基于响应面法的煤巷掘进工作面顶板变形因素分析.pdf

扫码阅读下载李鹏,苏超,段鹏坤.基于响应面法的煤巷掘进工作面顶板变形因素分析J.矿业安全与环保,2023,50(4):81-88.LI Peng,SU Chao,DUAN Pengkun.Analysis of roof deformation factors in coal roadway heading face based on response surface methodJ.Mining Safety&Environmental Protection,2023,50(4):81-88.DOI:10.19835/j.issn.1008-4495.2023.04.014基于响应面法的煤巷掘进工作面顶板变形因素分析李 鹏1,2,苏 超3,段鹏坤4(1.山西能源学院 矿业工程系,山西 榆次 030600;2.西安科技大学 能源学院,陕西 西安 710054;3.太原理工大学 矿业工程学院,山西 太原 030024;4.赵庄煤业有限责任公司,山西 长治 046605)摘要:为解决掘进工作面顶板稳定性影响因素多、空顶距取值不合理导致掘进速度慢的难题,基于响应面法通过数值模拟手段,研究煤巷掘进工作面顶板三向应力及变形规律,分析影响掘进工作面顶板变形的关键因素及其交互作用关系。研究结果表明:在掘进工作面前方约 1 倍洞径处应力调整及变形开始显现,至掘进工作面后方 1 倍洞径时应力调整基本稳定,在掘进工作面后方约 2 倍洞径时顶板变形基本稳定;顶板变形与顶板泥岩黏聚力和支护强度呈负相关关系,与顶板泥岩厚度及空顶距呈正相关关系,通过响应面法进行多因素交互分析是确定特定条件下掘进工作面合理空顶距的有效手段。根据赵庄煤矿 33082 巷地质条件,设置合理空顶距为 2 m,支护强度提高至 0.25 MPa,应用结果表明巷道稳定性得到保证,且巷道掘进速度也由原先的 180 m/月提高至 350 m/月,掘进速度显著提高。关键词:掘进工作面;顶板变形;空顶距;多因素分析;响应面法中图分类号:TD327.2;TD353 文献标志码:A 文章编号:1008-4495(2023)04-0081-08收稿日期:2023-01-12;2023-03-27 修订基 金 项 目:山 西 省 自 然 科 学 研 究 面 上 项 目(202103021224334);国 家 自 然 科 学 基 金 青 年 项 目(52204102)作者简介:李鹏(1984),男,山西大同人,博士研究生,副教授,主要从事岩石力学、采矿工程方面的教学与科研工作。E-mail:lipeng 。Analysis of roof deformation factors in coal roadway heading face based on response surface methodLI Peng1,2,SU Chao3,DUAN Pengkun4(1.Mining Engineering Department,Shanxi Institute of Energy,Yuci 030600,China;2.College of Energy Science and Engineering,Xian University of Science and Technology,Xian 710054,China;3.College of Mining Technology,Taiyuan University of Technology,Taiyuan 030024,China;4.Zhaozhuang Mining Co.,Ltd.,Changzhi 046605,China)Abstract:The roof stability of heading face is affected by many factors and the driving speed is slow due to the unreasonable value of unsupported distance.In order to solve the problem,this paper studies the three-way stress and deformation law of coal roadway heading face roof based on response surface method through numerical simulation,and analyzes