不同長度工作面的支承壓力規律與超前支護研究

張寧

（山西焦煤霍州煤電集團有限公司 辛置礦，山西 霍州 031400）

0 引言

隨著井工煤礦開采深度的增加，地下煤礦開采地質環境日益復雜，常遇到斷層、陷落柱等影響布置規則矩形長壁工作面的特殊地況[1-3]。這種情況常需要因地制宜的布置不規則的工作面，在保障煤層采出率的同時實現高效安全開采。常見的不規則工作面在開采時會出現不同長度的現象，在礦山壓力顯現程度上是不同的[4-5]，工作面前方的超前支承壓力段存在明顯差異，對兩側巷道的超前支護距離產生影響。對于工作面超前支護距離的精確監測，許濤[6]提出可以通過整條測線應力監測結果確定；李志強等[7]則根據監測分析了開采厚度對超前支護距離有著正比關系；在超前段巷道支護技術上，趙素杰[8]提出建立端頭及超前支護液壓支架組進行控頂并保障安全通暢；師云龍[9]重點分析了超前支護段液壓支架頂梁的結構形式與設計選擇；馬登林[10]則認為超前支護應以注漿錨索代替支柱、支架，并成功應用。

以上學者針對工作面超前礦壓規律和巷道超前段支護方法進行了廣泛的研究，但對于同一區段不同工作面長度的影響規律研究較少。本文通過現場勘查及FLAC3D 數值分析方法，對不同長度工作面的超前礦壓規律和超前支護距離進行研究，并得到巷道在工作面前方的加強支護距離和方案，為相似工程提供典型案例參考。

1 概 況

李雅莊煤礦隸屬于霍州煤電集團有限責任公司，核定生產能力為240 萬t/a，礦區地表為黃土丘陵剝蝕地貌，存在很多黃土塬、梁。

李雅莊煤礦2-615 工作面位于六采區中部右翼，該工作面的左側為2-607 回采工作面。由于右側及前方存在大斷層，設計工作面由兩個不同斜長的矩形組成，整體形狀不規則，如圖1 所示。

圖1 615 工作面平面示意Fig.1 The plan of No.615 Fac

2-615 工作面待采煤層由斜長為110 m 的塊段一和斜長為210 m 的塊段二組成。工作面在兩個階段的推進距離分別約為530 m 和358 m，總推進距離為888 m。

2-615 工作面煤層屬于二疊系山西組2 號煤，為1、2 號煤層合并區域，節理較發育，平均煤層厚度為3.5 m，預計夾矸厚度最薄為0.1 m，最厚為0.2 m，復雜結構煤層。煤層一般含1 層夾矸，以泥巖、炭質泥巖為主。煤巖類型為半亮型、光亮型。工作面煤層的頂板多為細砂巖，水平層理，富含煤紋，含少量白云母片，底板含灰黑色粉砂巖條帶，單向抗壓強度366 kg/cm2，抗拉強度31～33 kg/cm2。

615 工作面頂底板巖層厚度及特征見表1。

表1 615 工作面頂底板巖層措施Table.1 Roof and floor strata of 615 working face

2 工作面不同塊段開采的數值分析

2.1 數值模型

根據615 工作面設計規程，建立不同塊段的工作面回采數值模型，其對應情況如圖2 所示。

圖2 不同工作面長度的有限元模型Fig.2 The finite element model with different working face length

模型一：長×寬×高為150 m×146 m×32.78 m；

模型二：長×寬×高為150 m×246 m×32.78 m。

模型四周方向固定，底部邊界固定。在模型的上邊界施加均布載荷。

式中：γ 為容重，kg/m3；H為埋深，m。

計算可得上邊界應施加14.4 MPa 壓應力，同時，側壓系數取1.2，重力加速度取10 m/s2。

在采空區表面建立Interface 接觸面，以實現在煤層開挖后，采空區底板承接其垮落的頂板。在兩處模型中，采取標準的控制變量法，兩模型僅在工作面長度上存在差異，而在推進距離、采高、巷道位置、計算模擬參數上均保持相同。

2.2 工作面超前支承壓力分析

在兩模型運行平衡后，采空區頂板會充分垮落，工作面及前方巷道的應力重新分布。此時，工作面前方煤體和兩側巷道圍巖內支承壓力出現強應力集中的情況。選取垂直應力指標，可以得到采場和巷道兩側的支承壓力分布狀況，如圖3 所示。

圖3 采場和巷道圍巖支承壓力分布Fig.3 Abutment pressure distribution of face and roadway surrounding rock

根據現場工作面前方的超前支承壓力高峰區和巷道兩側的支承壓力高峰區的模擬結果，對超前支護段的距離進行分析。

由圖3 可知，長度110 m 和210 m 的工作面前方均有超前支承壓力高峰帶產生，且其區域均展現出“中間小，兩邊大”的特征，反映了工作面端頭和其超前段巷道支護的必要性。

