黄 洋

(恒源煤电股份有限公司卧龙湖煤矿,安徽省淮北市,235000)

支架初撑力对综采软厚煤层煤壁稳定性影响数值计算研究

黄 洋

(恒源煤电股份有限公司卧龙湖煤矿,安徽省淮北市,235000)

针对卧龙湖煤矿地质特征,利用UDEC软件研究了该矿工作面不同支架初撑力时煤壁片帮程度,研究发现煤壁以其下部为定点倾向采空区移动,随着支架初撑力不断增大,超前应力峰值位置逐渐向煤壁靠近,且塑性区深度也不断减小,认为工作面支架初撑力为20 MPa为合理值。随着支护阻力增大,煤帮垂直应力也呈增大趋势,而煤壁超前支承压力峰值及位置受护帮板支护阻力影响较小。该研究结果已应用于卧龙湖矿8102综采工作面,取得了良好的技术经济效果。

软厚煤层 综采工作面 支架初撑力 煤壁稳定性 UDEC软件 数值模拟

工作面液压支架必须能够支撑工作面围岩的静压和由于岩层移动造成的动压,支架初撑力对控制工作面围岩稳定有极其重要的作用。工作面支架具有一定的初撑力和工作阻力能够保证回采空间的完整性,阻止顶板过早发生离层。因此,本文从数值计算角度,利用UDEC软件分析支架初撑力对煤壁片帮影响,并依此提出了治理煤壁片帮的建议。

1 工作面概况

8102工作面位于卧龙湖煤矿北一采区,东部以北翼轨道大巷保护煤柱线为界,南部以8101工作面采空区为界,西部以8＃煤层岩浆岩侵蚀边界为界,北部以8103工作面为界,8103工作面尚未开采。工作面走向长623.8～802.2 m,倾向长156.5～233.3 m,煤厚0～9.5 m,平均煤厚4.1 m,煤层普氏系数小于2,属软厚煤层,煤厚变异系数为11.4%,煤层可采性指数为95%,8＃煤层倾角为3°～8°,8＃煤层直接顶为1.5 m厚泥岩,老顶为6 m厚粉砂岩,直接底为3 m厚泥岩,老底为15 m厚铝质泥岩。工作面机巷、风巷掘进施工方位为274.5°,风巷标高在－610.4～－529.5 m(巷道底板标高),机巷标高在－561.9～－519.7 m(巷道底板标高)。

卧龙湖煤矿8102综采工作面采用ZY10000/ 23.5/42型两柱掩护式液压支架,额定初撑力为31.5 MPa。支架基本技术参数如下:

支架额定工作阻力:10000 k N;

支架额定初撑力:7916 k N;

支架最小/最大高度:2350/4200 mm;

支架中心距:1750 mm;

支架支护强度:1.12 MPa;

支架对底板比压:2.73 MPa;

泵站压力:31.5 MPa;

推溜力:529 k N;

移架力:802 k N。

2 合理支架初撑力的确定

针对8102工作面实际岩层和地质情况,采用UDEC数值计算软件对卧龙湖煤矿8102工作面初撑力进行研究,为北翼相似采区选取合理支架初撑力作参考。

2.1 模型建立

8102工作面开采卧龙湖北翼8＃煤层,煤层平均采高为4.1 m,现场观察发现4.1 m煤层是由多层片煤组成,即为层理,同时层理中存在不均匀分布的节理、裂隙,切割煤体,导致煤体在受压或受剪时会沿层理、节理或裂隙面分离,煤壁片帮就是典型的一种情况。因此,采用UDEC软件建模时,对8＃煤层在层状煤体基础上随机分割,预置节理裂隙,从而达到所建模型能直观反映现场煤壁片帮现象的目的。以推进方向上距开切眼100 m为研究对象,同时对基本顶以上20.5 m厚岩层根据岩层厚度、岩性参数等计算合并为一层覆岩,覆岩上方施加12.5 MPa垂直应力,应力梯度为0.025 MPa/m,模型两侧和底部固定,所建模型尺寸如图1所示,模拟岩层参数如表1和表2所示。

图1 8＃煤岩层模型

表1 模拟的煤岩层力学性质参数

表2 模拟的煤岩层节理力学性质参数

运用UDEC内置的支柱(Support)结构单元模拟不同支架初撑力对煤壁稳定性影响。支架初撑力对支架工作阻力有显著影响,初撑力不足会导致支架工作阻力难以达到支撑顶板要求。UDEC软件中支架P－DS特征关系在本模型中满足关系式:

式中:P——支架工作阻力,MPa;

