6m大采高綜采面支架合理支護強度確定

郝存義,段 軍

(山西蘭花科創股份有限公司,山西晉城 048000)

6m大采高綜采面支架合理支護強度確定

郝存義,段 軍

(山西蘭花科創股份有限公司,山西晉城 048000)

為了確定玉溪礦 6m大采高工作面支架的合理支護強度,基于礦井實際地質條件,通過采用經驗估算法、基于頂板分類的支護強度計算方法及建立在“支架 -圍巖”相互作用關系之上的數值模擬分析方法,對工作面支架合理支護強度進行計算,最終確定支架支護強度為 1.17MPa,能夠完全滿足現場需要。研究結果對于大采高支架合理工作阻力的確定具有重要的參考價值。

大采高;支護強度;數值模擬;工作阻力

我國國有重點煤礦厚煤層儲量約占 44%,而厚煤層采出的產量占總產量的 45%以上,絕大多數高產高效礦井是在以厚煤層開采為主的生產條件下實現的[1]。目前,我國重點煤礦厚煤層開采方法主要有綜采放頂煤開采和大采高一次采全高開采2種。放頂煤開采雖然已經在我國發展成為一種厚煤層高產高效采煤方法,廣泛應用于 5～15m厚煤層一次采全高,但仍有許多難以解決的技術難題[2]。對于 4～7m的穩定厚煤層,大采高一次采全高綜采具有更好的技術經濟優勢。

工作面液壓支架工作阻力的確定,一直是學術界和工程界關注的重點。關于工作面支架支護強度的確定,主要有工程類比法、經驗公式計算法和頂板結構理論計算法等[3]。根據玉溪礦的實際地質條件,主要采用經驗估算法、基于頂板分類的支護強度計算方法、建立在“支架 -圍巖”相互作用關系之上的數值模擬分析方法,3種方法對支架的合理支護強度進行論證。

1 煤層賦存概況

玉溪礦主采 3號煤層屬結構簡單煤層,煤層厚度為 5.12～7.2m,平均厚度為 5.85m,該煤層厚度大且穩定,結構簡單,全區可采,為穩定型可采煤層。有一層較穩定的夾矸,其厚度為 0.28m,巖性為泥巖或炭質泥巖,此外,在該層夾矸之上及煤層上部,尚有極不穩定的薄層夾矸。

頂板為泥巖、砂質泥巖、粉砂巖,局部為細粒砂巖,底板為泥巖。下距 15號可采煤層 82.8～84.54m,平均 84.34m,構造非常簡單。

2 支架支護強度的確定

工作面液壓支架支護強度的確定,是綜采工作面巖層控制的研究重點之一,其目的是使工作面巖層控制在達到最優的技術經濟效果的前提下,在支架結構合理的條件下,保證支架運行的高可靠性和工作面的高產高效。

2.1 經驗估算法

根據支架 -圍巖相互作用關系,可將工作面支架受力的情況簡化為圖 1所示的形式,即支架受力分為 2部分:一是直接頂的載荷 Q1;二是基本頂通過直接頂作用于支架的載荷Q2?，F分述如下:

(1)直接頂載荷Q1:

式中,Σh為直接頂厚度;L1為懸頂距;γ為直接

圖1 回采工作面的頂板壓力

頂巖層體積力。

將懸頂距L1視為支架的控頂距L

其載荷為:

對于直接頂重量應作為支架的載荷,國內外學者沒有什么分歧。

(2)基本頂載荷Q2:

以直接頂載荷的倍數估算基本頂的載荷,這在一般情況下還是可行的。例如:在多數礦井的測定中,以一般工作面為準,周期來壓時形成的載荷不超過平時載荷的 2倍。因此,可得出下述關系:

式中,p為考慮直接頂及基本頂來壓時的支護強度;n為基本頂來壓與平時壓力強度的比值,稱為增載系數,取 2。

K值一般取剛破碎時的碎脹系數 1.25～1.5,可得:

根據礦井實際地質條件,采高為 6m,頂板巖層平均密度取 2.4t/m3,支架的合理支護強度為:

