楊文豪

(1.華潤煤業(yè)(集團)有限公司,太原 030024;2.太原華潤煤業(yè)有限公司 原相煤礦,山西 古交 030200)

目前,我國支架技術(shù)已經(jīng)能夠滿足煤礦開采所需[1-3]。但是，實際回采過程中,受地質(zhì)構(gòu)造及工作面位置等因素影響,在支架的使用過程中出現(xiàn)了各種問題。其中,以支架選型問題最為常見。煤礦多層開采現(xiàn)狀大多數(shù)為“先上后下”,即先開采上層煤,隨后對下層煤進行回采,導(dǎo)致上層煤開采形成的采空區(qū)對下層煤回采產(chǎn)生一定的影響,生產(chǎn)中易造成漏矸嚴(yán)重,甚至支架壓死等現(xiàn)象[4-6]。對支架的選型往往機械式地采用經(jīng)驗公式記性計算,忽略了回采期間應(yīng)力演化等因素對支架選型的影響。本文以關(guān)家崖煤礦實際生產(chǎn)條件為背景,通過對工作面過上覆采空區(qū)支架選型的研究,為相似條件礦井提供了借鑒。

1 工程概況

1.1 工作面概況

關(guān)家崖煤礦8104工作面位于8號煤一采區(qū),工作面對應(yīng)地表位置為荒山坡,無建筑物、河流等設(shè)施,工作面煤層沉積比較穩(wěn)定,平均厚度2.5 m,煤層傾角平緩,回采范圍內(nèi)煤層傾角3°～10°,工作面傾斜長度130 m,走向長度410 m,采用傾斜長壁綜合機械化采煤方法。該工作面上覆4號煤層已經(jīng)采空,4號煤與8號煤層間距27 m。圖1為8104工作面地層剖面示意圖。

圖1 8104工作面地層剖面圖Fig.1 Stratigraphic profile of 8104 working face

如圖1所示,在8號煤層推進至一定距離時,進入上覆4號煤采空區(qū)影響范圍,對8號煤層工作面支架的工作阻力影響較大。

1.2 圍巖特征

8104工作面直接頂為砂質(zhì)泥巖,厚度2.0～3.0 m(平均厚度2.3 m),老頂為中粒砂巖、細(xì)粒砂巖、粉砂巖,厚度4.5 ～6.0 m(平均厚度約5.0 m)。8104工作面圍巖特征如表1所示。

由于工作面初期支架選型時未考慮過上覆采空區(qū)時的來壓特點,工作面回采至上覆采空區(qū)附近時,支架多數(shù)出現(xiàn)安全閥開啟,工作面整體來壓劇烈,嚴(yán)重影響回采速度。所以,針對工作面過上覆采空區(qū)時支架的選型是解決煤礦相關(guān)開采問題的關(guān)鍵所在。本文希望通過對關(guān)家崖煤礦過上覆采空區(qū)時支架受力及圍巖受力分析,為相似工作面高效開采提供一定的理論指導(dǎo)[7]。

表1 關(guān)家崖煤礦8號煤圍巖特征Table 1 Surrounding rock features of No.8 coal seam in Guanjiaya Mine

2 液壓支架選型理論計算

2.1 支架類型選擇

8104工作面直接頂巖性為泥巖,碎脹性明顯,導(dǎo)致回采期間工作面頂板易失穩(wěn)破碎,造成漏矸現(xiàn)象。支撐掩護式支架具有掩護梁及支撐阻力大的特點,能夠有效地解決8104工作面頂板破碎的問題[8-9]。

2.2 支架高度計算

支架高度分為支架最大高度hmax和最小高度hmin,最大高度保障了支架與頂板的貼合,最小高度對設(shè)備裝機有重要影響。

支架最大高度一般采用經(jīng)驗公式:

hmax=Hmax+(0.2～0.3) .

(1)

式中:Hmax為煤層最大開采高度,取2.75 m。則支架最大高度hmax=2.75+0.3=3.05 m。

支架最小高度:

hmin=Hmin-hs-hg-he.

