工作面超前支護區自承壓支護技術研究

李天龍

(潞安化工集團 王莊煤礦，山西 長治 046031)

我國煤礦以地下開采為主，保持巷道穩定暢通對礦井安全建設與生產具有十分的重要意義[1]。采煤工作面回采巷道超前段受多種支承壓力影響，礦壓顯現復雜，維護困難[2-3]。為此，《煤礦安全規程》第九十七條規定：采煤工作面所有安全出口與巷道連接處超前壓力影響范圍內必須加強支護，且加強支護的巷道長度不得小于20 m.特殊的應力環境使該區域極易存在安全隱患，如何安全有效支護一直是井巷工程研究的重點和難點。

國內學者在工作面超前支承壓力分布規律及巷道穩定性控制方面開展了大量的研究。在采動支承壓力影響下，回采工作面超前一定范圍內兩巷礦壓顯現特征與工作面距離之間呈正相關[4]。我國煤礦綜采工作面回采巷道超前支護形式以單體液壓支柱配合鉸接頂梁和超前液壓支架等被動式支護為主[5]。單體液壓支柱支護勞動強度大、安全性低，特別是對于厚煤層大采高工作面的適用性較差；以自移式超前液壓支架為主的機械化作業線，極大提高了超前支護效率和安全性，在國內得到了推廣與應用，但也存在反復支撐頂板而引起錨桿(索)支護失效和頂板破碎的問題[6]。

王莊煤礦8105工作面回采過程中，回采巷道超前段巷道變形嚴重，頂板整體下沉、兩幫鼓出、尤其是受超前應力影響巷道底鼓量大，達到800～1 000 mm，巷道返修工作量大、工人勞動強度高。基于此，本文借助FLAC3D數值模擬方法，以王莊煤礦8105工作面為工程背景，進行工作面超前支承壓力分布和巷道變形特征研究，確定合理的巷道超前支護方案。

1 工程背景

8105工作面運輸巷道長881 m，回風巷道長767 m，工作面寬度145 m，煤厚平均5.9 m；工作面采用走向長壁、后退式綜合機械化低位放頂煤一次采全高全部垮落采煤法；8105工作面采掘工程平面如圖1所示。

圖1 8105 工作面采掘工程平面圖

王莊煤礦以往的工作面巷道超前支護措施為“單體柱+π型梁”。即風巷超前支護：支護長度超前工作面50 m，棚距0.6 m，一梁四柱支護。運巷超前支護：支護長度超前工作面40 m，棚距0.8 m，一梁三柱布置。該支護方式勞動強度大、適用性差、安全性低，巷道支護成本高。

2 工作面回采巷道超前變形原理

如圖2所示，在工作面走向方向其覆巖結構仍為砌體梁結構，為方便敘述，砌體梁結構塊體命名為D、E、F，該結構及其承載的巖層荷載仍需要通過巖塊D傳遞至工作面前方煤體上。因此回采巷道的超前變形主要是受到結構巖塊D及其上覆巖層運動的影響，在平面上看，D巖塊實際呈現三角板的形態，即圖3中abc所示塊體，斷裂線ac會超前工作面一定距離形成，但并非貫通裂隙。

圖2 回采巷道超前區域走向結構剖面圖

圖3 回采巷道超前區域弧形三角板示意

以上分析說明，超前巷道變形的根本原因是工作面覆巖破斷形成砌體梁結構導致結構層荷載傳遞至工作面前方形成超前支承壓力，在巖塊向下運動和超前應力的共同影響下，巷道產生大變形。

3 巷道超前段變形破壞機理研究

采用FLAC3D數值軟件，對8105運輸巷道超前支護段應力分布和破壞過程進行研究，為注漿錨索的實踐應用提供依據。

3.1 數值計算模型的建立

根據工作面形狀，考慮到邊界效應，數值模型尺寸為長×寬×高=300 m×350 m×80 m；模擬巷道開挖尺寸為長×寬×高=150 m×4.6 m×2.8 m，工作面開挖尺寸為長×寬×高=150 m×160 m×5.9 m.按照靜水壓力下埋深480 m覆巖重力施加垂直應力。計算采用摩爾-庫倫屈服準則，除去模型上部邊界外的其余邊界均進行“零位移”處理，數值模型如圖4所示。

圖4 數值模型圖

3.2 工作面超前支承壓力分布規律

8105工作面回采巷道超前支承壓力分布規律如圖5所示。

可知，在0～4 m范圍內為應力降低區，應力值小于原巖應力，應力范圍為5～16.3 MPa即煤體破裂區；在4.0～12.5 m范圍內，應力值從原巖應力16.3 MPa逐漸增加至應力峰值38.5 MPa即煤體塑性區，其應力峰值達到原巖應力的2.36倍；隨著垂直應力向深部轉移，在12.5～60 m范圍內，應力值從峰值38.5 MPa逐漸減小至16.3 MPa即煤體的彈性區應力升高部分；在60 m及以外的范圍，應力值逐漸接近原巖應力即煤體原始應力區。

3.3 巷道超前段變形破壞特征

通過模擬采動影響下回采巷道圍巖塑性區隨時間(運行步數)增加產生的變化，分析巷道圍巖的變形破壞失穩過程，為注漿錨索在超前段補強支護提供參考，如圖6和圖7所示。

1) 巷道回采初期，淺部圍巖應力狀態發生轉變。由于巷道斷面較大，巷道頂底板中間位置淺部圍巖表面在應力作用下發生拉伸破壞，并伴隨圍巖塑性區從巷道四個肩角處呈放射狀向外快速擴展，都以剪切破壞為主。隨著時間推移，圍巖破壞范圍向深部擴展，頂底板破壞的同時也導致軟弱幫部煤體產生大量裂隙發育，伴隨著能量的釋放，圍巖塑性區范圍也在快速增加。

