趙光緒，藺增元

(中煤科工集團重慶研究院有限公司，重慶 400039)

綜放支架支護強度的確定，一直是綜放開采理論研究的重要課題，同時也是工作面綜放支架選型中需要考慮的首要問題[1-3]。自1982年國內(nèi)首次引進綜放開采技術(shù)開始，綜放面支架合理支護強度的研究從最初的巖重法[4]到目前基于大量綜放工作面礦壓實測提出的統(tǒng)計類比法[5]，研究頂煤體受力確定支架載荷的理論計算方法[6]，正一步步探索和完善?，F(xiàn)在隨著計算機軟硬件技術(shù)的發(fā)展，基于計算機仿真技術(shù)的數(shù)值模擬法在礦山開采問題解決中的應(yīng)用越來越廣泛。為解決唐莊煤礦工作阻力超限和支架嚴重損壞的問題，本文通過數(shù)值模擬(FLAC3D)方法對綜放工作面支架合理支護強度進行研究。

1 FLAC3D數(shù)值模擬的思路

大量理論和實踐表明[7-9]，頂板下沉量是反映頂板穩(wěn)定性的一個重要標志，支架支護強度與頂板下沉量之間的關(guān)系在很大程度上反映了“支架-圍巖”的相互作用關(guān)系。根據(jù)現(xiàn)場觀測和實驗室的分析，支架工作阻力P和頂板下沉量ΔL是一近似的雙曲線，稱為“P-ΔL”曲線。當支架支護強度較小時，頂板(煤)下沉量會隨著支架支護強度的增大而急劇減小，當支架支護強度達到一定的范圍后，再繼續(xù)增大支架支護強度，對限制頂板(煤)下沉量的作用明顯減弱，即在支護強度和頂板下沉量關(guān)系曲線中存在著一個拐點，此拐點就是支架合理的支護強度[10]。

一般情況下，工作面中部頂板下沉量要大于兩端，為加快計算速度，本次模擬僅對工作面中部控頂區(qū)進行監(jiān)測。采用控頂區(qū)下沉法[11]來確定合理的支護強度。理想結(jié)構(gòu)模型見圖1。

圖1 控頂區(qū)下沉法模型

模擬開挖時，分別對工作面控頂區(qū)頂煤施加不同支護強度，監(jiān)測頂煤的位移情況。然后分析頂煤下沉量與支架支護強度之間的關(guān)系曲線，得出關(guān)系曲線中存在的拐點，即為支架合理的支護強度。

2 模型建立與測點設(shè)置

2.1 數(shù)值模型的建立

模型沿X、Y軸方向各取100m，Z軸方向為80m，共劃分56250個單元、60996個節(jié)點?？紤]邊界效應(yīng)的影響，沿YZ平面看，模型上下面各距模型中部(即工作面中部)取50m左右的邊界，上邊界施加埋深300m的上覆巖層載荷，重力加速度取9.8m/s2。模型采用莫爾-庫侖屈服準則、大變形模式、聯(lián)合阻尼。初始模型如圖2所示。

2.2 監(jiān)測點的設(shè)置

考慮運算效率，本次模擬僅模擬了工作面推進50m時頂煤的位移情況?？紤]存在邊界效應(yīng)，本次模擬中僅對工作面中部頂板進行了監(jiān)測。模擬的支護強度范圍取0～1.6MPa，從0開始每隔0.2MPa做一次模擬。根據(jù)工作面支架情況控頂距取5m，因此在工作面中部距離煤壁1～5m處的頂煤取分別距工作面煤壁1m、2m、3m、4m、5m的A、B、C、D、E五點作為監(jiān)測點，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 初始模型

3 模擬計算結(jié)果及分析

模型中五個監(jiān)測點在不同支護強度下的位移情況的具體監(jiān)測數(shù)據(jù)見表1。經(jīng)過數(shù)據(jù)處理得到了工作面頂煤下沉量支架支護強度與之間的關(guān)系曲線，如圖3所示。不同支護強度下控頂區(qū)頂煤下沉量隨控頂區(qū)位置變化曲線如圖4所示。

由圖3可知，每條曲線都呈近似的雙曲線形狀，與多年的現(xiàn)場實測曲線相吻合。結(jié)合表2可知，工作面推進到50m時，在無支護條件下，距煤壁5m處的頂煤下沉量達57cm，距煤壁1m處也有29cm。隨支護強度的增大，頂板下沉量減小，但當支護強度到0.6MPa時，頂煤下沉量減小幅度緩和。當支護強度為0.8MPa時，控頂區(qū)頂煤下沉量基本穩(wěn)定。此后繼續(xù)增加支護強度對控頂區(qū)頂煤下沉量影響不大?？傮w來看，當支架支護強度小于0.8MPa時，頂煤下沉量隨著支架支護強度的增大而顯著減??；而當支護強度大于0.8MPa時，支架支護強度的增大對控制頂煤下沉作用甚微；因此，0.8MPa是支架支護強度對頂煤下沉量影響的拐點。

