6.0 m大采高厚硬頂板工作面強礦壓特征

張宏偉，趙世帆，管隆剛，陳 真，高明仕，王小勇，張慧峰

( 1. 陜西小保當(dāng)?shù)V業(yè)有限公司，陜西 榆林 719302；2. 中國礦業(yè)大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，江蘇 徐州 221116 )

隨著國內(nèi)外對煤炭需求的逐漸提升，我國的煤炭產(chǎn)量也在隨著國家政策的支持與先進技術(shù)的應(yīng)用不斷提高，綜合機械化生產(chǎn)是安全高效提升煤炭產(chǎn)量的方法之一，國內(nèi)諸多礦山的開采速度、采掘深度、工作面寬度等都有了較大的提升[1-4]。同時，我國的諸多礦山逐漸由東部向中西部發(fā)展，而中西部的礦山巖層多以厚硬頂板為主，雖在掘進與巷道維護過程中，四周圍巖成形良好；但在開采過程中，采場壓架、沖擊地壓等許多新的技術(shù)難題逐漸突顯。針對厚硬頂板工作面，在開采過程中采動應(yīng)力不斷演化、開采煤層基本頂及上覆巖層頂板的破斷移動相較于傳統(tǒng)復(fù)合頂板較難控制[5-7]；此外，隨著工作面長度及采高的增加，在高強度開采條件下工作面及巷道受采動應(yīng)力影響更為劇烈，圍巖控制難度顯著高于一般綜采工作面開采巷道[8-9]。在強采動應(yīng)力作用下，開采動壓巷道圍巖以及護巷煤柱內(nèi)出現(xiàn)大范圍的破碎區(qū)、塑性區(qū)，傳統(tǒng)的巷道布置方法以及控制技術(shù)很難保證巷道以及護巷煤柱在強采動應(yīng)力作用下的穩(wěn)定[10-13]。因此，在高靜載、高動載及高強度開采的“三高”綜采工作面極易發(fā)生煤壁片幫垮落、液壓支架壓架及開采巷道冒頂、超前支架爆缸等安全事故[14-15]。針對以上厚硬頂板賦存工作面所面臨的問題，深入剖析其工作面開采時的煤壁支撐區(qū)、頂板離層區(qū)、后方壓實區(qū)的分布特征及演化規(guī)律成為亟待解決的難題。

許家林[16]、黃慶享[17]等提出了砌體梁結(jié)構(gòu)理論、關(guān)鍵塊和關(guān)鍵層理論，為煤層頂板結(jié)構(gòu)理論的建立提供了理論基礎(chǔ)：建立了“巖層控制的關(guān)鍵層理論”和砌體梁結(jié)構(gòu)關(guān)鍵塊的“S-R”穩(wěn)定性理論；楊俊哲[18]等以神東上灣煤礦12401工作面為研究對象，采用礦壓大數(shù)據(jù)分析手段研究了8.8 m支架超大采高工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，提出了大采高工作面“切落體+擠壓平衡拱”結(jié)構(gòu)模型；楊路林[19]等通過建立巖梁周期運動中的力學(xué)模型，研究了大采高綜放面直接頂懸臂梁結(jié)構(gòu)形成的判定條件和懸臂梁結(jié)構(gòu)對工作面礦壓顯現(xiàn)的影響；高超[20]以斜溝煤礦18114工作面為研究對象，研究了大采高工作面開采過程中不穩(wěn)定層間距頂板的破斷以及來壓規(guī)律。

筆者以小保當(dāng)煤礦一號井112207綜采工作面為工程背景，分析其在開采過程中頂板的變形破斷特征。通過理論分析、數(shù)值模擬及現(xiàn)場實測，研究該工作面開采過程中厚硬頂板的變形破斷特征及礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，分析頂板應(yīng)力動態(tài)演化特征，總結(jié)厚硬頂板工作面的支承壓力影響范圍，為類似礦井安全高效開采提供經(jīng)驗與保障。

