向斜構造區域綜采面超前支承壓力分布規律研究

金志遠，高林生

(1.貴州理工學院 礦業工程學院，貴州 貴陽 550003； 2.華北科技學院 安全工程學院，河北 廊坊 065201)

向斜是煤礦常見的一種構造，由于地應力的影響和向斜的結構特點，向斜軸部和兩翼受力及應力分布存在差異，而采煤工作面推采通過向斜構造過程中，由于受超前支承壓力影響，回采巷道會發生變形破壞。為了使回采巷道斷面能夠達到滿足實際生產的要求，就需要在采煤工作面前方一定范圍內對回采巷道進行加強支護，也就是超前支護，目前常用的超前支護方式主要有單體液壓支護+鉸接頂梁，或單體液壓支護+Π型鋼梁，或者超前支架。《煤礦安全規程》規定，采煤工作面超前支護范圍不得小于20 m，但是由于各個礦區的地質條件、煤層賦存條件存在差異，超前支護范圍也存在差異。另外，由于受超前支承壓力影響，回采巷道超前支護段的應力分布也存在差異，而研究回采巷道超前支護段的應力分布規律是超前支護設計的關鍵問題。針對某礦1204綜采面通過向斜構造過程中回采巷道的超前支護問題，采用FLAC3D數值模擬軟件建立與1204綜采面覆巖地層相似的模型，模擬實際煤層開采，研究采煤工作面推采通過向斜構造過程中俯采階段、向斜軸部階段和仰采階段的超前支承壓力分布規律，與此同時采用壓力表測試方式，測定超前支護段的單體液壓支柱壓力，實測采煤工作面的超前支承壓力，并與數值模擬結果對比分析，為合理的超前支護方案制定奠定基礎。

1 工作面概況

1204工作面布置在二疊系下統山西組2號煤層中，地面大部分被第三、四系黃土覆蓋，東部為上示嶺丘陵地帶，北部為南嶺和正溝的山坡地帶，由2個向斜和1個背斜構成，工作面整體為南東高、北西低，煤層蓋山厚334～487 m。該綜采面西鄰一采區邊界，南為已開采的1202綜采面，東鄰集中軌道巷，北為正在開采的1206綜采面。1204工作面對應的地面標高為+948～+1 103 m，井下標高為+495～+541 m；走向長度1 980 m，傾向長度167 m。

2號煤層厚度為2.50～3.95 m，平均為3.20 m；傾角為3°～8°，平均為6°。基本頂為砂質泥巖，厚度為6.5 m；直接頂為泥質頁巖，厚度為1.6 m；直接底為砂質頁巖，厚度為2.4 m；基本底為細粒砂巖，厚度2.42 m。工作面采用綜合機械化采煤法，全部垮落法控制頂板。

2 超前支護方式的選擇

目前我國煤礦綜采面采用的超前支護方式主要有：單體液壓支柱+金屬頂梁方式(包括“單體液壓支柱+一字金屬鉸接頂梁”、“單體液壓支柱+十字金屬鉸接頂梁”和“單體液壓支柱+Π型鋼梁”)和超前支架。不同超前支護方式對比見表1。

表1 不同超前支護方式對比Tab.1 Comparison of different advanced supporting methods

根據實際生產地質條件，通過對不同超前支護方式的缺點進行對比分析，確定1204綜采面超前支護方式為“單體液壓支柱+Π型鋼梁”。單體液壓支柱選用DZ-35型，Π型鋼梁選用DFB4000-300型，超前支護設計為40 m，單體液壓支柱穿鞋。

3 數值模型建立

采煤工作面推進距離不同時，覆巖結構特征不同，在其自重壓力和采動影響共同作用下，綜采面超前支承壓力分布規律存在差異性[1-5]；另一方面，綜采面受構造影響時，基本頂和直接頂結構特征及受力特點不同，引起綜采面超前支承壓力分布規律不同[6-7]。根據1204綜采面的生產地質條件，采用FLAC3D三維數值模擬軟件，針對向斜構造區域(包括過向斜軸部階段、俯采階段和仰采階段)，開展了超前支承壓力分布規律研究。

