6m大采高综采面支架合理支护强度确定

郝存义,段 军

(山西兰花科创股份有限公司,山西晋城 048000)

6m大采高综采面支架合理支护强度确定

郝存义,段 军

(山西兰花科创股份有限公司,山西晋城 048000)

为了确定玉溪矿 6m大采高工作面支架的合理支护强度,基于矿井实际地质条件,通过采用经验估算法、基于顶板分类的支护强度计算方法及建立在“支架 -围岩”相互作用关系之上的数值模拟分析方法,对工作面支架合理支护强度进行计算,最终确定支架支护强度为 1.17MPa,能够完全满足现场需要。研究结果对于大采高支架合理工作阻力的确定具有重要的参考价值。

大采高;支护强度;数值模拟;工作阻力

我国国有重点煤矿厚煤层储量约占 44%,而厚煤层采出的产量占总产量的 45%以上,绝大多数高产高效矿井是在以厚煤层开采为主的生产条件下实现的[1]。目前,我国重点煤矿厚煤层开采方法主要有综采放顶煤开采和大采高一次采全高开采2种。放顶煤开采虽然已经在我国发展成为一种厚煤层高产高效采煤方法,广泛应用于 5～15m厚煤层一次采全高,但仍有许多难以解决的技术难题[2]。对于 4～7m的稳定厚煤层,大采高一次采全高综采具有更好的技术经济优势。

工作面液压支架工作阻力的确定,一直是学术界和工程界关注的重点。关于工作面支架支护强度的确定,主要有工程类比法、经验公式计算法和顶板结构理论计算法等[3]。根据玉溪矿的实际地质条件,主要采用经验估算法、基于顶板分类的支护强度计算方法、建立在“支架 -围岩”相互作用关系之上的数值模拟分析方法,3种方法对支架的合理支护强度进行论证。

1 煤层赋存概况

玉溪矿主采 3号煤层属结构简单煤层,煤层厚度为 5.12～7.2m,平均厚度为 5.85m,该煤层厚度大且稳定,结构简单,全区可采,为稳定型可采煤层。有一层较稳定的夹矸,其厚度为 0.28m,岩性为泥岩或炭质泥岩,此外,在该层夹矸之上及煤层上部,尚有极不稳定的薄层夹矸。

顶板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩,局部为细粒砂岩,底板为泥岩。下距 15号可采煤层 82.8～84.54m,平均 84.34m,构造非常简单。

2 支架支护强度的确定

工作面液压支架支护强度的确定,是综采工作面岩层控制的研究重点之一,其目的是使工作面岩层控制在达到最优的技术经济效果的前提下,在支架结构合理的条件下,保证支架运行的高可靠性和工作面的高产高效。

2.1 经验估算法

根据支架 -围岩相互作用关系,可将工作面支架受力的情况简化为图 1所示的形式,即支架受力分为 2部分:一是直接顶的载荷 Q1;二是基本顶通过直接顶作用于支架的载荷Q2。现分述如下:

(1)直接顶载荷Q1:

式中,Σh为直接顶厚度;L1为悬顶距;γ为直接

图1 回采工作面的顶板压力

顶岩层体积力。

将悬顶距L1视为支架的控顶距L

其载荷为:

对于直接顶重量应作为支架的载荷,国内外学者没有什么分歧。

(2)基本顶载荷Q2:

以直接顶载荷的倍数估算基本顶的载荷,这在一般情况下还是可行的。例如:在多数矿井的测定中,以一般工作面为准,周期来压时形成的载荷不超过平时载荷的 2倍。因此,可得出下述关系:

式中,p为考虑直接顶及基本顶来压时的支护强度;n为基本顶来压与平时压力强度的比值,称为增载系数,取 2。

K值一般取刚破碎时的碎胀系数 1.25～1.5,可得:

根据矿井实际地质条件,采高为 6m,顶板岩层平均密度取 2.4t/m3,支架的合理支护强度为:

此方法确定的支架支护强度应为 1.152MPa。

2.2 基于顶板分类的支护强度计算方法

按照中华人民共和国煤炭行业标准《缓倾斜煤层采煤工作面顶板分类》(MT554-1996)附录D“顶板分类对液压支架额定支护强度的要求”,可确定支架支护强度下限。

基本顶的分级指标是基本顶初次来压当量 Pe,其值由基本顶初次来压步距Lf,直接顶充填系数 N和煤层采高 hm确定:

工作面初次来压步距可由其周期来压步距按下式来确定:

直接顶充填系数N可由下式确定:

式中,h为直接顶厚度。

由于工作面采高为 6m,直接顶厚度为 1.2m,基本顶周期来压步距取15m(取类似条件煤层的周期来压步距均值),因此,可确定基本顶的初次来压当量:

参考表 1的基本顶分级指标可对基本顶进行分级,最终确定基本顶为Ⅳb级顶板,基本顶来压非常强烈。

表1 基本顶分级指标 kPa

参考表 2的各级基本顶支护强度,采高为 4m时的基本顶额定支护强度下限为 1.09MPa,由于某矿预采顶分层厚度为 6m,因此,建议支架的支护强度下限大于1.1MPa。

表2 各级基本顶支护强度

另外,根据附录 D中各级基本顶的额定支护强度下限公式可计算支架的支护强度下限为:

式中,hm为采高,m,取 6m;Lf为基本顶初次来压步距,m,取 36.75m;N为充填系数,N=1.2/6 =0.2;Ck为备用系数,Ⅳa级基本顶取 1.2～1.3,Ⅳb级基本顶取 1.4～1.6。则:

综上所述,此方法最终确定的支架支护强度为1.164MPa。

2.3 建立在“支架 -围岩”相互作用关系之上的数值模拟分析方法

20世纪 60年代,国内外曾多次进行了支架工作阻力 P与顶板下沉量ΔL之间关系的试验。根据实验室和现场观测成果证明了工作阻力与顶板下沉量ΔL(即由煤壁到采空区一侧)是一近似的双曲线,称为“P-ΔL”曲线。当支架支护强度较小时,顶板下沉量会随着支护强度的增大而急剧减小,当支护强度达到一定范围后,继续增大支护强度,对限制顶板下沉量的作用明显减弱,也就是说在支架支护强度和顶板下沉量关系曲线中存在一个拐点,这个拐点就是支架最合理的支护强度[4]。

计算中,上边界采用重力加载,采用莫尔 -库仑 (Mohr-Coulomb)屈服准则判断岩体的破坏:

式中,σ1,σ3分别是最大和最小主应力,c,<分别是黏聚力和内摩擦角。当 fs>0时,材料将发生剪切破坏。在通常应力状态下,岩体的抗拉强度很低,因此,可根据抗拉强度准则 (σ3≥σT)判断岩体是否产生拉破坏。模型左、右两边约束其 X方向位移,底边约束其 X,Y两个方向的位移,顶边无约束。模型采用的岩石力学参数见表 3所示。

表3 计算采用的岩石力学参数

不同支护强度下的工作面处垂直应力云图、弹塑性区图见图 2～图 4所示 (由于篇幅有限,只列举部分截图)。

图 2 支护强度为 0MPa时的垂直应力及弹塑性区

图 3 支护强度为 1.1MPa时的垂直应力及弹塑性区

通过对模拟结果进行分析发现:

图 4 支护强度为 2MPa时的垂直应力及弹塑性区

(1)通过对工作面垂直应力云图分析发现:工作面超前支承应力峰值距煤壁约为 4～6m,超前支承应力峰值约为 30～35MPa,并随着支护强度的增大而逐渐减小并趋于稳定。支护强度为 0MPa时,其超前支承应力峰值大于 35MPa的区域较大;当支护强度为 1.1MPa时,其超前支承应力峰值大于 35MPa的区域很小,并趋于稳定。当支护强度增大到 2MPa时,其超前支承应力峰值大于 35MPa的区域变化不大,与支护强度为 1.1MPa时的区域面积相近,趋于稳定。因此,支护强度的增加能够在一定程度上降低支承应力峰值的大小及范围,但在增加到一定程度后,支承应力峰值随支护强度增加而降低的程度将明显降低。

(2)通过对工作面破坏区图分析发现:当支护强度为 0MPa时,工作面顶板出现了大面积的拉破坏,煤壁也出现拉破坏,片帮严重;当支护强度为 1.1MPa时,支架上方控顶区范围破坏区明显减少,破坏深度也有所降低;当支护强度为 2MPa时,工作面顶底板破坏深度进一步减少。由此可见,支架支护强度的增加可以有效地降低煤壁及顶底板的破坏程度,因此,从此角度进行分析,应适当地加大支架的支护强度。

(3)支护强度与顶板下沉量分析:为了得到支架控顶区范围内支护强度与顶板下沉量曲线 (P -△L曲线),分别对距离煤壁为 2m,4m的顶板点进行监测,并分别进行了支护强度为 0MPa, 0.3MPa,0.5MPa,0.7MPa,0.9MPa,1.1MPa, 1.3MPa,1.5MPa,2MPa的模拟,其支护强度与顶板下沉量曲线见图 5。通过观察发现,当支护强度为 1.1MPa时,其顶板下沉量随支护强度的增加而减少的程度明显下降,结合应力及破坏区图分析,确定支架的合理支护强度为 1.1MPa。

图5 支护强度与顶板下沉量曲线

综合上述 3种方法,最终确定支架的合理支护强度取1.17MPa。

支架额定工作阻力可按下式确定:

式中,Q为液压支架额定工作阻力,kN;C为备用系数,一般取 1.1～1.2,取中值 1.15;Bc为控顶距,取 5m;Sc为支架中心距,1.75m;Kc为支撑效率,二柱掩护式支架取 0.95。

计算得支架工作阻力为:

将计算结果进行取整,支架的合理工作阻力推荐为12400kN。

3 结论

通过对玉溪矿大采高综采一次采全高支架合理工作阻力研究,得出如下结论:

(1)支护强度的增加能够在一定程度上降低支承应力峰值的大小及范围,但在增加到一定程度后,支承应力峰值随支护强度增加而降低的程度将明显降低。

(2)支架支护强度的增加可有效地降低煤壁及顶底板的破坏程度,应适当加大支架支护强度。

(3)通过对 3种计算方法进行综合考虑,最终确定支架的支护强度为 1.17MPa,推荐支架的合理工作阻力为 12400kN,能够完全满足现场需要。

[1]赵宏珠,戴秋梁 .加大综采工作面几何参数对大采高支护设备发展的新要求 [J].煤矿开采,2009,14(6):1-6.

[2]毛德兵,王延峰 .数值模拟方法确定综放工作面支架工作阻力 [J].煤矿开采,2005,10(1):14-17.

[3]闫少宏,毛德兵,范韶刚 .综放工作面支架工作阻力确定的理论与应用 [J].煤炭学报,2002,27(1):64-67.

[4]钱鸣高,石平五.矿山压力与岩层控制 [M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.

[责任编辑:王兴库]

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

郝存义 (1963-),男,山西晋城人,工程师,山西兰花科创股份有限公司项目处处长。