1 工作面概況

小保當(dāng)煤礦112207綜采工作面位于2-2煤11盤區(qū)，埋深為305～385 m，工作面推進長度為4 660 m，工作面寬為350 m，采區(qū)面積為1.63 km2，近水平煤層，煤層厚度5.72～6.68 m，平均厚度6.30 m，煤層由北向南逐漸變厚。根據(jù)井下實際情況設(shè)計采高5.95 m。目前采用長壁后退式采煤，一次采全高，全部垮落法管理頂板。

工作面具體布置如圖1所示。

圖1 工作面布置情況Fig. 1 Working face layout

小保當(dāng)一號煤礦是特大型高強度開采井工礦井，其工作面屬于典型的淺埋深多層厚硬覆巖頂板大采高超長走向高強度開采工作面，其具有以下特征：

( 1 ) 工作面頂板厚硬砂巖賦存。依據(jù)地質(zhì)探查可知，小保當(dāng)一號煤礦工作面上方10 m賦存有厚度8.48～35.29 m的中粒砂巖基本頂、厚度約28 m的細砂巖硬巖層，極大地影響了工作面的安全開采。

( 2 ) 工作面超長走向布置。小保當(dāng)一號煤礦開采工作面寬度達350 m，屬于典型的超長走向開采工作面，相較于一般常規(guī)工作面，其頂板的應(yīng)力分布更加復(fù)雜，應(yīng)力擾動更加劇烈。

( 3 ) 開采強度較高。根據(jù)工作面現(xiàn)場的開采報表分析可知，小保當(dāng)一號煤礦僅112203工作面與112207工作面正在進行開采作業(yè)，礦井月產(chǎn)量可達150萬t，基于其開采強度大的特點，在開采過程中工作面上方覆巖將產(chǎn)生更多的應(yīng)力擾動，使工作面四周的應(yīng)力分布及演化特征更加復(fù)雜。

在工作面超長走向、頂板厚硬砂巖賦存及高強度開采等多因素影響下，開采工作面礦壓顯現(xiàn)較為頻繁，覆巖運動較為劇烈。據(jù)現(xiàn)場調(diào)查，工作面開采時存在中部漏矸、局部地段出現(xiàn)頂板突然來壓、上巷局部冒頂、超前支架“爆缸”、柱體折彎等強礦壓顯現(xiàn)問題( 圖2 )，嚴(yán)重影響了綜采工作面的安全、高效、快速開采。

圖2 開采巷道底臌及工作面支架漏液情況Fig. 2 Leakage at the bottom of the mining roadway and the support of the working face

2 6.0 m大采高工作面厚硬覆巖運移特征

在綜采工作面開采過程中，隨著工作面上方巖層的垮落，上覆巖層頂板會對采空區(qū)周邊形成梁式結(jié)構(gòu)，并在煤壁上覆巖層頂板產(chǎn)生應(yīng)力載荷集聚[21-22]；根據(jù)開采工作面的應(yīng)力分布特征將工作面分為煤壁支撐影響區(qū)、頂板離層區(qū)和后方壓實區(qū)三區(qū)[23]；不同的覆巖結(jié)構(gòu)及強度特性對工作面采場三區(qū)的分布特征影響較大[24-25]，上覆巖層堅硬頂板大采高工作面相較于一般復(fù)合頂板工作面具有以下特征：

( 1 ) 煤礦采場工作面硬巖頂板具有硬度大、整體性好、分層厚度大等特點，頂板膠結(jié)能力強，垮落的塊度較大，在開采的過程中頂板管理難度較大。

( 2 ) 由于厚層堅硬頂板強度較高，厚度大，一體性好，因此，在工作面開采過程中相較于一般復(fù)合頂板隨懸頂自然垮落的難度較大。同時，由于大采高工作面的特點，堅硬頂板在采空區(qū)的回轉(zhuǎn)范圍較大，從而在采空區(qū)形成大面積上覆巖層懸頂。大面積的懸頂將在開采煤壁前方產(chǎn)生較大的應(yīng)力集中效應(yīng)，懸頂破斷時的大量能量釋放對開采工作面及巷道的危險性急劇升高。

