王鑫海
(山西煤炭進(jìn)出口集團(tuán)蒲縣豹子溝煤業(yè)有限公司,山西 臨汾 041200)
山西豹子溝礦主采9+10+11 號煤層,9 號、10 號、11 號煤層的間距較小,中間存在0.6~2.56 m 的夾矸,開采時(shí)往往合并開采,屬于組合煤層。該礦10103工作面煤層厚度4.2 m,煤層傾角平均5°,采煤高度為2.8 m,放高1.4 m,采放比2:1。其基本頂為14 m 厚的石灰?guī)r,局部有0~0.1 m 的泥巖偽頂,直接底為泥巖,平均厚度3.5 m。工作面采用放頂煤采煤法,由于采厚較大,采空區(qū)空間較大,覆巖的垮落及下沉量較大,工作面來壓較為劇烈,支架選型存在一定的困難。
以10103 工作面為工程背景,基于工作面附近鉆孔綜合柱狀圖及工作面剖面,建立UDEC 數(shù)值模型,模擬10103 綜放工作面開采后覆巖破斷及運(yùn)移規(guī)律[1-2]。模型尺寸寬×高=300 m×160 m,模型頂部施加4 MPa的垂直載荷代替模型上部巖層重量,采用摩爾-庫倫本構(gòu)模型,左右兩邊留設(shè)50 m 煤柱以消除邊界效應(yīng),中間開采200 m。巖層及力學(xué)參數(shù)見表1。模型采用分布式開挖,推進(jìn)速度5 m/次,推進(jìn)一次穩(wěn)定后記錄覆巖變形、移動(dòng)情況[3-4]。在模型內(nèi)布置三條測線,測線1 布置在基本頂內(nèi),測線2 布置在工作面上方30 m 的堅(jiān)硬巖層細(xì)砂巖內(nèi)(可能為關(guān)鍵層),測線3 為工作面上方88 m 的位置。模型及測線位置如圖1。
圖1 數(shù)值模型示意圖(m)
表1 數(shù)值模擬巖石力學(xué)參數(shù)
從模擬結(jié)果可知,工作面垮落情況:推進(jìn)從5 m 至45 m 時(shí),工作面基本頂保持完好,沒有較大的變形量;當(dāng)工作面推進(jìn)至50 m 時(shí),工作面基本頂發(fā)生斷裂、垮落,說明已到達(dá)極限跨距,工作面初次來壓步距為50 m,覆巖垮落高度2 m;隨著工作面繼續(xù)向前推進(jìn),工作面發(fā)生周期性垮落,周期垮落步距約為10 m,垮落的巖層在采空區(qū)內(nèi)鉸接,形成砌體梁結(jié)構(gòu);工作面推進(jìn)90 m 時(shí),發(fā)生第三次周期來壓,覆巖垮落高度26 m。塑性區(qū)情況:工作面推進(jìn)至10 m 時(shí),頂板無塑性破壞情況,底板出現(xiàn)塑性破壞;工作面推進(jìn)至50 m 時(shí),基本頂明顯發(fā)生塑性破壞和張拉破壞,煤壁前方同樣發(fā)生塑性破壞;隨著工作面繼續(xù)向前推進(jìn),頂板塑性區(qū)向上發(fā)展。位移變形情況:從測線1 中可知,工作面推進(jìn)至30 m 時(shí),頂板下沉量較??;工作面推進(jìn)50 m 時(shí),距切眼25 m 位置的基本頂下沉量最大為2.05 m;隨著工作面推進(jìn)至70 m 時(shí),距切眼25 m 位置的下沉量為3.76 m,說明工作面推進(jìn)至50 m 時(shí),基本頂未全部垮落,推進(jìn)至70 m 時(shí),基本頂全部垮落。由測線2 可知,工作面推進(jìn)至50 m 時(shí),距切眼25 m 位置細(xì)砂巖下沉量為0.83 m;工作面推進(jìn)至70 m 時(shí),距切眼30 m 位置細(xì)砂巖下沉量達(dá)到3.08 m,并逐漸趨于穩(wěn)定。由測線3 可知,工作面推進(jìn)至50 m 時(shí),最大下沉量為0.40 m;工作面推進(jìn)至70 m 時(shí),最大下沉量為2.45 m,并逐漸趨于穩(wěn)定。部分模擬結(jié)果如圖2 和圖3。
圖2 工作面推進(jìn)50 m 時(shí)覆巖斷裂圖
圖3 基本頂垂直位移變化曲線圖
液壓支架與圍巖一直處于動(dòng)態(tài)平衡關(guān)系,液壓支架并不能承受其上部所有巖層的重量,只能依靠圍巖的自承作用,掌握支架圍巖的相互作用關(guān)系同時(shí)可指導(dǎo)液壓支架選型[5-6]。工作面回采后覆巖發(fā)生破斷出現(xiàn)初次來壓和周期來壓,采空區(qū)上覆巖層垮落后與工作面上方覆巖形成砌體梁結(jié)構(gòu),直接頂和后方矸石承擔(dān)砌體梁結(jié)構(gòu)巖層及其上覆巖層所產(chǎn)生的支承壓力,綜放支架上方的頂煤和工作面前方的煤壁直接支撐直接頂,液壓支架承受直接頂?shù)淖冃魏洼d荷,工作面煤體、液壓支架及采空區(qū)矸石形成水平上支撐老頂及上覆巖層的支撐系統(tǒng)。則由于采動(dòng)影響引起頂板載荷Fs可通過下式得到:Fs=Ks·Ds,其中Ks為整個(gè)支撐系統(tǒng)剛度,即Ks=Kc+Kps+Kg,Kc為煤壁前方煤體的剛度,Kps為支架增阻階段剛度,Kg為后方垮落矸石的剛度;Ds為工作面頂?shù)装逡平?,mm。
