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保德煤矿81504综放面支架工作阻力适应性分析

2021-02-22翁海龙

陕西煤炭 2021年1期
关键词:步距岩层顶板

翁海龙,周 峰

(神东煤炭集团保德煤矿,山西 忻州 036600)

0 引言

我国是一个厚煤层储量大国,厚煤层资源广泛分布于全国各大矿区。随着采煤技术的发展,综放开采已成为厚煤层开采的主要方法。液压支架作为综放设备的核心,其能够有效保证必要的作业空间和工作面综放设备的机械化移动[1-3]。统计结果表明,在综放面,尤其是煤层厚度达到10 m以上时,工作面支架收缩、压坏事故频繁发生,影响工作面正常推进[4-5]。究其原因,主要是液压支架的工作阻力不能有效控制煤层顶板。

近年来,国内学者进行了大量的研究,取得了显著的成果[6-8]。张顶立等[9]依据现场实测、相似模拟实验和有限元分析结果,初步建立了综放采场上覆岩层结构模型。于雷等[10]采用理论分析方法对顶板岩层进行研究,给出了直接顶、基本顶的新概念及判据。孔令海[11]采用相似材料模拟实验和现场宏观观测,将支架的工作状态分为3类。但对于特定的厚煤层综放工作面而言,这些研究成果实际应用较少。因此,有必要结合现场的实际情况建立模型,分析工作面的合理工作阻力。

1 顶板结构模型构建

1.1 直接顶运动参数

直接顶厚度计算:假设顶板冒落性较好,放顶煤开采时采空区遗煤厚度、老顶岩梁沉降值和冒落直接顶将会充填已采空间,得出

(1)

式中,h为煤层厚度,m;MZ为综放采场直接顶厚度,m;η为回采率,%;SA为老顶岩层沉降值,取0.2 h;KA为直接顶冒落后的膨胀系数,取1.25~1.3。

直接顶断裂步距:按照简支梁计算公式,直接顶初次断裂步距LOZ,见式(2)

(2)

按照悬臂梁公式计算LOZ,见式(3)

(3)

式中,LOZ为直接顶单岩层初次断裂步距,m;σ为岩层抗拉强度,MPa;γ为岩层容重,N/m3。

1.2 老顶厚度计算

老顶也叫基本顶,其周期性运动是回采工作面矿压呈现周期性变化的根源。由式(4)计算工作面老顶厚度。

(4)

式中,P为周期来压时顶板压力,MPa;ME为老顶厚度,m;γE为老顶容重,N/m3;A为直接顶对支架作用力,MPa;c为老顶周期来压步距,m;LK为工作面最小控顶距,m。

1.3 直接顶顶板岩层组成

在工作面正常推进过程中,支架所承受的顶板压力是上覆岩层的重量,如果悬顶距Ls为0,则重量全部作用于支架上,如果Ls>0,支架切顶线后方岩重将会以力矩形式作用在控顶区内支架上。此时,顶板的压力为

PT=MZ·γ·fz

(5)

其中,fZ可以用式(6)计算

(6)

式中,PT为顶板压力,MPa;fZ为悬顶系数,取0.95~2.50;S0为支架合理作用点距煤壁距离,m;LK为支架控顶距,m;LS为悬顶距,m。

假设煤层上方包含3层岩石,从下至上依次命名为①、②、③。把工作面直接顶岩层的组成分成两种情况考虑,一种是由单一岩层组成;另一种是由①~②或①~③多个岩层组成。分别计算其顶板岩层的压力,见表1。

表1 工作面直接顶岩层组成

对工作面的矿压显现规律进行统计分析,比较上覆岩层产生的顶板压力和来压前之间最大支护强度,即可确定直接顶的岩层组成。

2 新开工作面顶板压力和支护强度确定

2.1 顶板结构模型法+动载系数法计算顶板压力

来压前的工作面顶板压力:综放工作面来压前顶板压力为A

(7)

式中,A为直接顶压力,MPa;MZi为分层直接顶厚度,m;γZi为直接顶分层容重,N/m3;fZi为分层悬顶系数;n为分层个数;h′为顶煤厚度,m;γ′为顶煤容重,N/m3;f′为顶煤悬顶系数。