基于厚硬頂板及大采高工作面的特殊性，在開采過程中，煤壁上方會形成大面積懸頂，在近工作面頂板上方將產(chǎn)生“F”型覆巖結(jié)構(gòu)[26]。將“F”型覆巖結(jié)構(gòu)簡化為懸臂梁模型并結(jié)合極限平衡理論分析，其力學(xué)簡化模型如圖3所示。

圖3 上覆巖層簡化力學(xué)模型Fig. 3 Simplified mechanical model of overlying rock formations

在煤層回采的過程中，由于煤體自身滿足Mohr-Coulomb強度準(zhǔn)則，堅硬巖層A在工作面上方產(chǎn)生“F”型懸頂，將模型在x=0處分為x＞0與x＜0兩部分，可見在坐標(biāo)x=0處懸臂將對工作面頂板產(chǎn)生扭矩M。由于堅硬頂板自身穩(wěn)固性較強，在開采過程中將產(chǎn)生較長距離的懸頂，懸頂距離的增加致使其將承載更大的覆巖載荷，在O點處的扭矩變大，通過靜力學(xué)平衡原理可知，在O點處產(chǎn)生的扭矩將大幅提高工作面超前段的靜力荷載大小。

由上述分析可知，從工作面開切眼開始，工作面上覆巖層懸頂?shù)母叨葘⒉粩嗌?，面積不斷增加，煤壁上方覆巖頂板層層疊壓，并以“倒臺階”形式賦存；由于頂板自重及上覆硬巖層彎曲擠壓的影響，超前工作面煤體將承受更高的上覆巖層應(yīng)力荷載，且懸頂距離越長、高度越高，則煤壁的超前支承壓力影響越大，應(yīng)力集中系數(shù)越大。

此外，在工作面來壓之前，懸頂?shù)木嚯x會不斷增加，逐漸由“短臂F”型覆巖結(jié)構(gòu)轉(zhuǎn)變?yōu)椤伴L臂F”型覆巖結(jié)構(gòu)，并在煤層中形成高靜載集中，如圖4所示，因此厚硬頂板結(jié)構(gòu)下的工作面在開采作業(yè)時，礦壓顯現(xiàn)頻繁、覆巖運動劇烈、應(yīng)力場演化結(jié)構(gòu)復(fù)雜的影響尤為突出。

圖4 工作面來壓前上覆巖層頂板應(yīng)力分布情況Fig. 4 Stress distribution of the overlying rock roof before the working face is compressed

隨著頂板靜載的集聚，當(dāng)頂板的強度不足以支承其所受的覆巖壓力時，煤層上方基本頂破斷，由于厚硬頂板強度大的特點，破斷時將有高應(yīng)力荷載釋放，并從斷裂位置向兩側(cè)轉(zhuǎn)移，由超前支承單峰曲線演化為雙峰曲線，如圖5所示。在工作面靜載荷轉(zhuǎn)移過程中，對工作面產(chǎn)生較大的動能沖擊，因此厚硬頂板的礦壓管理較為困難。

圖5 工作面來壓后上覆巖層頂板應(yīng)力分布情況Fig. 5 Stress distribution of the overlying rock roof after the working face is compressed

3 工作面超前支承壓力范圍理論分析

將開采工作面煤體視為理想材料模型，通過常用彈性力學(xué)中極限平衡理論對開采區(qū)煤體受力情況進行分析。在工作面開采過程中，可知超前工作面煤體可分為塑性區(qū)、彈性區(qū)與原巖應(yīng)力區(qū)，塑性區(qū)與彈性區(qū)交界處為超前支承壓力峰值點。

采用極限平衡理論對工作面超前支承壓力區(qū)進行分析，超前支承壓力峰值距工作面距離為

式中，m為煤層開采厚度，取6.0 m；f為層間摩擦因數(shù)；φ為煤體內(nèi)摩擦角，取37.41°；K為應(yīng)力集中系數(shù)，取3；H為工作面埋深，取390.06 m；γ為上覆巖層容重，取26 kN/m3；p為煤壁的支撐力( 即煤體的殘余強度 )，取6.5 MPa。

