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    固體充填工作面支架工作特性及頂板控制分析

    2017-03-28 06:32:40劉曉明趙同彬王明強(qiáng)李占海
    關(guān)鍵詞:頂梁離層巖層

    劉曉明,趙同彬,王明強(qiáng),李占海,房 凱

    (1.山東科技大學(xué) 礦業(yè)與安全工程學(xué)院,山東 青島 266590;2.開(kāi)灤(集團(tuán))有限責(zé)任公司,河北 唐山 063000)

    固體充填工作面支架工作特性及頂板控制分析

    劉曉明1,趙同彬1,王明強(qiáng)2,李占海1,房 凱1

    (1.山東科技大學(xué) 礦業(yè)與安全工程學(xué)院,山東 青島 266590;2.開(kāi)灤(集團(tuán))有限責(zé)任公司,河北 唐山 063000)

    以唐山礦9煤層充填工作面為工程背景,采用現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法,對(duì)充填液壓支架工作特性及工作面頂板沉降控制效果進(jìn)行研究。研究結(jié)果表明:固體充填工作面礦壓顯現(xiàn)緩和,充填支架具有動(dòng)壓系數(shù)小的顯著工作特性;充填支架的高效支撐對(duì)抑制頂板彎曲下沉及層間離層發(fā)揮了重要作用,實(shí)測(cè)充填工作面內(nèi)頂板累計(jì)下沉量占開(kāi)采高度的13%,工作面上方頂板離層現(xiàn)象主要分布在淺部4 m范圍內(nèi);支架支護(hù)阻力的提高可有效控制頂板下沉保證足夠的充填空間,當(dāng)支架支護(hù)強(qiáng)度由0.4提高到0.6 MPa時(shí),工作面頂板下沉值降低15.6%,當(dāng)支護(hù)強(qiáng)度繼續(xù)提高時(shí),支架對(duì)頂板下沉的控制效果開(kāi)始減弱。合理的充填支架支護(hù)強(qiáng)度可以控制頂板下沉,保證良好的采空區(qū)充填效果,進(jìn)而減小覆巖及地表變形。

    固體充填采煤;充填支架;工作特性;支護(hù)強(qiáng)度;頂板控制

    充填液壓支架是控制頂板下沉、保障充填率的關(guān)鍵設(shè)備,其工作特性明顯影響充填采煤巖層移動(dòng)控制效果。充填質(zhì)量除與充填材料力學(xué)性質(zhì)有關(guān)外,還與工作面頂板控制有較大關(guān)系。充填前頂板下沉量,也是影響地表下沉的關(guān)鍵因素之一[1-2],其值偏大不僅造成工作面礦壓顯現(xiàn)劇烈,還會(huì)造成有效充填空間減小、充填率降低等問(wèn)題。

    近年來(lái),諸多學(xué)者對(duì)充填液壓支架受力及抵抗頂板變形能力進(jìn)行了研究[3-4],取得了許多有益成果,為充填支架選型、采場(chǎng)支架管理等工程應(yīng)用提供了理論依據(jù)。黃輝[5]通過(guò)建立簡(jiǎn)化模型,分析了充填液壓支架與圍巖的力學(xué)關(guān)系。王家臣等[6]通過(guò)研究充填開(kāi)采與傳統(tǒng)綜采覆巖運(yùn)動(dòng)規(guī)律的不同,揭示了充填開(kāi)采支架主動(dòng)支護(hù)頂板的作用機(jī)理。繆協(xié)興等[7]通過(guò)比較固體充填支架與傳統(tǒng)綜采支架在控制頂板方面的差異性,闡述了充填支架控制頂板完整、維護(hù)充填空間的重要作用。工作面內(nèi)頂板沉降大小與充填支架的架形、結(jié)構(gòu)及承載性能密切相關(guān),在采空區(qū)充填作業(yè)時(shí),有效充填高度降低將難以通過(guò)充填工藝進(jìn)行補(bǔ)償。因此有必要進(jìn)一步研究充填支架工作特性及頂板沉降控制效果。

    本研究以唐山礦9煤T3292充填工作面為工程背景,采用現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)與數(shù)值模擬分析相結(jié)合的方法,對(duì)充填支架工作特性以及支架控制工作面頂板沉降規(guī)律進(jìn)行研究。

