綜采工作面回采巷道超前支護(hù)的力學(xué)機(jī)理研究

楊繼飛

（山西煤炭進(jìn)出口集團(tuán)有限公司 ，山西 太原 030006）

0 前 言

回采巷道作為一種服務(wù)于采煤工作面的巷道，主要擔(dān)負(fù)著煤炭運(yùn)輸、采面通風(fēng)等任務(wù)[1]。然而回采巷道大多為煤巷，其圍巖節(jié)理裂隙發(fā)育、完整性差、強(qiáng)度較低，同時(shí)還受到外部復(fù)雜條件和采動(dòng)的影響，導(dǎo)致回采巷道通常會(huì)在綜采過程中因強(qiáng)烈礦壓顯現(xiàn)而變形過大，給煤礦安全生產(chǎn)帶來巨大威脅[2-4]。因此，回采巷道的超前支護(hù)機(jī)理和技術(shù)已成為制約煤礦穩(wěn)定開采的一個(gè)關(guān)鍵問題。

針對(duì)回采巷道超前支護(hù)問題，魯巖[5]采用理論分析、數(shù)值模擬及現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)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(guī)律；陳軼平[6]通過對(duì)綜采工作面超前支承壓力的觀測(cè)，分析了綜采工作面在開采過程中巷道圍巖應(yīng)力的活動(dòng)規(guī)律，提出了綜采工作面巷道掘進(jìn)時(shí)和回采時(shí)超前支護(hù)的有效支護(hù)方式；何團(tuán)[7]理論分析了回采巷道強(qiáng)動(dòng)壓顯現(xiàn)機(jī)理，基于此，提出強(qiáng)動(dòng)壓巷道頂板大深度預(yù)切縫卸壓技術(shù)，并闡述了其技術(shù)原理，有效改善超前支護(hù)段巷道圍巖應(yīng)力狀態(tài)；于斌[8-9]基于巷道超前支護(hù)段的強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)機(jī)制，提出并實(shí)施巷道頂板水壓致裂有效控制技術(shù)，實(shí)現(xiàn)巷道圍巖高應(yīng)力的轉(zhuǎn)移，降低了臨空巷超前支護(hù)段的強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)度；鄧康宇[10]分析了孤島工作面回采巷道的破壞機(jī)理，并采用單體液壓支柱與U型棚相結(jié)合的方式進(jìn)行了優(yōu)化支護(hù)，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(tài)，減小巷道變形做出了卓有實(shí)效的貢獻(xiàn)，但卻未對(duì)綜采工作面回采巷道超前支護(hù)的力學(xué)機(jī)理作出一個(gè)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(shù)值模擬結(jié)合理論分析的方法，分析綜采工作面巷道的變形破壞機(jī)制，并提出其超前支護(hù)機(jī)理，對(duì)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(shí)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(zhǎng)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(cè)為寬×高=3.3m×2.7m的運(yùn)輸巷道和回風(fēng)巷道，這兩條巷道均采用梯子梁+錨桿+錨索+菱形金屬網(wǎng)支護(hù)，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(qiáng)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(qiáng)塑料錨桿。巷道頂?shù)装鍑鷰r由上往下依次為砂巖、砂泥巖互層、煤巖和砂泥巖護(hù)層、各層圍巖的力學(xué)參數(shù)如表1所示。

表1 巷道周邊圍巖力學(xué)性質(zhì)參數(shù)

2 數(shù)值模擬模型

根據(jù)常村礦S6-8工作面尺寸和工程地質(zhì)條件，采用FLAC3D有限差分軟件建立綜采工作面開挖數(shù)值模擬模型如圖1所示。該模型寬322.5m，長(zhǎng)160m，高86.1m，總共包含1084752個(gè)節(jié)點(diǎn)和1049200個(gè)單元。初始應(yīng)力平衡時(shí)，對(duì)模型頂部施加應(yīng)力9.1MPa，對(duì)模型四側(cè)和底部施加法向位移約束。煤層綜放開采時(shí)，每次回采10m并實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)周邊圍巖的應(yīng)力和變形，但綜采前，對(duì)運(yùn)輸巷道和通風(fēng)巷道進(jìn)行支護(hù)，其中，錨桿和錨索采用cable單元模擬，金屬網(wǎng)+梯子梁結(jié)構(gòu)采用shell單元模擬，具體參數(shù)如表2所示。

