李 飛
(神華神東煤炭集團(tuán)有限責(zé)任公司 石圪臺(tái)煤礦,陜西 神木 719315)
近年來,我國科研院所和煤炭生產(chǎn)一線人員開始研究礦井綜采工作面超前支護(hù)技術(shù)[1]。白文勇[2]研究了雙列多節(jié)自移式超前支架,有效避免了對(duì)巷道頂板巖層的破壞;曹連民等[3]研制了邁步式超前液壓支架,并對(duì)支架進(jìn)行了結(jié)構(gòu)分析及抗壓觀測(cè),能夠達(dá)到安全開采的目的。
長期以來,針對(duì)工作面超前支架的研究側(cè)重于支架結(jié)構(gòu)性能,注重保證支架的安全性和穩(wěn)定性,而關(guān)于超前支架設(shè)計(jì)與巷道圍巖支護(hù)理論有機(jī)結(jié)合的研究報(bào)道較為少見。隨著煤礦開采深度增加,礦井沖擊地壓災(zāi)害現(xiàn)象逐步升級(jí),防治難度逐步加大。防治礦井沖擊地壓災(zāi)害,是保障煤炭安全平穩(wěn)供應(yīng)必須解決的問題。因此關(guān)于如何為沖擊地壓礦井綜采工作面兩巷道提供更好的安全防護(hù)仍是當(dāng)前研究超前支架所面臨的的問題。
鄂爾多斯轄區(qū)內(nèi)有11處沖擊地壓煤礦,埋深400~600m,直接頂厚度一般不超過10m,綜采工作面回風(fēng)巷斷面凈寬5.4~5.6m,凈高2.8~3.6m。頂板支護(hù)一般采用“左旋無縱筋螺紋鋼錨桿+鋼筋網(wǎng)+錨索+π型鋼帶”。正幫一般采用“玻璃鋼錨桿+木托板+雙層高強(qiáng)度塑料網(wǎng)”,副幫一般采用“螺紋鋼錨桿+木托板+鉛絲網(wǎng)”,如圖1所示。
圖1 綜采工作面回風(fēng)巷幫支護(hù)實(shí)物
由于沖擊地壓礦井煤層埋深較大,頂板巖層巖性差異大,大、小結(jié)構(gòu)復(fù)合破斷及受到采空區(qū)等多種因素影響,使得工作面礦壓較大,造成巷道出現(xiàn)底鼓、幫鼓現(xiàn)象,如圖2所示。部分頂板錨索崩斷。最嚴(yán)重時(shí),底鼓量達(dá)到1.2m,有約2m×1m×1.5m(長×寬×高)的深頂煤垮落,將巷道副幫堵死,使工作面停產(chǎn),威脅了作業(yè)人員的安全,造成了巨大的經(jīng)濟(jì)損失。
圖2 綜采工作面回風(fēng)巷超前支架前底鼓、幫鼓現(xiàn)場
為了避免事故的發(fā)生,根據(jù)鄂爾多斯周邊有沖擊傾向礦井的煤層賦存情況、頂?shù)装鍘r性,以及通過對(duì)鉆孔取樣分析,對(duì)煤層及頂板圍巖進(jìn)行力學(xué)參數(shù)測(cè)定,為建模分析提供了現(xiàn)場參數(shù)依據(jù)。在此基礎(chǔ)上,對(duì)綜采工作面兩巷道超前支護(hù)支架進(jìn)行選型設(shè)計(jì),確保綜采工作面安全高效回采。
造成綜采工作面發(fā)生沖擊地壓的原因有很多,發(fā)生的條件復(fù)雜。從礦壓原理及顯現(xiàn)規(guī)律角度分析,造成沖擊地壓主要有以下原因:①“礦體-圍巖”結(jié)構(gòu)失衡,狀態(tài)失穩(wěn),發(fā)生沖擊地壓;②綜采工作面處于集中應(yīng)力區(qū),如果應(yīng)力超過極限應(yīng)力值,就會(huì)造成變形速度超過極限,發(fā)生沖擊地壓。