    1 固體充填工作面概況

    唐山礦T3292工作面采用矸石充填采煤方法開(kāi)采建筑物下煤炭資源,開(kāi)采煤層為9煤層,開(kāi)采水平位于十二水平,工作面標(biāo)高為-690~-750 m。煤層厚度為4.78 m,煤層傾角8°~12°,屬緩傾斜煤層。工作面傾向長(zhǎng)86 m,開(kāi)采走向長(zhǎng)1 200 m,沿工作面傾斜方向由下往上依次布置58組液壓支架。工作面沿走向推進(jìn),為一俯斜開(kāi)采工作面。工作面煤層頂板以灰白色中細(xì)砂巖為主,根據(jù)工作面頂?shù)装鍘r層柱狀圖、現(xiàn)場(chǎng)鉆探及實(shí)驗(yàn)室測(cè)定資料分析,得到頂?shù)装鍘r層的物理力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表1所列。

    為保證充填效果和減少充填開(kāi)采不確定性因素的影響,工作面采高僅為3.5 m,底板留有1.2 m厚的底煤。工作面選用的液壓支架型號(hào)為ZZC7000,該支架為四柱支撐式充填液壓支架,支護(hù)阻力為7 000 kN,支護(hù)強(qiáng)度為0.725 MPa,控頂距為9.34 m。支架立柱設(shè)計(jì)初撐力為24 MPa(對(duì)應(yīng)支護(hù)強(qiáng)度為0.6 MPa)。工作面回采工藝流程為割煤-移架-推溜-充填,設(shè)計(jì)采充質(zhì)量比為1∶1.3,工作面推進(jìn)速度為2.0 m/d。工作面采空區(qū)采用矸石直接充填工藝,充填過(guò)程中首先利用輸送機(jī)將充填料運(yùn)到采空區(qū),再利用支架夯實(shí)機(jī)構(gòu)進(jìn)行夯實(shí)充填。

    表1 工作面頂?shù)装鍘r層力學(xué)參數(shù)

    Tab.1 Mechanical parameters of rock stratum on roof and floor of working face

    巖性厚度/m體積模量/GPa剪切模量/GPa摩擦角/(°)內(nèi)聚力/MPa抗拉強(qiáng)度/MPa密度/(kg·m-3)細(xì)砂巖14.003.1501.464318.012.02650粉砂巖2.403.6901.614518.012.526508煤3.000.7300.30282.81.01310泥巖3.600.9400.36364.03.02300粉砂巖10.03.5001.534518.012.52650泥巖2.500.9400.36364.03.023009煤4.781.1400.45282.81.41310砂質(zhì)泥巖1.501.8700.873612.011.02300泥巖4.500.9400.36363.03.02300粉砂巖20.002.9552.184518.012.52650

    圖1 支架壓力及頂板沉降監(jiān)測(cè)示意圖

    圖2 頂板沉降測(cè)點(diǎn)布置剖面示意圖

    2 充填液壓支架工作特性分析

    固體充填采煤液壓支架既具有傳統(tǒng)綜采液壓支架掩護(hù)采煤基本功能,又具有掩護(hù)充填的特殊作用。對(duì)固體充填采煤液壓支架工作特性有兩項(xiàng)基本要求,一是保障采煤作業(yè)空間穩(wěn)定,二是保證足夠的充填高度。

    為了研究固體充填液壓支架工作特性,對(duì)支架工作阻力及工作面控頂范圍內(nèi)頂板沉降量進(jìn)行實(shí)測(cè)研究。在工作面2#、9#、17#、25#、33#、41#、49#、57#支架,布置有8臺(tái)支架壓力監(jiān)測(cè)分機(jī)對(duì)工作面支架壓力進(jìn)行實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)。工作面內(nèi)頂板沉降量采用在頂?shù)装宀贾霉潭y(cè)點(diǎn)測(cè)量的方法,并對(duì)支架立柱壓縮量與頂梁下沉高度之間關(guān)系進(jìn)行統(tǒng)計(jì)分析。支架壓力及頂板沉降監(jiān)測(cè)布置如圖1所示,頂板沉降測(cè)點(diǎn)布置剖面如圖2所示,在支架前方煤壁附近頂?shù)装逄幉贾霉潭y(cè)點(diǎn)記錄頂?shù)装宄跏几叨?,隨著工作面推進(jìn)多次測(cè)量頂?shù)装迨諗苛?,測(cè)點(diǎn)到達(dá)支架后頂梁末端時(shí)測(cè)量末態(tài)高度。

