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    ZF10000/23/35型液壓支架柱帽壓裂原因分析

    2015-05-19 08:25:08
    山西焦煤科技 2015年2期
    關鍵詞:柱帽壓裂礦壓

    魏 鵬

    (大同煤礦集團機電裝備中央機廠技術中心,山西 大同 037001)

    ZF10000/23/35型液壓支架柱帽壓裂原因分析

    魏鵬

    (大同煤礦集團機電裝備中央機廠技術中心,山西 大同 037001)

    摘 要大同煤礦集團某煤礦綜放工作面液壓支架在使用過程中,頂梁柱帽出現(xiàn)壓裂的現(xiàn)象,經(jīng)對支架頂梁強度校核和工作面礦壓數(shù)據(jù)模擬計算分析,找出了液壓支架柱帽壓裂原因,并提出相應工作面液壓支架工作阻力的選擇以及液壓支架選型的科學基準參數(shù),對區(qū)域內煤層工作面支護選型有較好的借鑒作用。

    關鍵詞礦壓;放頂煤工作面;柱帽;壓裂;原因分析

    大同煤礦集團某礦8216工作面開采山西組4#煤層,煤層厚度5.54~7.32 m,平均厚度6.5 m,煤層有4~8層夾矸,平均夾矸總厚度2.11 m.工作面煤壁對煤壁距離(實體煤)150 m.直接頂為中砂巖、粉砂巖,平均厚度9.01 m;基本頂為粗砂巖、粉砂巖,平均厚度12.85 m;煤層總體分為上下兩層,以0.05 m厚1層夾矸為界限,上層煤體呈現(xiàn)橫向紋理發(fā)育,下層煤體呈現(xiàn)縱向紋理發(fā)育,下層3.0~3.5 m煤體多為立柱狀,極易碎裂。

    采煤工藝為放頂煤工作面,工作面長度180 m,走向長度2 460 m,機采回采高度3.0~3.2 m,采放比平均為1∶1.2.

    1 ZF10000/23/35放頂煤支架柱帽損壞情況

    8216工作面在2014年10月開始生產(chǎn),工作面周期來壓步距較為穩(wěn)定,一般為20~25 m,工作面在回采100 m左右時,礦山壓力顯現(xiàn)劇烈,工作面中部發(fā)生壓架情況,液壓支架立柱安全閥頻繁開啟,其中工作面中部液壓支架(總共用104架支架,35~70架)多個立柱頂梁柱帽被壓裂,柱帽局部焊縫被壓開,見圖1.液壓支架后立柱讓壓明顯,尤其在檢修過程中,工作面停采,后立柱行程逐步減小,一般減小到300~500 mm,而前立柱基本上行程不發(fā)生變化,支架呈現(xiàn)頂梁前端上翹狀態(tài),前梁千斤頂單向鎖安全閥多次開啟。

    2 ZF10000/23/35放頂煤液壓支架基本參數(shù)

    支架結構高度:2 300~3 500 mm

    支架寬度:1 430~1 600 mm

    支架中心距:1 500 mm

    初撐力:7 758 kN(P=31.5 MPa)

    支架工作阻力:10 000 kN(P=40.6 MPa)

    支護強度:1.16 MPa

    移架步距:800 mm

    3 事故原因分析

    3.1支架設計強度校核

    對ZF10000/23/35放頂煤液壓支架進行受力分析,在f=0.2情況下,頂梁柱帽處抗扭、抗彎等強度進行校核,頂梁柱帽處截面圖見圖2.

    頂梁頂板、主筋、蓋板等選用屈服強度550 MPa的Q550材料,柱帽選ZG27SiMn,并進行調質熱處理,硬度要求為HB240~280.

    按照GB/T25974.1-2000煤礦用液壓支架通用技術要求的加載方式進行受力分析,頂梁柱帽截面最大彎矩為4 803.9 kN·m,在頂梁A點處最大彎曲應力為246.4 MPa,最大扭轉應力為98.8 MPa,按照第四強度理論合成應力為300 MPa,材料許用應力為550 MPa,截面A點安全系數(shù)為1.833.

