王宜清,馬守龍,姚強(qiáng)嶺,范鈺鑫,劉志超
(1.棗莊礦業(yè)(集團(tuán))有限責(zé)任公司 七五煤礦,山東 微山 277500;2.中煤新集能源股份有限公司,安徽 淮南 232001;3.中國(guó)礦業(yè)大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院,江蘇 徐州 221116)
《煤礦安全規(guī)程》第九十七條規(guī)定采煤工作面所有安全出口與巷道連接處超前壓力影響范圍內(nèi)必須加強(qiáng)支護(hù)[1]。當(dāng)前我國(guó)采煤工作面超前支護(hù)主要采用單體液壓支柱和超前液壓支架,且已在各煤礦不同開采技術(shù)條件下得到了廣泛推廣應(yīng)用。但是,單體液壓支柱被動(dòng)式超前支護(hù)形式存在工人勞動(dòng)強(qiáng)度大、反復(fù)支撐進(jìn)而破壞頂板及其錨固結(jié)構(gòu)等不足[2-4];同時(shí),工作面兩巷超前段以“單體液壓支柱/超前液壓支架”為主的支護(hù)形式與工作面自動(dòng)化、智能化發(fā)展趨勢(shì)不相匹配[5-7]。因此,當(dāng)前問題是改變回采巷道超前支護(hù)方式,并研發(fā)與工作面智能化開采相適應(yīng)的超前段支護(hù)成套技術(shù)[8-10]。
姚強(qiáng)嶺等[11]在研究工作面超前段變形特征基礎(chǔ)上,國(guó)內(nèi)首次提出了煤礦長(zhǎng)壁采煤主動(dòng)式超前支護(hù)關(guān)鍵技術(shù),并在中西部礦井得到推廣應(yīng)用,涉及薄煤層、厚煤層、沿空留巷、沿空掘巷等生產(chǎn)地質(zhì)條件,實(shí)現(xiàn)了超前支護(hù)段無人化;史節(jié)濤等[12]針對(duì)注漿錨索進(jìn)行了預(yù)應(yīng)力錨索全長(zhǎng)錨固注漿技術(shù)研究及改造升級(jí),建立了端錨階段載荷傳遞力學(xué)模型和全錨階段圍巖軸向力學(xué)模型,研究了錨索軸向附加應(yīng)力與抗剪性能變化特征,結(jié)果表明全長(zhǎng)注漿錨固技術(shù)能夠有效增強(qiáng)支護(hù)穩(wěn)定性;李桂臣等[13]利用Kelvin問題推導(dǎo)錨索與孔壁間剪切應(yīng)力分布解析式,確定了錨索束最佳錨固長(zhǎng)度,并通過工業(yè)性試驗(yàn)實(shí)現(xiàn)了巷道圍巖穩(wěn)定控制;劉琦[14]基于厚硬頂板回采巷道超前錨索協(xié)同支護(hù)提出了補(bǔ)強(qiáng)錨索協(xié)同支護(hù)方案,通過工業(yè)性試驗(yàn)驗(yàn)證了補(bǔ)強(qiáng)錨索協(xié)同支護(hù)代替被動(dòng)式超前支護(hù)的可行性。以上學(xué)者對(duì)替代被動(dòng)式超前支護(hù)的研究,說明了主動(dòng)式超前支護(hù)的可行性。本文針對(duì)七五煤礦3上217運(yùn)輸巷地質(zhì)和生產(chǎn)條件,提出了分區(qū)域主動(dòng)式超前支護(hù)技術(shù)方案,并進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用,結(jié)果表明,該主動(dòng)式超前支護(hù)技術(shù)方案簡(jiǎn)化了超前支護(hù)施工工藝,提高了工作面開采效率,有效地緩解了接續(xù)緊張,保證了巷道安全,可為相似地質(zhì)條件下主動(dòng)式超前支護(hù)技術(shù)體系的設(shè)計(jì)與應(yīng)用提供參考。
