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    動載作用下巷道超前支護區(qū)域劃分

    2024-01-12 11:17:10陳政文吳士良姜南
    工礦自動化 2023年12期
    關鍵詞:阻力巷道液壓

    陳政文, 吳士良, 姜南

    (山東科技大學 能源與礦業(yè)工程學院,山東 青島 266590)

    0 引言

    工作面回采過程中,在巷道圍巖多種應力疊加作用下,礦壓顯現(xiàn)復雜[1-4]。沖擊地壓礦井兩巷超前支護區(qū)域更是沖擊地壓等事故頻發(fā)之地[5-7]。巷道超前支護對于保障工作面回采過程中行人、運料等的安全至關重要,而超前支護區(qū)域各區(qū)段的劃分則是進行巷道支護的前提。

    巷道超前支護區(qū)域劃分和支護方式是影響回采巷道圍巖穩(wěn)定性的關鍵因素。在超前支護區(qū)域劃分方面,孫廣義等[8]根據(jù)不同巷道支承壓力確定了合理支護方式;王宜清等[9]在研究頂板裂隙規(guī)律的基礎上,提出了分區(qū)域主動式超前支護方案;曹新奇等[10]研究制定了工作面上下端頭頂板支護技術(shù)措施,提出了回采巷道在不同頂板傾角下的超前支護技術(shù)方案;田雷等[11]通過多種監(jiān)測手段研究了某礦首采工作面超前支承壓力分布規(guī)律和回采巷道圍巖變形特征,并根據(jù)不同采動影響程度采取相應超前支護措施。針對超前支護方式,魏允伯等[12]提出了用高強預應力錨索主動支護代替單體和超前液壓支架被動支護的思路,通過理論計算和數(shù)值分析確定了超前主動支護方案;王方田等[13]探究了回采巷道動壓區(qū)錨索強化支護機理,建立了巷道錨索支護力學結(jié)構(gòu)模型。以上研究大多在靜載條件下對超前支護區(qū)域進行劃分,以優(yōu)化和完善主動式支護為研究重點,對于動載沖擊作用下的超前支護區(qū)域劃分及巷道圍巖與液壓支架之間的關系需進一步探討。

    本文以兗礦能源集團股份有限公司趙樓煤礦5304 工作面巷道為研究對象,分析了超前支架受動載沖擊下的工作阻力變化規(guī)律和圍巖與液壓支架關系,運用數(shù)值模擬研究了動載作用下超前支承壓力變化規(guī)律,推導出各支護段動態(tài)應力表達式。

    1 巷道超前支護區(qū)域劃分原理

    1.1 液壓支架工作阻力變化特征

    一般情況下,判斷巖體是否發(fā)生破壞,需根據(jù)巖石力學原理得到區(qū)域內(nèi)應力狀態(tài)和強度準則。然而,對于煤礦沖擊地壓而言,目前尚未獲得完備的強度準則,無法對煤巖體絕對應力狀態(tài)進行測量,也無法明確煤巖體沖擊顯現(xiàn)時是以靜載應力為主還是動載應力為主。但是,液壓支架工作阻力變化可在一定程度上反映巷道頂板應力變化特征,從而可以監(jiān)測某一方向的相對應力變化[14-15]。

    在正常工作狀態(tài)下,超前液壓支架依次經(jīng)過上升增阻、緩慢增阻、耦合恒阻和降柱降阻4 個階段。當動載沖擊作用于液壓支架時,立柱液壓缸內(nèi)壓力急劇增大,達到最大壓力后立即卸荷調(diào)整至穩(wěn)態(tài)[16-18]。液壓支架立柱壓力曲線如圖1 所示。在正常的周期來壓過程中,液壓支架偶爾受到動載沖擊影響,出現(xiàn)如圖1 中Ⅲ,Ⅳ階段變化特征。

    圖1 液壓支架立柱壓力曲線[19]Fig. 1 Hydraulic support column pressure curve[19]

    超前液壓支架工作阻力曲線如圖2 所示。在正常周期來壓中,液壓支架受到動載沖擊后,存在工作阻力急劇上升后急速下降現(xiàn)象,具有作用時間短、速度快等特點。在圖2(b)-圖2(d)中紅色虛線圈定區(qū)域,液壓支架正常工作時工作阻力分別為10 900,3 828,4 681 kN,動載沖擊時工作阻力分別為11 903,4 858,5 340 kN,為正常工作狀態(tài)下的1.10,1.27,1.14 倍。