    2.1 支架支護(hù)承載特性

    工作面自開(kāi)切眼至推進(jìn)90 m過(guò)程中,對(duì)25#支架監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)進(jìn)行統(tǒng)計(jì)分析。支架平均工作阻力隨工作面推進(jìn)距離增加變化規(guī)律如圖3所示,由于采空區(qū)采用固體充填管理頂板,工作面礦壓顯現(xiàn)緩和、頂板活動(dòng)輕微。實(shí)測(cè)表明支架最大工作阻力僅為30.4 MPa,頂板下沉造成工作阻力增加的幅度較小,動(dòng)壓系數(shù)最大僅為1.2左右。固體充填開(kāi)采工作面周期來(lái)壓現(xiàn)象不明顯,工作面每向前推進(jìn)8~12 m,支架平均工作阻力將出現(xiàn)一次壓力峰值,工作面推進(jìn)90 m范圍內(nèi),共出現(xiàn)8次壓力峰值。由此推斷充填工作面頂板未發(fā)生破斷、完整性較好,以整體彎曲下沉形式運(yùn)動(dòng)。

    在頂板下沉及轉(zhuǎn)動(dòng)的過(guò)程中出現(xiàn)液壓支架后柱支護(hù)阻力略高于前柱現(xiàn)象,實(shí)測(cè)支架后柱的平均支護(hù)阻力為26.12 MPa,比前柱高出10.7%。綜上分析,充填工作面礦壓顯現(xiàn)緩和,未出現(xiàn)劇烈來(lái)壓現(xiàn)象,充填工作面支架阻力發(fā)揮良好,支架有足夠的阻力抵抗頂板的彎曲變形,能夠保障采煤空間安全穩(wěn)定。

    圖3 支架工作阻力與工作面推進(jìn)距離關(guān)系

    2.2 支架控制頂板變形特性

    充填支架既要有足夠的支撐能力,在回采工作面支護(hù)住直接頂,使其頂板不發(fā)生破斷;同時(shí)充填支架還必須能控制住頂板下沉量、保證足夠的充填空間。充填工作面支架對(duì)頂梁運(yùn)動(dòng)采取“限定變形”,巖梁運(yùn)動(dòng)穩(wěn)定時(shí)位態(tài)由回采工作面支架和充填體共同限定。充填支架支護(hù)下實(shí)際有效充填空間一直是充填作業(yè)關(guān)注的核心問(wèn)題。

    圖4 充填工作面頂板下沉曲線(xiàn)

    圖5 工作面頂板上方巖層破裂形態(tài)

    由于充填工作面使用了金屬網(wǎng)支護(hù),保證了支架與頂板保持緊貼,因此充填支架頂梁下沉值近似等于工作面頂板下沉值。充填工作面頂板下沉曲線(xiàn)如圖4所示,隨著工作面推進(jìn),頂板下沉值逐漸增大。工作面內(nèi)頂板累計(jì)下沉量達(dá)452 mm,占采高的13%,實(shí)際有效充填高度僅占采高的87%。充填工作面頂板沉降變形主要發(fā)生在前后頂梁區(qū)域,尤其以后頂梁處下沉最為明顯。支架后頂梁與支架主體部分僅用支撐角度較小的液壓油缸支撐,缺少足夠的支架強(qiáng)度來(lái)控制后頂梁上方頂板,是造成工作面頂板產(chǎn)生沉降的主要原因。除此之外,在超前支承壓力和開(kāi)挖瞬時(shí)擾動(dòng)效應(yīng)共同影響下,支架前頂梁區(qū)域頂板沉降也較為明顯。

    2.3 支架控制頂板離層效果

    頂板巖層內(nèi)部離層破壞可作為評(píng)價(jià)工作面支護(hù)質(zhì)量的指標(biāo)。在工作面中部頂板布置覆巖觀(guān)測(cè)鉆孔,采用TYGD10鉆孔巖層探測(cè)儀對(duì)工作面頂板巖層進(jìn)行探測(cè)。采用特質(zhì)鋼管對(duì)鉆孔孔口進(jìn)行保護(hù),防止頂板破碎無(wú)法完成后續(xù)觀(guān)測(cè),鉆孔深度為10 m,探測(cè)位置分別在距煤壁1和8 m位置處。

