劉鎮(zhèn)書,韋四江,陳可夯,鄭興旺,陳 旭
(1.鶴壁煤業(yè)集團(tuán)有限責(zé)任公司,河南 鶴壁 458000;2.河南理工大學(xué) 能源科學(xué)與工程學(xué)院,河南 焦作 454003)
鶴壁礦區(qū)煤層厚度和煤層強(qiáng)度變化較大,呈現(xiàn)北部強(qiáng)度大、厚度小,南部厚度大、強(qiáng)度低的特點(diǎn)[1]。礦區(qū)地應(yīng)力以水平應(yīng)力為主,鉛直應(yīng)力基本為上覆巖層自重,并且地應(yīng)力受構(gòu)造形跡及其歷史的影響較大。構(gòu)造應(yīng)力與回采巷道的夾角一般大于25°~30°,這是鶴壁礦區(qū)深部回采巷道難以維護(hù)的原因[2-3]。王博等[4]針對(duì)石炭井二礦21053開切眼全煤綜放回采巷道,提出了動(dòng)態(tài)耦合設(shè)計(jì)方法,對(duì)支護(hù)參數(shù)進(jìn)行了優(yōu)化;鐘濤平等[5]采用數(shù)值模擬方法研究了近直立特厚煤層開采條件下,隨留煤皮厚度不同時(shí)的巷道變形破壞特征。王紅衛(wèi)等[6]采用錨桿(索)—礦工鋼棚協(xié)同作用原理,即主被動(dòng)支護(hù)方法對(duì)“三軟”厚煤層綜放大斷面開切眼進(jìn)行了支護(hù)設(shè)計(jì)。Cui Jianfeng等[7]認(rèn)為復(fù)合頂板條件下,圍巖控制應(yīng)將頂板、巷幫和底板視為一體,桁架錨索是控制巷道圍巖變形的有效方法。于斌等[8]提出了特厚煤層綜放工作面頂板水力壓裂技術(shù),處理后的臨空巷道頂板壓力減弱效果明顯,較好地控制了堅(jiān)硬頂板??导t普等[9-10]針對(duì)同煤集團(tuán)下屬的塔山、麻家梁煤礦展開高預(yù)應(yīng)力錨固工業(yè)試驗(yàn),結(jié)果表明高預(yù)應(yīng)力錨固技術(shù)能夠有效控制破碎圍巖大巷、多次動(dòng)壓影響巷道、強(qiáng)烈動(dòng)壓影響大斷面煤巷的變形。針對(duì)華晉王家?guī)X煤礦大斷面強(qiáng)采動(dòng)綜放煤巷,張廣超等[11]深入討論了綜放沿空巷道頂板不對(duì)稱變形破壞特征及主控因素,提出了桁架錨索支護(hù)技術(shù)。在分析大斷面軟弱綜放回采巷道不協(xié)調(diào)變形失穩(wěn)機(jī)理的基礎(chǔ)上,左建平等[12]提出了全空間桁架錨索協(xié)同支護(hù)方案。郭子強(qiáng)等[13]針對(duì)某礦煤層巷道錨固支護(hù)特征,用有限差分方法進(jìn)行了數(shù)值模擬研究。FLAC3D[14-15]、UDEC等[16]數(shù)值分析軟件被廣泛應(yīng)用到巷道圍巖的穩(wěn)定性研究中。
上述研究成果,從支護(hù)材料、支護(hù)方法和支護(hù)理念等方面對(duì)不同類型的綜放全煤巷道圍巖控制進(jìn)行了闡述。但由于煤礦工程地質(zhì)條件千差萬別,本文結(jié)合鶴煤礦區(qū)的工程地質(zhì)條件,采用正交數(shù)值模擬方法研究埋深、支承壓力系數(shù)、頂煤厚度、錨索布置和煤層強(qiáng)度5個(gè)因素對(duì)巷道斷面收縮率的影響,提出了礦區(qū)綜放煤巷的圍巖控制方法。