the key factors affecting the roof deformation of heading face and their interaction relationship.The results show that the stress adjustment and deformation begin to appear at about one time of hole diameter in front of the heading face,and the stress adjustment is basically stable at one time of hole diameter behind the heading face.The roof deformation is basically stable at about two times of hole diameter behind the heading face.Roof deformation is negatively correlated with roof mudstone cohesion and support strength,but positively correlated with roof mudstone thickness and unsupported distance.Multi-factor interaction analysis by response surface method is an effective means to determine the reasonable unsupported distance of heading face under specific conditions.According to the geological conditions of 33082 roadway in Zhaozhuang Coal Mine,the reasonable unsupported distance is set as 2 m,and the support strength is increased to 0.25 MPa.The application shows that the roadway stability is guaranteed,18第 50 卷 第 4 期2023 年 8 月 矿业安全与环保Mining Safety&Environmental Protection Vol.50 No.4Aug.2023and the roadway driving speed is also increased from the original 180 m/month to 350 m/month,which significantly improves the driving speed.Keywords:heading face;roof deformation;unsupported distance;multiplicity analysis;response surface method我国煤矿每年新掘进的巷道总长度超 过12 000 km,井下巷道的快速安全掘进是保证煤矿安全高效开采的前提1。近些年,巷道掘进与支护技术发展迅速,目前常用的煤巷掘进和支护工艺大致可分为 3 种2-4:连续采煤机与锚杆台车交叉换位掘进、掘锚一体化的掘锚机组掘进、悬臂式掘进机与单体钻机或锚杆台车配合掘进。前两种工艺由于对巷道断面要求大或对地质条件要求高等因素制约了其推广应用。因此,我国大部分矿区仍然采用悬臂式掘进机配合单体锚杆钻机或锚杆台车进行掘进支护作业,掘进速度仍处于较低水平5。工程实践表明,影响煤矿巷道掘进速度的主要因素有:支护速度过慢,使截割与支护速度不匹配;缺乏合理空顶距的确定方法。当空顶距选取过小时,掘进与支护循环次数增加,单一循环效率降低;当空顶距选取过大时,掘进工作面围岩易发生失稳,会带来安全隐患,同时处理围岩片顶帮冒、调整钻机位置等也会导致掘进速度降低。因此,提高掘进速度不仅需要提高支护速度,还需要合理确定掘进工作面空顶距,尽可能提高单次作业效率6。针对掘进工作面合理空顶距的确定,许多学者开展了相应研究7-9。柏建彪等10采用差分法分析了顶板应力分布规律与空顶距的关系,并根据顶板应力与其抗压/拉强度的关系对空顶区顶板稳定性进行判定;YANG 等11建立了掘进工作面空顶区顶板薄板力学模型,分析了空顶区围岩变形破坏特征,确定了巷道掘进过程中的极限空顶距;褚晓威等12分析了掘进端头顶板变形特征,并基于顶板梁模型给出了合理空顶距的确定方法。