此方法確定的支架支護強度應為 1.152MPa。

2.2 基于頂板分類的支護強度計算方法

按照中華人民共和國煤炭行業標準《緩傾斜煤層采煤工作面頂板分類》(MT554-1996)附錄D“頂板分類對液壓支架額定支護強度的要求”,可確定支架支護強度下限。

基本頂的分級指標是基本頂初次來壓當量 Pe,其值由基本頂初次來壓步距Lf,直接頂充填系數 N和煤層采高 hm確定:

工作面初次來壓步距可由其周期來壓步距按下式來確定:

直接頂充填系數N可由下式確定:

式中,h為直接頂厚度。

由于工作面采高為 6m,直接頂厚度為 1.2m,基本頂周期來壓步距取15m(取類似條件煤層的周期來壓步距均值),因此,可確定基本頂的初次來壓當量:

參考表 1的基本頂分級指標可對基本頂進行分級,最終確定基本頂為Ⅳb級頂板,基本頂來壓非常強烈。

表1 基本頂分級指標 kPa

參考表 2的各級基本頂支護強度,采高為 4m時的基本頂額定支護強度下限為 1.09MPa,由于某礦預采頂分層厚度為 6m,因此,建議支架的支護強度下限大于1.1MPa。

表2 各級基本頂支護強度

另外,根據附錄 D中各級基本頂的額定支護強度下限公式可計算支架的支護強度下限為:

式中,hm為采高,m,取 6m;Lf為基本頂初次來壓步距,m,取 36.75m;N為充填系數,N=1.2/6 =0.2;Ck為備用系數,Ⅳa級基本頂取 1.2～1.3,Ⅳb級基本頂取 1.4～1.6。則:

綜上所述,此方法最終確定的支架支護強度為1.164MPa。

2.3 建立在“支架 -圍巖”相互作用關系之上的數值模擬分析方法

20世紀 60年代,國內外曾多次進行了支架工作阻力 P與頂板下沉量ΔL之間關系的試驗。根據實驗室和現場觀測成果證明了工作阻力與頂板下沉量ΔL(即由煤壁到采空區一側)是一近似的雙曲線,稱為“P-ΔL”曲線。當支架支護強度較小時,頂板下沉量會隨著支護強度的增大而急劇減小,當支護強度達到一定范圍后,繼續增大支護強度,對限制頂板下沉量的作用明顯減弱,也就是說在支架支護強度和頂板下沉量關系曲線中存在一個拐點,這個拐點就是支架最合理的支護強度[4]。

計算中,上邊界采用重力加載,采用莫爾 -庫侖 (Mohr-Coulomb)屈服準則判斷巖體的破壞:

式中,σ1,σ3分別是最大和最小主應力,c,<分別是黏聚力和內摩擦角。當 fs>0時,材料將發生剪切破壞。在通常應力狀態下,巖體的抗拉強度很低,因此,可根據抗拉強度準則 (σ3≥σT)判斷巖體是否產生拉破壞。模型左、右兩邊約束其 X方向位移,底邊約束其 X,Y兩個方向的位移,頂邊無約束。模型采用的巖石力學參數見表 3所示。

表3 計算采用的巖石力學參數

不同支護強度下的工作面處垂直應力云圖、彈塑性區圖見圖 2～圖 4所示 (由于篇幅有限,只列舉部分截圖)。

圖 2 支護強度為 0MPa時的垂直應力及彈塑性區

圖 3 支護強度為 1.1MPa時的垂直應力及彈塑性區

通過對模擬結果進行分析發現:

圖 4 支護強度為 2MPa時的垂直應力及彈塑性區

(1)通過對工作面垂直應力云圖分析發現:工作面超前支承應力峰值距煤壁約為 4～6m,超前支承應力峰值約為 30～35MPa,并隨著支護強度的增大而逐漸減小并趨于穩定。支護強度為 0MPa時,其超前支承應力峰值大于 35MPa的區域較大;當支護強度為 1.1MPa時,其超前支承應力峰值大于 35MPa的區域很小,并趨于穩定。當支護強度增大到 2MPa時,其超前支承應力峰值大于 35MPa的區域變化不大,與支護強度為 1.1MPa時的區域面積相近,趨于穩定。因此,支護強度的增加能夠在一定程度上降低支承應力峰值的大小及范圍,但在增加到一定程度后,支承應力峰值隨支護強度增加而降低的程度將明顯降低。