根據1204綜采面的生產地質條件，建立向斜模型(圖1)，模擬綜采面向斜構造區域回采，研究向斜構造區域綜采面超前支承壓力分布規律。考慮邊界影響、綜采面預期可能達到的超前支承壓力影響范圍及此次研究需要開挖的最大尺寸，確定模型長×寬×高=300 m×300 m×100 m。模型的左、右及下邊界均為位移固定約束邊界，上邊界為應力邊界，按上覆巖層厚度施加均布載荷。為使模擬結果真實反映客觀實際，煤層本構關系采用應變軟化模型，巖層本構關系采用Mohr-Coulumb模型。采用界面單元模擬巖層層面。

圖1 向斜模型Fig.1 Syncline model

向斜構造區域綜采面開采模擬設計如下：綜采面推進30 m，模擬俯采階段(俯采角度為10°)；綜采面推進50 m，模擬過向斜軸部階段(傾角為0°)；綜采面推進78 m，模擬仰采階段(仰采角度為10°)。測線布置：在綜采面內，靠近材料巷一側布置1條測線A-A，在運輸巷一側布置1條測線B-B，監測采煤面超前支承應力變化，測線布置如圖2所示。

圖2 測線布置Fig.2 Survey line layout

4 超前支承壓力分布規律

4.1 俯采階段

俯采階段超前支承壓力分布云圖如圖3所示，綜采面超前支承壓力變化曲線如圖4所示。

圖3 俯采階段綜采面超前支承應力分布云圖Fig.3 Cloud map of leading support stress distribution in fully-mechanized mining face in subduction working stage

圖4 俯采階段綜采面超前支承壓力分布曲線Fig.4 Distribution curve of advanced abutment pressure in fully-mechanized mining face in subduction working stage

(1)運輸巷側的超前支承壓力影響范圍為42.4 m，綜采面前方0～23.6m為劇烈影響區，23.6～42.4 m為微弱影響區，應力峰值為18.6 MPa，在綜采面前方14.4 m處，應力集中系數為1.86；材料巷側的超前支承壓力影響范圍為41.7 m，綜采面前方0～22.8 m為劇烈影響區，22.8～41.7 m為微弱影響區，應力峰值為18 MPa，在綜采面前方13.9 m處，應力集中系數為1.8。與材料巷相比，運輸巷側的超前支承壓力影響范圍增大0.5 m，應力峰值增大了0.6 MPa，距綜采面的距離增大了0.5 m，應力集中系數增大了0.06。

(2)俯采時，在基本頂結構及上覆巖層的重力作用下，與沿水平方向回采時相比，力的作用點前移，使得超前支承壓力影響范圍和應力峰值位置距綜采面的距離都變大，根據俯采時基本頂受力特點，作用在基本頂的力是巖層自重的分力，因此，超前支承壓力應力集中程度相對較小。

4.2 過向斜軸部階段

過向斜軸部階段超前支承壓力分布云圖如圖5所示，超前支承壓力變化曲線如圖6所示。

圖6 過向斜軸部綜采面超前支承壓力分布曲線Fig.6 Distribution curve of advanced abutment pressure in fully-mechanized working face when crossing syncline axis

(1)運輸巷側的超前支承壓力影響范圍為35.6 m，綜采面前方0～20.6 m為劇烈影響區，20.6～39.7 m為微弱影響區，應力峰值為24.9 MPa，在綜采面前方11.8 m處，應力集中系數為2.46；材料巷的超前支承壓力影響范圍為35.3m，綜采面前方0～19.8 m為劇烈影響區，19.8～39.3 m為微弱影響區，應力峰值為24 MPa，在綜采面前方11.2 m處，應力集中系數為2.4。與材料巷相比，運輸巷側的超前支承壓力影響范圍增大了0.4 m，應力峰值增大了0.9 MPa，距綜采面的距離增大了0.6 m，應力集中系數增大了0.09。