此外,不少研究人员还采用数值模拟6,13-17、现场实测18、理论分析19-21等方法研究了掘进工作面围岩应力及变形破坏分布特征。上述研究成果,对掘进工作面围岩稳定性及合理空顶距的确定起到了重要作用。掘进工作面围岩的稳定性受到地应力、围岩结构及强度等地质因素,以及空顶距、断面尺寸、支护参数等技术因素影响,已有研究多以单因素分析为主,较少考虑多因素的交互作用。因此,笔者针对掘进工作面围岩稳定性影响因素多、空顶距选取不合理导致掘进速度慢的问题,基于响应面分析法,研究掘进工作面顶板变形的地质和技术因素,并分析各因素的交互作用,进而确定掘进工作面合理空顶距,并将研究成果在赵庄煤矿 33082 巷进行工程验证。研究成果对采用悬臂式掘进机的掘进工作面确定合理空顶距,提升掘进速度有重要的借鉴意义。1 研究背景晋能控股装备制造集团有限公司赵庄煤矿面临严重的采掘衔接问题,亟需提升巷道掘进速度。为此对井田内 33082 巷掘进工作面的顶板变形进行研究,并优化掘进工作面空顶距。赵庄煤矿位于山西省长治市,设计生产能力 800 万 t/a,开采 3#煤层,3308 工作面布置如图 1 所示。(a)3308 工作面巷道布置平面图28Vol.50 No.4Aug.2023 矿业安全与环保Mining Safety&Environmental Protection 第 50 卷 第 4 期2023 年 8 月图 1 赵庄煤矿 3308 工作面概况 由图 1 可见,33083 巷为上一个工作面的留巷,33081 巷与 33082 巷采用双巷掘进,巷道间煤柱宽度为 40 m,由于煤柱留设尺寸大,掘进期间可认为两巷道间不存在相互干扰;工作面范围内平均煤层厚度为 4.5 m,直接顶为 4.80 m 厚的泥岩,基本顶为9.12 m 厚的粉砂岩,底板为 7.20 m 厚的砂质泥岩,煤层的埋藏深度为 570654 m,平均埋深为 612 m。煤层倾角为 0.85.4,平均倾角为 3.1;根据原支护方案,顶板采用全锚索支护,锚索直径为 17.8 mm,长度为 6 300 mm,每排 5 根锚索,间距为 1 100 mm,排距为 1 000 mm。33082 巷掘进期间采用悬臂式掘进机与锚杆台车交叉换位完成掘进与支护,掘一锚一,最大空顶距为 1 m。2掘进工作面顶板应力调整与变形规律分析首先通过 FLAC3D数值模拟软件对掘进工作面顶板应力调整与变形规律进行研究,为后续多因素参数分析及响应值的选取提供依据。数值模型根据赵庄煤矿 33082 巷地层模型建立。巷道煤层、顶底板岩石力学参数见表 1。表 1 围岩力学参数岩 性弹性模量/GPa泊松比黏聚力/MPa内摩擦角/()抗拉强度/MPa砂质泥岩1.450.185.44311.51粉砂岩6.400.138.41352.51泥岩1.350.206.57310.923#煤1.290.211.96251.33模型四周及底面采取固定支护,顶面施加14.55 MPa 垂直应力,模拟上覆岩层自重,侧压系数取 1.2。巷道断面呈矩形,宽 5.0 m、高 4.5 m,数值模型如图 2 所示。图 2 掘进工作面数值模型数值模型长宽高=55 m25 m50 m。模型通过 Fish 语言实现分步开挖,分步支护,掘一锚一,锚杆、锚索通过 FLAC3D内置的 Cable 结构单元进行模拟,支护方案如图 1(c)所示。通过 history 命令监测 y=13 m 断面处顶板中部表面位移和顶板中部表面以上 1 m 处的三向应力,分析掘进工作面顶板应力与变形演化过程。测站处顶板应力与位移随着掘进工作面推进的演化规律如图 3 所示。图 3 中横坐标以测站位置为原点,掘进工作面未掘至测站前坐标值为负,掘过测站后坐标值为正。38第 50 卷 第 4 期2023 年 8 月 矿业安全与环保Mining Safety&Environmental Protection Vol.50 No.4Aug.2023(a)掘进工作面顶板三向应力演化曲线(b)掘进工作面顶板变形演化曲线图 3 掘进工作面顶板应力及变形演化规律由图 3 可知,巷道掘进会导致应力重新分布,在掘进工作面前方约 1 倍洞径处应力调整开始显现(洞径为巷道外接圆直径,取 6 m),至掘进工作面后方 1 倍洞径时应力调整趋于稳定。顶板中部以上1 m 位置的 x和 y随掘进工作面推进先增大后减小,z则始终处于降低趋势。