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摘 要：针对潘二矿12224综采面上顺槽为对象进行数值模拟，利用UDEC3.1数值模拟软件计算分析了12224上顺槽西二段沿空掘巷不同支护方式下围岩应力、位移及塑性区分布，并且提出了不同工况下的支护方案，由数值模拟结果可以看出，锚杆、锚索联合支护能够有效的控制巷道表面唯一，能更大限度的发挥锚索的作用，适合近距离操控去下沿空掘巷的巷道围岩控制。
关键词：数值模拟;沿空掘巷;围岩应力
沿空掘巷具有减少煤柱损失，提高回采率，保障矿井采掘接替等优点，被广泛应用于回采巷道。近年来，我国学者对沿空掘巷围岩变形破坏与控制方面做了大量研究，并取得诸多成果。李学华等[1]采用数值模拟研究了不同因素对窄煤柱变形破坏的影响，得出窄煤柱的宽高比对沿空掘巷围岩变形影响最大。苏超，郭萌，等[2]中基于 FLAC3D数值模拟软件分析窄煤柱在不同宽度下的应力与变形的关系并确定沿空掘巷窄煤柱的合理宽度。该模拟方法对于线性问题的求解，FLAC3D比有限元程序运行得要慢;因此，当进行大变形非线性问题或模拟实际可能出现不稳定问题时，并且前处理功能较弱，复杂三维模型的建立比较困难。
上述研究对沿空掘巷的围岩控制提供了很好的借鉴作用，但对充填工作面沿空掘巷围岩变形破坏及控制研究较少，且这些成果多以垂直应力或水平应力作为研究依据。并且以前研究的煤矿都属于煤层较深并且煤层较厚的情况，而潘二煤矿12224工作面的煤层埋深浅，煤层厚度较小，煤柱之间的距离也小，并且是在沿空掘巷这一特殊条件下进行的支护，需要针对其特殊条件独立分析。
因此本文采用沿空留巷锚杆、锚索联合支护方式和美国Itasca Consulting Group Inc.开发的UDEC3.1（Universal Distinct Element Code 3.1）行计算数值模拟的方法对潘二矿12224综采工作面沿空留巷支护相关参数进行设计，给沿空留巷的施工带来了极大的便利。同时根据实际施工情况对相应的支护参数和支护方案进行了完善， 对今后沿空留巷的施工有较大的参考价值和指导意义
一、计算软件的选取
12224上顺槽数值模拟采用美国Itasca Consulting Group Inc.开发的UDEC3.1（Universal Distinct Element Code 3.1）进行计算。断裂、滑移引起开挖空间周围岩体破坏是用离散元程序分析研究的实例之一。该法放弃了连续介质的假设，每个单元块体可以根据各自所受的力而运动，甚至允许脱离母体而自由下落，避开了连续介质的假设，克服了只能给出煤岩破坏前的应力和位移的缺陷，因而采用离散单元法对煤岩体进行数值计算是合适的。
（一）数值计算模型的建立
以潘二矿12224综采面上顺槽为对象进行数值模拟计算，计算模型采用矩形进行计算，整个模型宽500m，高230m，边界煤柱宽度均为100m。模型包括3个煤层，分别为4槽、5槽和6槽，4槽12224工作面順槽平均埋藏深度约为400m，工作面上覆1-1煤与本工作面的煤的层间距平均为7米左右。12224工作面上顺槽西二段左侧为14124采空区，煤柱宽度为10m，其上为14125采空区，采空区边缘与12224工作面上顺槽平齐。
由于12224顺槽平均埋深约400m，因此模型顶面施加10MPa载荷用以模拟上覆岩体的自重边界，材料破坏遵循Mohr-Coulomb强度准则，计算采用的煤岩层物理力学性质参数如表1-1所示。
二、模拟过程
本次计算以潘二矿12224工作面上顺槽为计算模型，巷道断面为5.2×3.4m。
（一）12224上顺槽西二段模拟过程
12224工作面上顺槽西二段左侧为14124采空区，煤柱宽度为10m，其上为14125采空区边界，采空区边缘平距12224工作面上顺槽约3m左右。根据支护参数不同，该段巷道模拟根据巷道支护设计分以下两种工况：
工况一（顶板破碎区段）：顶板布置6根锚杆，锚索为4-4布置，锚杆间排距为940×800mm，锚杆规格均为Φ22×2500mm，中间2根锚索规格为Φ22×7500mm，两侧2根锚索规格为Φ22×6500mm;巷道煤柱帮布置5根锚杆和1根锚索，实体侧帮布置4根锚杆。锚杆规格为Φ22×2500mm;帮部锚索规格为Φ22×4300mm。
