支架初撐力對綜采軟厚煤層煤壁穩(wěn)定性影響數(shù)值計算研究

黃 洋

(恒源煤電股份有限公司臥龍湖煤礦,安徽省淮北市,235000)

支架初撐力對綜采軟厚煤層煤壁穩(wěn)定性影響數(shù)值計算研究

黃 洋

(恒源煤電股份有限公司臥龍湖煤礦,安徽省淮北市,235000)

針對臥龍湖煤礦地質特征,利用UDEC軟件研究了該礦工作面不同支架初撐力時煤壁片幫程度,研究發(fā)現(xiàn)煤壁以其下部為定點傾向采空區(qū)移動,隨著支架初撐力不斷增大,超前應力峰值位置逐漸向煤壁靠近,且塑性區(qū)深度也不斷減小,認為工作面支架初撐力為20 MPa為合理值。隨著支護阻力增大,煤幫垂直應力也呈增大趨勢,而煤壁超前支承壓力峰值及位置受護幫板支護阻力影響較小。該研究結果已應用于臥龍湖礦8102綜采工作面,取得了良好的技術經濟效果。

軟厚煤層 綜采工作面 支架初撐力 煤壁穩(wěn)定性 UDEC軟件 數(shù)值模擬

工作面液壓支架必須能夠支撐工作面圍巖的靜壓和由于巖層移動造成的動壓,支架初撐力對控制工作面圍巖穩(wěn)定有極其重要的作用。工作面支架具有一定的初撐力和工作阻力能夠保證回采空間的完整性,阻止頂板過早發(fā)生離層。因此,本文從數(shù)值計算角度,利用UDEC軟件分析支架初撐力對煤壁片幫影響,并依此提出了治理煤壁片幫的建議。

1 工作面概況

8102工作面位于臥龍湖煤礦北一采區(qū),東部以北翼軌道大巷保護煤柱線為界,南部以8101工作面采空區(qū)為界,西部以8＃煤層巖漿巖侵蝕邊界為界,北部以8103工作面為界,8103工作面尚未開采。工作面走向長623.8～802.2 m,傾向長156.5～233.3 m,煤厚0～9.5 m,平均煤厚4.1 m,煤層普氏系數(shù)小于2,屬軟厚煤層,煤厚變異系數(shù)為11.4%,煤層可采性指數(shù)為95%,8＃煤層傾角為3°～8°,8＃煤層直接頂為1.5 m厚泥巖,老頂為6 m厚粉砂巖,直接底為3 m厚泥巖,老底為15 m厚鋁質泥巖。工作面機巷、風巷掘進施工方位為274.5°,風巷標高在－610.4～－529.5 m(巷道底板標高),機巷標高在－561.9～－519.7 m(巷道底板標高)。

臥龍湖煤礦8102綜采工作面采用ZY10000/ 23.5/42型兩柱掩護式液壓支架,額定初撐力為31.5 MPa。支架基本技術參數(shù)如下:

支架額定工作阻力:10000 k N;

支架額定初撐力:7916 k N;

支架最小/最大高度:2350/4200 mm;

支架中心距:1750 mm;

支架支護強度:1.12 MPa;

支架對底板比壓:2.73 MPa;

泵站壓力:31.5 MPa;

推溜力:529 k N;

移架力:802 k N。

2 合理支架初撐力的確定

針對8102工作面實際巖層和地質情況,采用UDEC數(shù)值計算軟件對臥龍湖煤礦8102工作面初撐力進行研究,為北翼相似采區(qū)選取合理支架初撐力作參考。

2.1 模型建立

8102工作面開采臥龍湖北翼8＃煤層,煤層平均采高為4.1 m,現(xiàn)場觀察發(fā)現(xiàn)4.1 m煤層是由多層片煤組成,即為層理,同時層理中存在不均勻分布的節(jié)理、裂隙,切割煤體,導致煤體在受壓或受剪時會沿層理、節(jié)理或裂隙面分離,煤壁片幫就是典型的一種情況。因此,采用UDEC軟件建模時,對8＃煤層在層狀煤體基礎上隨機分割,預置節(jié)理裂隙,從而達到所建模型能直觀反映現(xiàn)場煤壁片幫現(xiàn)象的目的。以推進方向上距開切眼100 m為研究對象,同時對基本頂以上20.5 m厚巖層根據巖層厚度、巖性參數(shù)等計算合并為一層覆巖,覆巖上方施加12.5 MPa垂直應力,應力梯度為0.025 MPa/m,模型兩側和底部固定,所建模型尺寸如圖1所示,模擬巖層參數(shù)如表1和表2所示。