DS——支架活柱下缩量,m;

P0——支架初撑力,MPa。

DS为0时,即对应支架初撑力P0,随着顶板下沉,支架承压及活柱下缩量都不断增大,此期间支架工作阻力随活柱下缩量呈线性增长,支架活柱下缩量达一定程度后,根据现场观测,确定本模型为0.1 m,即达到支架稳定工作阻力,此时支架承载力与顶板压力维持在稳定平衡阶段。

工作面支架类型为双柱掩护式液压支架,支柱直径40 cm,由于现场惯用压力(k N)为单位表示支架工作阻力,而UDEC模拟用压强(MPa)为单位表示支架工作阻力。根据支架压力和压强换算关系,并结合支架P－DS关系式,最终UDEC模拟选取的支架初撑力值(DS＝0时的支架工作阻力)5 MPa,10 MPa,15 MPa,20 MPa, 25 MPa及30 MPa换算成现场支架对应初撑力及工作阻力,如表3所示。

图2 不同支架初撑力下煤壁破坏程度

表3 模拟与现场支架初撑力及工作阻力换算结果

2.2 结果分析

运用表1和表2参数,对表3所列6种初撑力方案模拟,研究不同支架初撑力下煤壁稳定性。图2直观反映了不同支架初撑力模拟的煤壁破坏程度。从图2(a)～(f)可知,煤壁片帮位置集中在煤壁中上部,且呈块状剥离滑落,与现场观察较一致,且在靠煤壁区域破坏严重。支架初撑力增大,对煤壁片帮有很好地控制作用。对比图2(a)和图2 (d)可发现,初撑力为1256 k N时,煤壁片帮严重,且塑性区深度达6.8 m,而当初撑力达5024 k N时,上部煤壁有一定剥离,但未发生回转滑落,只要及时割煤移架,不会对工作面产生安全隐患,并且塑性区深度从6.8 m减小到6.2 m,减小量达8.82%;此后随初撑力增大,煤壁控制效果更好,且塑性区深度进一步减小,但减小量不明显,当支架初撑力达30 MPa时,在此模拟的回采速度下,煤壁几乎不出现片帮。

图2定性分析了不同支架初撑力下煤壁破坏程度,而图3从定量分析角度在图2基础上研究了不同支架初撑力下煤壁稳定性。图3是煤壁所布测线监测的煤壁向采空区方向水平移动量对比曲线,即煤壁外挤量对比曲线。观察可知,煤壁外挤量在距煤层底板1.5～3 m高的区域最大,且煤壁中上部外挤量明显大于下部;同时,对曲线趋势分析发现,煤层切顶和切底附近外挤量几乎为0,但对比图2(f)和图3的相对应曲线可知,由于煤壁是二向受力状态,煤壁受上覆岩层挤压和老顶回转下沉影响,整体会向采空区侧移动,尽管图2(f)显示煤壁完整性较好,但如图3(7536 k N)监测曲线所示,煤帮仍有0.1～0.2 m朝向采空区的水平移动量,整体移动趋势是以煤壁下部为定点倾向采空区,且此倾向与模型正方向(工作面推进方向为正)所呈夹角随支架初撑力增大而逐渐减小。

图3 不同支架初撑力煤壁外挤量

为分析不同支架初撑力对煤壁超前应力及破坏距离的影响,在煤层中部层位,距煤壁40 m范围内布置一条测线,从应力峰值位置与破坏距离角度分析了支架初撑力对煤壁稳定性影响,统计结果如图4所示。在支架初撑力不大于5024 k N时,超前应力峰值距煤壁7 m,此后随着初撑力不断增大,应力峰值位置向煤壁移近;同时对比峰值应力超前煤壁距离和煤壁塑性区深度曲线可发现,两者变化趋势相似,根据极限平衡理论,煤壁至超前应力峰值段是煤壁破坏最为严重区域,即为理论所说的塑性区,两者在图4中匹配度较高,极限平衡理论对煤壁破坏研究和沿空掘巷煤柱宽度留设研究有重要的指导意义,结合前人理论和现场实测结果证明本文模拟的可行性和工程意义。

图4 峰值应力位置及煤壁塑性区深度与支架初撑力关系

图5从应力角度对布置于煤壁中部前方测线统计的超前应力峰值和煤壁垂直应力对比分析。随着支架初撑力不断增大,煤壁前方超前应力峰值不断减小,表明较高的支架初撑力能有效减小顶板回转下沉趋势,进而缓和支架上方岩体应力向煤壁前方转移趋势,从而导致超前应力峰值略有降低;然而煤壁垂直应力变化趋势与超前应力峰值变化趋势正好相反,原因是随着支架初撑力不断增大,煤壁完整性相应提高,从而煤壁支撑上覆顶板压力的能力增强,甚至当支架初撑力达到7536 k N时,煤壁垂直应力能达到3.8 MPa的较高承载力。