兩模型運行結果的不同點：210 m 工作面的超前支承壓力高峰帶寬度較大，且最大應力增高系數達到了2.68；而110 m 工作面的超前支承壓力在寬度和增高系數上均相對較小。

為了準確測量超前段巷道在實體煤側的應力變化程度及范圍，對巷道實體煤幫處布置測線，測量距離為50 m，測量結果如圖4 所示。

圖4 工作面超前支承壓力曲線Fig.4 Advance abutment pressure curve of working face

由圖4 可知，巷道實體煤幫的工作面超前支承壓力在推進方向上均呈現“先快速增大，后降至平緩”的規律。110 m 長度的工作面在超前段應力的峰值為35.1 MPa，位于超前段8 m 的位置。而210 m 長度的工作面在超前段應力的峰值為36.5 MPa，位于超前段6.3 m 的位置。由此可得，隨著工作面長度的增加，超前支承壓力的峰值點前移，峰值強度增加，且超前支承壓力影響范圍增加。

2.3 工作面超前段巷道剪應力分析

剪應力分析較好的反映主應力差的大小，以表征圍巖易發生剪切破壞的區域，超前段巷道的圍巖剪應力分布如圖5 所示。

圖5 超前段巷道圍巖剪應力分布Fig.5 Shear stress distribution of roadway surrounding rock in advance section

210 m 工作剪應力高峰區在程度和峰值上均大于110 m 工作面的情況。同時，從影響范圍上，110 m 工作面剪應力集中距離為18.4 m，210 m 工作面剪應力集中距離為22.5 m，兩距離值雖有差異，但從云圖上看，關鍵控制區域均在煤壁前方15 m 之內。

2.4 巷道超前支護距離分析

根據110 m 和210 m 工作面數值模型的模擬結果，結合前方實體煤超前支承壓力和剪應力分析，110 m 工作面兩側巷道超前段支護距離應為20 m，210 m 工作面兩側巷道超前段支護距離應控制在25 m，兩種長度的工作面均應重視前15 m 內的支護。

3 巷道超前支護方案

3.1 運輸巷的超前支護

運輸巷的超前支護采用單體液壓支柱配合4.2 m 金屬π 梁、鐵鞋，一梁兩柱、兩行支護，高度不低于2.8 m，柱距為0.9 m，行人側支設后保證行人通道寬度不低于0.8 m，第一排π 梁距離端頭支架前梁最小距離不超過460 mm，最大距離不超過1 260 mm（采煤機割正巷端頭時需提前回撤一排π 梁，此時端頭支架距離正巷超前支護第一架π梁的距離最大），所有支柱必須掛專用防倒鏈。

615 運輸巷的超前支護方案如圖6 所示。

圖6 運輸巷的超前支護方案Fig.6 Advance support scheme of transportation roadway

3.2 回風巷的超前支護

3.2.1 單體柱支護

單體柱支護如圖7 所示。采用單體液壓支柱配合3.6 m 金屬π 梁、鐵鞋，一梁兩柱、兩行支護，高度不低于2.8 m，柱距為0.9 m，支設后保證行人通道寬度不低于0.8 m，第一排單體柱距離端頭支架前梁最小距離不超過460 mm，最大距離不超過1 260 mm，所有支柱必須掛專用防倒鏈。

圖7 單體柱的支護方案Fig.7 The supporting scheme of single column

3.2.2 超前支架支護

超前支架支護如圖8 所示。采用ZZ10000/21/42型超前支架3 架進行支護。

圖8 超前支架的支護方案Fig.8 Supporting scheme of advanced support

當超前支架側護板距抽放管路距離≤1.2 m 時，超前行人通道不支設單體液壓支柱；當支架側護板距抽放管路距離＞1.2 m 時，在距抽放管路0.1 m處支設一排單體液壓支柱對超前段進行加強支護，支柱間距為0.8 m。

經現場支護實踐，對長度為110 m 和210 m 的工作面進行超前20 m 和25 m 的加強支護，并隨著工作面回采跟進支護，期間頂板控制良好，無劇烈底鼓、幫鼓等動壓現象發生，保障了工作面端頭區順槽的圍巖穩定性。

4 結論

（1）通過數值模擬對比得出110 m 長度和210 m 長度工作面的超前支承壓力均展現出“中間小，兩邊大”的分布特征，工作面長度增長，超前應力集中區寬度增大且最大應力系數增高。

（2）110 m 和210 長度工作面兩側巷道超前段支護距離應為20 m 和25 m，且均在前15 m 內的存在應力高峰區。

（3）運輸巷的超前支護采用單體液壓支柱配合金屬π 梁進行加強支護，而回風巷的超前支護根據頂板情況直接采取超前支架進行支護，兩種工作面回采期間均實現了超前段圍巖的穩定。