郝存義,段 軍
(山西蘭花科創(chuàng)股份有限公司,山西晉城 048000)
6m大采高綜采面支架合理支護(hù)強(qiáng)度確定
郝存義,段 軍
(山西蘭花科創(chuàng)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(hù)強(qiáng)度,基于礦井實(shí)際地質(zhì)條件,通過采用經(jīng)驗(yàn)估算法、基于頂板分類的支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算方法及建立在“支架 -圍巖”相互作用關(guān)系之上的數(shù)值模擬分析方法,對工作面支架合理支護(hù)強(qiáng)度進(jìn)行計(jì)算,最終確定支架支護(hù)強(qiáng)度為 1.17MPa,能夠完全滿足現(xiàn)場需要。研究結(jié)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(hù)強(qiáng)度;數(shù)值模擬;工作阻力
我國國有重點(diǎn)煤礦厚煤層儲量約占 44%,而厚煤層采出的產(chǎn)量占總產(chǎn)量的 45%以上,絕大多數(shù)高產(chǎn)高效礦井是在以厚煤層開采為主的生產(chǎn)條件下實(shí)現(xiàn)的[1]。目前,我國重點(diǎn)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(jīng)在我國發(fā)展成為一種厚煤層高產(chǎn)高效采煤方法,廣泛應(yīng)用于 5~15m厚煤層一次采全高,但仍有許多難以解決的技術(shù)難題[2]。對于 4~7m的穩(wěn)定厚煤層,大采高一次采全高綜采具有更好的技術(shù)經(jīng)濟(jì)優(yōu)勢。
工作面液壓支架工作阻力的確定,一直是學(xué)術(shù)界和工程界關(guān)注的重點(diǎn)。關(guān)于工作面支架支護(hù)強(qiáng)度的確定,主要有工程類比法、經(jīng)驗(yàn)公式計(jì)算法和頂板結(jié)構(gòu)理論計(jì)算法等[3]。根據(jù)玉溪礦的實(shí)際地質(zhì)條件,主要采用經(jīng)驗(yàn)估算法、基于頂板分類的支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算方法、建立在“支架 -圍巖”相互作用關(guān)系之上的數(shù)值模擬分析方法,3種方法對支架的合理支護(hù)強(qiáng)度進(jìn)行論證。
玉溪礦主采 3號煤層屬結(jié)構(gòu)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(wěn)定,結(jié)構(gòu)簡單,全區(qū)可采,為穩(wěn)定型可采煤層。有一層較穩(wěn)定的夾矸,其厚度為 0.28m,巖性為泥巖或炭質(zhì)泥巖,此外,在該層夾矸之上及煤層上部,尚有極不穩(wěn)定的薄層夾矸。
頂板為泥巖、砂質(zhì)泥巖、粉砂巖,局部為細(xì)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(gòu)造非常簡單。
工作面液壓支架支護(hù)強(qiáng)度的確定,是綜采工作面巖層控制的研究重點(diǎn)之一,其目的是使工作面巖層控制在達(dá)到最優(yōu)的技術(shù)經(jīng)濟(jì)效果的前提下,在支架結(jié)構(gòu)合理的條件下,保證支架運(yùn)行的高可靠性和工作面的高產(chǎn)高效。
2.1 經(jīng)驗(yàn)估算法
根據(jù)支架 -圍巖相互作用關(guān)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?shù)妮d荷 Q1;二是基本頂通過直接頂作用于支架的載荷Q2?,F(xiàn)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(yīng)作為支架的載荷,國內(nèi)外學(xué)者沒有什么分歧。
(2)基本頂載荷Q2:
以直接頂載荷的倍數(shù)估算基本頂?shù)妮d荷,這在一般情況下還是可行的。例如:在多數(shù)礦井的測定中,以一般工作面為準(zhǔn),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(guān)系:
式中,p為考慮直接頂及基本頂來壓時的支護(hù)強(qiáng)度;n為基本頂來壓與平時壓力強(qiáng)度的比值,稱為增載系數(shù),取 2。
K值一般取剛破碎時的碎脹系數(shù) 1.25~1.5,可得:
根據(jù)礦井實(shí)際地質(zhì)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(hù)強(qiáng)度為:
此方法確定的支架支護(hù)強(qiáng)度應(yīng)為 1.152MPa。
2.2 基于頂板分類的支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算方法
按照中華人民共和國煤炭行業(yè)標(biāo)準(zhǔn)《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(hù)強(qiáng)度的要求”,可確定支架支護(hù)強(qiáng)度下限。
基本頂?shù)姆旨壷笜?biāo)是基本頂初次來壓當(dāng)量 Pe,其值由基本頂初次來壓步距Lf,直接頂充填系數(shù) 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(shù)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?shù)某醮蝸韷寒?dāng)量:
參考表 1的基本頂分級指標(biāo)可對基本頂進(jìn)行分級,最終確定基本頂為Ⅳb級頂板,基本頂來壓非常強(qiáng)烈。
表1 基本頂分級指標(biāo) kPa
參考表 2的各級基本頂支護(hù)強(qiáng)度,采高為 4m時的基本頂額定支護(hù)強(qiáng)度下限為 1.09MPa,由于某礦預(yù)采頂分層厚度為 6m,因此,建議支架的支護(hù)強(qiáng)度下限大于1.1MPa。
表2 各級基本頂支護(hù)強(qiáng)度
另外,根據(jù)附錄 D中各級基本頂?shù)念~定支護(hù)強(qiáng)度下限公式可計(jì)算支架的支護(hù)強(qiáng)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(shù),N=1.2/6 =0.2;Ck為備用系數(shù),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(hù)強(qiáng)度為1.164MPa。
2.3 建立在“支架 -圍巖”相互作用關(guān)系之上的數(shù)值模擬分析方法
20世紀(jì) 60年代,國內(nèi)外曾多次進(jìn)行了支架工作阻力 P與頂板下沉量ΔL之間關(guān)系的試驗(yàn)。根據(jù)實(shí)驗(yàn)室和現(xiàn)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(qū)一側(cè))是一近似的雙曲線,稱為“P-ΔL”曲線。當(dāng)支架支護(hù)強(qiáng)度較小時,頂板下沉量會隨著支護(hù)強(qiáng)度的增大而急劇減小,當(dāng)支護(hù)強(qiáng)度達(dá)到一定范圍后,繼續(xù)增大支護(hù)強(qiáng)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(hù)強(qiáng)度和頂板下沉量關(guān)系曲線中存在一個拐點(diǎn),這個拐點(diǎn)就是支架最合理的支護(hù)強(qiáng)度[4]。
計(jì)算中,上邊界采用重力加載,采用莫爾 -庫侖 (Mohr-Coulomb)屈服準(zhǔn)則判斷巖體的破壞:
式中,σ1,σ3分別是最大和最小主應(yīng)力,c,<分別是黏聚力和內(nèi)摩擦角。當(dāng) fs>0時,材料將發(fā)生剪切破壞。在通常應(yīng)力狀態(tài)下,巖體的抗拉強(qiáng)度很低,因此,可根據(jù)抗拉強(qiáng)度準(zhǔn)則 (σ3≥σT)判斷巖體是否產(chǎn)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(xué)參數(shù)見表 3所示。
表3 計(jì)算采用的巖石力學(xué)參數(shù)
不同支護(hù)強(qiáng)度下的工作面處垂直應(yīng)力云圖、彈塑性區(qū)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(hù)強(qiáng)度為 0MPa時的垂直應(yīng)力及彈塑性區(qū)
圖 3 支護(hù)強(qiáng)度為 1.1MPa時的垂直應(yīng)力及彈塑性區(qū)
通過對模擬結(jié)果進(jìn)行分析發(fā)現(xiàn):
圖 4 支護(hù)強(qiáng)度為 2MPa時的垂直應(yīng)力及彈塑性區(qū)
