工作面超前支護(hù)區(qū)自承壓支護(hù)技術(shù)研究

李天龍

(潞安化工集團(tuán) 王莊煤礦，山西 長(zhǎng)治 046031)

我國(guó)煤礦以地下開采為主，保持巷道穩(wěn)定暢通對(duì)礦井安全建設(shè)與生產(chǎn)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(xiàn)復(fù)雜，維護(hù)困難[2-3]。為此，《煤礦安全規(guī)程》第九十七條規(guī)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(nèi)必須加強(qiáng)支護(hù)，且加強(qiáng)支護(hù)的巷道長(zhǎng)度不得小于20 m.特殊的應(yīng)力環(huán)境使該區(qū)域極易存在安全隱患，如何安全有效支護(hù)一直是井巷工程研究的重點(diǎn)和難點(diǎn)。

國(guó)內(nèi)學(xué)者在工作面超前支承壓力分布規(guī)律及巷道穩(wěn)定性控制方面開展了大量的研究。在采動(dòng)支承壓力影響下，回采工作面超前一定范圍內(nèi)兩巷礦壓顯現(xiàn)特征與工作面距離之間呈正相關(guān)[4]。我國(guó)煤礦綜采工作面回采巷道超前支護(hù)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(dòng)式支護(hù)為主[5]。單體液壓支柱支護(hù)勞動(dòng)強(qiáng)度大、安全性低，特別是對(duì)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(jī)械化作業(yè)線，極大提高了超前支護(hù)效率和安全性，在國(guó)內(nèi)得到了推廣與應(yīng)用，但也存在反復(fù)支撐頂板而引起錨桿(索)支護(hù)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(yán)重，頂板整體下沉、兩幫鼓出、尤其是受超前應(yīng)力影響巷道底鼓量大，達(dá)到800～1 000 mm，巷道返修工作量大、工人勞動(dòng)強(qiáng)度高?；诖?，本文借助FLAC3D數(shù)值模擬方法，以王莊煤礦8105工作面為工程背景，進(jìn)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(hù)方案。

1 工程背景

8105工作面運(yùn)輸巷道長(zhǎng)881 m，回風(fēng)巷道長(zhǎng)767 m，工作面寬度145 m，煤厚平均5.9 m；工作面采用走向長(zhǎng)壁、后退式綜合機(jī)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(hù)措施為“單體柱+π型梁”。即風(fēng)巷超前支護(hù)：支護(hù)長(zhǎng)度超前工作面50 m，棚距0.6 m，一梁四柱支護(hù)。運(yùn)巷超前支護(hù)：支護(hù)長(zhǎng)度超前工作面40 m，棚距0.8 m，一梁三柱布置。該支護(hù)方式勞動(dòng)強(qiáng)度大、適用性差、安全性低，巷道支護(hù)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(jié)構(gòu)仍為砌體梁結(jié)構(gòu)，為方便敘述，砌體梁結(jié)構(gòu)塊體命名為D、E、F，該結(jié)構(gòu)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(jié)構(gòu)巖塊D及其上覆巖層運(yùn)動(dòng)的影響，在平面上看，D巖塊實(shí)際呈現(xiàn)三角板的形態(tài)，即圖3中abc所示塊體，斷裂線ac會(huì)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(qū)域走向結(jié)構(gòu)剖面圖

圖3 回采巷道超前區(qū)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(jié)構(gòu)導(dǎo)致結(jié)構(gòu)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(yùn)動(dòng)和超前應(yīng)力的共同影響下，巷道產(chǎn)生大變形。

3 巷道超前段變形破壞機(jī)理研究

采用FLAC3D數(shù)值軟件，對(duì)8105運(yùn)輸巷道超前支護(hù)段應(yīng)力分布和破壞過程進(jìn)行研究，為注漿錨索的實(shí)踐應(yīng)用提供依據(jù)。

3.1 數(shù)值計(jì)算模型的建立

根據(jù)工作面形狀，考慮到邊界效應(yīng)，數(shù)值模型尺寸為長(zhǎng)×寬×高=300 m×350 m×80 m；模擬巷道開挖尺寸為長(zhǎng)×寬×高=150 m×4.6 m×2.8 m，工作面開挖尺寸為長(zhǎng)×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(yīng)力。計(jì)算采用摩爾-庫(kù)倫屈服準(zhǔn)則，除去模型上部邊界外的其余邊界均進(jìn)行“零位移”處理，數(shù)值模型如圖4所示。

圖4 數(shù)值模型圖

3.2 工作面超前支承壓力分布規(guī)律

8105工作面回采巷道超前支承壓力分布規(guī)律如圖5所示。

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

3.3 巷道超前段變形破壞特征

通過模擬采動(dòng)影響下回采巷道圍巖塑性區(qū)隨時(shí)間(運(yùn)行步數(shù))增加產(chǎn)生的變化，分析巷道圍巖的變形破壞失穩(wěn)過程，為注漿錨索在超前段補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)提供參考，如圖6和圖7所示。

1) 巷道回采初期，淺部圍巖應(yīng)力狀態(tài)發(fā)生轉(zhuǎn)變。由于巷道斷面較大，巷道頂?shù)装逯虚g位置淺部圍巖表面在應(yīng)力作用下發(fā)生拉伸破壞，并伴隨圍巖塑性區(qū)從巷道四個(gè)肩角處呈放射狀向外快速擴(kuò)展，都以剪切破壞為主。隨著時(shí)間推移，圍巖破壞范圍向深部擴(kuò)展，頂?shù)装迤茐牡耐瑫r(shí)也導(dǎo)致軟弱幫部煤體產(chǎn)生大量裂隙發(fā)育，伴隨著能量的釋放，圍巖塑性區(qū)范圍也在快速增加。