綜采工作面在回采過程中“礦體-圍巖”會(huì)形成一個(gè)積聚較高彈性能量的應(yīng)力集中區(qū)域,當(dāng)直接頂垮落后,不足以充填滿采空區(qū),而老頂又致密堅(jiān)硬,采空區(qū)的老頂不能夠及時(shí)垮落。隨著工作面推進(jìn),工作面兩巷道的超前支承應(yīng)力不斷增大,工作面容易出現(xiàn)懸梁板,在超前支承的應(yīng)力集中區(qū)出現(xiàn)應(yīng)力疊加,在煤礦采空區(qū)的煤柱兩側(cè)出現(xiàn)懸臂梁,隨著老頂懸板的不斷增加,達(dá)到斷裂極限時(shí)老頂懸板會(huì)發(fā)生周期性斷裂,綜采巷道兩側(cè)的煤壁應(yīng)力會(huì)在短時(shí)間內(nèi)瞬間釋放,從而發(fā)生沖擊地壓。
底鼓是煤礦巷道中經(jīng)常發(fā)生的動(dòng)力現(xiàn)象,巷道底鼓使斷面縮小,阻礙通風(fēng)、運(yùn)輸和行人安全。因底鼓造成巷道破壞報(bào)廢的現(xiàn)象時(shí)有發(fā)生,嚴(yán)重影響礦井的安全生產(chǎn)。巷道變形破壞大約有60%以上是由底鼓引起的,在巷道斷面縮小的因素中,底鼓是主要原因。通過對(duì)底鼓機(jī)理的深入研究,中外學(xué)者一致認(rèn)為造成巷道底鼓的主要有以下原因:①開巷后圍巖應(yīng)力變化造成巷道底板巖層卸載產(chǎn)生彈塑性變形向巷道內(nèi)鼓起;②巷道兩幫在垂直應(yīng)力作用下擠壓底板,使底板受水平應(yīng)力作用向巷道內(nèi)鼓起;③在上述應(yīng)力作用下底板破碎后產(chǎn)生的體積擴(kuò)大;④底板巖層的流變性導(dǎo)致底鼓量隨時(shí)間延長而增加;⑤巷道底板出現(xiàn)拉應(yīng)變和兩幫下沉而導(dǎo)致底鼓;⑥底板中某些黏土礦物如蒙脫石等遇水后體積膨脹。
為了實(shí)現(xiàn)巷道的抗沖擊、防底鼓支護(hù),在超前支架的設(shè)計(jì)初期,主要對(duì)上述沖擊地壓和底鼓產(chǎn)生機(jī)理進(jìn)行了梳理,并對(duì)以下三方面進(jìn)行了分析:
1)合理的支護(hù)強(qiáng)度及支護(hù)距離:合理的支護(hù)強(qiáng)度可以對(duì)巷道頂板進(jìn)行有效支護(hù)減少巷道兩幫的垂直應(yīng)力,進(jìn)而減少底板因受兩幫垂直力而產(chǎn)生的底鼓現(xiàn)象;而合理的支護(hù)距離可以顯著減少工作面采動(dòng)巖層應(yīng)力卸載對(duì)巷道的影響。
2)合理控制底板比壓,增加超前支架底座底板面積,減少巷道底板無支護(hù)面積和因反復(fù)支承而產(chǎn)生的底板破碎程度,維持底板巖層完整性。
3)高效的移架方式減少巷道底板無支護(hù)暴露時(shí)間,減少底板巖層的流變性因素影響。
支架技術(shù)理論發(fā)展迅速,眾多學(xué)者進(jìn)行了深入研究,閆殿華等研究了邁步分體式超前支架用于巷道支護(hù)[4];唐治等研究設(shè)計(jì)自移式吸能防沖巷道超前支架對(duì)大采高巷道頂板進(jìn)行超前支護(hù)[5]。在前人的基礎(chǔ)上,通過對(duì)比各種超前支護(hù)支架[6-10],針對(duì)綜采工作面回風(fēng)巷的實(shí)際情況,確定超前支架型式采用四柱支承式大阻力超前支架。本套支架結(jié)合工作面的特殊情況,確定采取雙列布置,邁步自移式的超前支架方案。支架在回風(fēng)巷布置形式如圖3所示。
圖3 超前支架布置方案(mm)
3.1.1 支護(hù)高度
鄂爾多斯沖擊地壓礦井中厚煤層回風(fēng)巷高度在3.4~4.0m之間居多,底鼓量較大時(shí)0.6~1m,支架選擇最低高度為2.2m;在巷道最大高度基礎(chǔ)上保留0.2m行程,確定支架最大高度為3.8m。最終支架高度確定為2.2~3.8m,對(duì)不同采高的巷道適應(yīng)性較好。如采高發(fā)生較大變化,應(yīng)重新設(shè)計(jì)確定超前支架采高。