鶴壁礦區(qū)回采巷道層位受回采工藝的影響,如早在2003年推廣錨桿支護(hù)時(shí),一般為頂分層沿頂掘進(jìn)巷道,下分層一般采用型鋼支護(hù)形式;根據(jù)回采巷道與采空區(qū)的相對(duì)位置關(guān)系,可分為實(shí)體煤巷道、煤柱—煤體巷道,其支護(hù)形式種類較多,包括錨網(wǎng)索支護(hù)、型鋼支護(hù)和聯(lián)合支護(hù)等。
鶴壁礦區(qū)目前采深700~800 m,自推廣綜放回采工藝以來,沿底板布置的巷道一般采用被動(dòng)支架支護(hù),如工字鋼、U型鋼、鋼管混凝土等[18-19]。U型鋼一般采用3~4節(jié)拱形可縮性直腿支架,凈斷面積不少于14 m2;淺部29U型鋼,深部為36U型鋼,間距600~700 mm,破碎帶和軟弱帶550~600 mm,月進(jìn)尺100 m以上。U型鋼支架具有支護(hù)強(qiáng)度大、適應(yīng)性廣、可重復(fù)使用和安全系數(shù)高的優(yōu)點(diǎn)。但是,隨著采深增加或強(qiáng)采動(dòng)影響,U型鋼支護(hù)存在返修率高、工人勞動(dòng)強(qiáng)度大、超前替棚等缺點(diǎn)。如鶴煤公司3204工作面風(fēng)巷內(nèi)段采用U型鋼支架支護(hù),支架破壞以滑移、搭接段和正常段彎曲和折斷為主,形狀呈尖頂狀。煤體風(fēng)化、漏冒嚴(yán)重;寬度由5.4 m收縮到4.3 m左右,高度由3.4 m收縮至2.8 m左右,巷道斷面收縮率達(dá)50%。U型鋼支架變形破壞如圖1所示。
圖1 U型鋼支架變形破壞
早期錨網(wǎng)索支護(hù)以沿頂掘進(jìn)煤巷為主,綜放回采沿底掘進(jìn)巷道支護(hù)以U型鋼支架為主。當(dāng)時(shí)埋深淺,采掘系統(tǒng)簡單,能夠滿足需要。隨著開采強(qiáng)度增加,采掘深度日趨加大,采掘系統(tǒng)日趨復(fù)雜,原巖應(yīng)力和支承壓力較高;給深部回采巷道圍巖控制造成很大的困難。
隨著支護(hù)技術(shù)的進(jìn)步,高強(qiáng)度、高剛度、高預(yù)緊力的強(qiáng)力支護(hù)技術(shù)應(yīng)為鶴壁礦區(qū)全煤回采巷道圍巖控制的首選。
因此,為減輕工人勞動(dòng)強(qiáng)度、提升礦井高產(chǎn)高效水平,依托當(dāng)前的錨網(wǎng)索支護(hù)材料和施工工藝,根據(jù)鶴壁礦區(qū)煤層賦存條件,亟須開展鶴壁礦區(qū)錨桿支護(hù)參數(shù)和工藝優(yōu)化方面的研究。
根據(jù)正交模擬的要求選取相應(yīng)的因素和水平。巷道埋深分別為600、700、800、900 m;支承壓力集中系數(shù)分別為1.0、1.5、2.0和2.5;頂煤厚度分別為1、2、3、4 m;錨索布置分別為1、2、3、4根;煤層單軸抗壓強(qiáng)度分別為2、3、4、6 MPa,對(duì)應(yīng)的變形、強(qiáng)度參數(shù)和節(jié)理面參數(shù)見表1。所采用的模擬軟件為UDEC,該軟件能夠較好地模擬開挖、支護(hù)。
表1 巖體及結(jié)構(gòu)面參數(shù)
選用矩形巷道斷面,取巷寬5.0 m,巷高3.2 m,巷道斷面16 m2,與鶴壁礦區(qū)采用的斷面相吻合。模型左右邊界固定約束,上邊界施加鉛直應(yīng)力σv,施加的應(yīng)力水平見表1;底邊界固定,巷道軸向固定約束。根據(jù)選取的因素和水平,選取4水平5因素,L16(54)正交表,見表2。
表2 正交模擬方案及極差分析