表1 不同支護強度下控頂區(qū)頂煤下沉量

圖3 支護強度與頂煤下沉量關(guān)系圖

圖4 頂煤下沉量隨控頂區(qū)位置變化曲線

由圖4可以看出，距煤壁不同位置的頂煤下沉趨勢基本一致，隨支護強度的增加而逐漸減小。在支護強度小于0.6MPa時，支護強度的增加對頂煤下沉量的控制作用明顯；而當支架支護強度大于0.6MPa時，支護強度的增加對控制頂板下沉作用逐漸減弱；當支護強度達到0.8MPa時，控頂區(qū)頂煤下沉量已被控制在一個很小的范圍內(nèi)。

沿煤層走向，過點(0，50，0)做剖面，得到工作面推進50m時，不同支護強度下工作面周圍垂直方向的應(yīng)力云圖，見圖5。

通過對不同支護強度下工作面周圍垂直應(yīng)力云圖分析：隨著支架支護強度的增大，工作面超前支承應(yīng)力峰值逐漸減小并趨于穩(wěn)定，當支護強度達到0.8MPa時，工作面超前支承應(yīng)力峰值區(qū)域小且基本趨于穩(wěn)定，增大支護強度對峰值區(qū)的影響不大。

綜上分析，可確定0.8MPa為支架合理的靜態(tài)支護強度。由于動壓的影響，支架實際支護強度需考慮動載系數(shù)K。通過礦壓分析，該工作面的動載系數(shù)K為1.13，由此得出該礦綜放工作面支架合理支護強度為0.91MPa。

工作面額定工作阻力取決于工作面的支護強度確定和支護頂板的控頂面積。支架支護強度已經(jīng)確定，支架控頂面積主要與工作面“三機”配套設(shè)備的斷面縱向尺寸有關(guān)；綜合考慮支架與采煤機、刮板輸送機的配套，確定該礦綜放工作面支架更換為ZF7200/18/33型液壓支架，技術(shù)參數(shù)見表2。

圖5 不同支護強度下工作面控頂區(qū)周圍應(yīng)力云圖

表2 ZF7200/18/33液壓支架技術(shù)特征表

名 稱單 位數(shù) 值初撐力kN6150工作阻力kN7200支架高度mm1800～3300支架寬度mm1420～1590支護強度MPa0.91～0.93中心距mm1500泵站壓力MPa31.5最大控頂距mm5380最小控頂距mm4580

4 現(xiàn)場實測

經(jīng)更換支架后，在3405工作面布置了7個測站，測站位置分別為工作面5#、23#、41#、59#、77#、95#和111#液壓支架處，在歷時兩個月的觀測期間工作面共推進279.5m，未再出現(xiàn)工作阻力超限和支架嚴重損壞的現(xiàn)象，工作面平均支架工作阻力隨工作面推進變化情況見圖6。通過對工作面實測的支架的工作阻力分析后，得出的液壓支架工作阻力分布情況，見表3。

圖6 工作面支架平均工作阻力隨工作面推進變化曲線

由圖6可知，觀測期間，支架的平均工作阻力穩(wěn)定在23M～34MPa之間，占額定工作阻力(36.7 MPa)的65%～90%。由表3可知，工作面總體支架工作阻力分布頻率以區(qū)間24M～30MPa所占比率(39.27%)最大，總體支架工作阻力大于額定工作阻力80%的比例為36.56%。從整體上看，支架工作阻力得到較大程度發(fā)揮，適應(yīng)該煤層綜放工作面的頂板活動規(guī)律。經(jīng)過2個月的生產(chǎn)實踐，工作面各項技術(shù)經(jīng)濟指標都達到了預期的目標，表明該數(shù)值模擬確定支護強度的方法是合理可行的。

表3 支架工作阻力分布情況

5 結(jié)輪

1)通過數(shù)值模擬得到工作面靜態(tài)合理支護強度為0.8MPa，考慮動載系數(shù)，得出該礦綜放工作面支架合理支護強度為0.91MPa。

2)經(jīng)過2個月的生產(chǎn)實踐，根據(jù)數(shù)值模擬改換支架后異常礦壓問題得到解決，工作面各項技術(shù)經(jīng)濟指標都達到了預期的目標，表明該數(shù)值模擬確定支護強度的方法是合理可行的。

3)數(shù)值模擬確定綜放工作面支架工作阻力的方法具有可操作性，可根據(jù)礦井具體條件設(shè)置不同的力學參數(shù)，結(jié)合生產(chǎn)實際進行模擬分析，對于要求支架可靠性高的礦井，適用此方法。

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