2) 巷道回采中期，圍巖兩幫及頂底板的能量釋放達到飽和，裂隙及圍巖塑性區增長速度均下降，此時圍巖具有了一定的自承能力，但伴隨著采動應力及原巖應力的作用，巷道幫部及頂板依舊產生剪切破壞和拉伸破壞，尤其在頂板與煤層之間的夾角處受應力集中影響，煤巖體發生剪切與壓剪破壞，塑性區范圍不斷擴大，煤巖體自承載力大幅下降，圍巖位移量也在快速增長。

3) 巷道回采后期，此時原巖應力與圍巖支承力達到平衡狀態，巖體塑性區釋放能量后也達到了穩定狀態。幫部軟弱煤體在塑性區之外的彈性區和原巖應力區起著支撐巷道頂板壓力的作用。頂板此時表現為受自重彎矩的固支梁結構，主要破壞形式為拉伸剪切破壞。巖層之間受拉應力的影響，頂板產生離層及裂隙發育，影響圍巖完整性和承載力。若頂板巖層較為軟弱，則會加劇幫部軟弱煤體的失穩破壞，從而降低幫部對頂底板巖層的有效控制及支撐，從而導致整個巷道的失穩破壞。

圖6 距工作面5 m巷道塑性區發展規律

圖7 距工作面15 m巷道塑性區發展規律

3.4 巷道超前段控制措施

工作面回采巷道超前支承壓力大約分為四個階段，因此8105工作面回采期間，在超前支承壓力影響范圍內采用差異化支護形式。

采動影響作用下巷道的破壞主要表現在含有軟弱煤體的巷道肩角部位，此處受復雜應力集中影響，煤巖體發生剪切與壓剪破壞，塑性區范圍不斷擴大，煤巖體自承載力大幅下降，圍巖位移量也在快速增長。為保證巷道幫部圍巖能穩定支撐頂板，可以通過將錨桿在肩角處以一定的角度傾斜錨固進煤巖體內，對此處軟弱煤體和軟弱結構面起到加強支護的作用，同時提供剪切阻力來抑制圍巖沿破裂面的剪切錯動，防止肩角部位過早破壞，引起巷幫及圍巖失穩，從而提高巷道幫部的穩定性。

4 工作面超前支護方式優化及礦壓顯現特征

4.1 工作面超前支護方式優化

8105工作面回采期間，在巷道超前支承壓力影響范圍內采用差異化支護形式，如圖8所示。

階段一：超前工作面0～50 m范圍內,采用單體液壓支柱配合注漿錨索超前支護形式。其中，單體液壓支柱間排距為1 800 mm×2 400 mm(3排錨桿1排單體，每排3根單體液壓支柱，其中居中布置1根單體液壓支柱)。

階段二：超前工作面50～100 m范圍內,采用單體液壓支柱配合注漿錨索超前支護形式。其中，單體液壓支柱間排距為3 600 mm×2 400 mm(3排錨桿1排單體，每排2根單體液壓支柱，兩側單體距煤幫1.2 m).

階段三：超前工作面100～150 m范圍內,采用單體液壓支柱配合注漿錨索超前支護形式。其中，單體液壓支柱排距為2 400 mm(3排錨桿1排單體，每排1根單體居中布置)。

階段四：超前工作面150 m至停采線范圍內取消單體支柱支護，采用單排2根注漿錨索補強支護。

4.2 巷道超前區域圍巖內部裂隙發育特征

結合礦井生產地質特征，超前工作面15 m、65 m、115 m、165 m處,布置4個測站進行礦壓監測。采用RBIT-30鉆孔成像儀探測鉆孔壁上結構面和裂隙的分布情況，每個測站包括1個測孔，布置在巷道頂板中間附近，頂板測孔深8 m，鉆孔直徑38 mm.

頂板巖層裂隙分布規律如圖9所示。由圖9可知，頂板裂隙發育帶多位于1.0 m以內。1號測站距回采工作面15 m，處于應力升高區，但其僅在0.00～0.30 m和3.01 m處出現了0.01 m的橫向裂隙，其他區域完整性較好；2號測站距回采工作面65 m，其僅在0.1 m出現了0.01 m的橫向裂隙，在0.01 m和0.32 m處出現了0.02 m的離層；測站3和測站4距回采工作面分別為115 m和165 m，未觀察到明顯裂隙和離層區域。

可知，目前8105運輸巷注漿錨索替代單體液壓支柱的超前支護形式能很好地控制頂板的裂隙發育和離層，能滿足8105工作面回采期間安全高效生產。

5 結 語

1) 通過數值模擬得到超前支承壓力分布規律，結果表明：超前支承應力峰值38.5 MPa，位于工作面前方12.5 m處，應力集中系數為2.36，影響范圍為工作面回采位置至工作面前方60 m.分析了回采巷道采動影響變形特征，主要為巷道肩角部位，此處受復雜應力集中影響，煤巖體發生剪切與壓剪破壞，塑性區范圍不斷擴大，煤巖體自承載力大幅下降，圍巖位移量也在快速增長。

2) 在巷道超前支承壓力影響范圍內采用單體液壓支柱和注漿錨索相結合的分區域差異化超前支護形式。現場礦壓觀測結果表明：注漿錨索自承壓支護區域巷道處圍巖完整性好，頂板鉆孔未見明顯離層及裂隙發育，能滿足8105工作面回采期間安全高效生產。