許 姣

(晉能控股裝備制造集團(tuán) 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(hù)超前支護(hù)方式嚴(yán)重制約著工作面效率的進(jìn)一步提高[1]。單體液壓支柱超前支護(hù)方式作業(yè)時，每班需要配置6～7人分別在端頭及端尾進(jìn)行降柱、移柱作業(yè)，檢修班配置4～5人進(jìn)行移柱、打柱作業(yè)，在運(yùn)輸巷道非行人側(cè)進(jìn)行單體柱操作，必須停機(jī)閉鎖，嚴(yán)重影響工作面的推進(jìn)速度，且單體柱的移柱工作需要人拉肩扛，勞動強(qiáng)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(hù)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(jìn)行端頭及端尾的超前支護(hù)。本文以山西晉能控股煤業(yè)集團(tuán)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(jìn)行研究，并以此確定超前液壓支架額定工作阻力。

1 工程地質(zhì)背景

該礦2021工作面布置在8號煤層中，地面標(biāo)高為+1 322～+1 491 m，底板標(biāo)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

2 超前液壓支架工作阻力計算

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(hù)距離為9.1 m，支護(hù)高度為2.4～3.6 m，該礦選用兩組支架，支護(hù)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(hù)的高度，取其支護(hù)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(hù)高度倍數(shù)，因?yàn)橄锏啦捎玫氖清^桿+錨索+錨網(wǎng)支護(hù)，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。

3 數(shù)值模擬分析

3.1 數(shù)值模型建立

為對理論計算得到的液壓支架阻力進(jìn)行驗(yàn)證，以該工作面為研究背景，運(yùn)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?yàn)閄方向，煤層的走向?yàn)閅方向，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(diǎn)。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)

3.2 數(shù)值模擬結(jié)果分析

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(zhǔn)則進(jìn)行計算分析，Mohr-Coulomb屈服破壞準(zhǔn)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(qiáng)度，Pa。正常情況下，巖體的抗拉強(qiáng)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(jìn)行巷道掘進(jìn)的模擬，掘進(jìn)計算平衡后再進(jìn)行工作面的回采模擬，模擬完成后，對模擬結(jié)果進(jìn)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(jìn)巷道時，即將掘進(jìn)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(jìn)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?yàn)橄锏篱_掘，頂板處應(yīng)力釋放；當(dāng)工作面進(jìn)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(hù)距離不應(yīng)小于16 m，該礦選用兩組超前液壓支架，支護(hù)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(jìn)行驗(yàn)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(jìn)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(jìn)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(yán)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?。欢?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(diǎn)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(diǎn)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。

4 結(jié) 語

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(jìn)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。