回采巷道超前支護段應力分布及變形特征研究

謝 龍， 梁 順

(1.國家能源集團 神東煤炭集團， 陜西 榆林 719300; 2.中國礦業大學, 江蘇 徐州 221000)

回采巷道超前支護段受掘進及多次采動影響，圍巖裂隙相對發育，巷道變形加劇，表現出較為強烈的礦壓顯現，易造成冒頂、片幫，甚至引發沖擊地壓事故。因此，對回采巷道采取及時有效的超前支護形式，能夠在很大程度上降低甚至排除事故風險，提高巷道支護質量和巷道圍巖穩定性，有利于井下煤炭資源安全高效開采。

我國煤礦巷道支護經歷了木支護、砌碹支護、金屬支架支護到錨桿支護的發展過程，總結為四類支護方法：支護法、加固法、應力控制法、聯合支護法[1]. 史澤坡等[2]通過數值模擬分析厚煤層堅硬頂板工作面開采過程中超前支承壓力分布特征，發現其影響范圍可達40 m以上，且應力集中程度普遍處于較高狀態。李學華等[3]從巷道圍巖應力轉移的角度提出底板松動爆破加注漿、巷道底板掘巷、巷道頂板掘巷等技術，為解決高應力巷道維護提供了理論依據和技術支持。王國法等[4]采用數值模擬和現場監測相結合的研究方法分析了采動應力分布規律與影響范圍，提出了“低初撐、高工阻”非等強耦合支護理念和超前支護設計原理。這些研究成果為巷道支護設計提供了有力的理論與技術支撐，尤其是超前巷道應力分布規律及圍巖變形特征作為支護設計的落腳點，決定了超前支護長度和支護強度。

針對受采動影響的回采巷道超前支護難題，本文利用數值計算分別研究主運順槽及輔運順槽超前支護段圍巖應力分布及變形特征，為把握工作面四周支承壓力分布規律及確定超前支護強度、支護距離提供理論參考。

1 工程概況

寸草塔二礦31204綜放工作面位于31煤二盤區，工作面走向長度2 642.6 m，傾向長220.8 m. 區段煤柱寬度為20 m，運輸順槽寬6.0 m、高3.6 m，輔運順槽寬5.4 m、高3.6 m，工作面采用一次采全高，回采長度1 391.2 m，煤層厚度3.2～3.7 m，平均煤厚3.45 m. 煤層頂底板巖性特征見表1. 31204工作面布置3條順槽，分別為31204主運順槽、31204輔運順槽、31205輔運順槽；其中31204主運順槽為主要運輸巷兼做進風巷，31204輔運順槽用于進風同時兼做輔助運輸巷，31205輔運順槽用作回風同時兼做輔助運輸巷。31204工作面巷道布置圖見圖1.

2 模型建立

根據寸草塔二礦31204綜放工作面地質信息建立數值計算模型，模型尺寸長412 m×寬150 m×高52.3 m，布置2條順槽，劃分兩個工作面，本工作面面長220.8 m，上區段工作面面長簡化為100 m.

表1 煤層頂、底板巖性特征表

模型邊界條件為：模型上部施加按上覆巖層重量計算的垂直應力，取7.1 MPa；模型底部沿垂直方向固定，左右兩邊界沿水平方向固定，煤層頂底板建立接觸面。采用摩爾—庫倫屈服準則，各巖層力學參數見表2.

數值模型計算步驟：1) 根據工作面巷道布置情況，建立數值計算模型。2) 對巖層力學參數賦值，迭代至原巖應力平衡。3) 上區段工作面進行回采，共推進130 m，運算至平衡，輸出輔運順槽圍巖應力云圖、位移云圖、塑性區分布圖。4) 本工作面進行回采，推進40 m，輸出兩順槽超前10 m、20 m、30 m、40 m的應力云圖、位移云圖及塑性區分布圖。

圖1 31204工作面巷道布置示意圖

表2 各巖層力學參數表

3 一次采動影響下巷道圍巖應力分布及變形特征

1) 垂直應力。

沿工作面前進方向取輔運順槽截面，記錄采空區前后一定距離內圍巖垂直應力分布情況，得到側向支承壓力影響范圍；記錄超前工作面一定距離內運輸順槽圍巖垂直應力分布情況，得到超前支承壓力影響范圍。上區段采空區前10 m，采空區后10 m、20 m及30 m處輔運順槽的垂直應力分布見圖2.