(2)通過對工作面破壞區圖分析發現:當支護強度為 0MPa時,工作面頂板出現了大面積的拉破壞,煤壁也出現拉破壞,片幫嚴重;當支護強度為 1.1MPa時,支架上方控頂區范圍破壞區明顯減少,破壞深度也有所降低;當支護強度為 2MPa時,工作面頂底板破壞深度進一步減少。由此可見,支架支護強度的增加可以有效地降低煤壁及頂底板的破壞程度,因此,從此角度進行分析,應適當地加大支架的支護強度。

(3)支護強度與頂板下沉量分析:為了得到支架控頂區范圍內支護強度與頂板下沉量曲線 (P -△L曲線),分別對距離煤壁為 2m,4m的頂板點進行監測,并分別進行了支護強度為 0MPa, 0.3MPa,0.5MPa,0.7MPa,0.9MPa,1.1MPa, 1.3MPa,1.5MPa,2MPa的模擬,其支護強度與頂板下沉量曲線見圖 5。通過觀察發現,當支護強度為 1.1MPa時,其頂板下沉量隨支護強度的增加而減少的程度明顯下降,結合應力及破壞區圖分析,確定支架的合理支護強度為 1.1MPa。

圖5 支護強度與頂板下沉量曲線

綜合上述 3種方法,最終確定支架的合理支護強度取1.17MPa。

支架額定工作阻力可按下式確定:

式中,Q為液壓支架額定工作阻力,kN;C為備用系數,一般取 1.1～1.2,取中值 1.15;Bc為控頂距,取 5m;Sc為支架中心距,1.75m;Kc為支撐效率,二柱掩護式支架取 0.95。

計算得支架工作阻力為:

將計算結果進行取整,支架的合理工作阻力推薦為12400kN。

3 結論

通過對玉溪礦大采高綜采一次采全高支架合理工作阻力研究,得出如下結論:

(1)支護強度的增加能夠在一定程度上降低支承應力峰值的大小及范圍,但在增加到一定程度后,支承應力峰值隨支護強度增加而降低的程度將明顯降低。

(2)支架支護強度的增加可有效地降低煤壁及頂底板的破壞程度,應適當加大支架支護強度。

(3)通過對 3種計算方法進行綜合考慮,最終確定支架的支護強度為 1.17MPa,推薦支架的合理工作阻力為 12400kN,能夠完全滿足現場需要。

[1]趙宏珠,戴秋梁 .加大綜采工作面幾何參數對大采高支護設備發展的新要求 [J].煤礦開采,2009,14(6):1-6.

[2]毛德兵,王延峰 .數值模擬方法確定綜放工作面支架工作阻力 [J].煤礦開采,2005,10(1):14-17.

[3]閆少宏,毛德兵,范韶剛 .綜放工作面支架工作阻力確定的理論與應用 [J].煤炭學報,2002,27(1):64-67.

[4]錢鳴高,石平五.礦山壓力與巖層控制 [M].徐州:中國礦業大學出版社,2003.

[責任編輯:王興庫]

Rational Supporting Intensity of Powered Support for 6m M in ing Height

HAOCun-yi,DUAN Jun

(ShanxiLanhua Kechuang Co.,Ltd,Jincheng 048000,China)

In order to obtain rational supporting intensityof 6m large-mining-height face in YuxiColliery,thispaper applied experience method,roof classificationmethod and numerical simulationmethod based onmutual relationship of“support-surrounding rock”to calculating rational supporting intensity of powered support on the basis of actual geological condition analysis.1.17MPa was obtained which met actual demand.The resultmightprovide reference for designingworking resistance ofpowered support in large-mining-height face.

large mining height;supporting intensity;numerical simulation;working resistance

TD355.4

A

1006-6225(2010)06-0012-03

2010-04-06

郝存義 (1963-),男,山西晉城人,工程師,山西蘭花科創股份有限公司項目處處長。