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    確定支架合理支護(hù)強(qiáng)度的數(shù)值模擬方法

    2011-12-04 09:07:12李春睿
    中國煤炭 2011年5期
    關(guān)鍵詞:支架模型

    李春睿

    (1.天地科技股份有限公司開采設(shè)計(jì)事業(yè)部,北京市朝陽區(qū),100013;2.煤炭科學(xué)研究總院巖石力學(xué)與支護(hù)專業(yè)委員會,北京市朝陽區(qū),100013)

    確定支架合理支護(hù)強(qiáng)度的數(shù)值模擬方法

    李春睿1,2

    (1.天地科技股份有限公司開采設(shè)計(jì)事業(yè)部,北京市朝陽區(qū),100013;2.煤炭科學(xué)研究總院巖石力學(xué)與支護(hù)專業(yè)委員會,北京市朝陽區(qū),100013)

    以支架和圍巖的相互作用關(guān)系為理論依據(jù),利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對液壓支架合理支護(hù)強(qiáng)度的確定方法進(jìn)行了研究,提出了兩種方法來確定液壓支架的支護(hù)強(qiáng)度,一種是以工作面控頂區(qū)巖(煤)體的下沉量來判斷支架的合理支護(hù)強(qiáng)度,另一種是以頂板(煤)對支架的直接作用力來判斷合理的支護(hù)強(qiáng)度,并結(jié)合現(xiàn)場應(yīng)用實(shí)例說明了兩種方法的合理性。

    液壓支架 支護(hù)強(qiáng)度 數(shù)值模擬 控頂區(qū)域

    目前,對于確定液壓支架合理工作阻力的方法主要有基于巖重估算的倍重系數(shù)法、基于大量實(shí)測結(jié)論的統(tǒng)計(jì)類比法、基于頂煤體損傷力學(xué)的解析模型法和基于頂板分類的巖層結(jié)構(gòu)法等。近年來,隨著計(jì)算機(jī)硬件及軟件技術(shù)的發(fā)展,基于計(jì)算機(jī)仿真技術(shù)的數(shù)值模擬法在解決采礦工程的問題中得到了廣泛的應(yīng)用,然而在確定液壓支架的合理支護(hù)強(qiáng)度時,數(shù)值模擬過程中參數(shù)的選擇、模擬方案的確定與結(jié)論密切相關(guān)。

    2 數(shù)值模擬方法確定工作阻力

    2.1 利用控頂區(qū)巖體的下沉量來判斷

    圖1 理想結(jié)構(gòu)模型

    利用控頂區(qū)煤(巖)體的下沉量來判斷合理的支護(hù)強(qiáng)度,即控頂區(qū)下沉法。理想結(jié)構(gòu)模型見圖1。在煤層開采時,分別對工作面控頂區(qū)域上方的煤(巖)體施加不同支護(hù)強(qiáng)度載荷(一般從0~2.0 MPa),并監(jiān)測不同載荷時A、B、C、D、E 5個點(diǎn)處頂板(煤)的位移情況。為了避免連續(xù)介質(zhì)方法造成的邊界效應(yīng)影響,刪除掉采空區(qū)后方已破壞的煤巖體區(qū)域。

    圖2 數(shù)值模擬模型

    為了更詳盡地說明該方法,以某礦工作面煤巖體的物理力學(xué)參數(shù)為依據(jù)建立模型,某一時態(tài)圍巖的垂直應(yīng)力云圖見圖2,考慮到支架的控頂區(qū)域在5 m左右,因此分別監(jiān)測了距離工作面煤壁1 m、2 m、3 m、4 m、5 m處頂板的A、B、C、D、E 5個點(diǎn),圖2中的箭頭為某時刻頂板的下沉位移矢量。

    結(jié)合該礦區(qū)已有回采面的支護(hù)強(qiáng)度范圍,此次模擬的支護(hù)強(qiáng)度q分別取0 MPa、0.2 MPa、0.4 MPa、0.6 MPa、0.8 MPa、1.0 MPa、1.2 MPa、1.4 MPa和1.6 MPa,獲得前述5個點(diǎn)處的頂板下沉量數(shù)據(jù),不同支護(hù)強(qiáng)度作用下的頂板下沉量見表1,并分析了頂板下沉量與支架支護(hù)強(qiáng)度之間的關(guān)系曲線,見圖3。

    圖3 控頂區(qū)域的頂板下沉量與支架支護(hù)強(qiáng)度關(guān)系曲線

    表1 不同支護(hù)強(qiáng)度作用下的頂板下沉量

    數(shù)值模擬表明,隨著支護(hù)強(qiáng)度的增大,頂板下沉位移量逐漸減小,當(dāng)支護(hù)強(qiáng)度大于1.2 MPa后,E點(diǎn)處巖體甚至向上移動。進(jìn)一步分析可以得知,當(dāng)支架支護(hù)強(qiáng)度大于0.6 MPa時,頂板位移量隨支架強(qiáng)度增加已不再發(fā)生明顯的變化,即當(dāng)支架支護(hù)強(qiáng)度大于0.6 MPa時,能夠很好地控制該頂板,因此該工作面最后確定的合理支護(hù)強(qiáng)度為0.6 MPa。

