許 姣
(晉能控股裝備制造集團 智能制造事業(yè)部,山西 晉城 048000)
隨著高產(chǎn)高效開采技術(shù)和設(shè)備的投入,越來越多的厚煤層及部分特厚煤層煤礦,采用了大采高一次采全厚采煤法,采煤效率得到跨越式提高。然而,工作面兩巷的單體液壓支護超前支護方式嚴重制約著工作面效率的進一步提高[1]。單體液壓支柱超前支護方式作業(yè)時,每班需要配置6~7人分別在端頭及端尾進行降柱、移柱作業(yè),檢修班配置4~5人進行移柱、打柱作業(yè),在運輸巷道非行人側(cè)進行單體柱操作,必須停機閉鎖,嚴重影響工作面的推進速度,且單體柱的移柱工作需要人拉肩扛,勞動強度大、效率低且存在不安全因素[2]。
為解決單體液壓支柱超前支護方式存在的不足,越來越多的工作面采用了超前液壓支架進行端頭及端尾的超前支護。本文以山西晉能控股煤業(yè)集團某煤礦2021大采高工作面為工程背景,通過地質(zhì)資料調(diào)查、理論分析、數(shù)值模擬等方法,對工作面回采超前支承壓力規(guī)律進行研究,并以此確定超前液壓支架額定工作阻力。
該礦2021工作面布置在8號煤層中,地面標高為+1 322~+1 491 m,底板標高為+1 056~+1 098 m,平均埋深為330 m,工作面走向長度900 m,傾向長度180 m,煤厚平均為4.5 m,傾角2~5°,平均3°,煤質(zhì)穩(wěn)定,平均密度為1.4 t/m3,以暗淡型為主,中間夾1~3層夾矸,夾矸為煌斑巖和泥巖,可與煤層一起采出。工作面頂板為砂泥巖、粉砂巖、粗砂巖,底板為砂泥巖、泥巖。工作面采用大采高一次采全厚采煤法,全部垮落法管理頂板。工作面膠帶巷與軌道巷均為長方形,長×高=5 m×3.5 m,工作面及巷道布置見圖1。
圖1 工作面及巷道布置圖
該礦選用的超前液壓支架為4柱雙列邁步式超前支架,三架一組形式,每組支護距離為9.1 m,支護高度為2.4~3.6 m,該礦選用兩組支架,支護距離為18.2 m,圖2為超前液壓支架正視圖。
圖2 超前液壓支架正視圖
對于超前液壓支架工作阻力的計算,目前采用較多的方法為巖體倍重系數(shù)法[2]。巖體倍重系數(shù)法是指根據(jù)巷道需要支護的高度,取其支護高度倍數(shù)的頂板重量作為其工作阻力值計算依據(jù)。計算方法為:
P=10×(q+1)nγH
(1)
式中:P為支架工作阻力,MPa;q為動載系數(shù),取1.1;n為支護高度倍數(shù),因為巷道采用的是錨桿+錨索+錨網(wǎng)支護,因此n取1;γ為頂板巖石容重,取2.5 t/m3;H為巷道高度,取3.5 m。
經(jīng)計算,得:P=0.262 MPa。
為對理論計算得到的液壓支架阻力進行驗證,以該工作面為研究背景,運用三維有限差分軟件FLAC3D建立數(shù)值模擬計算模型。煤層傾向為X方向,煤層的走向為Y方向,煤層埋深為Z方向,數(shù)值模型尺寸為長(X)×寬(Y)×高(Z)=80 m×60 m×46 m,模型共包括111 720單元,含有118 950個網(wǎng)絡(luò)節(jié)點。模型上方為應(yīng)力邊界,取上覆巖層容重γ=2.5 t/m3,厚度為293 m,載荷P=7.325 MPa,模型四周約束水平位移與速度,模型底面約束水平與垂直位移。建立的數(shù)值計算模型如圖3所示,建立模型所需要的各巖層力學(xué)參數(shù)見表1。
圖3 數(shù)值計算模型
表1 各巖層力學(xué)參數(shù)
將各巖層物理力學(xué)參數(shù)賦值給模型后,選用Mohr-Coulomb屈服破壞準則進行計算分析,Mohr-Coulomb屈服破壞準則及其判別式為[3]:
(2)
ft=σ3-σ1
(3)
式中:σ1和σ3分別為材料所受最大和最小主應(yīng)力,Pa;C為材料本身的內(nèi)聚力,Pa;φ為材料本身的內(nèi)摩擦角,°;fs為巖體單軸抗壓強度,Pa。正常情況下,巖體的抗拉強度一般都較低,因此,當(dāng)ft>0時,煤巖體會發(fā)生拉伸屈服破壞狀態(tài);當(dāng)ft<0時,煤巖體會發(fā)生剪切屈服破壞狀態(tài)[4]。