圖1 8＃煤巖層模型

表1 模擬的煤巖層力學性質參數(shù)

表2 模擬的煤巖層節(jié)理力學性質參數(shù)

運用UDEC內置的支柱(Support)結構單元模擬不同支架初撐力對煤壁穩(wěn)定性影響。支架初撐力對支架工作阻力有顯著影響,初撐力不足會導致支架工作阻力難以達到支撐頂板要求。UDEC軟件中支架P－DS特征關系在本模型中滿足關系式:

式中:P——支架工作阻力,MPa;

DS——支架活柱下縮量,m;

P0——支架初撐力,MPa。

DS為0時,即對應支架初撐力P0,隨著頂板下沉,支架承壓及活柱下縮量都不斷增大,此期間支架工作阻力隨活柱下縮量呈線性增長,支架活柱下縮量達一定程度后,根據現(xiàn)場觀測,確定本模型為0.1 m,即達到支架穩(wěn)定工作阻力,此時支架承載力與頂板壓力維持在穩(wěn)定平衡階段。

工作面支架類型為雙柱掩護式液壓支架,支柱直徑40 cm,由于現(xiàn)場慣用壓力(k N)為單位表示支架工作阻力,而UDEC模擬用壓強(MPa)為單位表示支架工作阻力。根據支架壓力和壓強換算關系,并結合支架P－DS關系式,最終UDEC模擬選取的支架初撐力值(DS＝0時的支架工作阻力)5 MPa,10 MPa,15 MPa,20 MPa, 25 MPa及30 MPa換算成現(xiàn)場支架對應初撐力及工作阻力,如表3所示。

圖2 不同支架初撐力下煤壁破壞程度

表3 模擬與現(xiàn)場支架初撐力及工作阻力換算結果

2.2 結果分析

運用表1和表2參數(shù),對表3所列6種初撐力方案模擬,研究不同支架初撐力下煤壁穩(wěn)定性。圖2直觀反映了不同支架初撐力模擬的煤壁破壞程度。從圖2(a)～(f)可知,煤壁片幫位置集中在煤壁中上部,且呈塊狀剝離滑落,與現(xiàn)場觀察較一致,且在靠煤壁區(qū)域破壞嚴重。支架初撐力增大,對煤壁片幫有很好地控制作用。對比圖2(a)和圖2 (d)可發(fā)現(xiàn),初撐力為1256 k N時,煤壁片幫嚴重,且塑性區(qū)深度達6.8 m,而當初撐力達5024 k N時,上部煤壁有一定剝離,但未發(fā)生回轉滑落,只要及時割煤移架,不會對工作面產生安全隱患,并且塑性區(qū)深度從6.8 m減小到6.2 m,減小量達8.82%;此后隨初撐力增大,煤壁控制效果更好,且塑性區(qū)深度進一步減小,但減小量不明顯,當支架初撐力達30 MPa時,在此模擬的回采速度下,煤壁幾乎不出現(xiàn)片幫。

圖2定性分析了不同支架初撐力下煤壁破壞程度,而圖3從定量分析角度在圖2基礎上研究了不同支架初撐力下煤壁穩(wěn)定性。圖3是煤壁所布測線監(jiān)測的煤壁向采空區(qū)方向水平移動量對比曲線,即煤壁外擠量對比曲線。觀察可知,煤壁外擠量在距煤層底板1.5～3 m高的區(qū)域最大,且煤壁中上部外擠量明顯大于下部;同時,對曲線趨勢分析發(fā)現(xiàn),煤層切頂和切底附近外擠量幾乎為0,但對比圖2(f)和圖3的相對應曲線可知,由于煤壁是二向受力狀態(tài),煤壁受上覆巖層擠壓和老頂回轉下沉影響,整體會向采空區(qū)側移動,盡管圖2(f)顯示煤壁完整性較好,但如圖3(7536 k N)監(jiān)測曲線所示,煤幫仍有0.1～0.2 m朝向采空區(qū)的水平移動量,整體移動趨勢是以煤壁下部為定點傾向采空區(qū),且此傾向與模型正方向(工作面推進方向為正)所呈夾角隨支架初撐力增大而逐漸減小。