顶板下沉量在超前工作面 1 倍洞径的位置开始明显增大,随着远离掘进工作面,顶板下沉量不断增大,达到 2 倍洞径时围岩位移基本稳定。3 掘进工作面顶板变形多因素分析及合理空顶距确定方法3.1 基于响应面法的数值模拟方案设计及结果掘进工作面顶板稳定性受应力环境、围岩强度和掘进支护参数影响,为此选取顶板泥岩黏聚力、顶板泥岩厚度、空顶距和支护强度作为影响掘进工作面围岩稳定性典型因素进行分析,各因素的取值见表 2。表 2 响应面分析因素水平编码值黏聚力/MPa泥岩厚度/m空顶距/m支护强度/MPa-11220.0503430.1515640.25通过 Design-Expert 试 验 设 计 软 件 的 Box-Behnken 工具进行 4 因素 3 水平的试验设计,试验共计 29 组,通过模型监测断面顶板中部的最大下沉量考察各影响因素,方案设置及响应值结果见表 3。表 3 不同方案计算结果方案序号影响因素黏聚力A/MPa泥岩厚度B/m空顶距C/m支护强度D/MPa顶板最大下沉量Y/mm13620.0574.2623420.1565.0733420.1565.0743630.1576.9451620.15138.0763620.2572.6073430.0571.2685420.0556.9095220.1534.68105620.1559.31113220.2542.54123610.1571.66131410.15123.93143420.1565.07151420.25124.07165410.1552.50173410.2565.64185420.2553.14193220.0546.08203430.2569.96213420.1565.07223230.1548.33233410.0564.28243210.1541.24251420.05126.33261220.1590.6848Vol.50 No.4Aug.2023 矿业安全与环保Mining Safety&Environmental Protection 第 50 卷 第 4 期2023 年 8 月表3(续)方案序号影响因素黏聚力A/MPa泥岩厚度B/m空顶距C/m支护强度D/MPa顶板最大下沉量Y/mm271430.15131.36283420.1565.07295430.1559.58经分析得到顶板最大下沉量的响应面函数为:Y=65.07-34.86A+15.77B+3.43C-1.18D-5.69AB-0.087 5AC-0.375 0AD-0.452 5BC+0.47BD+0.085CD+24.1A2-7.67B2+1.99C2+0.791 7D2(1)3.2 模型验证拟合优度 R2可以用来判定式(1)回归模型的可靠性,其取值范围为0,1,真实值与预测值之间差异度越小,R2值越靠近 122。R2计算公式如下:R2=SRST=ni=1(yi-y)2ni=1(yi-y)2(2)式中:SR为回归平方和;ST为总离差平方和;yi、yi分别为第 i 组试验结果实测值、预测值;y 为所有试验结果平均值;n 为样本容量,即试验数量。利用不同方案中顶板最大下沉量实测值与预测值绘制散点图,如图 4 所示。图 4 顶板最大下沉量预测值与实测值对比由图 4 可知,式(1)模型拟合优度 R2=0.997 8,且各散点分布于直线 y=x 附近,表明各方案顶板最大下沉量的实测值与预测值具有良好拟合度。P 值可以反映各影响因素对最终考察值的显著程度,当 P0.05 时,该因素对最终考察值影响显著;当 P0.000 1 时,该因素对最终考察值影响非常显著。对式(1)回归模型进行方差分析,结果如表 4 所示。表 4 掘进工作面顶板下沉量模型方差分析变异来源平方和自由度均方P 值备注模型22 657.05141 618.360.000 1非常显著黏聚力 A14 583.33114 583.330.000 1非常显著泥岩厚度 B2 985.8912 985.890.000 1非常显著空顶距 C141.321141.320.000 1非常显著支护强度 D16.71116.710.049 0显著AB129.501129.500.000 1非常显著AC0.030 610.030 60.927 8AD0.562 510.562 50.698 5BC0.819 010.819 00.640 6BD0.883 610.883 60.627 8CD0.028 910.028 90.929 8A23 768.3313 768.330.000 1非常显著B2381.301381.300.000 1非常显著C225.79125.790.000 1非常显著D24.0714.070.305 7残差50.35143.60失拟项50.35105.04总和22 707.412858第 50 卷 第 4 期2023 年 8 月 矿业安全与环保Mining Safety&Environmental Protection Vol.50 No.4Aug.2023 由表 4 可知,模型 P0.000 1,表明回归模型影响效果非常显著。