待模型計算平衡后,初始化模型各個方向的位移與速度,得到初始平衡模型。平衡后,首先進行巷道掘進的模擬,掘進計算平衡后再進行工作面的回采模擬,模擬完成后,對模擬結(jié)果進行分析。
圖4為數(shù)值模擬計算完成后,不同情況下巷道頂板內(nèi)支承應(yīng)力分布情況。
圖4 巷道頂板超前支承應(yīng)力分布圖
由圖4可以看出:當(dāng)工作面未掘進巷道時,即將掘進巷道處的頂板垂直應(yīng)力為8.09 MPa,為此處的原巖應(yīng)力;當(dāng)工作面掘進巷道時,巷道頂板的垂直應(yīng)力為5.49 MPa,此處應(yīng)力降低的原因為巷道開掘,頂板處應(yīng)力釋放;當(dāng)工作面進行回采時,受采動影響,巷道頂板最大支承應(yīng)力為工作面前方4 m處,大小為11.19 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為2.04,支承應(yīng)力影響范圍為工作面前方16 m范圍內(nèi)的巷道,因此,巷道超前支護距離不應(yīng)小于16 m,該礦選用兩組超前液壓支架,支護距離為18.2 m,因此符合安全要求。
經(jīng)過理論計算得出的超前液壓支架工作阻力為0.262 MPa,為對理論計算得到的超前液壓支架工作阻力進行驗證,得到超前液壓支架工作阻力與巷道頂板下沉量之間的“△P-L”曲線,數(shù)值模擬計算過程中,給予的超前液壓支架工作阻力圍繞0.262 MPa進行取值,分別取工作阻力為0 MPa、0.05 MPa、0.1 MPa、0.15 MPa、0.2 MPa、0.25 MPa、0.3 MPa、0.35 MPa、0.4 MPa、0.45 MPa、0.5 MPa,分別對不同超前液壓支架工作阻力下的工況進行模擬分析。
依據(jù)圖4分析得出的數(shù)據(jù),繪制工作面前方4 m處巷道頂板內(nèi)超前支承應(yīng)力最大條件下液壓支架不同超前工作阻力時巷道的破壞情況,見圖5。
由圖5可看出:當(dāng)超前液壓支架工作阻力為0~0.2 MPa時,巷道頂板破壞高度為1.75~3.25 m,兩幫破壞深度為1.65~2.25 m;當(dāng)超前液壓支架工作阻力由0.25 MPa變?yōu)?.3 MPa時,巷道頂板破壞高度未發(fā)生變化,均為1 m,兩幫破壞深度由1.65 m變?yōu)?.15 m;當(dāng)超前液壓支架工作阻力大于0.3 MPa時,巷道頂板破壞高度與兩幫破壞深度均未再發(fā)生變化,因此合理的超前液壓支架工作阻力位于0.25~0.3 MPa之間,為安全起見,取0.3 MPa。
圖5 不同超前液壓支架工作阻力下巷道破壞情況
選取不同超前液壓支架工作阻力下工作面前方4 m處為巷道頂板處的頂板下沉量,見圖6。
由圖6可看出:當(dāng)超前液壓支架工作阻力較小時,巷道頂板下沉嚴重,且隨著超前液壓支架工作阻力的增大,頂板下沉量迅速減小;而當(dāng)超前液壓支架工作阻力增大到一定數(shù)值時,隨著工作阻力的增大,頂板下沉量減小的速率越來越小,甚至不再發(fā)生變化。曲線前部與后部的拐點所對應(yīng)的支架工作阻力即為超前液壓支架最合理的工作阻力,圖6中的拐點所對應(yīng)的超前液壓支架工作阻力為0.3 MPa。
圖6 不同超前液壓支架工作阻力與頂板下沉量關(guān)系
理論計算與數(shù)值模擬得出的超前液壓支架工作阻力較接近,取較大值,因此超前液壓支架工作阻力取0.3 MPa。
結(jié)合該礦2021大采高工作面的地質(zhì)資料調(diào)查,通過理論分析、數(shù)值模擬等方法,對工作面回采超前支承壓力規(guī)律進行研究,確定應(yīng)選擇額定工作阻力不小于0.3 MPa的超前液壓支架。