确定支架合理支护强度的数值模拟方法

李春睿

(1.天地科技股份有限公司开采设计事业部,北京市朝阳区,100013;2.煤炭科学研究总院岩石力学与支护专业委员会,北京市朝阳区,100013)

确定支架合理支护强度的数值模拟方法

李春睿1,2

(1.天地科技股份有限公司开采设计事业部,北京市朝阳区,100013;2.煤炭科学研究总院岩石力学与支护专业委员会,北京市朝阳区,100013)

以支架和围岩的相互作用关系为理论依据,利用FLAC3D数值模拟软件对液压支架合理支护强度的确定方法进行了研究,提出了两种方法来确定液压支架的支护强度,一种是以工作面控顶区岩(煤)体的下沉量来判断支架的合理支护强度,另一种是以顶板(煤)对支架的直接作用力来判断合理的支护强度,并结合现场应用实例说明了两种方法的合理性。

液压支架 支护强度 数值模拟 控顶区域

目前,对于确定液压支架合理工作阻力的方法主要有基于岩重估算的倍重系数法、基于大量实测结论的统计类比法、基于顶煤体损伤力学的解析模型法和基于顶板分类的岩层结构法等。近年来,随着计算机硬件及软件技术的发展,基于计算机仿真技术的数值模拟法在解决采矿工程的问题中得到了广泛的应用,然而在确定液压支架的合理支护强度时,数值模拟过程中参数的选择、模拟方案的确定与结论密切相关。

2 数值模拟方法确定工作阻力

2.1 利用控顶区岩体的下沉量来判断

图1 理想结构模型

利用控顶区煤(岩)体的下沉量来判断合理的支护强度,即控顶区下沉法。理想结构模型见图1。在煤层开采时,分别对工作面控顶区域上方的煤(岩)体施加不同支护强度载荷(一般从0～2.0 MPa),并监测不同载荷时A、B、C、D、E 5个点处顶板(煤)的位移情况。为了避免连续介质方法造成的边界效应影响,删除掉采空区后方已破坏的煤岩体区域。

图2 数值模拟模型

为了更详尽地说明该方法,以某矿工作面煤岩体的物理力学参数为依据建立模型,某一时态围岩的垂直应力云图见图2,考虑到支架的控顶区域在5 m左右,因此分别监测了距离工作面煤壁1 m、2 m、3 m、4 m、5 m处顶板的A、B、C、D、E 5个点,图2中的箭头为某时刻顶板的下沉位移矢量。

结合该矿区已有回采面的支护强度范围,此次模拟的支护强度q分别取0 MPa、0.2 MPa、0.4 MPa、0.6 MPa、0.8 MPa、1.0 MPa、1.2 MPa、1.4 MPa和1.6 MPa,获得前述5个点处的顶板下沉量数据,不同支护强度作用下的顶板下沉量见表1,并分析了顶板下沉量与支架支护强度之间的关系曲线,见图3。

图3 控顶区域的顶板下沉量与支架支护强度关系曲线

表1 不同支护强度作用下的顶板下沉量

数值模拟表明,随着支护强度的增大,顶板下沉位移量逐渐减小,当支护强度大于1.2 MPa后,E点处岩体甚至向上移动。进一步分析可以得知,当支架支护强度大于0.6 MPa时,顶板位移量随支架强度增加已不再发生明显的变化,即当支架支护强度大于0.6 MPa时,能够很好地控制该顶板,因此该工作面最后确定的合理支护强度为0.6 MPa。

2.2 利用支架顶梁的受力情况来判断

利用支架顶梁的受力情况来判断合理的支护强度,即支架顶梁受力法。需要建立液压支架的数值模型,某四柱式液压支架模型见图4。在建立该数值模型时,煤岩层采用应变软化模型(Strain-Hardenging/Softening Model),而支架部分采用了各向同性的弹性模型(Elastic Isotropic Model),这样可以避免计算过程中支架被压坏,计算时分别对液压支架顶梁处A、B、C、D、E 5个点的受力情况进行监测,根据监测得到的顶梁受力变化情况来判断液压支架的合理工作阻力。

同样以某矿工作面煤岩体的物理力学参数为依据建立模型,某一时态围岩的垂直应力云图见图5,图5中的曲线为计算过程中支架顶梁的受力变化曲线,由于5个点处的曲线重合,因此可以判断支架顶梁承受着均布的荷载。从顶梁的应力变化曲线中可见,随着计算时步的增加,该工作面液压支架的顶梁受力状态是逐渐增加的过程,直至增加到0.78 MPa时保持平稳状态,据此,液压支架选型时支护强度取0.8 MPa左右的结论。

图4 某四柱式液压支架理想结构模型

图5 某一时态围岩的垂直应力数值模拟模型

根据配套尺寸、支架顶梁长度、空顶距算出支架工作阻力:

式中:P——支架工作阻力,kN;

q——支架的支护强度,取0.8 MPa;

LK——空顶距,取0.36 m;

LD——顶梁长度,取4.53 m;

B——支架宽度,取1.5 m。

根据上面分析结果,P=5868 kN。作为4柱液压支架,每个立柱额定阻力为1467 kN。因此安全阀开启压力为35.32 MPa。

图6 运算10000时步液压支架立柱受力情况

为了进一步分析上述由顶梁间接得到的支护阻力是否准确,又监测了液压支架立柱上所受到的压力变化情况,运算10000时步液压支架立柱受力情况见图6,从图6曲线可见,立柱所受压力由0 MPa逐渐增加,当增加至36 MPa时,立柱所受力已达最大值,此后继续运算发现,由于上覆岩体断裂的影响,液压支架立柱所承受的压力有所波动,但最大值仍然没有超过36 MPa,说明安全阀开启压力为35.32 MPa基本能够满足要求。