計算可得0x=7.68 m。

根據(jù)彈性力學(xué)計算原理，彈性區(qū)范圍內(nèi)超前支承壓力的計算公式為

式中，β為側(cè)系數(shù)，取3。

將煤壁前方應(yīng)力值高于或等于1.05倍原巖應(yīng)力的范圍定義為采動影響范圍，即，代入式( 2 )可得采動影響范圍x為

由計算可知，小保當(dāng)一號煤礦超前支承壓力影響范圍為58.52 m。

4 大采高厚硬頂板工作面數(shù)值模擬分析

4.1 建立模型

以小保當(dāng)一號煤礦2-2煤層地質(zhì)條件為依據(jù)，采用UDEC模擬軟件進行數(shù)值模擬分析，采用Mohr-Coulomb屈服準(zhǔn)則判斷巖體的破壞，并建立156 m×300 m數(shù)值模型，模型頂部施加等效于覆巖重力的均布載荷5.85 MPa，如圖6所示，煤巖體力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 煤巖體力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of coal and rock mass

圖6 工作面模型示意Fig. 6 Schematic diagram of working face model

為減少邊界對計算結(jié)果的影響，在開切眼右側(cè)留設(shè)50 m煤體，從右側(cè)向左側(cè)沿X軸負(fù)方向推進，從開切眼開始分步開采2-2煤層，每次推進10 m，截取開采20，40，60，80，100，120 m時模型及應(yīng)力-應(yīng)變圖像，對綜采工作面礦壓顯現(xiàn)情況進行分析。

4.2 覆巖頂板運移垮落特征

綜采工作面從開切眼開始從右向左推進，每次開挖10 m，圖7為綜采工作面不同推進距離時覆巖頂板運移破斷特征。由圖7可知，覆巖頂板巖梁在破斷時離層清晰，但由于覆巖頂板硬度較大，開采過程中產(chǎn)生大面積懸頂。當(dāng)工作面推進至20 m時，頂板僅出現(xiàn)裂隙發(fā)育；當(dāng)工作面推進至40 m時，直接頂裂隙擴張、垮冒，垮落形式為臺階型，上覆巖層出現(xiàn)裂隙發(fā)育，但無明顯離層；當(dāng)工作面推進至60 m時，基本頂出現(xiàn)明顯下沉，“簡支梁”結(jié)構(gòu)破壞，基本頂初次破斷，可判斷發(fā)生了工作面初次來壓，來壓步距約60 m，破斷位置出現(xiàn)不對稱三角拱；當(dāng)工作面推進至80 m時，覆巖頂板繼續(xù)下沉，基本頂滑落失穩(wěn)，再次發(fā)生破斷，可判斷頂板發(fā)生周期來壓。由模擬結(jié)果可知，開采工作面初次來壓步距約為60 m，周期來壓步距約為20 m；隨著工作面的推進，堅硬頂板的穩(wěn)定結(jié)構(gòu)不斷破壞，冒落帶不斷向上延伸。