3.3 掘进工作面顶板下沉量单因素分析由表 4 可知,掘进工作面顶板下沉量对各影响因素均有显著敏感性,其中对支护强度的敏感性较低,但也达到显著程度。对各影响因素进行单因素分析,为方便描述,将编码值为 0 的参数值作为中值,即顶板泥岩黏聚力 A、泥岩厚度 B、空顶距 C、支护强度 D 的参数中值分别为:3 MPa、4 m、2 m、0.15 MPa。掘进工作面顶板最大下沉量单因素影响曲线如图 5 所示。黏聚力A/M P a123451 4 01 2 01 0 08 06 04 0顶板最大下沉量/m mB=4 mC=2 mD=0.1 5 M P a置信区(a)黏聚力因素空顶距C/m1237 47 27 06 86 66 46 26 0顶板最大下沉量/m mA=3 M P aB=4 mD=0.1 5 M P a置信区(c)空顶距因素泥岩厚度B/m123458 07 06 05 04 03 0顶板最大下沉量/m mA=3 M P aC=2 mD=0.1 5 M P a置信区(b)泥岩厚度因素支护强度D/M P a0.0 50.1 00.1 50.2 00.2 57 06 86 66 46 2顶板最大下沉量/m mA=3 M P aB=4 mC=2 m置信区(d)支护强度因素图 5 掘进工作面顶板最大下沉量单因素影响分析 由图 5 可知,顶板泥岩的强度及厚度对最大下沉量的影响显著。图 5(a)是顶板最大下沉量随黏聚力变化曲线,当其他因素为中值固定不变时,顶板最大下沉量与泥岩强度(黏聚力)呈负相关关系,且随黏聚力增大,最大下沉量先快速减小然后趋于稳定。图 5(b)为顶板最大下沉量随顶板泥岩厚度变化曲线,顶板最大下沉量与泥岩厚度呈正相关关系,随泥岩厚度增加最大下沉量变大,但增速减缓。掘进与支护参数同样影响着顶板最大下沉量。图 5(c)是顶板最大下沉量随空顶距的变化曲线,当其他因素为中值时,顶板最大下沉量与空顶距呈正相关关系,但不同于泥岩厚度对最大下沉量的影响,随空顶距的增加顶板最大下沉量变大,且增速加大。图 5(d)是顶板最大下沉量随支护强度变化曲线,与泥岩强度对最大下沉量的影响类似,当其他因素为中值固定不变时,顶板最大下沉量与支护强度呈负相关关系,随支护强度的增大顶板最大下沉量减小。3.4 掘进工作面顶板下沉量多因素分析由式(1)和表 4 可知,掘进工作面顶板下沉量不仅受到泥岩黏聚力、泥岩厚度、空顶距及支护强度等单因素影响,同时也受到不同因素的交互作用影响。掘进工作面顶板最大下沉量多因素交互影响规律如图 6 所示。68Vol.50 No.4Aug.2023 矿业安全与环保Mining Safety&Environmental Protection 第 50 卷 第 4 期2023 年 8 月图 6 掘进工作面顶板最大下沉量多因素交互影响分析 图 6(a)(c)为顶板泥岩黏聚力分别与泥岩厚度、空顶距和支护强度对掘进工作面顶板最大下沉量的交互影响,响应面投影等值线集中在黏聚力较小的区域。当黏聚力大于 5 MPa 时,顶板最大下沉量变化较小,表明当顶板泥岩的黏聚力较低时各影响因素的交互影响更加显著。因此判断,在其他影响因素为中值时,顶板泥岩黏聚力对顶板最大下沉量的影响远大于其他因素。顶板泥岩支护强度与黏聚力交互影响下的顶板最大下沉量小于其余两类交互影响,表明提高支护强度可以改善围岩强度,两者之间存在耦合效应。图 6(d)(e)为顶板泥岩厚度分别与空顶距和支护强度对掘进工作面顶板最大下沉量的交互影响,当泥岩厚度大于 4 m 时,顶板最大下沉量随空顶距增加明显增大,而支护强度的变化对顶板最大下沉量的影响较小。图6(f)为空顶距与支护强度对顶板最大下沉量的交互影响,当空顶距一定时,支护强度对顶板下沉量影响较小;当支护强度一定时,随空顶距的增加,顶板最大下沉量明显增大。可见空顶距对顶板最大下沉量的影响程度大于支护强度的影响。3.5 掘进工作面合理空顶距的确定方法上文分析了掘进工作面顶板最大下沉量各影响因素的单因素影响程度及各因素的交互作用。