王 冬

(晉能控股煤業(yè)集團 同發(fā)東周窯煤業(yè)有限公司，山西 大同 037000)

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(fā)育，巷道變形加劇，表現(xiàn)出較為強烈的礦壓顯現(xiàn)，易造成冒頂、片幫，甚至引發(fā)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(zhì)量和巷道圍巖穩(wěn)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(jīng)歷了木支護、砌碹支護、金屬支架支護到錨桿支護的發(fā)展過程，總結(jié)為4類支護方法：支護法、加固法、應力控制法和聯(lián)合支護法[1]。史澤坡等[2]通過數(shù)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(fā)現(xiàn)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(tài)。李學華等[3]從巷道圍巖應力轉(zhuǎn)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(shù)，為解決高應力巷道維護提供了理論依據(jù)和技術(shù)支持。王國法等[4]采用數(shù)值模擬和現(xiàn)場監(jiān)測相結(jié)合的研究方法分析了采動應力分布規(guī)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(shù)支撐，尤其是超前巷道應力分布規(guī)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。

針對采動影響的回采巷道超前支護難題，本文利用數(shù)值計算研究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(guī)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

同發(fā)東周窯煤礦8107工作面位于石炭系太原組5號層一盤區(qū)，東北側(cè)為C5號層8105工作面采空區(qū)，西北側(cè)為盤區(qū)大巷和8106工作面采空區(qū)，南側(cè)為未采實體，東側(cè)為未采實體煤和井田邊界。工作面推進長度1 533 m，寬度253 m。煤層平均厚度5.85 m，開采深度平均519 m左右。工作面布置運輸與回風兩條巷道，煤層頂?shù)装鍘r性特征見表1。

表1 煤層頂、底板巖性特征

2 模型建立

根據(jù)同發(fā)東周窯煤礦8107工作面地質(zhì)信息建立數(shù)值計算模型，模型尺寸(長×寬×高)為412 m×150 m×52.3 m，布置2條巷道，本工作面面長250 m。

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?shù)装褰⒔佑|面。采用摩爾-庫倫屈服準則，各巖層力學參數(shù)見表2。

表2 各巖層力學參數(shù)

數(shù)值模型計算步驟為：①根據(jù)工作面巷道布置情況，建立數(shù)值計算模型；②對巖層力學參數(shù)賦值，迭代至原巖應力平衡；③開掘運輸巷、輔運巷兩條巷道，運算至平衡，輸出應力云圖、位移云圖、塑性區(qū)分布圖；④工作面進行回采，共推進130 m，運算至平衡，輸出運輸、回風巷圍巖應力云圖、位移云圖、塑性區(qū)分布圖。

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。沿走向方向取回風巷截面，記錄采空區(qū)前后一定距離內(nèi)圍巖垂直應力分布情況，得到側(cè)向支承壓力影響范圍；記錄超前工作面一定距離內(nèi)回風巷圍巖垂直應力分布情況，得到超前支承壓力影響范圍。采空區(qū)前10 m，采空區(qū)后10 m、20 m及30 m處回風巷的垂直應力分布如圖1所示。

圖1 采空區(qū)前后一定距離運輸巷垂直應力云圖

分析可知，受工作面一次回采影響，巷道圍巖應力再次重新分布，在煤柱及工作面?zhèn)葞筒吭斐刹煌潭鹊膽?。隨著工作面回采，煤柱煤體內(nèi)應力集中十分明顯，特別是靠近采空區(qū)一側(cè)，垂直應力最大值達到22.6 MPa，應力集中系數(shù)為2.82。工作面?zhèn)葞筒?，受?cè)向支承壓力影響程度減弱，該區(qū)域內(nèi)側(cè)向支承壓力峰值為12.6 MPa，應力集中系數(shù)為1.58，見圖2。工作面超前10 m、20 m、30 m、40 m處，回風巷垂直應力分布曲線見圖3。受工作面超前支承壓力影響，巷道周邊圍巖應力集中程度較掘進期間增大，特別是工作面?zhèn)葞筒扛鼮槊黠@。超前工作面10 m、20 m、30 m、40 m處，本工作面?zhèn)葞筒繎Ψ逯捣謩e是20.2 MPa、15.6 MPa、13.3 MPa、11.2 MPa，應力集中系數(shù)分別為2.53、1.95、1.66、1.4，峰值處分別位于距離回風巷左幫表面3.2 m、2.2 m、2.1 m、1.9 m處。