(1)通過對工作面垂直應(yīng)力云圖分析發(fā)現(xiàn):工作面超前支承應(yīng)力峰值距煤壁約為 4~6m,超前支承應(yīng)力峰值約為 30~35MPa,并隨著支護(hù)強(qiáng)度的增大而逐漸減小并趨于穩(wěn)定。支護(hù)強(qiáng)度為 0MPa時,其超前支承應(yīng)力峰值大于 35MPa的區(qū)域較大;當(dāng)支護(hù)強(qiáng)度為 1.1MPa時,其超前支承應(yīng)力峰值大于 35MPa的區(qū)域很小,并趨于穩(wěn)定。當(dāng)支護(hù)強(qiáng)度增大到 2MPa時,其超前支承應(yīng)力峰值大于 35MPa的區(qū)域變化不大,與支護(hù)強(qiáng)度為 1.1MPa時的區(qū)域面積相近,趨于穩(wěn)定。因此,支護(hù)強(qiáng)度的增加能夠在一定程度上降低支承應(yīng)力峰值的大小及范圍,但在增加到一定程度后,支承應(yīng)力峰值隨支護(hù)強(qiáng)度增加而降低的程度將明顯降低。
(2)通過對工作面破壞區(qū)圖分析發(fā)現(xiàn):當(dāng)支護(hù)強(qiáng)度為 0MPa時,工作面頂板出現(xiàn)了大面積的拉破壞,煤壁也出現(xiàn)拉破壞,片幫嚴(yán)重;當(dāng)支護(hù)強(qiáng)度為 1.1MPa時,支架上方控頂區(qū)范圍破壞區(qū)明顯減少,破壞深度也有所降低;當(dāng)支護(hù)強(qiáng)度為 2MPa時,工作面頂?shù)装迤茐纳疃冗M(jìn)一步減少。由此可見,支架支護(hù)強(qiáng)度的增加可以有效地降低煤壁及頂?shù)装宓钠茐某潭?因此,從此角度進(jìn)行分析,應(yīng)適當(dāng)?shù)丶哟笾Ъ艿闹ёo(hù)強(qiáng)度。
(3)支護(hù)強(qiáng)度與頂板下沉量分析:為了得到支架控頂區(qū)范圍內(nèi)支護(hù)強(qiáng)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(diǎn)進(jìn)行監(jiān)測,并分別進(jìn)行了支護(hù)強(qiáng)度為 0MPa, 0.3MPa,0.5MPa,0.7MPa,0.9MPa,1.1MPa, 1.3MPa,1.5MPa,2MPa的模擬,其支護(hù)強(qiáng)度與頂板下沉量曲線見圖 5。通過觀察發(fā)現(xiàn),當(dāng)支護(hù)強(qiáng)度為 1.1MPa時,其頂板下沉量隨支護(hù)強(qiáng)度的增加而減少的程度明顯下降,結(jié)合應(yīng)力及破壞區(qū)圖分析,確定支架的合理支護(hù)強(qiáng)度為 1.1MPa。
圖5 支護(hù)強(qiáng)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(hù)強(qiáng)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(shù),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(hù)式支架取 0.95。
計(jì)算得支架工作阻力為:
將計(jì)算結(jié)果進(jìn)行取整,支架的合理工作阻力推薦為12400kN。
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(jié)論:
(1)支護(hù)強(qiáng)度的增加能夠在一定程度上降低支承應(yīng)力峰值的大小及范圍,但在增加到一定程度后,支承應(yīng)力峰值隨支護(hù)強(qiáng)度增加而降低的程度將明顯降低。
(2)支架支護(hù)強(qiáng)度的增加可有效地降低煤壁及頂?shù)装宓钠茐某潭?應(yīng)適當(dāng)加大支架支護(hù)強(qiáng)度。
(3)通過對 3種計(jì)算方法進(jìn)行綜合考慮,最終確定支架的支護(hù)強(qiáng)度為 1.17MPa,推薦支架的合理工作阻力為 12400kN,能夠完全滿足現(xiàn)場需要。
[1]趙宏珠,戴秋梁 .加大綜采工作面幾何參數(shù)對大采高支護(hù)設(shè)備發(fā)展的新要求 [J].煤礦開采,2009,14(6):1-6.
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[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(yīng)用 [J].煤炭學(xué)報,2002,27(1):64-67.
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[責(zé)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(chuàng)股份有限公司項(xiàng)目處處長。