趙光緒,藺增元
(中煤科工集團(tuán)重慶研究院有限公司,重慶 400039)
綜放支架支護(hù)強度的確定,一直是綜放開采理論研究的重要課題,同時也是工作面綜放支架選型中需要考慮的首要問題[1-3]。自1982年國內(nèi)首次引進(jìn)綜放開采技術(shù)開始,綜放面支架合理支護(hù)強度的研究從最初的巖重法[4]到目前基于大量綜放工作面礦壓實測提出的統(tǒng)計類比法[5],研究頂煤體受力確定支架載荷的理論計算方法[6],正一步步探索和完善?,F(xiàn)在隨著計算機(jī)軟硬件技術(shù)的發(fā)展,基于計算機(jī)仿真技術(shù)的數(shù)值模擬法在礦山開采問題解決中的應(yīng)用越來越廣泛。為解決唐莊煤礦工作阻力超限和支架嚴(yán)重?fù)p壞的問題,本文通過數(shù)值模擬(FLAC3D)方法對綜放工作面支架合理支護(hù)強度進(jìn)行研究。
大量理論和實踐表明[7-9],頂板下沉量是反映頂板穩(wěn)定性的一個重要標(biāo)志,支架支護(hù)強度與頂板下沉量之間的關(guān)系在很大程度上反映了“支架-圍巖”的相互作用關(guān)系。根據(jù)現(xiàn)場觀測和實驗室的分析,支架工作阻力P和頂板下沉量ΔL是一近似的雙曲線,稱為“P-ΔL”曲線。當(dāng)支架支護(hù)強度較小時,頂板(煤)下沉量會隨著支架支護(hù)強度的增大而急劇減小,當(dāng)支架支護(hù)強度達(dá)到一定的范圍后,再繼續(xù)增大支架支護(hù)強度,對限制頂板(煤)下沉量的作用明顯減弱,即在支護(hù)強度和頂板下沉量關(guān)系曲線中存在著一個拐點,此拐點就是支架合理的支護(hù)強度[10]。
一般情況下,工作面中部頂板下沉量要大于兩端,為加快計算速度,本次模擬僅對工作面中部控頂區(qū)進(jìn)行監(jiān)測。采用控頂區(qū)下沉法[11]來確定合理的支護(hù)強度。理想結(jié)構(gòu)模型見圖1。
圖1 控頂區(qū)下沉法模型
模擬開挖時,分別對工作面控頂區(qū)頂煤施加不同支護(hù)強度,監(jiān)測頂煤的位移情況。然后分析頂煤下沉量與支架支護(hù)強度之間的關(guān)系曲線,得出關(guān)系曲線中存在的拐點,即為支架合理的支護(hù)強度。
模型沿X、Y軸方向各取100m,Z軸方向為80m,共劃分56250個單元、60996個節(jié)點??紤]邊界效應(yīng)的影響,沿YZ平面看,模型上下面各距模型中部(即工作面中部)取50m左右的邊界,上邊界施加埋深300m的上覆巖層載荷,重力加速度取9.8m/s2。模型采用莫爾-庫侖屈服準(zhǔn)則、大變形模式、聯(lián)合阻尼。初始模型如圖2所示。
考慮運算效率,本次模擬僅模擬了工作面推進(jìn)50m時頂煤的位移情況??紤]存在邊界效應(yīng),本次模擬中僅對工作面中部頂板進(jìn)行了監(jiān)測。模擬的支護(hù)強度范圍取0~1.6MPa,從0開始每隔0.2MPa做一次模擬。根據(jù)工作面支架情況控頂距取5m,因此在工作面中部距離煤壁1~5m處的頂煤取分別距工作面煤壁1m、2m、3m、4m、5m的A、B、C、D、E五點作為監(jiān)測點,為了避免連續(xù)介質(zhì)方法造成的邊界效應(yīng)影響,刪除掉采空區(qū)后方已破壞的煤巖體區(qū)域。
圖2 初始模型
模型中五個監(jiān)測點在不同支護(hù)強度下的位移情況的具體監(jiān)測數(shù)據(jù)見表1。經(jīng)過數(shù)據(jù)處理得到了工作面頂煤下沉量支架支護(hù)強度與之間的關(guān)系曲線,如圖3所示。不同支護(hù)強度下控頂區(qū)頂煤下沉量隨控頂區(qū)位置變化曲線如圖4所示。