由圖2分析可知，受上區段工作面一次回采影響，巷道圍巖應力再次重新分布，在煤柱及本工作面側幫造成不同程度的應力集中。隨著上區段工作面回采，煤柱煤體內應力集中十分明顯，特別是靠近上區段采空區一側，垂直應力最大值達到16.5 MPa，應力集中系數為2.82. 本工作面側幫受側向支承壓力影響程度減弱，該區域內側向支承壓力峰值為12.6 MPa，應力集中系數為1.58，見圖3. 本工作面超前10 m、20 m、30 m、40 m處，運輸順槽垂直應力分布見圖4. 受本工作面超前支承壓力影響，巷道周邊圍巖應力集中程度較大，特別是工作面側幫更為明顯。超前工作面10 m、20 m、30 m、40 m處，本工作面側幫應力峰值分別是17.3 MPa、11.8 MPa、9.2 MPa、8.0 MPa，應力集中系數分別為2.53、1.95、1.66、1.4，峰值處分別位于距離運輸順槽靠近煤柱幫表面3.2 m、2.2 m、2.1 m、1.9 m處。

圖2 上區段采空區前后一定距離輔運順槽垂直應力云圖

圖3 上區段采空區后工作面側傾斜方向垂直應力分布圖

圖4 超前工作面一定距離運輸順槽垂直應力云圖

沿走向在本工作面煤體內，距離運輸順槽靠近煤柱幫部10 m處取一測線，得到本工作面側幫超前支承壓力分布見圖5. 由圖5可知，應力峰值出現在工作面前方7 m處，峰值強度為21.8 MPa，應力集中系數2.7，支承壓力影響范圍大致在工作面前方35 m內。

圖5 本工作面側幫超前支承壓力分布圖

2) 垂直位移。

超前工作面40 m范圍內，運輸順槽位移分布見圖6，頂板最大下沉量見圖7. 通過對比發現，受本工作面一次采動影響后，運輸順槽頂板下沉加劇，頂板最大下沉量達到140 mm. 越遠離工作面，頂板最大下沉量逐漸減小。

3) 塑性區分布。

受本工作面一次采動影響后，超前工作面40 m范圍內運輸順槽塑性區發育見圖8. 由圖8分析可知，在本工作面超前支承壓力的影響下，巷道圍巖發生塑性破壞的范圍逐步擴大，塑性區半徑相應增大。支承壓力引起巷道靠近煤柱幫、工作面煤壁及煤層底板發生強烈的塑性破壞。圍巖塑性區發展至超前工作面約35 m處與掘進期間塑性區一致。通過對比圖8也可以發現，超前支承壓力主要使巷道頂板、靠近煤柱幫圍巖塑性區更為發育，而實體煤幫、底板塑性區范圍與掘進期間相差不大。

圖6 超前工作面40 m運輸順槽垂直位移分布云圖

圖7 超前工作面40 m內運輸順槽頂板最大下沉量圖

圖8 運輸順槽超前工作面40 m內塑性區圖

受上區段工作面回采影響，輔運順槽周邊圍巖塑性區發育情況見圖9. 由于留設的煤柱降低了側向支承壓力的影響，一定程度上減輕輔運順槽工作面側幫圍巖發生塑性破壞。由圖9可知，煤柱塑性區發育顯著，在側向支承壓力影響下，煤柱大部分區域及煤層底板發生大范圍塑性區破壞，而工作面側幫圍巖塑性區范圍與掘進期間相差不大。由于采空區側向支承壓力作用，輔運順槽頂板塑性區范圍和深度較掘進期間擴大，并且上區段采空區破斷巖層觸矸后，采空區逐漸被壓實，支承壓力得到釋放，因此側向支承壓力影響程度增大，而后趨于穩定。

圖9 上區段采空區后一定范圍內輔運順槽塑性區分布圖

4 二次采動影響下巷道圍巖應力分布及變形特征

工作面輔運順槽除了受上區段工作面側向支承壓力影響之外，還受本區段工作面回采超前支承壓力影響稱為二次采動影響，其圍巖應力分布、頂板位移變化、塑性區分布較一次采動影響下更顯著。現分析超前工作面40 m范圍內垂直應力、頂板垂直位移、塑性區范圍等參數的變化。

1) 垂直應力。

輔助運輸順槽超前工作面一定范圍內垂直應力分布見圖10，圖11.

圖10 超前工作面40 m內輔運順槽垂直應力云圖

綜合分析圖10、圖11可知，二次采動影響期間輔運順槽巷道圍巖垂直應力主要集中在本工作面幫、煤柱幫，而兩幫的垂直應力主要由掘進擾動、上區段采空區側向支承壓力、本工作面超前支承壓力疊加而成。本工作面前方10 m、20 m、30 m、40 m處，工作面側幫垂直應力峰值分別為28.1 MPa、27.2 MPa、22.0 MPa、17.0 MPa，應力集中系數為3.5、3.42、2.75、2.13，應力峰值距離巷道表面3.0 m、3.2 m、3.5 m、3.6 m. 對比運輸順槽超前支承壓力分布發現，輔運順槽支承壓力峰值達26.1 MPa，較運輸順槽超前支承壓力峰值增大4.3 MPa，峰值位置為工作面前方8 m，應力集中系數為3.26，疊加支承壓力影響范圍為50 m.

