文利用數值 模擬軟件對不同放頂參數下圍巖變形進行研究。根據德順礦的實際地質資料對模型進行建模,模型X、Y、Z向的長度分別為400 m、200 m和70 m,對模型進行網格劃分,網格劃分的粗細對于模型的計算至關重要,網格劃分過細會大大加大計算時間,耽誤模擬進度,所以選定合適的網格劃分方案。對模型進行邊界及約束的設定,根據德順礦實際地質資料可知覆巖的高度為400 m,體積力為25 kN/m3,側壓系數選定為1,經過計算在模型的上端設定9.86 MPa。模型選定摩爾庫倫模型作為屈服準則,建立模型。
首先對采放比1∶2,端頭不放頂煤長度3 m、6 m和9 m時回采工作面超前20 m、滯后20 m及80 m時工作面的側向支撐應力分布情況進行分析,支撐應力分布曲線如圖1所示。

圖1 端頭不放頂煤長度3 m側向支撐應力分布圖(采放比1∶2)
根據圖1所示可以看出,超前工作面20 m、滯后工作面20 m及滯后工作面80 m側向支撐應力曲線呈現相似的規律,都呈現隨著距離工作面距離增大,垂直應力呈現出先增大后減小的趨勢,當超前工作面20 m時,側向支撐應力的最大值出現在距離工作面10 m的位置,峰值應力為26.7 MPa,應力集中系數為2.1,在距離工作面3~50 m的范圍內為應力升高區,應力的影響的極限范圍為47 m,應力集中系數大于1.2的范圍為4~27 m,影響的距離為23 m。滯后工作面20 m時,應力峰值出現在距離工作面10 m的位置,應力峰值為27.5 MPa,應力集中系數為2.18,應力升高區的范圍為3~55 m,應力影響范圍為52 m,同樣應力集中系數大于1.2的區域為4~25 m,應力的影響范圍為21 m,較超前工作面20 m時有了一定的減小.當滯后工作面80 m時,此時在距離工作面9 m時出現應力的峰值,峰值為27.6 MPa,應力的集中系數為2.19,較滯后工作面20 m時略有升高,應力升高區域為3~60 m,應力集中系數大于1.2的區域影響范圍為4~28 m,影響的距離為24 m。同樣的對端頭不放頂煤長度6 m和9 m進行研究,本文直接給出結果,當端頭不放頂煤長度為6 m時,此時超前工作面20 m,應力峰值距離工作面8 m,峰值為26.5 MPa,較高應力升高區范圍為4~19 m;滯后工作面20m,應力峰值距離工作面8m,峰值為27.3MPa,較高應力升高區范圍為4~18m;此時滯后工作面80 m,應力峰值距離工作面7 m,峰值為27.5 MPa,較高應力升高區范圍為4~20 m。當端頭不放頂煤長度為6 m時,此時超前工作面20 m,應力峰值距離工作面8m,峰值為26.5MPa,較高應力升高區范圍為4~18m;滯后工作面20m,應力峰值距離工作面8m,峰值為27.3 MPa,較高應力升高區范圍為4~17 m;此時滯后工作面80 m,應力峰值距離工作面7 m,峰值為27.5 MPa,較高應力升高區范圍為4~19 m。
根據對比可知,當采放比一定時,端頭不放頂煤長度從3 m提升至6 m時,此時支撐應力略有降低,峰值向回采工作面轉移,應力升高區明顯減小,高應力升高區范圍減小,當長度從6 m增大至9 m時,側向支撐應力、位置及高應力范圍幾乎保持不變。
當采放比為1∶1時,端頭不放頂煤長度從3 m增大至9 m時,支撐壓力曲線的變化規律與采放比1∶2時的幾乎相似,側向支撐應力峰值相似,但應力增高區域的影響范圍增大,所以在端頭不放頂煤長度一定時,采放比1∶2較采放比1∶1明顯較優。當采放比2∶1時,側向支撐應力變化趨勢類似,但應力升高區域的影響范圍較采放比1∶2和1∶1時更大,所以無明顯優勢,所以合理采放比為1∶2,端頭不放頂煤長度6 m為放頂煤合理參數。
對此參數下無支護條件下巷道的圍巖應力進行模擬,模擬云圖如2所示。
從圖2可以看出,在無支護時,巷道掘進期,煤柱處于應力分布較低的區域,塑性區的范圍較大,煤柱的側幫變形量為250 mm,煤柱實體的變形量為170 mm,所以可以看出煤柱實體與煤幫的變形量不同,出現非對稱變形,所以需要對巷道進行支護。考慮到巷道的非對稱變形,利用錨桿錨索進行聯合支護,以削減巷道的非對稱性變形,保證巷道的穩定性,支護斷面圖如3所示。

圖2 巷道圍巖應力云圖

圖3 斷面支護圖
如圖3所示,巷道的頂板選用左旋螺紋鋼錨桿,錨桿的直徑為20 mm,錨桿的直徑為2 400 mm,錨桿的間排距設定為940 mm×800 mm,在頂板每排布置6根錨桿,錨桿垂直于頂板進行布置,錨索的選用1770級鋼絞線,錨索的規格為Φ21.6 mm×6 200 mm,間排距為1 889 mm×1 600 mm。巷道的兩幫支護錨桿同樣為Φ20 mm,長度為2 400 mm,間排距為800 mm×800 mm,每排布置4根錨桿,支護為對稱支護。對支護完成后的巷道變形進行研究,支護對巷道變形的削減作用明顯,有效的保障了巷道的穩定性。3結論
本文以德順礦10106工作面為背景,采用數值模擬軟件對不同采放比及不同端頭不放頂煤長度下側向支撐應力進行分析,給出最佳的放頂煤比和端頭不放頂煤長度分別為1∶2和6 m。對放頂煤比1∶2和端頭不放頂煤長度60 m下巷道圍巖的變形進行研究,給出了巷道的支護方案,支護后圍巖的變形量得到了有效地控制,維護巷道穩定性,保證礦井的安全生產。