    探測(cè)圖像如圖5所示,圖像顯示隨著工作面推進(jìn),工作面頂板下沉的同時(shí)伴隨著頂板巖層發(fā)生變形,出現(xiàn)了離層現(xiàn)象。充填采場(chǎng)覆巖移動(dòng)以離層的形式由下往上依次發(fā)展,當(dāng)探測(cè)位置位于支架前頂梁位置時(shí),工作面頂板巖層未發(fā)生較大沉降,頂板巖層僅出現(xiàn)沿層理弱面輕微分開(kāi)現(xiàn)象;當(dāng)探測(cè)位置位于支架后頂梁位置時(shí),頂板淺部巖層出現(xiàn)明顯離層甚至破碎現(xiàn)象,頂板破碎范圍達(dá)1.2 m,頂板上方2 m范圍內(nèi)可見(jiàn)明顯豎向裂隙。由于充填液壓支架及時(shí)支撐控頂區(qū)頂板巖層,工作面上方頂板裂隙主要分布在淺部4 m范圍內(nèi),避免了頂板巖層離層現(xiàn)象向深部擴(kuò)展。

    3 頂板沉降控制數(shù)值模擬分析

    從力學(xué)角度看,煤層開(kāi)采引起工作面圍巖應(yīng)力不斷調(diào)整,進(jìn)而導(dǎo)致工作面頂板彎曲下沉。實(shí)驗(yàn)室和現(xiàn)場(chǎng)調(diào)壓試驗(yàn)證明,工作面頂板下沉量與支護(hù)強(qiáng)度之間存在雙曲線(xiàn)關(guān)系,稱(chēng)為“P-ΔL”曲線(xiàn)[8-9]。通過(guò)數(shù)值模擬計(jì)算不同支護(hù)強(qiáng)度下頂板下沉量是工作面支架選型研究的重要方法[10]。嘗試?yán)肍LAC數(shù)值模擬軟件計(jì)算充填工作面不同支護(hù)強(qiáng)度下的頂板下沉量,通過(guò)繪制“P-ΔL”曲線(xiàn)研究充填支架抵抗頂板變形的控制效果。

    采用的模型尺寸為x×y×z=200 m×126 m×65 m,其中工作面尺寸為86 m×3.5 m×100 m。模型計(jì)算中采用莫爾-庫(kù)侖屈服準(zhǔn)則,頂?shù)装辶W(xué)參數(shù)見(jiàn)表1所列。模型上部為應(yīng)力邊界條件且為自由表面,其他邊界為位移邊界,施加位移約束。根據(jù)上覆巖層的密度及煤層埋深,模型上部邊界施加17.5 MPa均布?jí)簯?yīng)力。為模擬支架支撐作用,將支架支撐力近似為對(duì)頂板的均布載荷。工作面推進(jìn)過(guò)程中始終保持10 m控頂區(qū),分別模擬研究支護(hù)強(qiáng)度為0、0.2、0.4、0.6、0.8、1.0 MPa時(shí)的頂板下沉值。充填方式選擇隨采隨充,即在保證10 m控頂區(qū)條件下,工作面每向前推進(jìn)2 m充填1次。本次數(shù)值模擬試驗(yàn)中通過(guò)對(duì)充填范圍內(nèi)的單元重新賦值實(shí)現(xiàn)矸石充填模擬,矸石體力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表2所列。

    表2 充填體力學(xué)參數(shù)

    圖6為支護(hù)強(qiáng)度為0.6 MPa、工作面推進(jìn)100 m時(shí),工作面中部剖面位移等值線(xiàn)圖。在控頂區(qū)內(nèi)頂板下沉值約為0.4 m,采空區(qū)頂板下沉量可達(dá)0.6 m,同樣可得到工作面推進(jìn)100 m支護(hù)強(qiáng)度為0、0.2、0.4、0.8、1.0 MPa時(shí)充填工作面頂板下沉量。不同支架支護(hù)強(qiáng)度下頂板下沉量曲線(xiàn)如圖7所示,不同支護(hù)強(qiáng)度下頂板下沉趨勢(shì)基本一致,在開(kāi)挖前變形量很小,頂板暴露后隨著測(cè)點(diǎn)與煤壁距離增加,頂板沉降量逐漸增大。不同支護(hù)強(qiáng)度下頂板下沉量隨工作面推進(jìn)差值不斷增大,到達(dá)支架末端時(shí)由于支護(hù)強(qiáng)度差異引起的頂板下沉量差值達(dá)100 mm以上。

