張軍鵬 張 亮 王東攀
(1.山西霍爾辛赫煤業(yè)有限責任公司,山西省長治市,046103;2.天地科技股份有限公司,北京市朝陽區(qū),100013)
霍爾辛赫礦3207大采高工作面煤層厚度5.0~5.6 m,采用一次采全厚采煤法。工作面長度220 m,布置ZY12000/28/60D型二柱掩護式液壓支架129架,二級護幫,最大護幫高度為2.8 m。本文通過現(xiàn)場觀測數(shù)據(jù)得知,當推進速度不同時,煤壁片幫情況也不同,結(jié)合頂板周期來壓步距、來壓強度,并借助FLAC3D數(shù)值模擬研究大采高工作面推進速度對煤壁片幫的影響。
3207工作面5月13日-5月25日平均推進速度為4.4 m/d,5月26日-6月14日平均推進速度為2.4 m/d。在這兩個時間段,每天檢修班通過激光測距儀測量煤壁片幫情況,并采集了工作面8#、30#、53#、77#、100#、122#液壓支架壓力記錄儀數(shù)據(jù),對該段時間內(nèi)工作面周期來壓步距、動載系數(shù)進行分析,結(jié)果見表1和表2。
表1 工作面周期來壓步距 m
表2 周期來壓時動載系數(shù)
從表1中可以看出基本頂周期來壓步距隨日推進速度增大而減小,當推進速度為4.4 m時,基本頂周期來壓步距平均值為19.8 m;推進速度為2.4 m時,基本頂周期來壓步距平均值為14.7 m。工作面上部、中部、下部周期來壓步距差距不大,但由表2可以看出工作面中部平均動載系數(shù)較高為1.60,來壓強度大。
期間觀測到的片幫起數(shù)為67起,片幫波及范圍262架支架,多出現(xiàn)在40?!?00#支架間。片幫形式分3種:煤壁上部片幫占53%、煤壁中上部片幫占44%、整煤壁片幫占3%,片幫具體情況見表3和表4。
表3 煤壁片幫深度及高度統(tǒng)計表
表4 煤壁日片幫范圍大于10架的片幫情況統(tǒng)計表
從表3可以看出,工作面上部片幫情況明顯好于工作面中部和下部,41?!?0#支架范圍內(nèi),煤壁片幫情況最嚴重,平均片幫深度為960 mm,這是因為工作面中部頂板壓力大,煤壁塑性區(qū)大更容易片幫;從表4可以看出,在5月25日-6月12日工作面平均推進速度變?yōu)?.4 m/d后,煤壁日平均片幫深度和片幫架數(shù)明顯增大,這是因為推進速度變小后,工作面周期來壓步距變短,周期來壓次數(shù)增多,造成煤壁片幫次數(shù)及深度變大。結(jié)合周期來壓步距分析可知,工作面于5月15日、5月25日、6月8日、6月12日經(jīng)歷周期來壓期間煤壁片幫范圍都大于10架,日平均片幫深度也都大于0.6 m,明顯大于非周期來壓時期,因此可看出周期來壓對煤壁穩(wěn)定性影響較大。
整個煤巖層模型煤層和直接頂?shù)奈锢砹W參數(shù)均按礦方提供數(shù)據(jù)給定,不詳數(shù)據(jù)參考了相關(guān)同巖性試驗結(jié)果。模型四周邊界均固定水平位移,底端邊界固定垂直位移,頂端邊界施加均勻載荷,模型高度為75 m,上覆380 m巖層載荷按巖體垂直應力施加到模型頂部,模型初始位移和速度均按零計算。原始主應力方向分別與模型3個坐標軸一致,大小均相等。模型采用莫爾-庫論(Mohr-Coulomb)破壞準則,煤巖層層理使用Interface單元進行模擬。
由于運算時步的大小可以間接反映工作面推進速度的快慢,因此為研究工作面推進速度對煤壁片幫的影響,采用調(diào)節(jié)運算時步來間接反映工作面推進速度對煤壁片幫的影響。模擬運算時步分別為800步、1000步、1200步、1400步、1600步、2400步6種情況。模擬時支護強度和護幫水平推力均設(shè)置為零,采高為5.69 m,推進距離為60m。
圖1為不同運算時步下距離煤壁不同位置處煤體的水平位移,橫坐標是煤體與煤壁的距離,縱坐標為水平位移。可以看出,隨著模擬時運算時步的加大,煤體的水平位移也相繼增大。當運算時步為800步時,煤壁處水平位移為-125 mm;當運算時步為1000步時,水平位移增大到為-187 mm;當運算時步為1200步時,水平位移增大到為-200 mm;當運算時步為2400步時,水平位移增大到為-406 mm。從圖1還可以看出,距煤壁0~6 m范圍內(nèi)的煤體水平位移較大。當煤體水平位移增大,煤壁穩(wěn)定性下降,發(fā)生片幫的概率也逐漸增大。
圖1 不同運算時步下煤體最大水平位移圖
根據(jù)模型單元體的應力云情況可以得知,當模擬運算時步為800步時,煤壁附近的煤體發(fā)生了剪切破壞和拉伸破壞,剪切破壞區(qū)延伸到煤壁前方6 m,拉伸破壞和剪切破壞疊加區(qū)延伸到煤壁前方1 m;當運算時步增大到1000步時,拉伸破壞區(qū)無變化,剪切破壞區(qū)擴大,延伸到煤壁前7 m;當算時步繼續(xù)增加到1200步時,拉伸破壞區(qū)延伸到煤壁前方2 m,剪切破壞區(qū)繼續(xù)擴大,延伸到工作面前方8 m。
綜合現(xiàn)場觀測數(shù)據(jù)和數(shù)值模擬分析可知,隨著模擬運算時步的加大,煤壁附近煤體的水平位移、剪切破壞區(qū)、拉伸破壞區(qū)均會增加,導致煤體的破壞程度加大、煤體的穩(wěn)定性降低。運算時步減少間接反映為工作面推進速度的增大,所以增大推進速度能有效增加煤壁的穩(wěn)定性,降低煤壁片幫現(xiàn)象的發(fā)生。
對于大采高工作面,推進速度過慢會直接導致周期來壓步距變短、來壓次數(shù)變多、煤壁暴露時間長,而基本頂頻繁周期來壓使煤體受到?jīng)_擊次數(shù)增多,造成煤體塑性區(qū)、煤體剪切破壞區(qū)、拉伸破壞區(qū)增大,造成煤壁處煤體的穩(wěn)定性下降,致使煤壁片幫深度和片幫范圍增大,建議大采高工作面適當提高推進速度。
[1]遲克勇.松軟破碎煤層大采高綜采工作面片幫冒頂防治研究 [J].中國煤炭,2011(10)
[2]王磊,謝廣祥.綜采面推進速度對煤巖動力災害的影響研究 [J].中國礦業(yè)大學學報,2010(1)
[3]劉全明.淺埋深綜采工作面礦壓顯現(xiàn)的推進速度效應分析 [J].煤炭科學技術(shù),2010(7)
[4]馬海峰,朱修亮.綜采工作面推進速度與前方煤體應力關(guān)系研究 [J].煤炭工程,2010(2)
[5]孟古莽,賈凱軍.大采高仰采充填工作面煤壁片幫治理研究 [J].煤炭工程,2011(8)
[6]翟所業(yè).頂煤破壞與工作面推進速度研究 [D].山東科技大學,2004