工况二（完整顶板区段）：顶板布置6根锚杆，锚索为4-0布置，锚杆间排距为940×800mm，锚杆规格均为Φ22×2500mm，中间2根锚索规格为Φ22×7500mm，两侧2根锚索规格为Φ22×6500mm;巷道煤柱帮布置5根锚杆和1根锚索，实体侧帮布置4根锚杆。锚杆规格为Φ22×2500mm;帮部锚索规格为Φ22×4300mm。
（二）12224上顺槽西三段模拟过程
12224工作面上顺槽西三段左侧为12124采空区，煤柱宽度为13m，其上为12125采空区，采空区边缘与12224工作面上顺槽内错27m。
工况一（破碎顶板区段）：顶板锚杆按“6-4”布置，即每隔一排W钢带上两肩窝锚杆由锚索替代，两肩窝替代的锚索按照与顶板成800外扎;顶板锚索按“3-3”交错布置，锚杆规格为Φ22×2600mm，锚索规格为：Φ22×6500mm。巷道煤柱帮布置5根锚杆和1根锚索，实体侧帮布置4根锚杆，巷帮锚杆规格为Φ22×2500mm，巷帮锚索规格为Φ22×4300mm。
工况二（完整顶板区段）：顶板锚杆按“6-4”布置，即每隔一排W钢带上两肩窝锚杆由锚索替代，两肩窝替代的锚索按照与顶板成800外扎;顶板锚索按“3-3-0”居中布置，锚索规格为：Φ22×6500mm。煤柱帮布置5根锚杆和1根锚索，实体侧帮布置4根锚杆，顶帮锚杆规格均为Φ22×2500mm，巷帮锚索规格为Φ22×4300mm。 其邻近各面回采完毕已在3年以上甚至更长时间，可认为其围岩已基本稳定，在计算中采用solve命令进行计算，其中12124工作面收作时间不到1年（因此其上覆岩层还未完全稳定），所以采用STEP命令进行计算。
三、模拟结果分析
（一） 12224上顺槽西二段模拟结果分析
表3-1和表3-2分别为12224上顺槽西二段围岩位移及应力峰值一览表。
由于14125工作面和14124工作面的回采改变了原岩应力分布，在工作面周边一定范围处，形成应力集中区。在巷道顶底板及两帮一定范围处，由于应力叠加形成应力集中区，工况一中煤柱侧垂直应力峰值为22.4MPa，距巷道边缘约3.4m位置，实体侧垂直应力峰值为22 MPa，峰值距巷道边缘约3.5m位置;工况二中煤柱侧垂直应力峰值为22.8MPa，距巷道边缘约3.6m位置，实体侧垂直应力峰值为22.3 MPa，峰值距巷道边缘约3.6m位置。由于工况一中帮部支护强度更高，因巷道两侧垂直应力峰值较小，且距巷道边缘距离更近。两种工况下巷道围岩塑性区分布图基本一致，仅在12224上顺槽邻近工作面肩窝处出现部分拉伸破坏，而巷道围岩周边未出现拉伸破坏。
工况一中，顶板最大下沉值为104mm，底板最大底臌量为289mm，实体侧帮最大位移值为302mm，煤柱侧帮最大位移为297mm;工况二中，顶板最大下沉值为113mm，底板最大底臌量为304mm，煤柱侧帮最大位移值为319mm，实体侧帮最大位移为291m。对比两种工况下巷道围岩位移可以看出，由于工况一帮部支护强度更高，不仅有效控制了巷道煤柱帮和实體帮的变形，同时也较好的改善顶底板围岩变形。说明12224上顺槽西二段围岩采取工况一下的支护方案能取得相对更好的围岩控制效果。
四、结论
本文利用UDEC3.1数值模拟软件分析了12224上顺槽西二段沿空掘巷不同支护方式下围岩应力、位移及塑性区分布，数值模拟结果表明：
1） 12224上顺槽西二段煤柱侧垂直应力峰值为22.4～22.8MPa，距巷道边缘3.4～3.6m，实体侧垂直应力峰值为22～22.3 MPa，峰值距巷道边缘约3.5～3.6m。
2） 12224上顺槽西二段顶板最大下沉量为104～113mm，底板最大底臌量为289～304mm，实体侧帮最大位移量为291～302mm，煤柱侧帮最大位移为297～319mm。
3）12224上顺槽西二段段沿空掘巷围岩发生变形，西二段沿空巷道两帮变形量、特别是煤柱帮变形量小;且12224上顺槽西二段围岩采取工况一下的支护方案能取得相对更好的围岩控制效果。
参考文献：
[1]李学华，鞠明和，贾尚昆，种照辉.沿空掘巷窄煤柱稳定性影响因素及工程应用研究[J].采矿与安全工程学报，2016，33（05）：761-769.