圖3 不同支架初撐力煤壁外擠量

為分析不同支架初撐力對煤壁超前應力及破壞距離的影響,在煤層中部層位,距煤壁40 m范圍內布置一條測線,從應力峰值位置與破壞距離角度分析了支架初撐力對煤壁穩(wěn)定性影響,統(tǒng)計結果如圖4所示。在支架初撐力不大于5024 k N時,超前應力峰值距煤壁7 m,此后隨著初撐力不斷增大,應力峰值位置向煤壁移近;同時對比峰值應力超前煤壁距離和煤壁塑性區(qū)深度曲線可發(fā)現(xiàn),兩者變化趨勢相似,根據極限平衡理論,煤壁至超前應力峰值段是煤壁破壞最為嚴重區(qū)域,即為理論所說的塑性區(qū),兩者在圖4中匹配度較高,極限平衡理論對煤壁破壞研究和沿空掘巷煤柱寬度留設研究有重要的指導意義,結合前人理論和現(xiàn)場實測結果證明本文模擬的可行性和工程意義。

圖4 峰值應力位置及煤壁塑性區(qū)深度與支架初撐力關系

圖5從應力角度對布置于煤壁中部前方測線統(tǒng)計的超前應力峰值和煤壁垂直應力對比分析。隨著支架初撐力不斷增大,煤壁前方超前應力峰值不斷減小,表明較高的支架初撐力能有效減小頂板回轉下沉趨勢,進而緩和支架上方巖體應力向煤壁前方轉移趨勢,從而導致超前應力峰值略有降低;然而煤壁垂直應力變化趨勢與超前應力峰值變化趨勢正好相反,原因是隨著支架初撐力不斷增大,煤壁完整性相應提高,從而煤壁支撐上覆頂板壓力的能力增強,甚至當支架初撐力達到7536 k N時,煤壁垂直應力能達到3.8 MPa的較高承載力。

圖5 超前應力峰值及煤幫中部垂直應力與支架初撐力關系

圖2顯示支架初撐力達到5024 k N時,上部煤壁有一定的剝離,但未發(fā)生回轉滑落;從圖2和圖4可知支架初撐力達到5024 k N后,再增大初撐力,煤壁前方塑性區(qū)深度變化很小,且從圖5可知,支架初撐力達到5024 k N時,煤壁前方超前支承壓力峰值達23.9 MPa,而原巖應力為13 MPa,則煤壁前方應力集中系數(shù)為1.84 (23.9 MPa/13.0 MPa),應力集中系數(shù)較小,且此初撐力下,煤壁中部垂直應力達0.35 MPa,煤壁有一定的承載能力,綜合分析后認為選取5024 k N(20 MPa)作為臥龍湖煤礦北翼8＃煤層支架初撐力下限?；夭蛇^程中,尤其是老頂初次來壓和周期來壓時,頂板壓力較平時大,因此需進一步提升支架初撐力來保證煤壁穩(wěn)定性,建議礦方增大到6280 k N(25 MPa),因為從以上分析可知適當增大支架初撐力可有效控制煤壁片幫,但支架初撐力不能無限增大,需根據支架實際情況,不能超過安全閥控制閾值,同時支架前方護幫板在移架后及時頂?shù)矫罕?給煤壁一定的水平擠壓力,使煤壁重新恢復到三向受力狀態(tài),有效減小煤壁片幫對生產的影響及帶來的安全隱患。

3 煤壁片幫控制對策

由于支架初撐力對其工作阻力影響顯著,旨在研究初撐力對煤壁穩(wěn)定性影響?，F(xiàn)場觀察發(fā)現(xiàn),在回采過程中,由于工人疏忽,很多支架護幫板未及時打開,而發(fā)生片幫的區(qū)域多集中于此,由于煤層較軟,局部片幫深度超過1.5 m,且片幫面積大。而支架護幫板及時有效打開,支撐煤壁,可有效防止煤壁片幫。本文對不同護幫板支護阻力進行研究,選取最適合本礦的護幫板支護阻力,從而有效控制煤壁片幫發(fā)生。

上文分析得出臥龍湖煤礦北翼8＃煤層支架初撐力下限為20 MPa,為保證煤壁穩(wěn)定性,選取20 MPa初撐力下限為研究對象,在4 m高煤壁中上部,即2.5～4 m區(qū)域施加水平應力,分別研究支架護幫板為0 MPa、0.1 MPa、0.2 MPa、0.3 MPa、0.4 MPa及0.5 MPa時煤壁穩(wěn)定性情況。

圖6是支架護幫板不同支護阻力下煤壁向采空區(qū)水平移動量,即煤壁外擠量。在護幫板支護阻力小于0.3 MPa時,距煤層底板1.5～3 m高度煤體發(fā)生剝離,最終會導致煤壁片幫,而當護幫板支護阻力大于或等于0.3 MPa時,煤壁向采空區(qū)水平移動量變化趨緩,且煤壁與煤層底板大致呈60°夾角,整體上煤壁中上部水平位移量大于下部。