圖2 采空區(qū)后工作面?zhèn)葍A斜方向垂直應力分布圖

圖3 超前工作面一定距離運輸巷垂直應力圖

沿走向方向，在本工作面煤體內(nèi)，距離運輸巷右?guī)筒?0 m處取一測線，得到本工作面?zhèn)葞筒砍爸С袎毫Ψ植记€，見圖4。

圖4 工作面?zhèn)葞筒烤噙\輸巷右?guī)捅砻?0 m處超前支承壓力分布圖

由圖4可知，應力峰值出現(xiàn)在工作面前方7 m處，峰值強度為21.8 MPa，應力集中系數(shù)2.7，支承壓力影響范圍大致在工作面前方35 m內(nèi)。

2) 垂直位移。超前工作面40 m范圍內(nèi)，運輸巷位移分布見圖5，頂板最大下沉量見圖6。通過對比發(fā)現(xiàn)，受本工作面一次采動影響后，運輸巷頂板下沉加劇，頂板最大下沉量達到140 mm。遠離工作面，隨著超前支承壓力減小，巷道頂板受支承壓力影響程度降低，頂板最大下沉量逐漸減小。與掘進期間頂板下沉量相比，一次采動影響下頂板最大下沉增量為104.1 mm。

圖5 超前工作面40 m運輸巷垂直位移分布圖

圖6 超前工作面40 m范圍內(nèi)運輸巷頂板最大下沉量圖

3)塑性區(qū)分布受工作面一次采動影響后，超前工作面40 m范圍內(nèi)運輸巷塑性區(qū)發(fā)育如圖7所示。

圖7 運輸巷超前工作面40 m范圍內(nèi)塑性區(qū)圖

分析可知，在本工作面超前支承壓力的影響下，巷道圍巖發(fā)生塑性破壞的范圍逐步擴大，塑性區(qū)半徑相應增大。在支承壓力峰值后，支承壓力引起巷道右?guī)?、工作面煤壁及煤層底板發(fā)生強烈的塑性破壞。達到支承壓力峰值后，支承壓力逐漸減小，巷道周邊圍巖塑性區(qū)范圍及深度逐漸減小，隨圍巖塑性區(qū)發(fā)展至超前工作面約35 m處與掘進期間塑性區(qū)一致。通過對比上述4張圖也可以發(fā)現(xiàn)，超前支承壓力主要使巷道頂板、右?guī)蛧鷰r塑性區(qū)更為發(fā)育，而左幫、底板塑性區(qū)范圍與掘進期間相差不大。

受工作面回采影響，回風巷周邊圍巖塑性區(qū)發(fā)育情況如圖8所示。由于留設的煤柱降低了側(cè)向支承壓力的影響，一定程度上減輕回風巷工作面?zhèn)葞筒繃鷰r發(fā)生塑性破壞。由圖可知，煤柱塑性區(qū)發(fā)育顯著，在側(cè)向支承壓力影響下，煤柱大部分區(qū)域及煤層底板發(fā)生大范圍塑性區(qū)破壞，而工作面?zhèn)葞筒繃鷰r塑性區(qū)范圍與掘進期間相差不大。由于采空區(qū)側(cè)向支承壓力作用，回風巷頂板塑性區(qū)范圍和深度較掘進期間擴大，并且采空區(qū)破斷巖層觸矸后，采空區(qū)逐漸被壓實，支承壓力得到釋放，因此側(cè)向支承壓力影響程度增大，而后趨于穩(wěn)定。

圖8 上區(qū)段采空區(qū)后一定范圍內(nèi)輔運巷塑性區(qū)分布圖

4 結(jié) 語

1) 一次采動影響使得運輸巷垂直應力集中于本工作面實體煤處，使頂板下沉量最大增加104.1 mm，塑性區(qū)較發(fā)育，超前支承壓力峰值為21.8 MPa，應力集中系數(shù)2.7，影響范圍為超前工作面35 m。受二次采動影響，回風巷疊加支承壓力峰值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(qū)很發(fā)育。

2) 運輸巷受一次回采影響，工作面?zhèn)葞筒繎忻黠@，頂板下沉量迅速增加，塑性區(qū)較發(fā)育，超前支承壓力影響范圍可達35 m；回風巷受一次回采影響，煤柱及工作面?zhèn)葞筒砍霈F(xiàn)應力集中，頂板下沉量增加。而受二次回采影響，工作面?zhèn)葞筒考懊褐憩F(xiàn)高度的應力集中，頂板下沉量快速增加，塑性區(qū)特別發(fā)育，疊加支承壓力影響范圍擴大，峰值位置前移。