3.1.2 支護(hù)強(qiáng)度和長度
超前支架支護(hù)強(qiáng)度和支護(hù)長度是巷道超前支護(hù)液壓支架最主要的技術(shù)參數(shù),支護(hù)強(qiáng)度代表巷道超前支護(hù)液壓支架對(duì)頂板的支護(hù)能力,而支護(hù)距離的確定控制了工作面正常開采對(duì)巷道超前影響壓力的顯現(xiàn)。
為確定合適支護(hù)強(qiáng)度,分別采用自然平衡拱理論、力學(xué)模型計(jì)算理論和按直接頂重量計(jì)算三種方式進(jìn)行計(jì)算:
1)按自然平衡拱理論計(jì)算。硐室開挖后,硐頂巖體將形成一自然平衡拱,其計(jì)算簡圖如圖4所示。作用在硐頂?shù)膰鷰r壓力僅是自然平衡拱內(nèi)的巖體自重。
圖4 普氏圍巖壓力計(jì)算
按自然平衡拱理論計(jì)算兩幫煤體受擠壓深度c按式(1)計(jì)算:
式中,K為自然平衡拱角應(yīng)力集中系數(shù),取K=2.8;γ為上覆巖層平均容重,取γ=2.5t/m3;H為巷道埋深,取H=420m;B為固定支承力壓力系數(shù),按實(shí)體煤取B=1;σc為巷幫單向抗壓強(qiáng)度,MPa;Kc為煤體完整性系數(shù),0.9~1.0,取Kc=1.0;α為煤層傾角,取α=11°;h為巷道掘進(jìn)高度,取h=3.6m;ψ為煤體內(nèi)摩擦角,arctanψ=fc,取ψ=45°。
式中,a為頂板有效跨度之半;Ky為直接頂煤巖類型性系數(shù),f=6~9時(shí),取Ky=0.75;fγ為直接頂普氏系數(shù),取fγ=6。
據(jù)此,硐頂最大圍巖壓力可按式(3)計(jì)算:
p=γb
(3)
計(jì)算得到:p=0.3MPa。
2)按力學(xué)模型計(jì)算。巷道受回采的超前影響,工作面?zhèn)认驇r層結(jié)構(gòu)發(fā)生變化,主要表現(xiàn)在:①巖層運(yùn)動(dòng)范圍擴(kuò)大,側(cè)向巖層斷裂線向煤體深部偏移;②煤柱受頂板斷裂結(jié)構(gòu)塊回轉(zhuǎn)影響,產(chǎn)生大變形,處于給定位移狀態(tài);③沿空巷實(shí)體幫一定寬度處于屈服狀態(tài),沿垂直方向處于給定位移狀態(tài)。此時(shí),巷道上方巖層結(jié)構(gòu)如圖5所示。
圖5 工作面巷道頂板巖層結(jié)構(gòu)示意圖
沿空巷超前液壓支架的作用是協(xié)助煤柱一起控制巷圍巖變形。支架、煤柱及巷實(shí)體幫一起作為承載體,與直接頂及基本頂巖層組成的荷載體相互作用。巷兩幫的變形量與基本頂巖層的回轉(zhuǎn)角有關(guān),而基本頂巖層的回轉(zhuǎn)角與超前液壓支架的支護(hù)強(qiáng)度有關(guān)。支架強(qiáng)度越大,基本頂巖層的下沉量越小,其回轉(zhuǎn)角越小,煤柱及巷實(shí)體幫的變形量越小。由此可見,在“承載體-荷載體”相互作用的關(guān)系中,支架作為承載主體控制著圍巖的變形。因此,可將沿空巷支架-圍巖關(guān)系概述為承載體-荷載體相互作用關(guān)系。承載體-荷載體相互作用關(guān)系是沿空巷超前液壓支架選型的依據(jù)。沿空巷超前液壓支架選型步驟為:
基于力矩平衡關(guān)系,建立力學(xué)模型,力學(xué)模型如圖6所示,力矩平衡關(guān)系見式(4)。
MT+MZ+MB=MR1+MR2+MR3
(4)
式中,MT,MZ,MB分別為頂煤、直接頂和基本頂產(chǎn)生的力矩;MR1,MR2,MR3分別為區(qū)段煤柱、實(shí)體幫和超前支架產(chǎn)生的力矩。