(2)過向斜軸部時，由于受構造影響，圍巖應力集中程度較大，且圍巖比較破碎，綜采面超前支承壓力影響程度較俯采時大，但影響范圍較俯采時小。與正常回采時相比，超前支承壓力影響范圍和應力集中程度都大[8-12]。

4.3 仰采階段

仰采階段綜采面超前支承壓力分布云圖如圖7所示，超前支承壓力變化曲線如圖8所示。

圖7 仰采階段綜采面超前支承應力分布云圖Fig.7 Cloud map of leading support stress distribution in fully-mechanized mining face in upward working stage

(1)運輸巷側的超前支承壓力影響范圍為32.6 m，綜采面前方0～19.1 m為劇烈影響區，19.1～32.6 m為微弱影響區，應力峰值為23.3 MPa，在綜采面前方8.8 m處，應力集中系數為2.33；材料巷側的超前支承壓力影響范圍為31.9 m，綜采面前方0～18.8 m為劇烈影響區，18.8～31.9 m為微弱影響區，應力峰值為23.1 MPa，在綜采面前方8.6 m處，應力集中系數為2.31。與材料巷相比，運輸巷側的超前支承壓力影響范圍增大0.7 m，應力峰值增大了0.2 MPa，距綜采面的距離增大了0.2 m，應力集中系數增大了0.02。

圖8 仰采階段綜采面超前支承壓力分布曲線Fig.8 Distribution curve of advanced abutment pressure in fully-mechanized mining face in upward working stage

(2)仰采時，綜采面超前支承壓力向采空區方向傾斜，因此支承壓力影響范圍較俯采時的小，但直接頂隨著綜采面的向前推進，隨采隨冒，基本頂巖層斷裂成的巖塊在重力的作用下向采空區方向旋轉、下滑，使得綜采面液壓支架上方巖層結構很不穩定，引起礦壓顯現極其劇烈，使得超前支承壓力集中程度較俯采時大[13-15]。

5 現場實測

由于運輸巷安裝有帶式輸送機，空間受限不方便實測，因此只在材料巷用壓力表對超前支護范圍內的單體液壓支護壓力進行了實測。實測結果如圖9所示。

圖9 單體液壓支柱壓力分布曲線Fig.9 Pressure distribution curve of single hydraulic prop

由圖9可知：①俯采階段，工作面前方0～21.4 m為劇烈影響區，21.4～40.0 m為微弱影響區，應力峰值在工作面前方12.3m處，應力集中系數為1.71；②過向斜軸部階段，工作面前方0～18.3 m為劇烈影響區，18.3～35.0 m為微弱影響區，應力峰值在工作面前方10.5 m處，應力集中系數為2.48；③仰采階段，工作面前方0～18m為劇烈影響區，18～33 m為微弱影響區，應力峰值在工作面前方8.95 m處，應力集中系數為2.22。

6 結論

(1)對比分析不同超前支護方式的優缺點，結合1204綜采面的工程地質條件，確定超前支護方式為“單體液壓支柱+Π型鋼梁”，單體液壓支柱選用DZ-35型，Π型鋼梁選用DFB4000-300型。

(2)數值模擬得出：向斜構造區域回采時：俯采階段，工作面超前支承壓力影響范圍為42 m，應力集中系數為1.83；過向斜軸部階段，工作面超前支承壓力影響范圍為35.4 m，應力集中系數為2.45；仰采階段，超前支承壓力影響范圍為32.2 m，應力集中系數為2.32。

(3)現場實測得出：俯采階段，工作面超前支承壓力影響范圍為40 m，應力集中系數為1.71；過向斜軸部階段，工作面超前支承壓力影響范圍為35 m，應力集中系數為2.48；仰采階段，工作面超前支承壓力影響范圍為33 m，應力集中系數為2.22。

(4)向斜構造區域回采時，過向斜軸部階段的應力集中程度最大，仰采階段的次之，俯采階段的最小；但俯采階段的支承壓力影響范圍最大，過向斜軸部階段的次之，仰采階段的最小。