基于响应面分析法,提出了掘进工作面合理空顶距的确定方法,即首先通过数值模拟方法确定影响掘进工作面围岩稳定性关键因素,然后基于响应面法对关键因素进行单因素和多因素交互作用分析,最后根据顶板变形规律或许用值范围确定合理空顶距等掘进支护参数。根据对赵庄煤矿 33082 巷掘进工作面的分析结果,在空顶距大于 2 m、顶板泥岩厚度超过 4 m 时顶板最大下沉量显著增大,围岩控制难度增大。因此,确定 33082 巷掘进工作面的合理空顶距为 2 m。4 工程应用4.1 掘进循环距离及支护参数根据研究结果,对赵庄煤矿 33082 巷掘进工作面空顶距及支护参数进行优化。主要支护参数包括:顶板锚索采用 22 mm 高强度锚索,锚索长 6 300 mm;排距为1 000 mm,每排 5 根锚索,间距为 1 100 mm;预紧力不低于 250 kN,核算支护强度约为 0.25 MPa。按照前文分析,泥岩厚度为 4.80 m,33082 巷掘进工作面最大的允许空顶距可以达到 2 m,即单个循环掘进2 m 之后支护2 m。为了验证方案的可行性,对33082 巷掘进工作面进行矿压观测,新的支护方案和78第 50 卷 第 4 期2023 年 8 月 矿业安全与环保Mining Safety&Environmental Protection Vol.50 No.4Aug.2023监测方案如图 7 所示。矿压观测包括巷道变形、顶板离层及锚索测力等。图 7 新支护方案及监测方案4.2 巷道矿压监测及效果评价赵庄煤矿改进掘进支护方案后,33082 巷的矿压监测结果如图 8 所示。(a)掘进工作面顶板下沉、离层曲线(b)顶板锚索受力曲线图 8 33082 巷矿压监测结果由图 8(a)可知,顶板变形主要集中在掘进工作面揭露围岩的初期,在距掘进工作面端头 150 m 范围内顶板下沉量不超过 50 mm,且基本未出现较大离层,顶板变形整体可控。由图 8(b)可见,测站处顶板锚索受力较为稳定,基本维持在初始预紧力250 kN 附近。设置空顶距为2 m 并适当提高预紧力后,巷道稳定性得到保障,且巷道掘进速度也由原先的 180 m/月提高至 350 m/月,掘进速度显著提高。5 结论1)分析了掘进工作面顶板应力与变形随掘进工作面推进的演化规律,研究发现在掘进工作面前方约 1 倍洞径处应力调整开始显现,至掘进工作面后方 1 倍洞径时应力调整趋于稳定。顶板下沉量在超前工作面 1 倍洞径的位置开始明显增加;随着远离掘进工作面,顶板下沉量不断增大,达到 2 倍洞径时围岩位移基本稳定。2)通过单因素分析,发现掘进工作面顶板变形与顶板泥岩黏聚力和支护强度呈负相关关系,与顶板泥岩厚度及空顶距呈正相关关系。采用响应面法研究了关键因素之间的交互作用,在顶板泥岩强度及厚度一定时,可以通过调整空顶距和支护强度来控制顶板变形,进而确定合理的空顶距。3)经研究调整赵庄煤矿 33082 巷掘进工作面空顶距为 2 m,矿压观测结果表明,巷道稳定性得到保障,巷道掘进速度也由原先的 180 m/月提高至350 m/月,掘进速度显著提高。参考文献(References):1 康红普.我国煤矿巷道围岩控制技术发展 70 年及展望J.岩石力学与工程学报,2021,40(1):1-30.2 刘畅,姜鹏飞,王子越,等.煤巷快速成巷技术现状及应用效果评价方法研究J.煤炭科学技术,2020,48(11):26-33.3 马宏伟,王世斌,毛清华,等.煤矿巷道智能掘进关键共性技术J.煤炭学报,2021,46(1):310-320.4 王虹,王建利,张小峰.掘锚一体化高效掘进理论与技术J.煤炭学报,2020,45(6):2021-2030.5 吴拥政,吴建星,王峰.巷道掘支锚连续平行作业机理及其应用J.煤炭科学技术,2016,44(6):39-44.6 康红普,姜鹏飞,高富强,等.掘进工作面围岩稳定性分析及快速成巷技术途径J.煤炭学报,2021,46(7):2023-2045.7 马睿.巷道快速掘进空顶区顶板破坏机理及稳定性控制D.徐州:中国矿业大学,2016.8 吴朋起.煤巷快速掘进空顶自稳规律及施工方案优化研究D.徐州:中国矿业大学,2017.(下转第 96 页)88Vol.50 No.4Aug.2023 矿业安全与环保Mining Safety&Environmental Protection 第 50 卷 第 4 期2023 年 8 月16 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