    圖6 工作面中部剖面位移等值線(xiàn)圖

    圖8為頂板下沉量與支架支護(hù)強(qiáng)度之間關(guān)系圖,頂板下沉量隨支護(hù)強(qiáng)度的增加逐漸減小,兩者之間近似呈雙曲線(xiàn)關(guān)系。支架支護(hù)強(qiáng)度的提高對(duì)控制頂板下沉有重要影響。在支護(hù)強(qiáng)度小于0.6 MPa時(shí),支護(hù)強(qiáng)度的增加對(duì)控制頂板下沉量作用明顯,當(dāng)支護(hù)強(qiáng)度為0.6 MPa時(shí),工作面頂板最大下沉量為460 mm,較支護(hù)強(qiáng)度為0.4 MPa降低達(dá)15.6%;當(dāng)支架支護(hù)強(qiáng)度大于0.6 MPa時(shí),支護(hù)強(qiáng)度的增加對(duì)控制頂板下沉作用明顯減弱,頂板變形不再發(fā)生明顯變化,此時(shí)能夠有效控制頂板下沉。

    圖7 不同支架支護(hù)強(qiáng)度下頂板下沉量曲線(xiàn)

    圖8 頂板下沉量與支架支護(hù)強(qiáng)度關(guān)系圖

    4 結(jié)論

    1) 充填工作面礦壓顯現(xiàn)緩和,充填支架具有動(dòng)壓系數(shù)小的工作特性。工作面支架工作阻力發(fā)揮良好,支架最大工作阻力為30.4 MPa,動(dòng)壓系數(shù)僅為1.2左右,支架有足夠的支護(hù)阻力抵抗頂板的彎曲變形。

    2) 支架高效支撐對(duì)抑制頂板彎曲下沉及離層發(fā)揮了重要作用。實(shí)測(cè)充填工作面內(nèi)頂板累計(jì)下沉量占采高的13%,工作面上方頂板離層現(xiàn)象主要分布在淺部4 m范圍內(nèi),支架及時(shí)有效支撐能夠控制頂板下沉位態(tài),可避免離層現(xiàn)象向深部發(fā)展。

    3) 提高支架支護(hù)強(qiáng)度是減少充填工作面頂板下沉量、維護(hù)充填空間的重要途徑。支護(hù)強(qiáng)度由0.4提高到0.6 MPa,工作面頂板下沉值降低達(dá)15.6%;當(dāng)支護(hù)強(qiáng)度繼續(xù)提高時(shí),支架對(duì)頂板下沉的控制效果影響開(kāi)始減弱,頂板變形不再發(fā)生明顯變化,此時(shí)能夠有效控制頂板下沉。

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    (責(zé)任編輯:呂海亮)

    Analysis of Working Characteristics and Roof Control of Backfilling Hydraulic Support

    LIU Xiaoming1, ZHAO Tongbin1, WANG Mingqiang2, LI Zhanhai1, FANG Kai1

    (1. College of Mining and Safety Engineering, Shandong University of Science and Technology, Qingdao, Shandong 266590, China; 2. Kailuan Group, Tangshan, Hebei 063000, China)

    This paper, based on the engineering conditions of the working face of No.9 seam in Tangshan Coal Mine, investigated the working characteristics and roof subsidence control of backfilling hydraulic support by combining field measurement and numerical simulation analysis. Studies show that in the backfilling working face, the mine pressure behavior is relaxed and the dynamic pressure coefficient of the support is small. The efficient support of the backfilling hydraulic support plays an important role in suppressing roof bending subsidence and separation. The field measurements indicate that the roof subsidence of the working face accounts for about 13% of the mining height and the roof separation above the working face takes place mainly in the shallow part within the depth of 4 m. The improvement of support resistance can effectively control roof subsidence and ensure enough filling space. When support strength increases from 0.4 to 0.6 MPa, the roof subsidence value decreases by 15.6%. However, when the support strength continues to increase, the control effect of the support on roof subsidence begins to weaken. Therefore, reasonable hydraulic support strength can effectively control roof subsidence and guarantee good goaf filling effect, thus reducing roof overburden and surface deformation.

    solid backfill coal mining; backfilling hydraulic support; working characteristics; support strength; roof control

    2016-09-02

    國(guó)家自然科學(xué)基金項(xiàng)目(51674160);山東科技大學(xué)人才引進(jìn)科研啟動(dòng)基金項(xiàng)目(2014RCJJ026,2015RCJJ044)

    劉曉明 (1991—),男,山東臨沂人,碩士研究生,主要從事礦山巖石力學(xué)研究.E-mail:15054211582@163.com 趙同彬 (1975—),男,黑龍江齊齊哈爾人,副教授,博士生導(dǎo)師,主要從事礦山巖體力學(xué)與巖層控制研究,本文通信作者.E-mail:ztbwh2001@163.com

    TD325.4

    A

    1672-3767(2017)02-0042-06

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