圖1 綜放開采數(shù)值模擬模型

表2 巷道支護(hù)結(jié)構(gòu)參數(shù)

3 數(shù)值模擬結(jié)果分析

3.1 巷道周邊圍巖應(yīng)力變化規(guī)律研究

工作面不同推進(jìn)距離下，工作面前方圍巖的支承壓力分布曲線如圖2所示?？梢钥闯?，工作面后方煤層的開挖將導(dǎo)致工作面前方約30m范圍內(nèi)的圍巖支承壓力發(fā)生明顯變化：0-6m內(nèi)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(shí)最大，往工作面方向迅速減小為0，往推進(jìn)方向則逐漸衰減到開采前的原巖應(yīng)力。由圖2和圖3中圍巖最大支承壓力和應(yīng)力集中系數(shù)隨工作面推進(jìn)距離的變化關(guān)系可以判斷：當(dāng)工作面推進(jìn)距離達(dá)到30m時(shí)，工作面前方圍巖發(fā)生初次來壓，其應(yīng)力集中系數(shù)達(dá)到2.60；當(dāng)工作面推進(jìn)距離為60m和100m時(shí)，前方圍巖產(chǎn)生周期來壓，其應(yīng)力集中系數(shù)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(duì)巷道已有支護(hù)作進(jìn)一步加強(qiáng)或采用液壓支柱進(jìn)行超前支護(hù)。

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(yīng)力集中系數(shù)隨工作面位置的變化關(guān)系

3.2 巷道采空區(qū)頂板位移變化規(guī)律研究

圖4 給出了采空區(qū)煤層頂板豎向位移隨工作面推進(jìn)距離的變化曲線。由圖可知，當(dāng)工作面推進(jìn)30m時(shí)，采空區(qū)煤層頂板開始失去穩(wěn)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(shí)，工作面前方圍巖支承壓力最大，出現(xiàn)初次來壓；當(dāng)工作面推進(jìn)40m時(shí)，采空區(qū)煤層頂板將首次垮塌，并掉落至底板位置，其懸空長(zhǎng)度減小，此時(shí)，后方煤層頂板壓力一部分將由煤層底板承擔(dān)，因此，工作面前方圍巖支承壓力有所減??；隨著工作面繼續(xù)推進(jìn)，煤層頂板懸空長(zhǎng)度變長(zhǎng)，前方圍巖支承壓力增大，進(jìn)而后方煤層頂板又必重現(xiàn)逐漸失穩(wěn)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(huì)在煤層采動(dòng)過程中周期性的出現(xiàn)極大支承壓力，即周期來壓。

圖4 煤層推進(jìn)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(guī)律研究

煤層推進(jìn)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(dòng)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(shù)衰減式”分布，即，越靠近工作面的圍巖，其豎向位移越大，越遠(yuǎn)離工作面的圍巖，其豎向位移越小，煤層開挖對(duì)前方巷道圍巖變形影響嚴(yán)重的區(qū)域約為20-30m。從巷道頂板最大變形量大小上看，當(dāng)工作面推進(jìn)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(dāng)工作面推進(jìn)距離大于30m時(shí)，巷道頂板最大豎向位移基本不變，其值約為200mm，此時(shí)，巷道頂板存在冒落、掉頂?shù)娘L(fēng)險(xiǎn)，嚴(yán)重威脅煤礦的安全穩(wěn)定開采。因此，在煤層回采時(shí)，必須對(duì)工作面前方巷道圍巖變形進(jìn)行控制，尤其是靠近工作面20m范圍內(nèi)的圍巖。