    圖2 液壓支架工作阻力曲線Fig. 2 Hydraulic support working resistance curves

    1.2 動態(tài)系數(shù)定義

    考慮動載作用時液壓支架工作阻力會增大,假設動載全程作用,則會形成一條新的液壓支架工作阻力變化曲線,根據(jù)新曲線對液壓支架進行選型,可提高巷道穩(wěn)定性。因此,根據(jù)受動載沖擊前后工作阻力之間的數(shù)學關系,提出動態(tài)系數(shù)這一概念。

    將工作面回采前方區(qū)域劃分為網(wǎng)格,如圖3 所示。將動載作用時液壓支架工作阻力(動載)與作用前工作阻力(靜載)的比值稱為動態(tài)系數(shù)分量,記作χi j(i,j為區(qū)域位置的橫坐標和縱坐標),令各區(qū)域動態(tài)系數(shù)分量的最大值為整個區(qū)域內(nèi)的動態(tài)系數(shù),用χi表示,即

    圖3 區(qū)域劃分網(wǎng)格Fig. 3 Regional division grids

    式中:(σ1)ij為動載;(σ0)ij為靜載。

    根據(jù)GB 25974.2-2010《煤礦用液壓支架 第2部分:立柱和千斤頂技術(shù)條件》,立柱和支撐千斤頂?shù)臎_擊動載荷不超過液壓支架1.5 倍額定工作阻力[20]??紤]到液壓支架選型時工作阻力為額定工作阻力的60%~80%較合理,即為動載沖擊時工作阻力的40%~53%,所以沖擊地壓或易受動載沖擊影響的工作面動態(tài)系數(shù)可達1.8~2.5。當動態(tài)系數(shù)超過2.5時,液壓支架有較大概率出現(xiàn)壓架現(xiàn)象。

    1.3 超前支護區(qū)域動態(tài)劃分

    根據(jù)靜載條件下工作面前方煤體支承壓力分布特征,可將超前支承壓力影響區(qū)劃分為破裂區(qū)、塑性區(qū)、彈性區(qū)及原巖應力區(qū)。在動載擾動作用下,超前支承壓力峰值點向煤體內(nèi)部轉(zhuǎn)移,將會產(chǎn)生新的塑性區(qū),僅在彈塑性區(qū)寬度范圍和應力大小上有差別。假設動載作用下超前支承壓力峰值點與靜載超前支承壓力交匯點處應力為Pij,可建立圍巖應力模型,如圖4 所示,L1-L5依次為破裂區(qū)、塑性區(qū)、彈性區(qū)、原巖應力區(qū)、新增塑性區(qū)。交匯點即為巷道超前支護動態(tài)分界點。

    圖4 動載作用下巷道圍巖應力模型Fig. 4 Stress model of surrounding rock in roadways under dynamic load

    根據(jù)煤巖狀態(tài)及動態(tài)分界點,對巷道超前支護區(qū)域進行劃分,如圖5 所示。OA 段為加強支護段,由破裂區(qū)、塑性區(qū)和部分彈性區(qū)構(gòu)成,需要較高強度超前支護設備加強頂板支護;AB 段為輔助支護段,主要以彈性區(qū)為主,煤體具有較好的承載效果,但支承壓力仍處于較高狀態(tài),需要單體液壓支柱或單元式液壓支架輔助支護;BC 段為原始支護段,整體處于原巖應力區(qū),不需要加強支護。

    圖5 巷道超前支護區(qū)域劃分Fig. 5 Division of advanced support areas in roadways

    2 動載沖擊下超前支承壓力分布

    2.1 數(shù)值模擬模型

    選取5304 工作面巷道為研究對象,通過軟件FLAC3D建立524 m×400 m×62 m(長×寬×高)的數(shù)值模擬模型。FLAC3D數(shù)值模擬分為靜載計算和動載計算2 個方面。靜載計算時,設定模型邊界為底部固定,前后左右水平約束,頂部自由,并施加20 MPa均布載荷;動載計算時,頂部和底部采用靜態(tài)邊界,前后左右采用自由邊界,以減少邊界波的反射。模型及監(jiān)測網(wǎng)布置如圖6 所示。煤巖物理力學參數(shù)見表1。

