李丁一,徐亚军
(1.煤炭科学研究总院 开采研究分院,北京 100013;天地科技股份有限公司 开采设计事业部,北京 100013)
受采动影响,工作面超前段巷道受力复杂,巷道围岩极易变形、破坏,若不能有效地支护,将严重影响工作面安全生产[1-2]。超前支架的使用在一定程度上解决了工作面超前巷道机械化支护难题,为工作面安全高效开采创造了条件。长期以来,国内外学者对超前支架进行了大量研究。文献[3]认为超前支架的支护强度选择要合理,超前支护作用以“护 ”为主,初撑支护强度不宜过高,力求降低支架对顶板的反复支撑破坏;文献[4]提出“低初撑、高工阻”的支护方法来减少超前支架对巷道锚杆(索)支护系统的破坏,利用“非等强支护”的方法使巷道超前液压支架与超前段巷道围岩受力变形规律相匹配,提高超前支架支护效果与适应性;文献[5-7]利用数值仿真和实验方法对超前液压支架迈步过程的动态响应特性进行研究,分析不同工况下的模态;文献[8]认为超前支架支护刚度的提高能够增强围岩抗冲击扰动的能力,刚性支护中加入阻尼耗能机制能够快速降低围岩的震动;文献[9]认为采用前拉后推式移架方式和加大推移油缸缸径的方法使超前支架带压擦顶向前移动,在一定程度上可以缓解超前支架反复支撑带来的顶板破碎难题。
不难发现,当前研究侧重于研究单个支架的受力特性。实践表明,超前支护在工作面走向方向上影响范围较大,《煤矿安全规程》规定工作面超前支护应不低于20m,因此有必要研究超前支架沿工作面走向方向的支护特性,进而揭示超前支架对巷道围岩的作用与影响。为此,本文将巷道超前液压支架组简化为弹性支座,巷道顶板简化为岩梁, 采用弹性独立支座模型分析了超前支架全长支护特性,分析不同巷道高度、支架刚度变化、采动影响与顶板下沉量的关系,研究了在超前支架支护下巷道顶板的变形特性,以期为上述问题的解决提供理论依据。
图1所示为目前常用的条梁式超前支架。由图可知,超前支护系统一般由多组支架组成,最前段的为锚固支架,锚固支架后面为超前支架,每组支架分为左右两列,沿巷道走向方向分列进行布置,左右两列顶梁底座之间设有调架机构,各组支架前后底座设有推移机构,以前后架为支点采用交替迈步的方式进行前移。液压支架工作阻力主要是立柱提供的,立柱的承载特性与弹簧有相似之处,都是线弹性元件,可将立柱简化成具有一定刚度的弹簧。若将整组中的每个立柱等效为刚度为Ki的弹性支座,若将顶板视为梁体,则超前支架组在巷道走向方向对顶板的支护,就相当于将梁体置于数个弹性独立支座上,这样便得到图2所示超前支架组弹性支座岩梁模型。
图1 超前支架示意
图2 超前支架组弹性支座岩梁模型
超前支架前方距离工作面较远,受到采动影响很小,位于原岩应力区,假定超前支架巷道顶梁刚性固定。超前支架后方岩层受超前压力影响,其支承压力峰值为KγH(K为比例系数,γ为岩石容重,H为采深),超前压力从峰值区到原岩应力区变化曲线如图2所示,其应力函数近似服从指数函数分布[10]。根据泰勒公式将其展开,同时只取常数项和第一项,从而将超前支架上方载荷简化为图3所示线性载荷。图中,Q1为超前支架前方载荷,Q2为超前支架后方载荷。
图3 假定边界条件的超前支架组弹性支座岩梁模型
如图4所示将上述超静定结构模型离散化,将每个支座间的连续梁分解为静定单跨梁,得到各个支座处的弯矩Mi和支座下沉位移Vi,由各支座处转角连续条件列方程。
图4 离散单跨梁模型
(1)
(2)
弹性独立支座的支座反力与支座处梁左右截面剪力关系为:
(3)
联立方程组(1)、(2)、(3),得出Mi和Vi,利用MATLAB程序求解并绘出巷道顶板挠度曲线、超前支架支护力曲线。
超前液压支架载荷主要来自巷道松动圈岩重以及采动压力传递过来的载荷。研究表明[11],液压支架受到的载荷可用直接顶载荷的倍数进行估算,其中工作面中部液压支架的载荷可按4~8倍采高岩柱重量进行估算。目前超前支架的载荷一般按工作面中部支架载荷的1/2进行估算,为此取上述两数值的均值的1/2作为超前支架的载荷,即按照3倍采高岩重进行计算。
基准数据如下:巷道高度4.5m,岩石容重25kN/m3,顶板弹性模量25GPa,巷道装备8台超前支架,支架立柱间隔3m。超前支架刚度分别按照下述4种方案进行计算:(1)8台支架刚度均为40MN/m;(2)8台支架刚度均为60MN/m;(3)8台支架刚度均为80MN/m;(4)超前支架刚度自最前端到最右端从40MN/m到80MN/m线性分布。按上述4种刚度计算的超前支架上方顶板挠度曲线如图5所示。图中横坐标的原点为超前支架最前端。由图可知,随着支架刚度增加,顶板下沉量相应减小,尤其在超前支架后方的工作面端头处其变形量最为明显。由于液压支架刚度与其支护强度成正相关,对比曲线(2)和(4),可以看出非等强支护可以有效地降低顶板下沉。这是由于随着超前段距离工作面的长度越来越远,其受工作面采动影响的程度越来越小,围岩应力和巷道变形也随之减小,非等强支护与巷道围岩压力相适应,避免了等强支护方式造成的过度支护或欠支护,减少了反复高强支撑扰动对巷道顶板造成破坏。
图5 支架刚度对顶板挠度的影响
巷道高度分别取3,4,5,6m,支架刚度均为60MN/m,其他条件不变,巷道顶板挠度变化曲线如图6所示。由图可知,随着巷道高度的增加,顶板下沉量相应增大,尤其在超前支架末端的工作面端头处其下沉量最为明显。
图6 巷道高度对顶板挠度的影响
巷道顶板弹性模量分别取10,20,30GPa,巷道高度4.5m,其他条件不变,顶板挠度曲线如图7所示。由图可知,随着顶板弹性模量的减小,顶板挠度随之增大。
图7 巷道顶板刚度对顶板挠度的影响
支架立柱间隔取3,4,6m,弹性模量取25GPa,其他条件不变,巷道顶板挠度曲线如图8所示。不难发现,同等条件下,支架立柱布置越密集越能有效控制顶板下沉。
图8 支护密度对顶板挠度的影响
巷道顶板悬顶长度分别取3,5,7,9m,支架立柱间隔取3m,其他条件不变,巷道顶板挠度变化曲线如图9所示。由图可知,巷道顶板挠度随悬顶长度增加而增大。
图9 顶板悬空长度对顶板挠度的影响
(1)支架刚度越小、巷道高度越大、顶板弹性模量越小、支护密度越小,巷道顶板变形量越大。
(2)沿工作面走向方向,从工作面超前段到端头处,超前支架上方巷道顶板下沉量近似线性变化,越近采空区变形量越大。
(3)非等强支护能够使超前支护系统与巷道矿压规律相适应,避免了等强支护方式造成的过度
支护或欠支护,同时减少了反复高强支撑对巷道顶板造成的破坏,增强了超前支护效果,有效地保护巷道顶板。
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