来压时工作面顶板压力:新开工作面的顶板压力见式(8)

PT=KD·A

(8)

其中

KD=KD′+2σn

(9)

式中,PT为新开工作面顶板直接顶结构参数计算的来压时顶板压力,MPa;A为新开工作面直接顶作用力,MPa;KD为新开工作面动载系数,按已采工作面动载系数均值加上2倍均方差得到。

2.2 类比法估算新开工作面顶板压力

按照相邻已采工作面顶板合理支护强度乘以1倍系数得到的支护强度PT′作为一个新的预测指标来类比新开工作面的合理支护强度。

3 工程实践

3.1 81305工作面概况

81305工作面位于三盘区,采用综放工艺,煤层结构复杂,煤层厚度5.5~10.0 m,平均7.3 m,含夹矸4~5层。工作面长度240 m,推进长度2 394 m。一侧采空,工作面顶板较为破碎。现采用平煤机ZFY12500/25/39D两柱掩护式放顶煤支架,支撑高度2 500~3 900 mm,工作阻力12 500 kN,支架中心距1 750 mm,工作面共布置支架141台,其中基本支架129台。割煤高度为3.8 m,放顶煤高度3.0 m。81305工作面基础参数见表2。

表2 81305工作面基础参数

3.2 81305工作面实测矿压显现规律

为简化分析,选取工作面上部、中部和下部25#、50#、70#、90#和120#支架作为重点支架,对工作阻力进行统计分析。在工作面441.6~564.0 m正常推进约122.4 m的过程中,工作面经历了8~9次周期来压。

3.3 工作面顶板结构模型

顶板岩层产生压力计算值:依照工作面综合柱状图,煤层上方3层岩石,从下至上依次为①含砾粗粒砂岩;②粗粒砂岩;③泥岩,单层厚度分别为2.83 m、6.80 m、7.79 m。对其进行组合,顶板岩层产生的压力见表3。分析可知,工作面直接顶最可能由单一岩层①、②、③组成,它们共同产生的顶板岩重为1.10 MPa,和工作面实测的来压前最大平均支护强度A2(0.95 MPa)最接近。

表3 81305工作面顶板岩层产生压力计算值

正常开采阶段顶板结构模型:结合工作面顶板岩层力学参数,通过计算得出81305工作面直接顶厚度MZ为14.7~17.7 m,直接顶初次断裂步距为6.9~11.2 m,直接顶周期断裂步距为9.6 m。工作面老顶基准厚度为6.7 m,初次断裂步距为37.9 m,周期断裂步距为15.5 m。构建81305综放工作面正常开采阶段顶板结构模型,如图1所示。

图1 81305工作面正常开采阶段顶板结构模型

3.4 新开81504工作面支护强度确定

3.4.1 顶板结构模型法

参照上述顶板压力计算的方法,运用顶板结构模型法对新开81504工作面支护强度进行分析。得出新开81504工作面直接顶作用力A1为0.79 MPa,来压时顶板压力PT1为1.06 MPa,利用相邻81305实测来压前顶板压力A2计算新开工作面来压时顶板压力PT2为1.27 MPa。考虑到支架结构尺寸和立柱倾斜角的影响,取支架的支护强度PT′为1.05PT。即PT′为1.11~1.33 MPa。

3.4.2 数值模拟法

结合81504综放工作面煤层赋存条件,采用FLAC3D软件进行数值模拟。搭建数值模型,在工作面中部位置距煤壁0 m、1 m、2 m、3 m处,支护强度分别为0.7 MPa、0.8 MPa、0.9 MPa、1.0 MPa、1.1 MPa、1.2 MPa、1.3 MPa、1.4 MPa、1.5 MPa、1.6 MPa、1.7 MPa、1.8 MPa时,统计不同支护强度下的顶煤平均下沉量,如图2所示。可知,随着支架支护强度的增加,顶板平均下沉量逐渐减少,当支架的支护强度达到一定值后,工作阻力再增加,对顶板的平均下沉量影响较小。分析可知,支架的合理支护强度应为1.3 MPa。