若頂板下沉引起支架所增加的載荷為Fps,則有Fps/Fs=Kps/Ks=Kps/(Kc+Kps+Kg),若綜放支架的初撐力為P0,則支架載荷F'ps=P0+Fps。若后方垮落矸石的剛度Kg為支架增阻階段剛度Kps的m倍,則可得Fps/Fs=1/(2m+1)。由上述公式可知,當(dāng)支架初撐力P0為一定值時(shí),支架受到的載荷隨著后方垮落矸石的剛度Kg為支架增阻階段剛度Kps的倍數(shù)m的增大而快速變小,換句話說,液壓支架受到的載荷隨著煤體和后部矸石的剛度越大而越小,而采空區(qū)垮落的矸石與直接頂垮落的高度有直接關(guān)系,垮落高度越大,由于巖石的碎脹性,采空區(qū)矸石填充的越大,間隙越小,矸石的剛度越大,液壓支架受到的載荷越小,反之支架受到載荷越大。采空區(qū)覆巖垮落后又形成“砌體梁”結(jié)構(gòu),砌體梁結(jié)構(gòu)不致發(fā)生滑落失穩(wěn)的條件為:
式中:h、h1分別為結(jié)構(gòu)層及載荷層厚度,m;δc為巖層單向抗壓強(qiáng)度,MPa;tgφ為塊間摩擦系數(shù);θ為回轉(zhuǎn)變形角,(°);ρ為巖層密度,kg/m3;g為重力加速度,為9.8 m/s2。
由于10103 工作面煤層存在夾矸的情況,其力學(xué)形態(tài)與純煤存在一定的差異,其液壓支架、煤體、采空區(qū)矸石形成的支撐力學(xué)模型如圖4。
圖4 組合頂煤工作面支護(hù)系統(tǒng)模型圖
根據(jù)工作面液壓支架及圍巖相互作用關(guān)系,建立整體力學(xué)模型,結(jié)合現(xiàn)場相關(guān)參數(shù)綜合分析,支架應(yīng)能承受直接頂、9 號煤、夾層巖體與頂煤的重量以及老頂周期來壓變形失穩(wěn)的沖擊載荷。按采煤工作面質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)規(guī)定,10103 工作面支架需要承受的荷載為8 倍采高的巖石重加頂煤上覆巖層重量以及老頂沖擊載荷。
式中:Q1為工作面支架需要承受的荷載為8 倍采高的巖重,kN;H為采高,2.8 m;γ為上覆巖層平均容重,25 kN/m2;L0為工作面長度,168 m;Lmax為支架最大控頂距,5.8 m。
式中:Q2為頂煤上覆巖層重量以及老頂沖擊載荷,kN;K0為老頂沖擊載荷系數(shù),取1.4;Lmax為支架最大控頂距,5.8 m;B為支架寬度,取1.5 m;γ為上覆巖層平均容重,取25 kN/m2;L1為夾層巖體厚度,0.95 m;L2為直接頂厚度,0.3 m;L3為老頂厚度,13.75 m;M1為10+11 號頂煤厚度,1.4 m;M2為9 號煤厚度,1.1 m;γ1為煤層平均容重,取14.4 kN/m2。
工作面支架所需承載的總頂板壓力Q=Q1+Q2=550 669 kN。根據(jù)以上計(jì)算結(jié)果、支架參數(shù)和工作面長度,最終確定108 架ZF7200/17/33 型放頂煤液壓支架、6 架ZFG8000/22/35 型過渡支架、一組ZT14400/22/35 端頭支架;工作面總工作阻力F=7200×108+8000×6+14 400=840 000 kN >550 669 kN,工作面支架選擇符合要求。
1)豹子溝礦主采9+10+11 號煤層為組合煤層,根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果可知工作面初次來壓步距約50 m,周期來壓步距約10 m,工作面推進(jìn)至10 m 時(shí)工作面底板發(fā)生塑性破壞,當(dāng)工作面推進(jìn)至50 m時(shí)工作面前方煤壁發(fā)生塑性破壞,當(dāng)工作面推進(jìn)至60 m 時(shí)工作面頂板發(fā)生塑性破壞及張拉破壞。
2)10103 工作面煤層存在夾矸,建立了相應(yīng)的支架圍巖力學(xué)模型,通過理論計(jì)算獲得支架工作阻力應(yīng)不小于550 669 kN。