七五煤礦3上217工作面主采3上煤層,井下位于南二采區(qū)東翼,平均厚度為4.2m,平均傾角10°。工作面空間位置如圖1所示,3上217工作面覆巖參數(shù)見表1。為了更清楚了解3上煤層圍巖裂隙發(fā)育情況,布置5個(gè)測(cè)站,采用鉆孔成像儀觀察頂板及兩幫鉆孔壁上結(jié)構(gòu)面和裂隙的分布情況[15],觀測(cè)結(jié)果見表2??傮w評(píng)價(jià)結(jié)果為:當(dāng)前支護(hù)及3上217工作面未采動(dòng)前,巷道頂板完整性好;離層及破碎帶多位于0.50m以內(nèi),裂隙發(fā)育帶多位于3.50m以內(nèi),依據(jù)圍巖松動(dòng)圈理論,當(dāng)前巷道支護(hù)條件下圍巖屬Ⅱ類中松動(dòng)圈。
表1 3上217工作面覆巖參數(shù)
表2 原支護(hù)下圍巖裂隙發(fā)育情況
我國(guó)煤礦回采巷道超前支護(hù)長(zhǎng)期采用單體液壓支柱或液壓支架支護(hù),該支護(hù)形式勞動(dòng)強(qiáng)度大、安全性低,與工作面自動(dòng)化、智能化發(fā)展趨勢(shì)不相匹配[16,17]。為改善超前支護(hù)安全性并滿足智能化發(fā)展新形勢(shì),根據(jù)七五煤礦3上217工作面運(yùn)輸巷工程地質(zhì)條件,設(shè)計(jì)“分區(qū)域差異化”主動(dòng)式超前支護(hù)方式,在開展應(yīng)用前需做以下準(zhǔn)備工作與研究:①針對(duì)3上煤層圍巖裂隙觀測(cè)評(píng)估;②超前支承壓力計(jì)算;③根據(jù)超前支承壓力計(jì)算結(jié)果以及圍巖裂隙評(píng)估結(jié)果設(shè)計(jì)3上217運(yùn)輸巷分區(qū)域注漿錨索主動(dòng)式超前支護(hù)技術(shù)方案并進(jìn)行理論校核;④設(shè)計(jì)支護(hù)效果監(jiān)測(cè)方案,及時(shí)跟進(jìn)并反饋支護(hù)效果。
根據(jù)姚強(qiáng)嶺教授建立的巷道圍巖變形預(yù)計(jì)模型可知[11],在不考慮人工支護(hù)的情況下,開切眼處圍巖受力狀態(tài)基本對(duì)稱于開切眼導(dǎo)硐中心線,綜合考量,對(duì)力學(xué)模型進(jìn)行簡(jiǎn)化,沿巷道中心線劃分d1=d3,如圖2所示。
需特別指出:由于開切眼周圍部分煤體已經(jīng)屈服,應(yīng)為塑性力學(xué)問題,通過降低煤體及圍巖的彈性模量,將其轉(zhuǎn)化為彈性力學(xué)問題,進(jìn)行近似求解。認(rèn)為工作面幫上邊界為施加給定變形的邊界,下邊界及左邊界可視為固定邊界,則工作面幫支撐力R1為:
同上,認(rèn)為煤柱側(cè)上邊界為施加給定變形的邊界,與此同時(shí)將煤柱的下邊界與左邊界在力學(xué)模型中認(rèn)定為固定邊界;近似求解,煤柱側(cè)支撐力R2為:
3上217運(yùn)輸巷直接頂是平均厚度為1.3m的泥巖,基本頂是平均厚度為3.4m的細(xì)粒砂巖。認(rèn)為巷道所受載荷為其上頂板自重,可得:
式中,q為3上217運(yùn)輸巷所受均布載荷,kN;k為采動(dòng)影響系數(shù),取5~10;H為開采高度,取H=4.2m;g為重力加速度,取9.8N/kg;H1為直接頂泥巖厚度,取H1=1.3m;H2為基本頂砂質(zhì)泥巖厚度,取H2=3.4m;ρ1為直接頂泥巖容重,取ρ1=2330kg/m3;ρ2為基本頂砂質(zhì)泥巖容重,取2550kg/m3。