由圖3可知,每條曲線都呈近似的雙曲線形狀,與多年的現(xiàn)場實測曲線相吻合。結(jié)合表2可知,工作面推進(jìn)到50m時,在無支護(hù)條件下,距煤壁5m處的頂煤下沉量達(dá)57cm,距煤壁1m處也有29cm。隨支護(hù)強度的增大,頂板下沉量減小,但當(dāng)支護(hù)強度到0.6MPa時,頂煤下沉量減小幅度緩和。當(dāng)支護(hù)強度為0.8MPa時,控頂區(qū)頂煤下沉量基本穩(wěn)定。此后繼續(xù)增加支護(hù)強度對控頂區(qū)頂煤下沉量影響不大。總體來看,當(dāng)支架支護(hù)強度小于0.8MPa時,頂煤下沉量隨著支架支護(hù)強度的增大而顯著減??;而當(dāng)支護(hù)強度大于0.8MPa時,支架支護(hù)強度的增大對控制頂煤下沉作用甚微;因此,0.8MPa是支架支護(hù)強度對頂煤下沉量影響的拐點。
表1 不同支護(hù)強度下控頂區(qū)頂煤下沉量
圖3 支護(hù)強度與頂煤下沉量關(guān)系圖
圖4 頂煤下沉量隨控頂區(qū)位置變化曲線
由圖4可以看出,距煤壁不同位置的頂煤下沉趨勢基本一致,隨支護(hù)強度的增加而逐漸減小。在支護(hù)強度小于0.6MPa時,支護(hù)強度的增加對頂煤下沉量的控制作用明顯;而當(dāng)支架支護(hù)強度大于0.6MPa時,支護(hù)強度的增加對控制頂板下沉作用逐漸減弱;當(dāng)支護(hù)強度達(dá)到0.8MPa時,控頂區(qū)頂煤下沉量已被控制在一個很小的范圍內(nèi)。
沿煤層走向,過點(0,50,0)做剖面,得到工作面推進(jìn)50m時,不同支護(hù)強度下工作面周圍垂直方向的應(yīng)力云圖,見圖5。
通過對不同支護(hù)強度下工作面周圍垂直應(yīng)力云圖分析:隨著支架支護(hù)強度的增大,工作面超前支承應(yīng)力峰值逐漸減小并趨于穩(wěn)定,當(dāng)支護(hù)強度達(dá)到0.8MPa時,工作面超前支承應(yīng)力峰值區(qū)域小且基本趨于穩(wěn)定,增大支護(hù)強度對峰值區(qū)的影響不大。
綜上分析,可確定0.8MPa為支架合理的靜態(tài)支護(hù)強度。由于動壓的影響,支架實際支護(hù)強度需考慮動載系數(shù)K。通過礦壓分析,該工作面的動載系數(shù)K為1.13,由此得出該礦綜放工作面支架合理支護(hù)強度為0.91MPa。
工作面額定工作阻力取決于工作面的支護(hù)強度確定和支護(hù)頂板的控頂面積。支架支護(hù)強度已經(jīng)確定,支架控頂面積主要與工作面“三機(jī)”配套設(shè)備的斷面縱向尺寸有關(guān);綜合考慮支架與采煤機(jī)、刮板輸送機(jī)的配套,確定該礦綜放工作面支架更換為ZF7200/18/33型液壓支架,技術(shù)參數(shù)見表2。
圖5 不同支護(hù)強度下工作面控頂區(qū)周圍應(yīng)力云圖
表2 ZF7200/18/33液壓支架技術(shù)特征表
名 稱單 位數(shù) 值初撐力kN6150工作阻力kN7200支架高度mm1800~3300支架寬度mm1420~1590支護(hù)強度MPa0.91~0.93中心距mm1500泵站壓力MPa31.5最大控頂距mm5380最小控頂距mm4580