图2 支护强度与顶煤平均下沉位移拟合曲线

3.4.3 类比法

对已采81305工作面5台重点支架实测矿压规律进行分析,老顶周期来压时,工作面最大工作阻力12 472 kN,支架平均工作阻力11 399 kN,约占支架额定工作阻力12 500 kN的91.2%。其中工作面中部50#~90#支架来压时压力较大,周期来压明显。在工作面回采过程中未发生支架收缩和压架事故,可以认为支架的额定工作阻力12 500 kN,即为工作面合理工作阻力。支架支护强度PT′计算公式为

(10)

式中,p为支架工作阻力,MPa;S为支架的支护面积,m2;D为支架中心距,m;LKmin为最小控顶距,m。将支架的额定工作阻力代入公式,得到支架支护强度PT′为1.38 MPa,对应的顶板压力PT为1.31 MPa。

通过分析可知,利用顶板结构模型法计算出的支架支护强度略小于已采工作面类比法。由于五盘区已采工作面矿压显现不明显,片帮200~300 mm,支架安全阀很少开启。同时考虑新开五盘区81504工作面煤层埋深变深,工作面岩性有较大变化,遇特殊地质条件可能无法满足顶板支护要求,因此选取类比法来确定新开81504工作面的支付强度。即新开工作面支架合理工作阻力R为12 500 kN,支护强度1.38 MPa,顶板压力1.31 MPa。

3.5 回采期间矿压观测

为了更好地研究工作面周期来压步距及来压期间的压力分布和来压强度,在工作面141台支架中选择A=5×(1,2,…,28)作为研究对象,进行观测,每割一刀煤(循环步距0.865 m)记录一次支架PM32显示数据,利用Excel软件制成图表,周期来压曲面图,如图3所示,从而看出顶板岩层的活动和周期来压步距,为研究工作面周期来压步距提供方便。同时要观测来压期间的煤壁片帮程度、顶板漏矸、支架立柱下沉、安全阀开启程度等情况,与顶板压力曲面图相结合来总结综放工作面周期来压规律。

根据工作面周期来压曲面如图3所示,工作面向回撤通道方向距离切眼706 m、725 m、750 m处分别出现周期来压,来压不明显且不同步。来压段工作面顶板下沉量较大,支架安全阀部分开启,煤壁片帮严重,割煤时煤块飞溅,顶板破碎等。该段工作面回采位置对应地表:工作面整体处于山坡处,基岩厚度220~225 m,松散层厚度105.5~120.5 m,煤层平均厚度7.4 m,煤层底板标高650~675 m,工作面整体为正坡推进。观测分析期间周期来压步距与预测的22 m的步距基本吻合。根据目前工作面推进速度,若工作面前方顶板上覆基岩岩性、厚度等未发生较大变化时,预测下一次周期来压步距为22 m左右。

图3 81504综放面周期来压曲面图(700~750 m)

4 结论

(1)以岩石力学的基本理论构建工作面顶板结构模型,通过实测已采81305工作面矿压规律和计算,得出工作面直接顶由单一岩层①、②、③组成,总厚度为17.42 m,直接顶初次断裂步距为6.9~11.2 m,直接顶周期断裂步距为9.6 m。工作面老顶基准厚度为6.7 m,初次断裂步距为37.9 m,周期断裂步距为15.5 m。

(2)综合顶板结构模型法和类比法,确定新开81504工作面支架合理工作阻力R为12 500 kN,支护强度1.38 MPa,顶板压力1.31 MPa。

(3)通过控制台记录每刀支架载荷数据统计并分析,可以得出该工作面周期来压规律较明显,工作面持续压力较大,工作面完成4~7个割煤循环后,压力明显减小,周期来压期间,工作面中部30#~130#支架压力有明显增大,煤壁片帮严重,架前有漏顶现象,但该区域支架安全阀开启不多,未见立柱明显下沉,没有发生过支架纵向和横向倾斜歪倒等明显的支架失稳现象,移架速度快,支护效果好。

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