[2]苏超，郭萌，鲁健.松软厚煤层沿空掘巷窄煤柱护巷合理宽度确定[J].煤炭技术，2018，37（09）：103-106.
[3]石平，阎海鹏.北岭矿煤巷锚杆支护数值模拟分析[J].煤矿安全，2016，47（07）：201-203+207.
关键词：数值模拟;沿空掘巷;围岩应力
沿空掘巷具有减少煤柱损失，提高回采率，保障矿井采掘接替等优点，被广泛应用于回采巷道。近年来，我国学者对沿空掘巷围岩变形破坏与控制方面做了大量研究，并取得诸多成果。李学华等[1]采用数值模拟研究了不同因素对窄煤柱变形破坏的影响，得出窄煤柱的宽高比对沿空掘巷围岩变形影响最大。苏超，郭萌，等[2]中基于 FLAC3D数值模拟软件分析窄煤柱在不同宽度下的应力与变形的关系并确定沿空掘巷窄煤柱的合理宽度。该模拟方法对于线性问题的求解，FLAC3D比有限元程序运行得要慢;因此，当进行大变形非线性问题或模拟实际可能出现不稳定问题时，并且前处理功能较弱，复杂三维模型的建立比较困难。
上述研究对沿空掘巷的围岩控制提供了很好的借鉴作用，但对充填工作面沿空掘巷围岩变形破坏及控制研究较少，且这些成果多以垂直应力或水平应力作为研究依据。并且以前研究的煤矿都属于煤层较深并且煤层较厚的情况，而潘二煤矿12224工作面的煤层埋深浅，煤层厚度较小，煤柱之间的距离也小，并且是在沿空掘巷这一特殊条件下进行的支护，需要针对其特殊条件独立分析。
因此本文采用沿空留巷锚杆、锚索联合支护方式和美国Itasca Consulting Group Inc.开发的UDEC3.1（Universal Distinct Element Code 3.1）行计算数值模拟的方法对潘二矿12224综采工作面沿空留巷支护相关参数进行设计，给沿空留巷的施工带来了极大的便利。同时根据实际施工情况对相应的支护参数和支护方案进行了完善， 对今后沿空留巷的施工有较大的参考价值和指导意义
一、计算软件的选取
12224上顺槽数值模拟采用美国Itasca Consulting Group Inc.开发的UDEC3.1（Universal Distinct Element Code 3.1）进行计算。断裂、滑移引起开挖空间周围岩体破坏是用离散元程序分析研究的实例之一。该法放弃了连续介质的假设，每个单元块体可以根据各自所受的力而运动，甚至允许脱离母体而自由下落，避开了连续介质的假设，克服了只能给出煤岩破坏前的应力和位移的缺陷，因而采用离散单元法对煤岩体进行数值计算是合适的。
（一）数值计算模型的建立
以潘二矿12224综采面上顺槽为对象进行数值模拟计算，计算模型采用矩形进行计算，整个模型宽500m，高230m，边界煤柱宽度均为100m。模型包括3个煤层，分别为4槽、5槽和6槽，4槽12224工作面順槽平均埋藏深度约为400m，工作面上覆1-1煤与本工作面的煤的层间距平均为7米左右。12224工作面上顺槽西二段左侧为14124采空区，煤柱宽度为10m，其上为14125采空区，采空区边缘与12224工作面上顺槽平齐。
由于12224顺槽平均埋深约400m，因此模型顶面施加10MPa载荷用以模拟上覆岩体的自重边界，材料破坏遵循Mohr-Coulomb强度准则，计算采用的煤岩层物理力学性质参数如表1-1所示。
二、模拟过程
本次计算以潘二矿12224工作面上顺槽为计算模型，巷道断面为5.2×3.4m。
（一）12224上顺槽西二段模拟过程
12224工作面上顺槽西二段左侧为14124采空区，煤柱宽度为10m，其上为14125采空区边界，采空区边缘平距12224工作面上顺槽约3m左右。根据支护参数不同，该段巷道模拟根据巷道支护设计分以下两种工况：
工况一（顶板破碎区段）：顶板布置6根锚杆，锚索为4-4布置，锚杆间排距为940×800mm，锚杆规格均为Φ22×2500mm，中间2根锚索规格为Φ22×7500mm，两侧2根锚索规格为Φ22×6500mm;巷道煤柱帮布置5根锚杆和1根锚索，实体侧帮布置4根锚杆。锚杆规格为Φ22×2500mm;帮部锚索规格为Φ22×4300mm。