經(jīng)更換支架后,在3405工作面布置了7個測站,測站位置分別為工作面5#、23#、41#、59#、77#、95#和111#液壓支架處,在歷時兩個月的觀測期間工作面共推進(jìn)279.5m,未再出現(xiàn)工作阻力超限和支架嚴(yán)重?fù)p壞的現(xiàn)象,工作面平均支架工作阻力隨工作面推進(jìn)變化情況見圖6。通過對工作面實測的支架的工作阻力分析后,得出的液壓支架工作阻力分布情況,見表3。
圖6 工作面支架平均工作阻力隨工作面推進(jìn)變化曲線
由圖6可知,觀測期間,支架的平均工作阻力穩(wěn)定在23M~34MPa之間,占額定工作阻力(36.7 MPa)的65%~90%。由表3可知,工作面總體支架工作阻力分布頻率以區(qū)間24M~30MPa所占比率(39.27%)最大,總體支架工作阻力大于額定工作阻力80%的比例為36.56%。從整體上看,支架工作阻力得到較大程度發(fā)揮,適應(yīng)該煤層綜放工作面的頂板活動規(guī)律。經(jīng)過2個月的生產(chǎn)實踐,工作面各項技術(shù)經(jīng)濟(jì)指標(biāo)都達(dá)到了預(yù)期的目標(biāo),表明該數(shù)值模擬確定支護(hù)強度的方法是合理可行的。
表3 支架工作阻力分布情況
1)通過數(shù)值模擬得到工作面靜態(tài)合理支護(hù)強度為0.8MPa,考慮動載系數(shù),得出該礦綜放工作面支架合理支護(hù)強度為0.91MPa。
2)經(jīng)過2個月的生產(chǎn)實踐,根據(jù)數(shù)值模擬改換支架后異常礦壓問題得到解決,工作面各項技術(shù)經(jīng)濟(jì)指標(biāo)都達(dá)到了預(yù)期的目標(biāo),表明該數(shù)值模擬確定支護(hù)強度的方法是合理可行的。
3)數(shù)值模擬確定綜放工作面支架工作阻力的方法具有可操作性,可根據(jù)礦井具體條件設(shè)置不同的力學(xué)參數(shù),結(jié)合生產(chǎn)實際進(jìn)行模擬分析,對于要求支架可靠性高的礦井,適用此方法。
[1] 趙明.麻家梁煤礦放頂煤工作面液壓支架選型[J].煤礦開采,2011,16(4):74-75.
[2] 張立榮.某煤礦中厚煤層液壓支架設(shè)計選型[J].煤礦機(jī)械,2012,33(5):19-21.
[3] 李宏.大傾角 “三軟”煤層綜放工作面支架選型[J].煤礦開采,2011,16(6):74-76.
[4] 錢鳴高,石平五.礦山壓力與巖層控制[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2003.
[5] 范韶剛,閆少宏,毛德兵.確定綜放支架工作阻力的統(tǒng)計類比法[J]礦山壓力與頂板管理,2000(4):24-26.
[6] 靳鐘銘,張惠軒,宋選民,等.綜放采場頂煤變形運動規(guī)律研究[J].礦山壓力與頂板管理,1992(1):26-31.
[7] 盧小雨, 華心祝,趙明強.沿空留巷頂板下沉量計算及分析[J].采礦與安全工程學(xué)報,2011,28(1):24-28.
[8] 方新秋,錢鳴高,曹勝根,等.綜放開采不同頂煤端面頂板穩(wěn)定性及其控制[J].中國礦業(yè)大學(xué)學(xué)報,2002,31(1):69-73.
[9] 李啟月,許杰,王衛(wèi)華,等.基于數(shù)學(xué)形態(tài)學(xué)多尺度分析的頂板下沉量預(yù)測[J]. 巖土力學(xué),2013,34(2):433-438.
[10] 毛德兵.綜放支架支護(hù)強度與煤層采出厚度關(guān)系的研究[J].煤炭科學(xué)技術(shù),2009,37(1):45-48.
[11] 李春睿.確定支架合理支護(hù)強度的數(shù)值模擬方法[J].中國煤炭,2011,37(5):79-82.