图5 超前应力峰值及煤帮中部垂直应力与支架初撑力关系

图2显示支架初撑力达到5024 k N时,上部煤壁有一定的剥离,但未发生回转滑落;从图2和图4可知支架初撑力达到5024 k N后,再增大初撑力,煤壁前方塑性区深度变化很小,且从图5可知,支架初撑力达到5024 k N时,煤壁前方超前支承压力峰值达23.9 MPa,而原岩应力为13 MPa,则煤壁前方应力集中系数为1.84 (23.9 MPa/13.0 MPa),应力集中系数较小,且此初撑力下,煤壁中部垂直应力达0.35 MPa,煤壁有一定的承载能力,综合分析后认为选取5024 k N(20 MPa)作为卧龙湖煤矿北翼8＃煤层支架初撑力下限。回采过程中,尤其是老顶初次来压和周期来压时,顶板压力较平时大,因此需进一步提升支架初撑力来保证煤壁稳定性,建议矿方增大到6280 k N(25 MPa),因为从以上分析可知适当增大支架初撑力可有效控制煤壁片帮,但支架初撑力不能无限增大,需根据支架实际情况,不能超过安全阀控制阈值,同时支架前方护帮板在移架后及时顶到煤壁,给煤壁一定的水平挤压力,使煤壁重新恢复到三向受力状态,有效减小煤壁片帮对生产的影响及带来的安全隐患。

3 煤壁片帮控制对策

由于支架初撑力对其工作阻力影响显著,旨在研究初撑力对煤壁稳定性影响。现场观察发现,在回采过程中,由于工人疏忽,很多支架护帮板未及时打开,而发生片帮的区域多集中于此,由于煤层较软,局部片帮深度超过1.5 m,且片帮面积大。而支架护帮板及时有效打开,支撑煤壁,可有效防止煤壁片帮。本文对不同护帮板支护阻力进行研究,选取最适合本矿的护帮板支护阻力,从而有效控制煤壁片帮发生。

上文分析得出卧龙湖煤矿北翼8＃煤层支架初撑力下限为20 MPa,为保证煤壁稳定性,选取20 MPa初撑力下限为研究对象,在4 m高煤壁中上部,即2.5～4 m区域施加水平应力,分别研究支架护帮板为0 MPa、0.1 MPa、0.2 MPa、0.3 MPa、0.4 MPa及0.5 MPa时煤壁稳定性情况。

图6是支架护帮板不同支护阻力下煤壁向采空区水平移动量,即煤壁外挤量。在护帮板支护阻力小于0.3 MPa时,距煤层底板1.5～3 m高度煤体发生剥离,最终会导致煤壁片帮,而当护帮板支护阻力大于或等于0.3 MPa时,煤壁向采空区水平移动量变化趋缓,且煤壁与煤层底板大致呈60°夹角,整体上煤壁中上部水平位移量大于下部。

图6 不同护帮板支护阻力下煤壁外挤量

图7所示不同护帮板支护阻力下煤壁超前应力峰值及煤帮中部垂直应力曲线呈现一定的规律性。煤壁超前支承压力峰值受护帮板支护阻力影响较小,且峰值位置未发生变化,但煤帮中部垂直应力受护帮板支护阻力影响较大,随着支护阻力增大,煤帮垂直应力也呈增大趋势,当支护阻力达0.3 MPa时,煤帮中部垂直应力能达到2.37 MPa,表明煤帮完整性较好,护帮板对煤壁支护效果理想;而护帮板支护阻力达0.2 MPa时,煤帮垂直应力与总体变化趋势不符,分析原因主要是由于煤壁有剥离趋势的煤块,在回转过程中与煤体咬合处会产生应力集中,而监测点正好处于咬合位置附近,从而导致应力升高异常,但总体趋势仍是随支护阻力增大而不断上升。