則超前支承壓力為:
QY=q×(s+a+z)=11.64×103kN
(4)
式中,a為巷道寬度,m。
依據(jù)此區(qū)域圍巖裂隙發(fā)育特征觀測(cè)結(jié)果和工程地質(zhì)賦存特征,提出了分區(qū)域遞減型超前支護(hù)技術(shù),由五個(gè)測(cè)站將試驗(yàn)段將巷道支護(hù)階段劃分為四部分,具體支護(hù)參數(shù)見表3。
表3 3上217工作面運(yùn)輸巷現(xiàn)支護(hù)參數(shù)
依據(jù)工程地質(zhì)條件和支護(hù)參數(shù),確定錨桿(索)、單體液壓支架的支護(hù)密度及拉斷載荷F或工作阻力,確定之后支護(hù)強(qiáng)度P:
式中,F(xiàn)為極限工作阻力,錨索拉斷載荷取530kN,錨桿拉斷載荷取180kN,單體液壓支柱支撐力取280kN,注漿錨索拉斷載荷取530kN;a為巷道寬度,m;b為巷道高度,m;c為錨桿(索)、單體液壓支架排距,m;n為每排錨桿(索)、單體液壓支架數(shù)量,根。
Q=Pm
(6)
式中,Q為支護(hù)設(shè)施支承力,kN;m為單位長(zhǎng)度巷道內(nèi)支護(hù)設(shè)施數(shù)量,根。
根據(jù)式(6)計(jì)算巷道各支護(hù)工具提供支護(hù)阻力,總支護(hù)阻力為:
QZ=QS+QG+QZS+QD+R1+R2
(7)
式中,QZ為總支護(hù)阻力,kN;QS為錨索提供支護(hù)阻力,kN;QZS為注漿錨索提供支護(hù)阻力,kN;QG為錨桿提供支護(hù)阻力,kN;QD為單體液壓支柱提供支護(hù)阻力,kN;R1、R2分別為兩幫提供支撐力,kN。
由式(5)、式(6)計(jì)算各支護(hù)設(shè)備提供支護(hù)阻力,由式(7)得巷道總支護(hù)阻力,支護(hù)強(qiáng)度驗(yàn)證如下:
1)階段Ⅰ超前支護(hù)強(qiáng)度驗(yàn)證:QSⅠ=0.62×103kN;QGⅠ=5.29×103kN;QDⅠ=0.33×103kN;QZSⅠ=0.62×103kN。QZⅠ=QSⅠ+QGⅠ+QDⅠ+QZSⅠ+R1+R2=13.06×103kN>11.64×103kN。
2)階段Ⅱ超前支護(hù)強(qiáng)度驗(yàn)證:QSⅡ=0.62×103kN;QGⅡ=5.29×103kN;QDⅡ=0.15×103kN;QZSⅡ=0.62×103kN。QZⅡ=QSⅡ+QGⅡ+QDⅡ+QZSⅡ+R1+R2=12.88×103kN>11.64×103kN。
3)階段Ⅲ超前支護(hù)強(qiáng)度驗(yàn)證:QSⅢ=0.62×103kN;QGⅢ=5.29×103kN;QDⅢ=0.04×103kN;QZSⅢ=0.62×103kN。QZⅢ=QSⅢ+QGⅢ+QDⅢ+QZSⅢ+R1+R2=12.77×103kN>11.64×103kN。
4)階段Ⅳ超前支護(hù)強(qiáng)度驗(yàn)證:QSⅣ=0.62×103kN;QGⅣ=5.29×103kN;QZSⅣ=0.62×103kN;QZⅣ=QSⅣ+QGⅣ+QZSⅣ+R1+R2=12.73×103kN>11.64×103kN。
計(jì)算結(jié)果顯示:四個(gè)階段的支護(hù)阻力均大于理論計(jì)算所需的11.64×103kN,滿足支護(hù)要求。為檢驗(yàn)支護(hù)方案理論校核的正確性,需對(duì)巷道開展認(rèn)證支護(hù)效果的工業(yè)性試驗(yàn)。