3 现场应用实例与验证

3.1 控顶区下沉法的应用与验证

水帘洞煤矿煤层平均埋深370 m,煤层平均厚度为12.2 m,煤层倾角为5～6°,煤层的硬度系数f为3.02;直接顶厚度为3.51 m,f为4.03;老顶厚度为7.9 m,f为5.6。根据煤岩层物理力学条件,建立数值模型并应用控顶区下沉法进行了数值模拟,得到综放支架支护强度为0.9 MPa。根据支护强度(q)、支架控顶长度(LK)、端面距(LD)和支架宽度(B)计算得出支架工作阻力为6377 kN,选用ZF6400/17/32型低位放顶煤液压支架。

在现场对水帘洞矿ZF2801工作面进行了矿压观测,观测了初期来压和6个周期来压。初次来压时最大工作阻力为6586.8 kN,时间加权平均工作阻力为3927.6 kN;周期来压时最大工作阻力为5940.4 kN,时间加权平均工作阻力为3424.6 kN;从监测结果及现场应用情况可以看出支架工作阻力选择得比较合适,能够很好地适应工作面的正常生产。

3.2 支架顶梁受力法的应用与验证

照金煤矿煤层平均埋深350 m,煤层平均厚度为9 m,采煤机割煤高度2.6 m,放煤高度6.4 m,煤的硬度系数f为2.5。直接顶一般厚3 m,粉细砂岩,局部为泥岩,属不坚实至中等坚实顶板。基本顶为5.03～19.81 m的粗砂岩,较为坚硬。根据煤岩层物理力学条件,建立数值模型并应用支架顶梁受力法进行了数值模拟,得到综放支架支护强度为0.8 MPa左右。该煤层选择5868 kN的四柱式放顶煤液压支架,安全阀开启压力35.32 MPa,能够满足顶板要求。

工业试验阶段,对照金矿101综放工作面进行了矿压观测,观测初期来压和3个周期来压。最大工作阻力为5142 kN(0.781 MPa),时间加权平均工作阻力为3597 kN(0.735 MPa)。通过模拟可知,与数值模拟结论的比值分别为87.62%、61.29%。根据现场反馈的情况,在该工作面开始使用的ZF5200/18/28型号支架的工作阻力略有偏小,来压期间安全阀开启频繁,可见,此次选择的5868 kN的液压支架较为合理,能够满足安全生产要求。

4 结语

控顶区下沉法是主动向顶板(煤)施加作用力,观测顶板(煤)的下沉量,当所施加的作用力能够使顶板(煤)控制在一定范围内时,则所施加的力为合理的支护强度;支架顶梁受力法是建立了支架模型,由支架被动地承受顶板(煤)的作用力,当支架的顶梁所承受的力达到平稳时,此时的压力值视为合理的支护强度。

如果侧重于研究支架初撑力的变化对顶板(煤)的破坏作用效果、分析顶板(煤)的下沉量,选择控顶区下沉法会更好一些;如果侧重于研究支架立柱的受力状态、支架与围岩的整体性受力关系、研究架前空顶距与片帮的关系,可选择支架顶梁受力法。

[1] 史元伟.液压支架初撑力及工作阻力的确定[J].煤炭学报,1985(3)

[2] 史元伟.综放工作面围岩动态及液压支架载荷力学模型[J].煤炭学报,1997(3)

[3] 于海勇,吴凤东,孟金锁等.放顶煤工作面支架受力特征及分析[J].煤炭学报,1995(5)

[4] 范韶刚,闫少宏,毛德兵,富强.确定综放支架支护强度的统计类比法[J].矿山压力与顶板管理,2000(4)

[5] 闫少宏.放顶煤开采支架工作阻力的确定[J].煤炭学报,1997(1)

[6] 闫少宏.放顶煤开采顶煤与顶板活动规律研究[D].北京:中国矿业大学(北京),1995

[7] 康立军.长壁综放开采支架与顶煤相互作用关系研究[D].北京:煤炭科学研究总院,2000

[8] Ian Farmer.Coal Mine Structure[M].Chapman and Hall.Ltd.,1985

[9] 毛德兵,王延峰.数值模拟方法确定综放工作面支架阻力[J].煤矿开采,2005(2)

[10] 王永秀.综放开采中顶煤对支架合理支护强度影响的数值分析[J].煤炭学报,2006(2)

Numerical simulation to determine rational supporting strength of roof supports

Li Chunrui1,2
(1.Coal Mining&Designing Branch,Tiandi Coal Co.,Ltd,Chaoyang,Beijing 100013,China;2.Rock Mechanics and Support Professional Committee,Coal Research Institute Chaoyang,Beijing 100013,China)

Research is conducted by taking the interaction between roof supports and the wall rock as the theoretical basis and using the FLAC3D to determine the rational supporting strength of hydraulic roof supports,which results in two methods-one using the level of subsidence of rock(or coal)mass in the roof control zone at the coalface and the other using the direct force of roof on the supports for determining the rational supporting strength.The rationality of the two methods is demonstrated in field application.

hydraulic roof support,supporting strength,numerical simulation,roof control zone

TD355.41

A

＊“十一五”国家科技支撑计划重点项目课题(2008BAB36B01)

李春睿(1980-),男,汉,吉林九台人,博士。2003年毕业于辽宁工程技术大学,现就职于天地公司开采设计事业部工作。

(责任编辑 张艳华)