綜采工作面回采巷道超前支護的力學機理研究

楊繼飛

（山西煤炭進出口集團有限公司 ，山西 太原 030006）

0 前 言

回采巷道作為一種服務于采煤工作面的巷道，主要擔負著煤炭運輸、采面通風等任務[1]。然而回采巷道大多為煤巷，其圍巖節理裂隙發育、完整性差、強度較低，同時還受到外部復雜條件和采動的影響，導致回采巷道通常會在綜采過程中因強烈礦壓顯現而變形過大，給煤礦安全生產帶來巨大威脅[2-4]。因此，回采巷道的超前支護機理和技術已成為制約煤礦穩定開采的一個關鍵問題。

針對回采巷道超前支護問題，魯巖[5]采用理論分析、數值模擬及現場實測的方法，得到了綜放與分層開采工作面超前支承壓力分布變化的規律；陳軼平[6]通過對綜采工作面超前支承壓力的觀測，分析了綜采工作面在開采過程中巷道圍巖應力的活動規律，提出了綜采工作面巷道掘進時和回采時超前支護的有效支護方式；何團[7]理論分析了回采巷道強動壓顯現機理，基于此，提出強動壓巷道頂板大深度預切縫卸壓技術，并闡述了其技術原理，有效改善超前支護段巷道圍巖應力狀態；于斌[8-9]基于巷道超前支護段的強礦壓顯現機制，提出并實施巷道頂板水壓致裂有效控制技術，實現巷道圍巖高應力的轉移，降低了臨空巷超前支護段的強礦壓顯現強度；鄧康宇[10]分析了孤島工作面回采巷道的破壞機理，并采用單體液壓支柱與U型棚相結合的方式進行了優化支護，有效控制了回采巷道的變形。

上述研究成果的取得，為分析回采巷道變形破壞原因，改善圍巖受力狀態，減小巷道變形做出了卓有實效的貢獻，但卻未對綜采工作面回采巷道超前支護的力學機理作出一個明確的解釋。因此，本文以常村礦S6-8工作面為工程背景，采用數值模擬結合理論分析的方法，分析綜采工作面巷道的變形破壞機制，并提出其超前支護機理，對于控制回采巷道變形，保證回采巷道安全具有重要的工程實用意義。

1 工程概況

常村礦S6-8工作面位于北宋杜村、崔邵村和南辛莊中間，埋深為320-410m，寬度為255.1m，長度為900m，平均煤厚6.06m，采用綜采放頂煤開采方式。工作面兩側為寬×高=3.3m×2.7m的運輸巷道和回風巷道，這兩條巷道均采用梯子梁+錨桿+錨索+菱形金屬網支護，其中，頂部錨索為Φ17.8、L=7200、間排距1500×1800的鋼絞線；頂部錨桿為Φ20、L=2200、間排距1050×900的高強螺紋鋼錨桿，間排距900 mm×1000 mm；頂部錨桿為Φ18、L=1800、間排距1050×900的玻璃纖維增強塑料錨桿。巷道頂底板圍巖由上往下依次為砂巖、砂泥巖互層、煤巖和砂泥巖護層、各層圍巖的力學參數如表1所示。

表1 巷道周邊圍巖力學性質參數

2 數值模擬模型

根據常村礦S6-8工作面尺寸和工程地質條件，采用FLAC3D有限差分軟件建立綜采工作面開挖數值模擬模型如圖1所示。該模型寬322.5m，長160m，高86.1m，總共包含1084752個節點和1049200個單元。初始應力平衡時，對模型頂部施加應力9.1MPa，對模型四側和底部施加法向位移約束。煤層綜放開采時，每次回采10m并實時監測周邊圍巖的應力和變形，但綜采前，對運輸巷道和通風巷道進行支護，其中，錨桿和錨索采用cable單元模擬，金屬網+梯子梁結構采用shell單元模擬，具體參數如表2所示。

圖1 綜放開采數值模擬模型

表2 巷道支護結構參數

3 數值模擬結果分析

3.1 巷道周邊圍巖應力變化規律研究

工作面不同推進距離下，工作面前方圍巖的支承壓力分布曲線如圖2所示。可以看出，工作面后方煤層的開挖將導致工作面前方約30m范圍內的圍巖支承壓力發生明顯變化：0-6m內圍巖支承壓力降低，而6m外圍巖支承壓力升高，即工作面前方圍巖支承壓力在距工作面約9-11m的位置時最大，往工作面方向迅速減小為0，往推進方向則逐漸衰減到開采前的原巖應力。由圖2和圖3中圍巖最大支承壓力和應力集中系數隨工作面推進距離的變化關系可以判斷：當工作面推進距離達到30m時，工作面前方圍巖發生初次來壓，其應力集中系數達到2.60；當工作面推進距離為60m和100m時，前方圍巖產生周期來壓，其應力集中系數約為2.25。因此，為保證工作面前方巷道在煤層回采期間的安全，須對巷道已有支護作進一步加強或采用液壓支柱進行超前支護。