    為研究動載沖擊條件下超前支承壓力變化規(guī)律,選取不同動載強度和位置進行探討:① 動載強度依次選取22,24,26,28,30 MPa。② 分別在工作面采空區(qū)(距煤壁150,100 m)、煤壁、工作面前方區(qū)域(距煤壁50 m)、相鄰工作面采空區(qū)施加動載荷。

    2.2 結(jié)果分析

    改變動載位置和強度,得到超前支承壓力變化曲線,如圖7 所示。由圖7 可知,以靜載狀態(tài)下超前支承壓力峰值點位置為基準點,在動載源強度不變的條件下,隨著動載源的靠近,超前支承壓力峰值逐漸增大,峰值點向煤體內(nèi)部移動,塑性區(qū)范圍擴大;在動載源位置不變的條件下,隨著動載源強度的增大,亦產(chǎn)生相同變化規(guī)律。從幾何角度看,相對于靜載狀態(tài)下的曲線,超前支承壓力峰值點前的曲線基本重合;峰值點后,原巖應力區(qū)前的曲線斜率基本相同,向距工作面更遠處平移,向峰值點延伸;進入原巖應力區(qū)后曲線再次重合。

    圖7 動載作用下超前支承壓力變化曲線Fig. 7 Variation curves of advanced support pressure under dynamic load

    3 各區(qū)域支承壓力計算

    各區(qū)域支承壓力 σy如圖8 所示,x為工作面前方與煤壁的距離。以應力狀態(tài)為標準劃分,OD 段為破裂區(qū)和塑性區(qū),寬度設為x0,DB 段為彈性區(qū),寬度為l0-x0(l0為OB 段寬度),DA 段為新增塑性區(qū);以巷道支護方式和強度為標準劃分,OA 段為加強支護段,AB 段為輔助支護段,BC 段為原始支護段。

    圖8 各區(qū)域支承壓力Fig. 8 Support pressure in each area

    為了方便計算,假設OD 段和DB 段支承壓力σOD,σDB均呈線性變化,其表達式為

    式中:Kmax為最大應力集中系數(shù); γ為上覆巖層的平均容重,kN/m3;H為煤層埋深,m。

    取寬度為dx、高度為M的受力單元體為研究對象,如圖9 所示。

    圖9 單元體受力模型Fig. 9 Unit force model

    單元體受力平衡方程為

    式中: σx為x軸方向的應力;F為煤層與頂?shù)装鍘r層之間的摩擦阻力;f為煤層與頂?shù)装鍘r層交界面的滑動摩擦因數(shù)。

    根據(jù)摩爾庫倫準則,OD 段內(nèi)單元體支承壓力為

    式中: φ為煤體內(nèi)摩擦角,(°);c0為煤體黏聚力,MPa。

    OD 段與DB 段交界處,即塑性區(qū)與彈性區(qū)交界處應力滿足以下條件:

    將式(5)代入式(4),根據(jù)式(6)得

    工作面煤壁處應力應滿足以下條件:

    式中N0為煤壁處支撐力。

    結(jié)合式(7)和式(8)可得OD 段寬度為

    同理可得,DB 段彈性區(qū)內(nèi)單元體支承壓力為

    式中 λ為側(cè)壓系數(shù)。

    將式(10)代入式(4),根據(jù)式(6)得

    DB 段和BC 段交界處,即彈性區(qū)與原巖應力區(qū)交界處應力滿足以下條件:

    結(jié)合式(11)和式(12)可得DB 段寬度l0-x0為

    將式(9)和式(14)代入式(3)得

    結(jié)合動載作用下超前支承壓力變化曲線,為了方便計算和分析,建立動載作用下巷道超前支承壓力計算模型,如圖10 所示。

    圖10 動載巷道超前支承壓力計算模型Fig. 10 Calculation model for advanced support pressure in dynamic loading roadways

    σOA與σOD表達式相同,但范圍變?yōu)?≤x≤xOA,xOA為OA 段的寬度。σAE為 χi倍σDB,其分段表達式為

    將σOA=χiKmaxγH代入式(16)得

    將式(17)代入式(14),即可求得動態(tài)應力Pij:

    由式(18)可知,動態(tài)應力Pij主要受動態(tài)系數(shù) χi、采深H和上覆巖層力學參數(shù)的影響。在煤層采深和煤巖體力學性質(zhì)一定的條件下,動態(tài)系數(shù) χi越大,動態(tài)應力Pi j越小,加強支護段距離越大,巷道超前支護區(qū)域范圍越大。

    4 現(xiàn)場應用

    根據(jù)趙樓煤礦5304 工作面地質(zhì)參數(shù),采深H取最大埋深865.98 m,綜合考慮采空區(qū)轉(zhuǎn)移應力、超前支承壓力和構(gòu)造應力,煤層上最大應力集中系數(shù)按Kmax=2.0來估算;煤層采高M=3.5 m,內(nèi)摩擦角φ=30°,黏聚力c0=3.53 MPa,煤層與頂?shù)装鍘r層交界面滑動摩擦因數(shù)f=0.3,側(cè)壓系數(shù)λ=0.43,動態(tài)系數(shù) χi取相鄰工作面實際監(jiān)測值1.5。

    經(jīng)計算得到破裂區(qū)和塑性區(qū)OD 段寬度為16.28 m,超前支承壓力影響范圍為104.19 m,根據(jù)巷道超前支護區(qū)域劃分及超前支護長度不得小于120 m的規(guī)定[21],設加強支護段長度為24.41 m,輔助支護段長度為95.59 m。

    巷道超前支護方案:加強支護段長度為24 m,共3 組,6 個支架,24 根立柱,超前液壓支架型號為ZT45000/25/45;輔助支護段長度為96 m,支架排距為6.5 m,共15 個單元支架,單元支架型號為ZQ2000/22/48A;之后為原始支護段,沿用原有錨桿索支護方案。

    采用KJ564 型頂板動態(tài)監(jiān)測系統(tǒng)對5304 工作面巷道進行錨桿(索)受力、頂板離層和兩幫位移等監(jiān)測。以監(jiān)測巷道斷面為計量單位。測站開始監(jiān)測時,最近的監(jiān)測斷面為9 號監(jiān)測斷面,位于中間巷前方8 m,斷面間隔50 m,共9 個監(jiān)測斷面,從終采線至工作面方向依次為1-9 號。測點布置如圖11 所示。

    圖11 頂板動態(tài)監(jiān)測系統(tǒng)布置Fig. 11 Layout of dynamic roof monitoring system

    選取部分監(jiān)測斷面,其巷道表面位移和錨桿、錨索應力監(jiān)測結(jié)果如圖12 和圖13 所示。

    圖12 巷道表面位移曲線Fig. 12 Roadway surface displacement curves

    圖13 錨桿、錨索應力曲線Fig. 13 Stress curves of anchor rods and cables

    由圖12 和圖13 可知,工作面回采期間巷道受到多次動載沖擊,3 號和1 號監(jiān)測斷面巷道頂板和兩幫位移分別發(fā)生5 次和4 次突然增大現(xiàn)象;3 號監(jiān)測斷面錨桿、錨索應力發(fā)生6 次突然增大現(xiàn)象,但巷道表面位移量和錨桿、錨索應力仍處于可控范圍,巷道超前支護效果良好,圍巖控制穩(wěn)定。

    5 結(jié)論

    1) 通過監(jiān)測動載下液壓支架工作阻力變化特征,分析了液壓支架工作過程中動載作用效果,提出了動態(tài)系數(shù)概念。根據(jù)動靜載條件下超前支承壓力及塑性區(qū)變化規(guī)律,設定動態(tài)應力點為巷道超前支承壓力分界點,將超前支護區(qū)域劃分為加強支護段、輔助支護段和原始支護段。

    2) 通過數(shù)值模擬驗證了超前支承壓力在動載作用下的變化與理論分析結(jié)果一致,且以彈塑性區(qū)交界點為界限,兩側(cè)曲線具有一定幾何規(guī)律特征。建立了動載作用下超前支承壓力計算模型,求得動態(tài)系數(shù)與動態(tài)應力之間的關系表達式。

    3) 現(xiàn)場實測結(jié)果表明,根據(jù)巷道超前支護區(qū)域劃分結(jié)果設計的支護方案支護效果良好,可滿足超前支護區(qū)域支護質(zhì)量要求。

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