    在頂梁B點處最大彎曲應力為328.9 MPa,最大扭轉應力為98.8 MPa,按照第四強度理論合成應力為370.7 MPa,材料許用應力為550 MPa,截面B點安全系數(shù)為1.484.

    通過技術分析,支架柱帽截面強度完全滿足工作阻力10 000 kN的設計強度要求,支架設計強度合理。

    圖1 頂梁柱帽壓裂、柱帽焊縫開裂圖

    圖2 頂梁柱帽處截面圖

    3.2工作面礦壓分析

    針對該事故,提取了壓架時段內礦壓檢測數(shù)據(jù),分析發(fā)現(xiàn),每天都有一段時間達到安全閥開啟壓力40.6 MPa.根據(jù)損壞狀況分析認為,工作面礦壓超過液壓支架支護強度是故障發(fā)生的根本原因。為此,進行了一系列對比和礦壓分析。

    為了更精確地分析該工作面圍巖力學狀況,尤其是頂板壓力的分布狀況,根據(jù)礦井實際地質條件采用FLAC3D數(shù)值計算軟件進行了模擬。FLAC是Fast Langrangian Analysis of Continua的縮寫,可翻譯為連續(xù)介質快速拉格朗日分析,是由美國明尼蘇達ITASCA咨詢集團于1986年研制推出的,這種計算方法是基于工程力學和材料力學基礎上的一種精確分析方式,同時也是基于地質學的一種科學分析方式。

    計算中,上邊界采用重力加載,該工作面埋深400 m左右,按照垂直巖層分布,選用模擬埋深400 m,根據(jù)上覆層各層巖性和力學特性,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,φ分別是黏結力和內摩擦角。當fs>0時,材料將發(fā)生剪切破壞。在通常應力狀態(tài)下,巖體的抗拉強度較低,因此可根據(jù)抗拉強度準則(σ3≥σT)判斷巖體是否產(chǎn)生抗拉破壞。模型左、右兩面約束其X方向位移,底面約束其X、Y兩個方向的位移,頂面無約束。

    根據(jù)煤層鉆孔數(shù)據(jù)建立數(shù)值計算模型,見圖3.

    圖3 數(shù)值計算模型圖

    為了得到支架的合理支護強度,在計算過程中每次工作面推進5 m,當工作面推進至70 m時的垂直應力云圖見圖4.

    通過對圖4進行分析發(fā)現(xiàn):在工作面前方明顯形成了2個支承壓力峰值,達到了14.7 MPa,壓力區(qū)域面積小,應力集中系數(shù)較大,故工作面礦山壓力顯現(xiàn)動載較大,液壓支架支護強度應適當增大。

    為了得到支架控頂區(qū)范圍內支護強度P與頂板下沉量△L的關系曲線,對距離煤壁為4 m的頂板點位移量進行監(jiān)測,并分別進行了支護強度為0.5 MPa、0.7MPa、0.9 MPa、1.1MPa、1.3MPa、1.4 MPa、1.5 MPa、1.6 MPa、1.7 MPa的模擬,其支護強度與頂板下沉量曲線見圖5.

    圖4 工作面推進至70 m時的垂直應力云圖

    圖5 支架支護強度與頂板下沉量關系曲線圖

    由圖5可知,隨著支架支護強度的增加,頂板的下沉量逐漸減小,當支護強度增加到一定值后,支護強度再增加,對頂板下沉量影響較小,但低于此支護強度時,支護強度的減小對頂板下沉量的變化影響較大,這個支護強度即可選定為支架合理支護強度。當支架支護強度為1.3~1.4 MPa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,確定該工作面支架的合理支護強度應為1.4 MPa。