圖6 工作面巷力學(xué)模型示意圖
基于圍巖變形控制要求,利用位態(tài)方程反推巖層回轉(zhuǎn)角,巖層回轉(zhuǎn)角見式(5)。
建立煤柱受力模型,計(jì)算煤柱支承力,煤柱力學(xué)模型如圖7所示。
圖7 工作面巷道煤柱力學(xué)模型示意圖
建立工作面巷道實(shí)體幫受力模型,計(jì)算其支承力,工作面巷道實(shí)體幫受力模型如圖8所示。
圖8 工作面巷道實(shí)體幫力學(xué)模型示意圖
將各參數(shù)帶入以上公式,計(jì)算得到:p=0.35MPa。
3)按直接頂重量計(jì)算。普遍認(rèn)為,巷道支架需要承擔(dān)直接頂作用產(chǎn)生的力,工作面采高按照3.6m計(jì)算,直接頂厚按照10m計(jì)算,因此,考慮超前支架承擔(dān)所有10m高度范圍內(nèi)的直接頂巖石重量,此時(shí):
p=γh
(6)
上覆巖層平均容重取2.5t/m3,將參數(shù)代入計(jì)算得到:p=0.4MPa。
綜上所述,考慮來壓劇烈工作面動(dòng)載系數(shù)通常不低于1.7~1.8,介于鄂爾多斯礦區(qū)沖擊地壓顯現(xiàn)較為明顯,回風(fēng)巷經(jīng)常出現(xiàn)支架壓死情況,動(dòng)載系數(shù)取值不小于2,最終計(jì)算支護(hù)強(qiáng)度≥1MPa。
根據(jù)實(shí)際情況支架選擇立柱缸徑為0.4m。
在支架初撐階段,其初撐力Fc為:
Fc=N×Pb×A
(7)
超前支架工作阻力F是由立柱安全閥調(diào)定壓力決定,其工作阻力F為:
F=N×Pa×A
(8)
式中,Pa為立柱安全閥調(diào)定壓力,取44.76MPa。所以工作阻力F=22500kN。
因此,支架型號(hào)確定為ZQL2×22500/22/38D。
平均支護(hù)強(qiáng)度反映出支架在實(shí)際巷道支護(hù)的性能,其與支架工作阻力關(guān)系為P=F/A=1.1MPa。
無論是采用液壓單體支護(hù),還是采用超前液壓支架支護(hù),支護(hù)距離根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》不小于20m布置。鄂爾多斯沖擊地壓礦井的沖擊顯現(xiàn)較為明顯,通過對(duì)鄂爾多斯周邊埋深較大礦井的實(shí)際調(diào)研、分析,超前支架支護(hù)長度確定為35m。
工作面回風(fēng)巷巷道寬度為5.4~5.6m,根據(jù)工作面回風(fēng)巷巷道寬度實(shí)測(cè)數(shù)據(jù),巷道發(fā)生嚴(yán)重變形時(shí),巷道寬度僅為3.5m。因此要求支架根據(jù)巷道寬度變化能夠調(diào)整位置狀態(tài)。
為保證最小安全行人通道0.8m要求,超前大阻力支架底座采用偏底座設(shè)計(jì),保證合并時(shí)中部留有0.8m的行人通道寬度,確定合并后支架最小寬度為3.71m,正常巷道寬度時(shí)支架位置狀態(tài)如圖9所示。
圖9 安全通道800mm時(shí)支架布置(mm)
通過理論分析、計(jì)算和現(xiàn)場實(shí)測(cè)觀察,確定抗沖擊大阻力超前支架主要技術(shù)參數(shù)見表1,依此設(shè)計(jì)三維模型,如圖10所示。
表1 超前支架主要技術(shù)參數(shù)
圖10 超前支架三維模型
1)支架采用立柱雙排布置,增加單架工作阻力和支護(hù)強(qiáng)度,進(jìn)而提高其支護(hù)性能。
2)支架采用前后四連桿結(jié)構(gòu),增加支架穩(wěn)定性及抵抗水平力[11]。