    2.2 利用支架頂梁的受力情況來判斷

    利用支架頂梁的受力情況來判斷合理的支護(hù)強(qiáng)度,即支架頂梁受力法。需要建立液壓支架的數(shù)值模型,某四柱式液壓支架模型見圖4。在建立該數(shù)值模型時,煤巖層采用應(yīng)變軟化模型(Strain-Hardenging/Softening Model),而支架部分采用了各向同性的彈性模型(Elastic Isotropic Model),這樣可以避免計(jì)算過程中支架被壓壞,計(jì)算時分別對液壓支架頂梁處A、B、C、D、E 5個點(diǎn)的受力情況進(jìn)行監(jiān)測,根據(jù)監(jiān)測得到的頂梁受力變化情況來判斷液壓支架的合理工作阻力。

    同樣以某礦工作面煤巖體的物理力學(xué)參數(shù)為依據(jù)建立模型,某一時態(tài)圍巖的垂直應(yīng)力云圖見圖5,圖5中的曲線為計(jì)算過程中支架頂梁的受力變化曲線,由于5個點(diǎn)處的曲線重合,因此可以判斷支架頂梁承受著均布的荷載。從頂梁的應(yīng)力變化曲線中可見,隨著計(jì)算時步的增加,該工作面液壓支架的頂梁受力狀態(tài)是逐漸增加的過程,直至增加到0.78 MPa時保持平穩(wěn)狀態(tài),據(jù)此,液壓支架選型時支護(hù)強(qiáng)度取0.8 MPa左右的結(jié)論。

    圖4 某四柱式液壓支架理想結(jié)構(gòu)模型

    圖5 某一時態(tài)圍巖的垂直應(yīng)力數(shù)值模擬模型

    根據(jù)配套尺寸、支架頂梁長度、空頂距算出支架工作阻力:

    式中:P——支架工作阻力,kN;

    q——支架的支護(hù)強(qiáng)度,取0.8 MPa;

    LK——空頂距,取0.36 m;

    LD——頂梁長度,取4.53 m;

    B——支架寬度,取1.5 m。

    根據(jù)上面分析結(jié)果,P=5868 kN。作為4柱液壓支架,每個立柱額定阻力為1467 kN。因此安全閥開啟壓力為35.32 MPa。

    圖6 運(yùn)算10000時步液壓支架立柱受力情況

    為了進(jìn)一步分析上述由頂梁間接得到的支護(hù)阻力是否準(zhǔn)確,又監(jiān)測了液壓支架立柱上所受到的壓力變化情況,運(yùn)算10000時步液壓支架立柱受力情況見圖6,從圖6曲線可見,立柱所受壓力由0 MPa逐漸增加,當(dāng)增加至36 MPa時,立柱所受力已達(dá)最大值,此后繼續(xù)運(yùn)算發(fā)現(xiàn),由于上覆巖體斷裂的影響,液壓支架立柱所承受的壓力有所波動,但最大值仍然沒有超過36 MPa,說明安全閥開啟壓力為35.32 MPa基本能夠滿足要求。

    3 現(xiàn)場應(yīng)用實(shí)例與驗(yàn)證

    3.1 控頂區(qū)下沉法的應(yīng)用與驗(yàn)證

    水簾洞煤礦煤層平均埋深370 m,煤層平均厚度為12.2 m,煤層傾角為5~6°,煤層的硬度系數(shù)f為3.02;直接頂厚度為3.51 m,f為4.03;老頂厚度為7.9 m,f為5.6。根據(jù)煤巖層物理力學(xué)條件,建立數(shù)值模型并應(yīng)用控頂區(qū)下沉法進(jìn)行了數(shù)值模擬,得到綜放支架支護(hù)強(qiáng)度為0.9 MPa。根據(jù)支護(hù)強(qiáng)度(q)、支架控頂長度(LK)、端面距(LD)和支架寬度(B)計(jì)算得出支架工作阻力為6377 kN,選用ZF6400/17/32型低位放頂煤液壓支架。

    在現(xiàn)場對水簾洞礦ZF2801工作面進(jìn)行了礦壓觀測,觀測了初期來壓和6個周期來壓。初次來壓時最大工作阻力為6586.8 kN,時間加權(quán)平均工作阻力為3927.6 kN;周期來壓時最大工作阻力為5940.4 kN,時間加權(quán)平均工作阻力為3424.6 kN;從監(jiān)測結(jié)果及現(xiàn)場應(yīng)用情況可以看出支架工作阻力選擇得比較合適,能夠很好地適應(yīng)工作面的正常生產(chǎn)。