    ZF10000/23/35放頂煤液壓支架支護強度應為1.16 MPa,與數(shù)值模擬計算該工作面支架的合理支護強度1.4 MPa相差較大,因此,在實際采煤過程工作面支架被頻繁壓死。造成支架立柱在無液壓行程情況下,整個支架成為剛性體,頂梁柱帽碎裂后下陷15~25 mm,由此判斷頂板已經(jīng)損傷性變形凸出,首先頂板與主筋之間的2 mm×595 mm焊縫破損性撕裂,其次柱帽體與主筋之間的4 mm×165 mm立焊縫破損性撕裂。

    按照合理支護強度不小于1.4 MPa,該礦4#煤層放頂煤工作面1.5 m中心距液壓支架,在配套采煤機、刮板輸送機設備不變情況下,液壓支架應選工作阻力為12 000 kN支架。ZF12000/23/35放頂煤液壓支架參數(shù):

    支架結構高度:2 300~3 500 mm

    支架寬度:1 430~1 600 mm

    支架中心距:1 500 mm

    初撐力:8 816 kN(P=31.5 MPa)

    支架工作阻力:12 000 kN(P=42.5 MPa)

    支護強度:1.45~1.47 MPa

    移架步距:800 mm

    4 結 論

    根據(jù)以上力學分析和損壞狀況分析,此次液壓支架損壞的根本原因是頂板來壓超過了液壓支架工作阻力要求。

    通過對該礦放頂煤液壓支架柱帽壓裂原因分析:1)在晉北地區(qū)煤田支護設備選型過程中要采取科學有效的礦壓分析手段,避免選型過程中支護強度不足,導致支護設備損壞,支護性能下降甚至支護性能失效。2)應針對晉北地區(qū)煤田的圍巖地質力學條件,對相關支護設備進行一對一的選型方式,因為晉北地區(qū)煤田有山西組和太原組兩種地質條件。另外,經(jīng)過半個世紀的開采,晉北地區(qū)的煤田在侏羅系煤層留煤儲量已經(jīng)非常小,多數(shù)采區(qū)延伸到了石炭二疊系煤層,對于特厚煤層來說,頂煤比較破碎,給支護帶來較大難度,頂板或者頂煤冒落、偏幫等概率急劇增加。晉北地區(qū)采煤工作面支護設備選型時,應當將支護強度適當上調,經(jīng)過工業(yè)性試驗或者科學的分析手段,選擇較高的支護強度,提高設備的可靠性。

    參 考 文 獻

    [1] 王國法,劉俊峰,李 政,等.放頂煤液壓支架與綜采放頂煤技術[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,2010:95-96.

    [2] 李俊成.ZF15000/27.5/42型綜放液壓支架特點及使用效果分析[J].煤炭開采,2011(5):57-58.

    [3] 王啟佳,孫 維,劉中海.液壓支架支護強度的分析計算[J].煤礦機械,2012(7):8-9.

    中圖分類號:TD355+.47

    文獻標識碼:B

    文章編號:1672-0652(2015)02-0016-03

    收稿日期:2014-12-24

    作者簡介:魏 鵬(1980—),男,山東泰安人,2005年畢業(yè)于中國礦業(yè)大學,工程師,主要從事煤礦機械工藝和設計研究工作(E-mail)peng101.20@163.com

    Reason Analysis on Pillar Cap Fracturing of ZF10000/23/35 Type Hydraulic Support

    WEI Peng

    AbstractThe top beam pillar cap of hydraulic support is fractured during using in Datong coal mine group fully mechanized caving face.After checking the strength of support top beam,analog computation and analyzation of the mine pressure data on working face,finds out the reason of hydraulic support pillar cap fracturing,puts forward the choice of hydraulic support working resistance in corresponding working face and scientific benchmark parameters of selection in hydraulic support,it has a good reference to supporting selection of coal seam working face inside the region.

    Key wordsMine pressure;Caving working face;Pillar cap;Fracturing;Reason analysis

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