3)支架由左右兩架組成,左右架頂梁之間設(shè)計(jì)與推移步距相適應(yīng)的調(diào)倒架千斤頂,使支架具有防倒和調(diào)直功能。
4)為有效控制幫鼓現(xiàn)象的發(fā)生和防護(hù),在支架頂梁和底座兩側(cè)設(shè)置側(cè)幫裝置,側(cè)幫在側(cè)擋板油缸的作用下能夠有效地控制兩幫變形,并能防止片幫煤涌入架內(nèi)及行人通道,確保作業(yè)人員的安全。
5)底座內(nèi)外側(cè)布置底調(diào)千斤頂,使左右兩個(gè)支護(hù)單元底座之間的寬度在0~0.7m范圍內(nèi)移動(dòng),兩架支架外寬可在3.64~4.34m之間調(diào)節(jié),進(jìn)而適應(yīng)巷道變化。通過底座內(nèi)側(cè)底調(diào)千斤頂實(shí)現(xiàn)左右支架展開,進(jìn)而保證最大安全通道。通過底座外側(cè)千斤頂,配合頂梁調(diào)架千斤頂實(shí)現(xiàn)左右支架收縮,進(jìn)而保證支架順利通過巷道變形處。
6)底座前端為船頭結(jié)構(gòu)設(shè)計(jì),具有 “破冰”效果,適應(yīng)巷道底板起伏變化,便于移架。
7)支架采用大步距離邁步式移架方式,有效移架步距高達(dá)1.8m,可有效減少巷道頂?shù)装鍩o支護(hù)暴露時(shí)間,縮短頂板斷裂失穩(wěn)到穩(wěn)定的時(shí)間,進(jìn)而減少底板巖層的流變性因素而產(chǎn)生的底鼓現(xiàn)象。每組超前支架配置了4組推移千斤頂,形成強(qiáng)大的自移能力,即使有部分支架外側(cè)兩幫擠壓煤塊和底鼓矸石擁擠在支架前部,也可依靠4組推移千斤頂強(qiáng)行通過。
超前支架采用左右架邁步自移,通過推移千斤頂連接將前后架連接,由推移千斤頂伸縮完成支架移架動(dòng)作。為降低支架反復(fù)支承對(duì)巷道頂板的破壞,采用兩步一移作業(yè)方式,即工作面支架移架兩次,超前支架移架一次。
單組支架操作步驟如下:一側(cè)支架前移,前、后立柱降柱,頂梁脫離頂板,后架推移千斤頂伸出,支架前移,到位后前、后立柱升柱,頂梁支撐頂板;然后另一側(cè)支架前移,前、后立柱降柱,頂梁脫離頂板,后架推移千斤頂伸出,支架前移,到位后前、后立柱升柱,頂梁支撐頂板,支架一個(gè)工作循環(huán)結(jié)束。
井下支架在使用過程中,如圖11所示,效果良好,有效避免了由于巷道突然來壓造成巷道底鼓、幫鼓等現(xiàn)象。由于超前支架推移步距為1.8m,造成移架過程中側(cè)幫暴露,無法形成對(duì)人員全過程防護(hù),在現(xiàn)場生產(chǎn)過程中,增加了正幫和副幫側(cè)的柔性防護(hù)網(wǎng);由于超前支架采用兩列布置于巷道,造成回風(fēng)巷道通風(fēng)斷面面積減小,影響正常通風(fēng)效果。建議保證支護(hù)強(qiáng)度前提下優(yōu)化外形尺寸,合理設(shè)計(jì)巷道尺寸,確定合理的配風(fēng)量,確保綜采工作面及兩巷道正常通風(fēng)。由于頂梁和底座外形尺寸過大,對(duì)頂?shù)装鍡l件適應(yīng)性較差。
圖11 井下支架實(shí)物
通過詳盡的理論計(jì)算以及實(shí)地采集的支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)了抗沖擊大阻力超前支架。該支架的成功應(yīng)用,保證了具有沖擊傾向礦井煤礦作業(yè)人員的安全,為煤礦高效提供了可靠的設(shè)備保障,也為沖擊地壓礦井綜采工作面兩巷道提供了一種新的支護(hù)方式和設(shè)備選擇。