工况二（完整顶板区段）：顶板布置6根锚杆，锚索为4-0布置，锚杆间排距为940×800mm，锚杆规格均为Φ22×2500mm，中间2根锚索规格为Φ22×7500mm，两侧2根锚索规格为Φ22×6500mm;巷道煤柱帮布置5根锚杆和1根锚索，实体侧帮布置4根锚杆。锚杆规格为Φ22×2500mm;帮部锚索规格为Φ22×4300mm。
（二）12224上顺槽西三段模拟过程
12224工作面上顺槽西三段左侧为12124采空区，煤柱宽度为13m，其上为12125采空区，采空区边缘与12224工作面上顺槽内错27m。
工况一（破碎顶板区段）：顶板锚杆按“6-4”布置，即每隔一排W钢带上两肩窝锚杆由锚索替代，两肩窝替代的锚索按照与顶板成800外扎;顶板锚索按“3-3”交错布置，锚杆规格为Φ22×2600mm，锚索规格为：Φ22×6500mm。巷道煤柱帮布置5根锚杆和1根锚索，实体侧帮布置4根锚杆，巷帮锚杆规格为Φ22×2500mm，巷帮锚索规格为Φ22×4300mm。
工况二（完整顶板区段）：顶板锚杆按“6-4”布置，即每隔一排W钢带上两肩窝锚杆由锚索替代，两肩窝替代的锚索按照与顶板成800外扎;顶板锚索按“3-3-0”居中布置，锚索规格为：Φ22×6500mm。煤柱帮布置5根锚杆和1根锚索，实体侧帮布置4根锚杆，顶帮锚杆规格均为Φ22×2500mm，巷帮锚索规格为Φ22×4300mm。 其邻近各面回采完毕已在3年以上甚至更长时间，可认为其围岩已基本稳定，在计算中采用solve命令进行计算，其中12124工作面收作时间不到1年（因此其上覆岩层还未完全稳定），所以采用STEP命令进行计算。
三、模拟结果分析
（一） 12224上顺槽西二段模拟结果分析
表3-1和表3-2分别为12224上顺槽西二段围岩位移及应力峰值一览表。
由于14125工作面和14124工作面的回采改变了原岩应力分布，在工作面周边一定范围处，形成应力集中区。在巷道顶底板及两帮一定范围处，由于应力叠加形成应力集中区，工况一中煤柱侧垂直应力峰值为22.4MPa，距巷道边缘约3.4m位置，实体侧垂直应力峰值为22 MPa，峰值距巷道边缘约3.5m位置;工况二中煤柱侧垂直应力峰值为22.8MPa，距巷道边缘约3.6m位置，实体侧垂直应力峰值为22.3 MPa，峰值距巷道边缘约3.6m位置。由于工况一中帮部支护强度更高，因巷道两侧垂直应力峰值较小，且距巷道边缘距离更近。两种工况下巷道围岩塑性区分布图基本一致，仅在12224上顺槽邻近工作面肩窝处出现部分拉伸破坏，而巷道围岩周边未出现拉伸破坏。
工况一中，顶板最大下沉值为104mm，底板最大底臌量为289mm，实体侧帮最大位移值为302mm，煤柱侧帮最大位移为297mm;工况二中，顶板最大下沉值为113mm，底板最大底臌量为304mm，煤柱侧帮最大位移值为319mm，实体侧帮最大位移为291m。对比两种工况下巷道围岩位移可以看出，由于工况一帮部支护强度更高，不仅有效控制了巷道煤柱帮和实體帮的变形，同时也较好的改善顶底板围岩变形。说明12224上顺槽西二段围岩采取工况一下的支护方案能取得相对更好的围岩控制效果。
四、结论
本文利用UDEC3.1数值模拟软件分析了12224上顺槽西二段沿空掘巷不同支护方式下围岩应力、位移及塑性区分布，数值模拟结果表明：
1） 12224上顺槽西二段煤柱侧垂直应力峰值为22.4～22.8MPa，距巷道边缘3.4～3.6m，实体侧垂直应力峰值为22～22.3 MPa，峰值距巷道边缘约3.5～3.6m。
2） 12224上顺槽西二段顶板最大下沉量为104～113mm，底板最大底臌量为289～304mm，实体侧帮最大位移量为291～302mm，煤柱侧帮最大位移为297～319mm。
3）12224上顺槽西二段段沿空掘巷围岩发生变形，西二段沿空巷道两帮变形量、特别是煤柱帮变形量小;且12224上顺槽西二段围岩采取工况一下的支护方案能取得相对更好的围岩控制效果。
参考文献：
[1]李学华，鞠明和，贾尚昆，种照辉.沿空掘巷窄煤柱稳定性影响因素及工程应用研究[J].采矿与安全工程学报，2016，33（05）：761-769.
[2]苏超，郭萌，鲁健.松软厚煤层沿空掘巷窄煤柱护巷合理宽度确定[J].煤炭技术，2018，37（09）：103-106.
[3]石平，阎海鹏.北岭矿煤巷锚杆支护数值模拟分析[J].煤矿安全，2016，47（07）：201-203+207.