圖11 兩順槽工作面幫支承壓力對比圖

2) 垂直位移。

記錄本工作面回采時工作面前方60 m范圍內頂板最大下沉量，并將該順槽上區段工作面回采時頂板最大下沉量繪制于同一圖中(見圖12). 由圖12可知，受本工作面二次采動影響，輔運順槽頂板最大下沉量在工作面前方50 m范圍內較一次采動影響時頂板最大下沉量有所增加，最大增量為200 mm. 而超前工作面50 m外，巷道頂板最大下沉量與一次采動影響下頂板下沉量相差無幾，進而印證了疊加支承壓力影響范圍大致為工作面前方50 m.

圖12 兩次采動影響下輔運順槽頂板最大下沉量對比圖

3) 塑性區。

超前工作面10 m、20 m、30 m、40 m處，輔運順槽圍巖塑性區分布見圖13. 在疊加支承壓力的作用下，圍巖發生較大范圍的塑性破壞。超前工作面10 m處，塑性區分布主要集中于本工作面側幫部、煤柱幫及巷道頂底板，頂板最大塑性區深度為2.1 m；超前工作面20 m處，塑性區主要分布于巷道頂板、煤柱幫。頂板最大塑性區深度為2.1 m；超前30 m、超前40 m塑性區分布與超前20 m塑性區分布類似，主要區別在于前兩者的煤柱幫、頂板塑性區范圍相對較小些。

圖13 超前工作面40 m內輔運順槽塑性區分布云圖

綜上，運輸順槽受掘進擾動、本工作面回采影響，工作面側幫應力集中峰值為20.6 MPa，應力集中系數為2.58. 本工作面超前支承壓力峰值強度為21.8 MPa，位于本工作面煤壁前方7 m處，支承壓力影響范圍為35 m.運輸順槽超前段巷道掘進期間頂板下沉量為35.9 mm，頂板塑性區深度為0.7 m，受一次采動影響后，最大頂板下沉量為 140 mm，頂板塑性區最大深度為2.1 m. 輔運順槽受掘進擾動、上區段工作面一次回采影響、本工作面二次回采影響，疊加支承應力集中于工作面側幫部、煤柱幫，應力峰值為32.7 MPa，應力集中系數為4.08. 疊加支承壓力峰值為26.1 MPa，位于本工作面煤壁前方8 m處，支承壓力影響范圍為50 m. 輔運順槽超前段巷道掘進期間頂板下沉量為35.9 mm，受一次采動影響后，巷道頂板最大下沉量為150 mm；受二次采動影響后，巷道頂板最大下沉量為350 mm.

5 結 論

1) 通過超前段巷道數值計算模型求解，得出掘進擾動、一次采動、二次采動對超前段巷道圍巖應力分布、頂板垂直位移、塑性區分布等影響程度不一。一次采動影響使得運輸順槽垂直應力集中于本工作面實體煤處，使頂板下沉最大增加104.1 mm，塑性區較發育，超前支承壓力峰值為21.8 MPa，應力集中系數2.7，影響范圍為超前工作面35 m. 受二次采動影響，輔運順槽疊加支承壓力峰值26.1 MPa，影響范圍為超前工作面50 m，頂板下沉最大增量為200 mm，塑性區很發育。

2) 運輸巷受一次回采影響，工作面側幫部應力集中明顯，頂板下沉量迅速增加，塑性區較發育，超前支承壓力影響范圍可達35 m；輔運巷受一次回采影響，煤柱及工作面側幫出現應力集中，頂板下沉量增加，而受二次回采影響，工作面側幫及煤柱均表現高度的應力集中，頂板下沉量快速增加，塑性區特別發育，疊加支承壓力影響范圍擴大，峰值位置前移。結合采場周圍支承壓力分析，認為超前支承壓力與側向支承壓力的疊加效果決定了超前巷道超前支護強度、支護距離的不同：運輸順槽的超前支護強度、支護距離均小于輔運順槽。

3) 由于運輸順槽與輔運順槽受巷道布置位置及各自服務功能的不同，從掘進到進入采空區的“全生命周期”服務期間將承受不同程度的“采掘”活動影響。運輸順槽兩側均為實體煤，僅受本工作面一次采動影響；輔運順槽先后承受上區段及本區段工作面兩次采動影響，巷道圍巖應力環境更為復雜，巷道全周期圍巖變形量大。所以兩順槽進行超前支護時需要區別對待，進行分區域分級支護。