張慶軍
(山西煤炭進出口集團浦縣豹子溝煤業(yè)有限公司,山西 臨汾 041000)
煤炭資源是我國主要的化石能源,也是我國重要的能源支柱,隨著我國經(jīng)濟的不斷提升,煤炭資源的消耗水平日益增加,據(jù)統(tǒng)計,2025年我國煤炭資源的消耗量將達到35億t,雖然許多清潔能源的出現(xiàn)緩解了煤炭消耗速度,但清潔能源提供的能量較需求量來說仍是杯水車薪,所以未來一段時間,煤炭仍是我國主要的資源消耗。在進行沿空留巷的礦山,由于采動及工程擾動的影響,使得工作面變形嚴重,為了降低巷道變形,提出切頂卸壓護巷技術(shù)[1-2]。切頂卸壓是對巷道頂板進行預(yù)裂,使得巷道的圍巖受力降低的一種手段,此前眾多學者對其進行過一定的研究。趙慎棟[3]為了解決綜放工作面變形嚴重的問題,采用切頂卸壓留巷技術(shù)對運輸巷穩(wěn)定性進行研究,并提出采空區(qū)巷道頂板補強支護、后方臨時支護的方案,通過現(xiàn)場實踐發(fā)現(xiàn)巷道支護取得顯著效果,圍巖得到了有效的控制。郭玉等[4]為解決工作面沿空留巷圍巖控制難的問題,采用組合支架切頂留巷技術(shù)。利用數(shù)值模擬軟件對組合支架切頂阻力進行研究,分析了采高、采深、巷道寬度、直接頂?shù)暮穸鹊扔绊懸蛩貙η许斞乜樟粝锓€(wěn)定性的影響,為切頂卸壓沿空留巷提供一定的參考。本文利用數(shù)值模擬對沿空留巷圍巖控制的可行性進行研究,為提升礦山安全提供一定的借鑒。
工作面采高2.5 m,直接頂為砂質(zhì)泥巖、泥巖及細砂巖,直接頂?shù)钠骄穸燃s為6.8 m,工作面底板為砂質(zhì)泥巖,底板的平均厚度為3.4 m,工作面的老頂為細粒砂巖,巖性較為堅硬,根據(jù)先前的實驗得出巷道頂板的強度大致分布正在22 MPa~52 MPa,巷道頂板的平均強度約為36 MPa,巷道的底板抗壓強度平均值為29 MPa。
工作面采用錨桿錨索聯(lián)合支護,工作面的切眼采用螺紋錨桿進行支護,回采側(cè)的支護選用玻璃錨桿進行支護,巷道頂板選定直徑為22 mm、長度為2 400 mm的錨桿及直徑19 mm、長度為7 400 mm的錨桿進行支護,巷道的斷面凈寬為6.5 m,斷面的高度為2.8 m,面積為18.2 m2。工作面的煤幫采用螺紋鋼錨桿及錨索及錨索進行支護,支護斷面圖如圖1所示。
圖1 工作面支護斷面圖(mm)
頂板支護采用錨網(wǎng)索支護,錨桿選用M24 mm×3 mm的高強度錨桿螺母,同時每個螺母配備高強度尼龍墊圈和高強度托盤調(diào)心球墊,并利用 加長樹脂進行錨固。錨固力設(shè)定大于190 kN,同時間排距設(shè)定為900 mm×1 000 mm,錨桿垂直于頂板進行布置,同時保證在巷道肩角的錨桿于頂板夾角不小于80°。巷道煤柱幫進行支護時采用高強度錨桿,錨桿的錨固力大于80 kN,且錨桿布置的間排距為900 mm×1 000 mm,每排布置3根,且均呈現(xiàn)水平布置,上部錨桿距離頂板300 mm,下部錨桿距離底板距離為700 mm。
現(xiàn)有的支護方案下圍巖變形較為嚴重,所以對工作面進行切頂卸壓,利用數(shù)值模擬軟件進行切頂卸壓效果分析。首先進行模擬建立,選用UDEC數(shù)值模擬軟件進行模型建立,完成模型機建立后對模型進行網(wǎng)格劃分和物理參數(shù)設(shè)定,在進行網(wǎng)格劃分時需要充分考慮電腦的計算精度及模擬計算的精確度,完成模擬計算的前期工作后,對模型進行模擬計算,沿空留巷頂板卸壓前后支撐應(yīng)力對比圖如圖2所示。
圖2 開挖前后采空區(qū)變形曲線