    3.2 支架頂梁受力法的應(yīng)用與驗(yàn)證

    照金煤礦煤層平均埋深350 m,煤層平均厚度為9 m,采煤機(jī)割煤高度2.6 m,放煤高度6.4 m,煤的硬度系數(shù)f為2.5。直接頂一般厚3 m,粉細(xì)砂巖,局部為泥巖,屬不堅(jiān)實(shí)至中等堅(jiān)實(shí)頂板?;卷敒?.03~19.81 m的粗砂巖,較為堅(jiān)硬。根據(jù)煤巖層物理力學(xué)條件,建立數(shù)值模型并應(yīng)用支架頂梁受力法進(jìn)行了數(shù)值模擬,得到綜放支架支護(hù)強(qiáng)度為0.8 MPa左右。該煤層選擇5868 kN的四柱式放頂煤液壓支架,安全閥開啟壓力35.32 MPa,能夠滿足頂板要求。

    工業(yè)試驗(yàn)階段,對照金礦101綜放工作面進(jìn)行了礦壓觀測,觀測初期來壓和3個周期來壓。最大工作阻力為5142 kN(0.781 MPa),時間加權(quán)平均工作阻力為3597 kN(0.735 MPa)。通過模擬可知,與數(shù)值模擬結(jié)論的比值分別為87.62%、61.29%。根據(jù)現(xiàn)場反饋的情況,在該工作面開始使用的ZF5200/18/28型號支架的工作阻力略有偏小,來壓期間安全閥開啟頻繁,可見,此次選擇的5868 kN的液壓支架較為合理,能夠滿足安全生產(chǎn)要求。

    4 結(jié)語

    控頂區(qū)下沉法是主動向頂板(煤)施加作用力,觀測頂板(煤)的下沉量,當(dāng)所施加的作用力能夠使頂板(煤)控制在一定范圍內(nèi)時,則所施加的力為合理的支護(hù)強(qiáng)度;支架頂梁受力法是建立了支架模型,由支架被動地承受頂板(煤)的作用力,當(dāng)支架的頂梁所承受的力達(dá)到平穩(wěn)時,此時的壓力值視為合理的支護(hù)強(qiáng)度。

    如果側(cè)重于研究支架初撐力的變化對頂板(煤)的破壞作用效果、分析頂板(煤)的下沉量,選擇控頂區(qū)下沉法會更好一些;如果側(cè)重于研究支架立柱的受力狀態(tài)、支架與圍巖的整體性受力關(guān)系、研究架前空頂距與片幫的關(guān)系,可選擇支架頂梁受力法。

    [1] 史元偉.液壓支架初撐力及工作阻力的確定[J].煤炭學(xué)報(bào),1985(3)

    [2] 史元偉.綜放工作面圍巖動態(tài)及液壓支架載荷力學(xué)模型[J].煤炭學(xué)報(bào),1997(3)

    [3] 于海勇,吳鳳東,孟金鎖等.放頂煤工作面支架受力特征及分析[J].煤炭學(xué)報(bào),1995(5)

    [4] 范韶剛,閆少宏,毛德兵,富強(qiáng).確定綜放支架支護(hù)強(qiáng)度的統(tǒng)計(jì)類比法[J].礦山壓力與頂板管理,2000(4)

    [5] 閆少宏.放頂煤開采支架工作阻力的確定[J].煤炭學(xué)報(bào),1997(1)

    [6] 閆少宏.放頂煤開采頂煤與頂板活動規(guī)律研究[D].北京:中國礦業(yè)大學(xué)(北京),1995

    [7] 康立軍.長壁綜放開采支架與頂煤相互作用關(guān)系研究[D].北京:煤炭科學(xué)研究總院,2000

    [8] Ian Farmer.Coal Mine Structure[M].Chapman and Hall.Ltd.,1985

    [9] 毛德兵,王延峰.數(shù)值模擬方法確定綜放工作面支架阻力[J].煤礦開采,2005(2)

    [10] 王永秀.綜放開采中頂煤對支架合理支護(hù)強(qiáng)度影響的數(shù)值分析[J].煤炭學(xué)報(bào),2006(2)

    Numerical simulation to determine rational supporting strength of roof supports

    Li Chunrui1,2
    (1.Coal Mining&Designing Branch,Tiandi Coal Co.,Ltd,Chaoyang,Beijing 100013,China;2.Rock Mechanics and Support Professional Committee,Coal Research Institute Chaoyang,Beijing 100013,China)

    Research is conducted by taking the interaction between roof supports and the wall rock as the theoretical basis and using the FLAC3D to determine the rational supporting strength of hydraulic roof supports,which results in two methods-one using the level of subsidence of rock(or coal)mass in the roof control zone at the coalface and the other using the direct force of roof on the supports for determining the rational supporting strength.The rationality of the two methods is demonstrated in field application.

    hydraulic roof support,supporting strength,numerical simulation,roof control zone

    TD355.41

    A

    *“十一五”國家科技支撐計(jì)劃重點(diǎn)項(xiàng)目課題(2008BAB36B01)

    李春睿(1980-),男,漢,吉林九臺人,博士。2003年畢業(yè)于遼寧工程技術(shù)大學(xué),現(xiàn)就職于天地公司開采設(shè)計(jì)事業(yè)部工作。

    (責(zé)任編輯 張艷華)

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