2) 巷道回采中期，圍巖兩幫及頂?shù)装宓哪芰酷尫胚_(dá)到飽和，裂隙及圍巖塑性區(qū)增長(zhǎng)速度均下降，此時(shí)圍巖具有了一定的自承能力，但伴隨著采動(dòng)應(yīng)力及原巖應(yīng)力的作用，巷道幫部及頂板依舊產(chǎn)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(yīng)力集中影響，煤巖體發(fā)生剪切與壓剪破壞，塑性區(qū)范圍不斷擴(kuò)大，煤巖體自承載力大幅下降，圍巖位移量也在快速增長(zhǎng)。

3) 巷道回采后期，此時(shí)原巖應(yīng)力與圍巖支承力達(dá)到平衡狀態(tài)，巖體塑性區(qū)釋放能量后也達(dá)到了穩(wěn)定狀態(tài)。幫部軟弱煤體在塑性區(qū)之外的彈性區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)起著支撐巷道頂板壓力的作用。頂板此時(shí)表現(xiàn)為受自重彎矩的固支梁結(jié)構(gòu)，主要破壞形式為拉伸剪切破壞。巖層之間受拉應(yīng)力的影響，頂板產(chǎn)生離層及裂隙發(fā)育，影響圍巖完整性和承載力。若頂板巖層較為軟弱，則會(huì)加劇幫部軟弱煤體的失穩(wěn)破壞，從而降低幫部對(duì)頂?shù)装鍘r層的有效控制及支撐，從而導(dǎo)致整個(gè)巷道的失穩(wěn)破壞。

圖6 距工作面5 m巷道塑性區(qū)發(fā)展規(guī)律

圖7 距工作面15 m巷道塑性區(qū)發(fā)展規(guī)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(gè)階段，因此8105工作面回采期間，在超前支承壓力影響范圍內(nèi)采用差異化支護(hù)形式。

采動(dòng)影響作用下巷道的破壞主要表現(xiàn)在含有軟弱煤體的巷道肩角部位，此處受復(fù)雜應(yīng)力集中影響，煤巖體發(fā)生剪切與壓剪破壞，塑性區(qū)范圍不斷擴(kuò)大，煤巖體自承載力大幅下降，圍巖位移量也在快速增長(zhǎng)。為保證巷道幫部圍巖能穩(wěn)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(jìn)煤巖體內(nèi)，對(duì)此處軟弱煤體和軟弱結(jié)構(gòu)面起到加強(qiáng)支護(hù)的作用，同時(shí)提供剪切阻力來抑制圍巖沿破裂面的剪切錯(cuò)動(dòng)，防止肩角部位過早破壞，引起巷幫及圍巖失穩(wěn)，從而提高巷道幫部的穩(wěn)定性。

4 工作面超前支護(hù)方式優(yōu)化及礦壓顯現(xiàn)特征

4.1 工作面超前支護(hù)方式優(yōu)化

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

階段一：超前工作面0～50 m范圍內(nèi),采用單體液壓支柱配合注漿錨索超前支護(hù)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(nèi),采用單體液壓支柱配合注漿錨索超前支護(hù)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(cè)單體距煤幫1.2 m).

階段三：超前工作面100～150 m范圍內(nèi),采用單體液壓支柱配合注漿錨索超前支護(hù)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(nèi)取消單體支柱支護(hù)，采用單排2根注漿錨索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。

4.2 巷道超前區(qū)域圍巖內(nèi)部裂隙發(fā)育特征

結(jié)合礦井生產(chǎn)地質(zhì)特征，超前工作面15 m、65 m、115 m、165 m處,布置4個(gè)測(cè)站進(jìn)行礦壓監(jiān)測(cè)。采用RBIT-30鉆孔成像儀探測(cè)鉆孔壁上結(jié)構(gòu)面和裂隙的分布情況，每個(gè)測(cè)站包括1個(gè)測(cè)孔，布置在巷道頂板中間附近，頂板測(cè)孔深8 m，鉆孔直徑38 mm.

頂板巖層裂隙分布規(guī)律如圖9所示。由圖9可知，頂板裂隙發(fā)育帶多位于1.0 m以內(nèi)。1號(hào)測(cè)站距回采工作面15 m，處于應(yīng)力升高區(qū)，但其僅在0.00～0.30 m和3.01 m處出現(xiàn)了0.01 m的橫向裂隙，其他區(qū)域完整性較好；2號(hào)測(cè)站距回采工作面65 m，其僅在0.1 m出現(xiàn)了0.01 m的橫向裂隙，在0.01 m和0.32 m處出現(xiàn)了0.02 m的離層；測(cè)站3和測(cè)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(qū)域。

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

5 結(jié) 語(yǔ)

1) 通過數(shù)值模擬得到超前支承壓力分布規(guī)律，結(jié)果表明：超前支承應(yīng)力峰值38.5 MPa，位于工作面前方12.5 m處，應(yīng)力集中系數(shù)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(dòng)影響變形特征，主要為巷道肩角部位，此處受復(fù)雜應(yīng)力集中影響，煤巖體發(fā)生剪切與壓剪破壞，塑性區(qū)范圍不斷擴(kuò)大，煤巖體自承載力大幅下降，圍巖位移量也在快速增長(zhǎng)。

2) 在巷道超前支承壓力影響范圍內(nèi)采用單體液壓支柱和注漿錨索相結(jié)合的分區(qū)域差異化超前支護(hù)形式。現(xiàn)場(chǎng)礦壓觀測(cè)結(jié)果表明：注漿錨索自承壓支護(hù)區(qū)域巷道處圍巖完整性好，頂板鉆孔未見明顯離層及裂隙發(fā)育，能滿足8105工作面回采期間安全高效生產(chǎn)。