圖2 工作面前方圍巖支承壓力分布曲線

圖3 工作面前方圍巖應力集中系數隨工作面位置的變化關系

3.2 巷道采空區頂板位移變化規律研究

圖4 給出了采空區煤層頂板豎向位移隨工作面推進距離的變化曲線。由圖可知，當工作面推進30m時，采空區煤層頂板開始失去穩定，其豎向位移迅速增大，但仍是以懸臂梁的形式作用于前方圍巖，此時，工作面前方圍巖支承壓力最大，出現初次來壓；當工作面推進40m時，采空區煤層頂板將首次垮塌，并掉落至底板位置，其懸空長度減小，此時，后方煤層頂板壓力一部分將由煤層底板承擔，因此，工作面前方圍巖支承壓力有所減小；隨著工作面繼續推進，煤層頂板懸空長度變長，前方圍巖支承壓力增大，進而后方煤層頂板又必重現逐漸失穩然后垮落、最后壓力釋放的過程；以此類推，工作面前方圍巖就會在煤層采動過程中周期性的出現極大支承壓力，即周期來壓。

圖4 煤層推進過程中煤層頂板的豎向位移分布曲線

3.3 工作面前方巷道頂板位移變化規律研究

煤層推進過程中工作面前方巷道頂板的豎向位移分布曲線如圖5所示。煤層回采過程中，受開挖擾動的影響，工作面前方巷道頂板圍巖的豎向位移在縱向上呈“指數衰減式”分布，即，越靠近工作面的圍巖，其豎向位移越大，越遠離工作面的圍巖，其豎向位移越小，煤層開挖對前方巷道圍巖變形影響嚴重的區域約為20-30m。從巷道頂板最大變形量大小上看，當工作面推進距離小于30m，隨著煤層的向前開采，工作面前方巷道頂板最大豎向位移將逐漸增大；當工作面推進距離大于30m時，巷道頂板最大豎向位移基本不變，其值約為200mm，此時，巷道頂板存在冒落、掉頂的風險，嚴重威脅煤礦的安全穩定開采。因此，在煤層回采時，必須對工作面前方巷道圍巖變形進行控制，尤其是靠近工作面20m范圍內的圍巖。

圖5 煤層推進過程中工作面前方巷道頂板的豎向位移分布曲線

4 巷道超前支護力學機理分析

上述煤層開挖數值模擬結果表明，采動影響對臨近巷道的破壞主要表現為前方圍巖支承壓力的分布變化以及采空區煤層頂板的垮塌連帶作用，如圖6所示。由圖6（a）可知，煤層開挖前，巷道周邊煤層頂板的支承壓力基本等于下方煤層的彈性抗力，此時，巷道頂板受力均衡，其位移基本為0；而隨著工作面的不斷推進，工作面前方圍巖產生應力集中且應力集中區域不斷在發生改變，同時，支承區域一部分煤層將產生塑性屈服，其煤層抗力下降，這就導致工作面前方頂板圍巖的支承壓力必然在某一時刻大于下方的煤層抗力，導致煤層頂板產生向下的塑性變形，進而巷道頂板出現較大的豎向位移；由圖6(b)可知，在煤層開挖前，巷道頂板近似為單向板，其上方壓力由兩側煤壁進行支承，在原有支護強度下能夠基本保持穩定；隨著工作面的推進，巷道一側煤壁逐漸被切割，巷道頂板下方煤壁支承面積逐漸減小，同時巷道頂板在靠近工作面一側的懸空面積逐漸增大，這就導致懸空一側的巷道頂板產生塑性大變形，連帶工作面前方巷道頂板出現明顯豎向變形。

由上述工作面前方巷道的變形破壞原因，可以揭示巷道超前支護力學機理如下：①如圖6(a)所示，在橫向上，由于超前支護力的存在，煤層頂板在巷道位置產生的撓度變形必將受到抑制，進而巷道頂板變形將減小；②如圖6(b)所示，在縱向上，由于液壓支柱的存在，巷道頂板在前方巷道里頭的支承面積將增大，同時，液壓支柱還會起到減小跨度的作用，減小懸空區域下沉帶來的巷道進一步變形。

圖6 綜采過程中工作面兩側巷道頂板的受力簡圖

根據巷道超前支護力學機理，對常村礦S6-8工作面兩側巷道采用兩排液壓支柱進行超前支護，支護范圍為工作面前方20m，超前支護力為6.5MPa，液壓支柱間距為1.2.m。經過重新數值模擬計算后發現，支護范圍內巷道頂板最大豎向位移減小了將近70%，這說明，超前支護能夠有效改善巷道圍巖的受力條件，減小支護范圍內巷道頂板的豎向位移，保證巷道在回采期間的穩定安全。

5 主要結論

本文以常村礦S6-8工作面為工程背景，采用數值模擬結合理論分析的方法，揭示了綜采工作面巷道的破壞機制以及超前支護力學機理，得到了以下幾個結論：

1）綜放煤層的開采會使工作面前方巷道圍巖出現較大的應力集中現象，尤其是在距工作面約8～12m的位置。

2）當工作面推進距離達到30m時，工作面前方圍巖發生初次來壓，其應力集中系數達到2.60；當工作面推進距離為60m和100m時，前方圍巖產生周期來壓，其應力集中系數約為2.25。

3）受煤層開采擾動作用，工作面前方20m范圍內的巷道頂板圍巖將發生較大變形，其最大值達到了200mm，此時，巷道頂板存在冒落、掉頂的風險，嚴重威脅煤礦的正常開采。

4）煤層采動對臨近巷道的破壞主要表現為前方圍巖支承壓力的分布變化以及采空區煤層頂板的垮塌連帶作用，而超前支護則具有改善巷道周邊圍巖的受力條件，減小巷道收斂變形的效果。