為了檢驗(yàn)3上217運(yùn)輸巷所采用的注漿錨索代替超前支護(hù)效果,采用監(jiān)測(cè)巷道變形量、錨桿(索)受力值、鉆孔窺視技術(shù)手段在巷道距離工作面前5m處布置Ⅰ測(cè)站,每隔50m布置下一個(gè)測(cè)站,共5個(gè)測(cè)站,如圖4所示。
根據(jù)各測(cè)站觀測(cè)結(jié)果,對(duì)各測(cè)站表面位移進(jìn)行分析,如圖5所示。巷道相對(duì)位移變化量結(jié)果表明,兩幫相對(duì)移近量最大為56mm,頂?shù)装逑鄬?duì)移近量最大為50mm,頂?shù)装逡平俣葹?~6mm/d,總體變化量較小。監(jiān)測(cè)運(yùn)輸巷超前支護(hù)段內(nèi)礦壓顯現(xiàn)不明顯。較小的巷道變形量,充分保障了巷道完整性,通過注漿錨索代替超前單體支護(hù)手段,有效控制兩幫及頂板變形,阻礙了頂板離層及裂隙的發(fā)育。由此可見使用注漿錨索主動(dòng)式支護(hù)替代單體被動(dòng)式超前支護(hù)后對(duì)頂板圍巖控制效果更佳。
各測(cè)站錨索受力監(jiān)測(cè)曲線及典型窺視結(jié)果如圖6所示。各測(cè)站自施加預(yù)緊力后,各測(cè)力計(jì)監(jiān)測(cè)注漿錨索所受壓力變化量較小,最大變化率僅有2.3%。對(duì)測(cè)點(diǎn)采用鉆孔成像儀進(jìn)行鉆孔窺視試驗(yàn),孔內(nèi)光滑完整,巷道頂板無明顯破碎或離層出現(xiàn),僅在淺部出現(xiàn)少量0.01m的橫向裂隙,故僅放兩張代表圖于曲線圖內(nèi)。隨著工作面的不斷推進(jìn),注漿錨索受力穩(wěn)定且保持在破斷載荷內(nèi),有效控制巷道變形,能夠保持巷道的穩(wěn)定性,大大提高了作業(yè)環(huán)境和施工效率。3上217運(yùn)輸巷注漿錨索替代單體液壓支柱的超前支護(hù)形式能較好地控制頂板的裂隙發(fā)育,能滿足工作面回采期間安全高效生產(chǎn)。
1)根據(jù)超前支承壓力區(qū)支護(hù)方式由被動(dòng)支護(hù)變主動(dòng)支護(hù)的思路,利用巷道支護(hù)力學(xué)模型理論計(jì)算了3上217運(yùn)輸巷超前支承壓力,為主動(dòng)支護(hù)方案的設(shè)計(jì)提供了理論依據(jù)。
2)通過3上煤層圍巖鉆孔窺視試驗(yàn),獲得了其圍巖結(jié)裂隙發(fā)育規(guī)律,綜合考慮制定分區(qū)域、差異化主動(dòng)式超前支護(hù)方案,通過理論校核驗(yàn)證了支護(hù)方案可行性,并進(jìn)行了現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)性試驗(yàn),結(jié)果表明,主動(dòng)式超前支護(hù)完全能夠滿足超前支承壓力區(qū)支護(hù)質(zhì)量的需要,圍巖穩(wěn)定性更強(qiáng),能更好地控制圍巖裂隙發(fā)育,而且改善了工人勞動(dòng)環(huán)境,降低安全隱患,豐富了主動(dòng)式超前支護(hù)工程案例。
3)該技術(shù)將來可進(jìn)一步與智能化工作面成套技術(shù)體系相結(jié)合,為智能化煤礦發(fā)展提供更加穩(wěn)定的巷道條件,提高支護(hù)水平和生產(chǎn)效率。