图7 不同护帮板支护阻力下超前应力峰值及煤帮中部垂直应力

图8 不同支架初撑力下限所需护帮板支护阻力

现场支架初撑力达不到规定要求时,为保证煤壁稳定性,条件允许下可通过护帮板对煤壁提供支护阻力来防止煤壁片帮,为保证煤壁稳定,所需护帮板最小支护阻力随支架初撑力下限变化趋势曲线如图8所示,支架初撑力越高,所需护帮板支护阻力越小,保证煤壁稳定越易,当支架初撑力达7536 k N时,护帮板已不需要对煤壁提供支护阻力。通过对图6～图8的分析,并结合支架初撑力对煤壁稳定性影响研究结果,确定卧龙湖煤矿北翼8＃煤层选取初撑力下限为20 MPa,且需保证煤壁支架护帮板支护阻力不小于0.3 MPa。现场使用的ZY10000/23.5/42型两柱掩护式液压支架,泵站压力达31.5 MPa,操作和工艺达到规定要求时,能提供足够的支架初撑力来保证煤壁稳定,另外从现场使用情况看,本文研究设定的初撑力标准能有效控制煤壁片帮,取得了良好的技术经济效果。

对厚煤层煤壁片帮的控制还有采用放顶煤开采、提高支架工作阻力、煤层注水改变煤体性质及加快工作面推进速度等其他方法。在工作面回采过程中,选取适合本工作面的方便快捷安全的煤壁片帮控制方法,可有效减小工作面安全隐患,同时提高工作面回采效率。

4 结论

(1)煤壁整体以其下部为定点倾向采空区移动,且此倾向与工作面推进方向角度随支架初撑力不断增大而逐渐减小。

(2)随着支架初撑力不断增大,超前应力峰值位置逐渐向煤壁靠近。峰值应力超前煤壁距离和煤壁塑性区深度趋势相近,煤帮至超前应力峰值段是煤壁破坏最为严重区域。

(3)煤壁超前支承压力峰值及位置受护帮板支护阻力影响较小,煤帮中部垂直应力受护帮板支护阻力影响较大,随着支护阻力增大,煤帮垂直应力也呈增大趋势。

(4)本文研究设定的支架初撑力标准充分考虑了现场支架型号,并能有效控制本工作面煤壁片帮。

[1] 王家臣.极软厚煤层煤壁片帮与防治机理[J].煤炭学报,2007(8)

[2] 厚煤层开采理论与技术[M].北京:冶金工业出版社,2009

[3] 尹希文,闫少宏,安宇.大采高综采面煤壁片帮特征分析与应用[J].采矿与安全工程学报,2008 (2)

[4] 杨培举,刘长友,吴锋锋.厚煤层大采高采场煤壁的破坏规律与失稳机理[J].中国矿业大学学报, 2012(3)

[5] 杨胜利,姜虎,程志恒.层理发育硬煤层煤壁片帮机理及防治技术[J].煤炭科学技术,2013(12)

[6] 宁宇.大采高综采煤壁片帮冒顶机理与控制技术[J].煤炭学报,2009(1)

[7] 周舟,张召千,袁博.软煤层大采高工作面煤壁片帮机理及防治技术[J].煤矿安全,2014(2)

[8] 李春睿.确定支架合理支护强度的数值模拟方法[J].中国煤炭,2011(5)

[9] 宋振骐,梁盛开,汤建泉等.综采工作面煤壁片帮影响因素研究[J].湖南科技大学学报:(自然科学版),2011(1)

[10] 张银亮,刘俊峰,庞义辉等.液压支架护帮机构防片帮效果分析[J].煤炭学报,2010(4)

[11] 何富连,田金泽,杨彦宏等.基于大型综放端面冒漏顶片帮控制的两柱支架支护参数研究[J].中国煤炭,2011(4)

(责任编辑 张毅玲)

Numerical calculation research on the stability effect of support setting load on coal wall of fully-mechanized face in soft and thick coal seam

Huang Yang
(Wolonghu Coal Mine,Hengyuan Coal-Electricity Group Co.,Ltd.,Huaibei,Anhui 235000,China)

Aimed at the geologic feature of Wolonghu Coal Mine,the author researched the degree of coal wall spalling under different setting load using UDEC software.The research showed that the coal wall leaned towards the goaf by taking its bottom as a fixed point,and along with the increasing setting load,the position of advance peak stress moved towards coal wall little by little,and the depth of plastic zone decreased gradually.The author thought that the reasonable value of support setting load was 20 MPa.Along with the increasing supporting resistance, the vertical stress in coal side increased,and the advance support pressure peak and its position were small affected by supporting resistance of face guard.The research achievements had been applied to No.8102 fully-mechanized face in Wolonghu Coal Mine,which achieved favorable technical-economic effects.

soft and thick coal seam,fully-mechanized mining face,support setting load, coal wall stability,UDEC,numerical simulation

TD 325

A

黄洋(1978－),男,安徽淮北人,工程师,卧龙湖煤矿生产技术部部长,从事煤矿安全技术生产。