從圖2開挖前、后采空區(qū)變形曲線可以看出,當未進行開挖時,此時的煤幫位置應(yīng)力分布情況不受切頂卸壓影響,而在充填體上端的頂板受到的應(yīng)力較切頂后較大,應(yīng)力峰值出現(xiàn)的位置由采空區(qū)淺部向著采空區(qū)深部進行轉(zhuǎn)移。在未經(jīng)過切頂卸壓時,此時的側(cè)向垂直應(yīng)力的峰值為24 MPa,而經(jīng)過切頂卸壓后,應(yīng)力峰值從24 MPa降低至23.1 MPa,此時的應(yīng)力集中系數(shù)降低了0.02,未經(jīng)過開挖時,頂板不會發(fā)生明顯的斷裂,所以頂板的應(yīng)力值不會出現(xiàn)較為明顯的降低。當進行開挖后,應(yīng)力峰值出現(xiàn)的位置由采空區(qū)淺部向著采空區(qū)深部進行轉(zhuǎn)移。在未經(jīng)過切頂卸壓時,此時的側(cè)向垂直應(yīng)力的峰值為27.3 MPa,而經(jīng)過切頂卸壓后,應(yīng)力峰值從27.3 MPa降低至26 MPa,此時的應(yīng)力集中系數(shù)降低了0.1,此時的峰值應(yīng)力點距離煤幫的距離從10 m降低至了6.2 m,應(yīng)力峰值的位置有了明顯的轉(zhuǎn)移,巷道頂板鉸接位置的應(yīng)力集中現(xiàn)象有了明顯的消除,切頂卸壓效果較為明顯。
對切頂卸壓前后的沿空留巷巷道圍巖變形進行對比分析,對比圖如3所示。
如圖3所示,未經(jīng)過切頂卸壓時,當巷道進行掘進達到穩(wěn)定后,頂板的變形量為46.5 mm,在進行回采留巷期間巷道的最大變形量達到了442 mm,較掘進過程中的變形量增大了9倍左右,當巷道采取切頂卸壓后,此時掘進過程中巷道變形量未發(fā)生明顯變化,但在回采留巷期間巷道的最大變形量達到了238 mm,較掘進過程中的變形量增大了5倍,巷道頂板的下沉量有了一定的改善,下沉量最大值降低了204 mm。觀察巷道的底鼓量可以發(fā)現(xiàn),未切頂卸壓掘進時的底鼓量為30.54 mm,而在回采過程中的底鼓量增大至79.74 mm,而經(jīng)過切頂卸壓后,此時的巷道底鼓量降低至69 mm,較未經(jīng)切頂卸壓時降低了10.74 mm,降低幅度為13.5%。煤幫在掘進過程中變形量為75.9 mm,在未進行切頂卸壓的回采階段,此時的煤幫變形量增大至292 mm,而在進行切頂卸壓后,此時的煤幫變形量降低至258 mm,降低了34 mm,降低幅度為11.5%。同樣的對比切頂卸壓墻體的變形發(fā)現(xiàn),經(jīng)過切頂卸壓后巷道墻體的變形量從242.2 mm降低值179.8 m,降低了62.4 mm,降低幅度為25.8%??梢钥闯?,經(jīng)過切頂卸壓后,巷道頂板、底板、煤幫及墻體均有了一定的降低,切頂卸壓效果較為明顯。
圖3 切頂卸壓前后圍巖變形對比圖
對切頂高度進行一定的研究,不同切頂高度下的圍巖變形量如第86頁圖4所示。
圖4 不同切頂高度下巷道圍巖變形分析
從圖4可以看出,隨著切頂高度的不斷增大,此時的巷道左幫變形量、底鼓量及頂板下沉量呈現(xiàn)出逐步減小的趨勢,而右?guī)偷淖冃瘟砍尸F(xiàn)出先增大后減小再增大的趨勢,當切頂高度為12 m時,此時巷道右?guī)偷淖冃瘟孔畹图s為0.27 m,巷道左幫隨著切頂高度的增大變化幅度不大,大致分布在22 mm附近,同樣的巷道的底鼓量大致分布在0.25 m附近,根據(jù)綜合分析后確定切頂卸壓的最佳高度為12 m,此時切頂效果最佳。
1)通過數(shù)值模擬對切頂卸壓前后沿空留巷頂板卸壓前后支撐應(yīng)力進行分析發(fā)現(xiàn),經(jīng)過切頂卸壓后應(yīng)力峰值向著采空區(qū)深部,且有了一定幅度的降低。
2)通過對切頂卸壓前、后巷道圍巖變形進行分析發(fā)現(xiàn)經(jīng)過切頂卸壓后,巷道頂板、底板、煤幫及墻體均有了一定的降低,切頂卸壓效果較為明顯。
3)隨著切頂高度的不斷增大,此時的巷道左幫變形量、底鼓量及頂板下沉量呈現(xiàn)出逐步減小的趨勢,而右?guī)偷淖冃瘟砍尸F(xiàn)出先增大后減小再增大的趨勢,當切頂高度為12 m時,切頂 效果最佳。