(2)

式中:Hmin為煤層最小開采高度,取2.55 m;hg為支架頂?shù)姿缮㈨肥穸?一般取0.05 m;he為支架活柱伸縮量,取0.3 m;hs為支架后柱最大伸縮量,取0.1 m。則支架最小高度hmin=2.25-0.05-0.3-0.1=1.8 m。

2.3 支撐阻力計算

支架支撐阻力過小,滿足不了頂板來壓情況,頂板下沉量大,嚴(yán)重影響煤礦生產(chǎn);支架支撐阻力過大,對強度低的頂板而言,易被過大的支撐阻力壓碎,頂板下沉量雖然減小了,但易變得破碎,回采期間將增大頂板漏矸的可能性。一般支護強度的選擇為8倍采高[10],即

p0=H8Hγ.

(3)

式中:p0為支架支護強度,MPa;H8為8倍采高,m;H為采高,m;γ為頂板容重,N/m3。

考慮到過上覆采空區(qū)時，頂板壓力受到影響而增大,支撐阻力經(jīng)驗公式引入受影響系數(shù)a。則原公式變?yōu)?

p0=aH8Hγ.

(4)

取采高為2.7 m,受影響系數(shù)取3,容重取2.2×104N/m3,則最終支架支護強度p0=3×21.6×2.7×2.2×104=0.38 MPa。

經(jīng)過計算,認(rèn)為選擇ZY4000/16/32支架最為合適。其中,支架支護高度為1.2～3.2 m,支護強度為0.65 MPa。

3 工作面液壓支架選型數(shù)值模擬

3.1 FLAC3D數(shù)值模擬模型建立

根據(jù)工作面的地質(zhì)條件及實際開采條件,建立X×Y×Z為150 m×2 m×50 m的摩爾-庫倫模型進行三維計算模擬。模型共劃分330 597個節(jié)點,26.8萬個單元格,各巖層按煤層柱狀圖依次分組,總計10層。FLAC3D三維模型視圖見圖2,巖層參數(shù)按實驗室所得巖石力學(xué)參數(shù)進行賦值,如表2所示。

圖2 FLAC3D三維模型視圖Fig.2 Three-dimensional model view of FLAC3D

表2 各巖層巖石力學(xué)參數(shù)Table 2 Rock mechanical parameters

3.2 支架模型建立

為了更好地研究工作面液壓支架的受力情況,建立長7.2 m,高1.75 m,寬1.5 m的液壓支架模型,如圖3所示。

圖3 液壓支架模型Fig.3 Hydraulic support model

支架與頂?shù)装宓慕佑|面利用interface命令進行節(jié)點的耦合,利用impgrid命令插入大模型進行計算。計算過程與模擬開挖過程同步,同樣采用分布插入以及分布移動,步頻與開挖過程相同。

4#煤層采空區(qū)范圍為10～60 m,8#煤開挖起始點為130 m,開挖方式為分步開挖,共計開挖80 m,每步開挖2 m,共計40步,每步分別計算至平衡。由于FLAC3D為有限元單元格,頂板在正常情況下不會出現(xiàn)垮落狀態(tài),為消除8#煤采空區(qū)頂板不垮落對計算結(jié)果造成的影響,滯后開挖1步對頂板進行開挖,滯后頂板開挖過程2步對采空區(qū)進行充填。充填體采用雙屈服模型,其特點是單元中部應(yīng)力較兩端較大,這與采空區(qū)的應(yīng)力分布相似。

3.3 數(shù)值模擬結(jié)果分析

對8#煤開挖過程中工作面的應(yīng)力、位移進行分析,圖4、圖5分別為下層煤開挖過程中工作面頂板位移及應(yīng)力監(jiān)測變化圖。

從圖4可以看出,隨著下層煤的開挖,下層煤工作面與上層采空區(qū)水平距離逐漸減小,各測點最大位移值逐漸增大,在62 m處(采空區(qū)邊緣下方)達到最大,為5.6 cm,頂板下沉量增大了32%,頂板變形較為嚴(yán)重。從圖5可以看出,在62 m測點處應(yīng)力峰值最大,為25 MPa,約為原巖應(yīng)力的9倍,其次為70 m測點處,60 m前方3 m內(nèi)應(yīng)力峰值較開挖過程中的應(yīng)力峰值較大。