圖5 煤層推進(jìn)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(hù)力學(xué)機(jī)理分析

上述煤層開挖數(shù)值模擬結(jié)果表明，采動(dòng)影響對(duì)臨近巷道的破壞主要表現(xiàn)為前方圍巖支承壓力的分布變化以及采空區(qū)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(shí)，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(jìn)，工作面前方圍巖產(chǎn)生應(yīng)力集中且應(yīng)力集中區(qū)域不斷在發(fā)生改變，同時(shí)，支承區(qū)域一部分煤層將產(chǎn)生塑性屈服，其煤層抗力下降，這就導(dǎo)致工作面前方頂板圍巖的支承壓力必然在某一時(shí)刻大于下方的煤層抗力，導(dǎo)致煤層頂板產(chǎn)生向下的塑性變形，進(jìn)而巷道頂板出現(xiàn)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(cè)煤壁進(jìn)行支承，在原有支護(hù)強(qiáng)度下能夠基本保持穩(wěn)定；隨著工作面的推進(jìn)，巷道一側(cè)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(shí)巷道頂板在靠近工作面一側(cè)的懸空面積逐漸增大，這就導(dǎo)致懸空一側(cè)的巷道頂板產(chǎn)生塑性大變形，連帶工作面前方巷道頂板出現(xiàn)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(hù)力學(xué)機(jī)理如下：①如圖6(a)所示，在橫向上，由于超前支護(hù)力的存在，煤層頂板在巷道位置產(chǎn)生的撓度變形必將受到抑制，進(jìn)而巷道頂板變形將減??；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(shí)，液壓支柱還會(huì)起到減小跨度的作用，減小懸空區(qū)域下沉帶來的巷道進(jìn)一步變形。

圖6 綜采過程中工作面兩側(cè)巷道頂板的受力簡(jiǎn)圖

根據(jù)巷道超前支護(hù)力學(xué)機(jī)理，對(duì)常村礦S6-8工作面兩側(cè)巷道采用兩排液壓支柱進(jìn)行超前支護(hù)，支護(hù)范圍為工作面前方20m，超前支護(hù)力為6.5MPa，液壓支柱間距為1.2.m。經(jīng)過重新數(shù)值模擬計(jì)算后發(fā)現(xiàn)，支護(hù)范圍內(nèi)巷道頂板最大豎向位移減小了將近70%，這說明，超前支護(hù)能夠有效改善巷道圍巖的受力條件，減小支護(hù)范圍內(nèi)巷道頂板的豎向位移，保證巷道在回采期間的穩(wěn)定安全。

5 主要結(jié)論

本文以常村礦S6-8工作面為工程背景，采用數(shù)值模擬結(jié)合理論分析的方法，揭示了綜采工作面巷道的破壞機(jī)制以及超前支護(hù)力學(xué)機(jī)理，得到了以下幾個(gè)結(jié)論：

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

2）當(dāng)工作面推進(jìn)距離達(dá)到30m時(shí)，工作面前方圍巖發(fā)生初次來壓，其應(yīng)力集中系數(shù)達(dá)到2.60；當(dāng)工作面推進(jìn)距離為60m和100m時(shí)，前方圍巖產(chǎn)生周期來壓，其應(yīng)力集中系數(shù)約為2.25。

3）受煤層開采擾動(dòng)作用，工作面前方20m范圍內(nèi)的巷道頂板圍巖將發(fā)生較大變形，其最大值達(dá)到了200mm，此時(shí)，巷道頂板存在冒落、掉頂?shù)娘L(fēng)險(xiǎn)，嚴(yán)重威脅煤礦的正常開采。

4）煤層采動(dòng)對(duì)臨近巷道的破壞主要表現(xiàn)為前方圍巖支承壓力的分布變化以及采空區(qū)煤層頂板的垮塌連帶作用，而超前支護(hù)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。