圖6 不同護幫板支護阻力下煤壁外擠量

圖7所示不同護幫板支護阻力下煤壁超前應力峰值及煤幫中部垂直應力曲線呈現(xiàn)一定的規(guī)律性。煤壁超前支承壓力峰值受護幫板支護阻力影響較小,且峰值位置未發(fā)生變化,但煤幫中部垂直應力受護幫板支護阻力影響較大,隨著支護阻力增大,煤幫垂直應力也呈增大趨勢,當支護阻力達0.3 MPa時,煤幫中部垂直應力能達到2.37 MPa,表明煤幫完整性較好,護幫板對煤壁支護效果理想;而護幫板支護阻力達0.2 MPa時,煤幫垂直應力與總體變化趨勢不符,分析原因主要是由于煤壁有剝離趨勢的煤塊,在回轉過程中與煤體咬合處會產生應力集中,而監(jiān)測點正好處于咬合位置附近,從而導致應力升高異常,但總體趨勢仍是隨支護阻力增大而不斷上升。

圖7 不同護幫板支護阻力下超前應力峰值及煤幫中部垂直應力

圖8 不同支架初撐力下限所需護幫板支護阻力

現(xiàn)場支架初撐力達不到規(guī)定要求時,為保證煤壁穩(wěn)定性,條件允許下可通過護幫板對煤壁提供支護阻力來防止煤壁片幫,為保證煤壁穩(wěn)定,所需護幫板最小支護阻力隨支架初撐力下限變化趨勢曲線如圖8所示,支架初撐力越高,所需護幫板支護阻力越小,保證煤壁穩(wěn)定越易,當支架初撐力達7536 k N時,護幫板已不需要對煤壁提供支護阻力。通過對圖6～圖8的分析,并結合支架初撐力對煤壁穩(wěn)定性影響研究結果,確定臥龍湖煤礦北翼8＃煤層選取初撐力下限為20 MPa,且需保證煤壁支架護幫板支護阻力不小于0.3 MPa。現(xiàn)場使用的ZY10000/23.5/42型兩柱掩護式液壓支架,泵站壓力達31.5 MPa,操作和工藝達到規(guī)定要求時,能提供足夠的支架初撐力來保證煤壁穩(wěn)定,另外從現(xiàn)場使用情況看,本文研究設定的初撐力標準能有效控制煤壁片幫,取得了良好的技術經濟效果。

對厚煤層煤壁片幫的控制還有采用放頂煤開采、提高支架工作阻力、煤層注水改變煤體性質及加快工作面推進速度等其他方法。在工作面回采過程中,選取適合本工作面的方便快捷安全的煤壁片幫控制方法,可有效減小工作面安全隱患,同時提高工作面回采效率。

4 結論

(1)煤壁整體以其下部為定點傾向采空區(qū)移動,且此傾向與工作面推進方向角度隨支架初撐力不斷增大而逐漸減小。

(2)隨著支架初撐力不斷增大,超前應力峰值位置逐漸向煤壁靠近。峰值應力超前煤壁距離和煤壁塑性區(qū)深度趨勢相近,煤幫至超前應力峰值段是煤壁破壞最為嚴重區(qū)域。

(3)煤壁超前支承壓力峰值及位置受護幫板支護阻力影響較小,煤幫中部垂直應力受護幫板支護阻力影響較大,隨著支護阻力增大,煤幫垂直應力也呈增大趨勢。

(4)本文研究設定的支架初撐力標準充分考慮了現(xiàn)場支架型號,并能有效控制本工作面煤壁片幫。

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(責任編輯 張毅玲)

Numerical calculation research on the stability effect of support setting load on coal wall of fully-mechanized face in soft and thick coal seam

Huang Yang
(Wolonghu Coal Mine,Hengyuan Coal-Electricity Group Co.,Ltd.,Huaibei,Anhui 235000,China)

Aimed at the geologic feature of Wolonghu Coal Mine,the author researched the degree of coal wall spalling under different setting load using UDEC software.The research showed that the coal wall leaned towards the goaf by taking its bottom as a fixed point,and along with the increasing setting load,the position of advance peak stress moved towards coal wall little by little,and the depth of plastic zone decreased gradually.The author thought that the reasonable value of support setting load was 20 MPa.Along with the increasing supporting resistance, the vertical stress in coal side increased,and the advance support pressure peak and its position were small affected by supporting resistance of face guard.The research achievements had been applied to No.8102 fully-mechanized face in Wolonghu Coal Mine,which achieved favorable technical-economic effects.

soft and thick coal seam,fully-mechanized mining face,support setting load, coal wall stability,UDEC,numerical simulation

TD 325

A

黃洋(1978－),男,安徽淮北人,工程師,臥龍湖煤礦生產技術部部長,從事煤礦安全技術生產。