圖4 回采過程中8#煤頂板位移變化圖Fig.4 Roof displacement variation of No.8 coal seam during mining

圖5 回采過程中8#煤頂板應(yīng)力變化圖Fig.5 Roof stress variation of No.8 coal seam during mining

圖6為開挖過程中巖體及支架應(yīng)力演化過程。從圖6中可以看出,隨著工作面持續(xù)推進,支架及工作面圍巖受力呈“平穩(wěn)-增大-減小”趨勢。開挖前32 m時,支架及圍巖受力增大趨勢不明顯,支架最大阻力保持在18 MPa上下,工作面煤壁最大應(yīng)力值保持在10 MPa;當(dāng)開挖至44 m時,支架最大阻力上升至23.1 MPa,由于支架支撐作用,工作面最大阻力上升至12.5 MPa;當(dāng)工作面開挖50 m,即距上覆采空區(qū)10 m處時,受上層采空區(qū)對下層煤開采的影響,此時支架受力為36.3 MPa,煤壁受力為17.5 MPa;當(dāng)開挖至62 m,即剛剛進入采空區(qū)時,支架阻力達到最大,為47.1 MPa,此時煤壁受力為25.0 MPa;進入采空區(qū)后,由于采空區(qū)對下方巖石有一定的卸壓作用,此時支架受力又減小至38.1 MPa,工作面受力減小至15 MPa。從工作面正?；夭傻竭M入受采空區(qū)影響期間,工作面壓力增大2.5倍,支架受力增大2.6倍,增大的倍數(shù)可作為支架選型中引入的影響系數(shù)。在提前探明回采工作面上方有采空區(qū)時,支架選型往往不能根據(jù)經(jīng)驗計算簡單選型，需引入影響系數(shù)。

圖6 回采過程中支架及圍巖應(yīng)力云圖Fig.6 Stress nephogram of support and surrounding rock during mining

如圖7、圖8支架最大受力和最大位移所示,支架最大受力與實際情況相同,位于支柱上側(cè);最大位移發(fā)生在支架上側(cè)。支架上側(cè)為活柱伸縮位置,符合實際。從位移上看,伸縮量在可控范圍內(nèi),但從受力角度來講,液壓支架受力過大,嚴(yán)重影響工作面回采。

圖7 支架最大受力Fig.7 Maximum force of support

圖8 支架最大位移Fig.8 Maximum displacement of support

4 立柱受力監(jiān)測

圖9為工作面支架立柱受力分布柱狀圖。由圖9可知,工作面回采期間,在1-9次數(shù)據(jù)采集過程中,支架最大受力為15.8 MPa,此時工作面在采空區(qū)影響外;在11-29次采集數(shù)據(jù)中,支架受力增大,最大為25 MPa,但支架阻力超過20 MPa的所占比例偏小。實際回采中,小部分支架安全閥開啟,但對整體回采影響不大,說明引入影響系數(shù)后對支架的選型符合回采要求。

圖9 支架受力分布柱狀圖Fig.9 Force distribution histogram of support

5 結(jié)論

1)通過理論計算認(rèn)為,8104工作面適用支撐掩護式支架,支架最大高度為3.05 m,最小高度為2.55 m,支護強度為0.38 MPa。經(jīng)過計算,認(rèn)為選擇ZY4000/16/32支架最為合適。

2)通過數(shù)值模擬，對8#煤開挖過程中工作面的應(yīng)力、位移進行分析,認(rèn)為在62 m處(采空區(qū)邊緣下方)頂板下沉量增大了32%;在62 m測點處應(yīng)力峰值最大,為25 MPa,約為原巖應(yīng)力的9倍。

3)從工作面正?；夭傻竭M入受采空區(qū)影響期間,工作面壓力增大2.5倍,支架受力增大2.6倍,增大的倍數(shù)可作為支架選型中引入的影響系數(shù)。

4)在立柱受力監(jiān)測中,支架受力最大為25 MPa,但支架阻力超過20 MPa的所占比例偏小,說明引入影響系數(shù)后對支架的選型符合回采要求。