各個(gè)方案的塑性區(qū)如圖2所示。從圖2可以看出,不同圍巖、不同應(yīng)力邊界條件下,巷道圍巖的變形有很大的差異;這與巷道埋深、支承壓力系數(shù)、頂煤厚度及錨索數(shù)目、圍巖力學(xué)性質(zhì)等有直接的關(guān)系,巷道圍巖塑性區(qū)受到上述因素和不同水平的影響。頂板塑性區(qū)受煤層厚度和巖性的影響較大,即煤層強(qiáng)度越低,錨索根數(shù)少,塑性范圍越大,因此,對(duì)厚煤層松軟條件下的頂板條件,應(yīng)增加錨桿數(shù)量。隨著支承壓力系數(shù)的增大,兩幫塑性區(qū)由“V”形向條形過渡,如方案8、12和方案16,其支承壓力系數(shù)分別為2.0、2.5和3.0。以巷道斷面收縮率目標(biāo)值,進(jìn)行極差分析(R),過程如下。
圖2 巷道變形及塑性區(qū)
(1)將16個(gè)試驗(yàn)結(jié)果,填在表2的試驗(yàn)指標(biāo)欄內(nèi)。16個(gè)試驗(yàn)的指標(biāo)總和為247.34。第16號(hào)試驗(yàn)的巷道收斂指數(shù)最大,埋深900 m,支承壓力集中系數(shù)3.0,錨索2根,頂煤厚度1 m,煤層強(qiáng)度2 MPa,即A4B4C1D3E2。
(2)計(jì)算各列的Ki、ki和Ri,填在表2的有關(guān)欄內(nèi),并檢查計(jì)算結(jié)果。
(3)對(duì)各個(gè)因素作用下的極差進(jìn)行比較,極差的大小反映了因素變化時(shí)試驗(yàn)指標(biāo)的變化幅度。因此,因素的極差越大,就是該因素的影響越大,對(duì)收斂指數(shù)的影響越大。這樣,就可以由R的大小把各因素的主次關(guān)系,由主到次:B→A→C→D→E。
(4)從表2可知,5個(gè)因素中,對(duì)巷道斷面收斂率影響最大的因素和水平依次為:埋深(水平4,900 m)→支承壓力集中系數(shù)(4,3.0)→錨索布置(3,3根)→頂煤厚度(4,1 m)→煤層強(qiáng)度(2,2 MPa)。
根據(jù)以上的分析結(jié)果,可以看出:應(yīng)力對(duì)巷道斷面影響最為明顯,其次為錨索和煤層參數(shù)。
以巷道斷面收縮率為目標(biāo)函數(shù),以埋深、支承壓力、頂煤厚度、錨索根數(shù)和煤體強(qiáng)度為自變量,采用多項(xiàng)式二次回歸方法,擬合出二次方程:
(1)
式中,Y為巷道斷面收斂系數(shù);X1為埋深;X2為支承壓力系數(shù);X3為頂煤厚度;X4為錨索根數(shù);X5為煤體強(qiáng)度。
結(jié)合鶴煤公司九礦3204孤島工作面的工程地質(zhì)條件,5個(gè)因素中,僅變化其中一個(gè)因素,可得隨著各參量的變化巷道圍巖的收斂規(guī)律,如圖3所示。
圖3 巷道收斂變形隨各因素變化的規(guī)律
當(dāng)巷道埋深從450 m增加到1 050 m時(shí),巷道斷面收斂系數(shù)從10.20%逐漸增加到38.33%,呈現(xiàn)線性增加的規(guī)律。
隨著支承壓力集中系數(shù)K逐漸增加,巷道斷面收斂系數(shù)增加較為明顯,δ從K=1.0時(shí)的18.50%增加到K=3.6時(shí)的33.58%;其影響規(guī)律與巷道埋深類似。
當(dāng)頂煤厚度從1.0 m增加到3.6 m時(shí),巷道斷面收斂量先增加后減小,臨界值為2.4 m左右,這符合錨桿—錨索協(xié)同支護(hù)的規(guī)律。頂煤厚度增加,在錨桿、錨索作用下所形成的錨固梁厚度較大,下沉量亦減小。但整體上看,頂煤厚度對(duì)斷面收斂的影響大致在25%左右浮動(dòng),變化量不大。
當(dāng)煤層強(qiáng)度從1.0 MPa增加到6.0 MPa時(shí),巷道斷面收斂值逐漸減小,但再增加強(qiáng)度時(shí),對(duì)斷面收斂值影響不明顯。
巷道錨索變化時(shí),巷道收斂量呈現(xiàn)先增加后減小的趨勢(shì),臨界值為N=4根錨索。
因此,針對(duì)鶴壁礦區(qū)條件下,在支承壓力集中系數(shù)K=3.5時(shí),應(yīng)保證巷道頂板至少有4根錨索才能保證其斷面收斂量控制在30%左右。
鶴煤公司九礦3204工作面巷道,其埋深為760 m,支承壓力系數(shù)1.5~3.5;錨索根數(shù)3根或4根,煤體強(qiáng)度3.8 MPa,頂煤厚度為1.64 m,計(jì)算可得巷道圍巖收斂率系數(shù)為11.99%~28.42%。
鶴煤公司九礦3204孤島工作面巷道為沿空掘巷布置,小煤柱寬度為3 m左右,掘進(jìn)期間,在支承壓力作用下,即發(fā)生了較大的變形,“網(wǎng)兜”現(xiàn)象比較常見,偶發(fā)錨桿和錨索斷裂;托頂煤厚度為2.0 m左右時(shí),鋼帶被錨桿撕裂現(xiàn)象較為常見,巷道成型較差,頂板下沉加劇,安全隱患大。為此,除了加強(qiáng)錨網(wǎng)索支護(hù)質(zhì)量管理外,及時(shí)調(diào)整支護(hù)參數(shù),錨索排距縮減為700 mm,改為“4-3-4”布置,局部地段采用組合式液壓抬棚及單體液壓支柱進(jìn)行貼幫支護(hù)。采用新的支護(hù)參數(shù)后,工作面回采期間,巷道面貌大為改觀,只有局部地段進(jìn)行了返修,滿足了回采工作面正常推進(jìn)的需要。礦壓觀測數(shù)據(jù)如圖4所示。
圖4 圍巖變形量
調(diào)研了鶴煤公司厚煤層回采巷道圍巖控制情況,發(fā)現(xiàn)被動(dòng)U型鋼支護(hù)和常規(guī)的錨桿索支護(hù)存在巷道變形量大、返修率高的情況。采用正交數(shù)值分析方法,對(duì)影響巷道圍巖變形的因素進(jìn)行了分析,并進(jìn)行了工業(yè)性試驗(yàn)。
(1)采用單一的U型鋼支架,已無法滿足鶴壁礦區(qū)深部回采巷道圍巖控制的需要,存在巷道變形量大、返修率高、工人勞動(dòng)強(qiáng)度大和成本高等缺點(diǎn)。隨著支護(hù)技術(shù)的進(jìn)步,高強(qiáng)度、高剛度、高預(yù)緊力的強(qiáng)力支護(hù)技術(shù)應(yīng)為鶴壁礦區(qū)全煤回采巷道圍巖控制的首選。
(2)采用正交數(shù)值方法對(duì)鶴壁礦區(qū)主采的全煤回采巷道的支護(hù)參數(shù)進(jìn)行了模擬分析。對(duì)巷道斷面收斂影響由大到小的順序:埋深→支承壓力集中系數(shù)→錨索布置→頂煤厚度→煤層強(qiáng)度。
(3)采用多元回歸分析方法,擬合了巷道斷面收斂系數(shù)與埋深H、支承壓力系數(shù)K、錨索根數(shù)N、煤體強(qiáng)度σ、頂煤厚度h的關(guān)系式;結(jié)合鶴煤公司九礦3204工作面巷道的工程地質(zhì)條件,當(dāng)支承壓力系數(shù)由1.5增加到3.5時(shí),所對(duì)應(yīng)的圍巖收斂系數(shù)從11.99%增加到28.42%。