圖7 覆巖頂板破斷運移情況Fig. 7 Numerical simulation results of excavation

4.3 工作面上覆巖層頂板垂直應(yīng)力分布特征

2-2煤在開采過程中，隨著工作面的推進，覆巖頂板的位移及“三區(qū)”應(yīng)力分布呈現(xiàn)動態(tài)、周期性變化；同時，推進20～120 m過程中，卸壓拱的高度不斷增高，直至延伸至采空區(qū)上方約98 m處的細砂巖關(guān)鍵層。如圖8所示，當(dāng)工作面推進20 m時，卸壓拱高度為煤層上方12 m左右，延伸至基本頂，超前支承壓力區(qū)范圍為超前工作面68 m；當(dāng)工作面推進至40 m時，直接頂大面積垮冒接底，基本頂未出現(xiàn)離層，卸壓拱高度為煤層上方33 m左右，超前支承壓力區(qū)范圍為超前工作面約41 m；當(dāng)工作面推進至60 m時，基本頂破斷，超前支承壓力區(qū)為超前工作面57.65 m，煤壁超前段應(yīng)力普遍在12 MPa以上，卸壓拱高度達到57.60 m，說明基本頂已完全破斷下沉；當(dāng)工作面推進至80 m時，基本頂?shù)?次周期破斷，超前支承壓力區(qū)范圍約為超前工作面68 m，卸壓拱高度約為60 m；當(dāng)工作面推進至100 m后，工作面頂板第2次周期來壓，超前支承壓力區(qū)范圍為超前工作面64 m，卸壓拱高度約為69.60 m，此時煤層上方約53 m處的21 m厚粉砂巖層破斷冒落；當(dāng)工作面推進至120 m后，工作面頂板第3次周期來壓，超前支承壓力區(qū)范圍為超前工作面68 m，卸壓拱高度達到97.50 m，此時采空區(qū)頂板卸壓范圍達到煤層上方約79.29 m處的28 m細砂巖關(guān)鍵層。

圖8 推進不同距離時工作面垂直應(yīng)力分布Fig. 8 Vertical stress distribution diagram of working face when advancing different distances

可見，在開采至60，100 m時，采空區(qū)上方將有2層關(guān)鍵層發(fā)生初次破斷，因此在開采時采空區(qū)上方將出現(xiàn)最高約80 m，最長達60 m的采空區(qū)懸頂，極大地影響了礦山的安全開采與高效生產(chǎn)。

同時，基于“壓力拱”假說，在開采工作面上方由于巖層自然平衡效果形成一個拱形承壓結(jié)構(gòu)，前拱腳范圍始終在60～72 m之間波動，所以此工作面煤壁支撐區(qū)為工作面前方約70 m區(qū)域內(nèi)。

為分析煤層開采過程中的應(yīng)力變化情況，在煤層頂板上方2 m處埋設(shè)頂板應(yīng)力測線，監(jiān)測結(jié)果如圖9所示。以超出原巖應(yīng)力值5%作為原巖應(yīng)力區(qū)與煤壁支撐應(yīng)力區(qū)的閾值，發(fā)現(xiàn)工作面各開采情況下煤壁支撐影響區(qū)域差異不大，并在60～70 m范圍內(nèi)波動，應(yīng)力峰值位置為超前工作面約12 m，得出2-2煤煤體支撐影響區(qū)域為開采工作面至超前工作面約70 m范圍內(nèi)，其中應(yīng)力上升區(qū)范圍為超前工作面約12 m內(nèi)，應(yīng)力下降區(qū)為超前工作面12～70 m。

圖9 開采期間直接頂監(jiān)測應(yīng)力曲線Fig. 9 Direct top stress curves during the mining period of the working face

為分析工作面開采期間底板應(yīng)力分布情況，在煤層底板3 m處鋪設(shè)底板應(yīng)力測線，監(jiān)測結(jié)果如圖10所示。由圖10可知，在工作面推進20，40，60 m時，未出現(xiàn)采空區(qū)后方底板應(yīng)力的較大幅度上升；當(dāng)工作面開采至80，100，120 m時，在煤壁后方約50 m處底板出現(xiàn)采空區(qū)應(yīng)力上升，即在此范圍內(nèi)出現(xiàn)采空區(qū)頂板垮落并逐漸壓實，底板垂直應(yīng)力上升，112207工作面頂板離層區(qū)分布在工作面后方約50 m內(nèi)。后方壓實區(qū)范圍在工作面后方約50 m后。

圖10 開采期間底板監(jiān)測應(yīng)力曲線Fig. 10 Floor stress distribution curves during mining at a stoping face

4.4 頂板超前應(yīng)力峰值演化規(guī)律

工作面開采期間，頂板的垂直應(yīng)力隨著覆巖的運移破斷而呈階段性、周期性的動態(tài)演變。為保證開采工作的安全進行，開采時需對開采巷道超前段采取針對性的安全防護。在開采作業(yè)時，由于上覆巖層頂板壓力過大，導(dǎo)致超前液壓單體支架爆缸等事件發(fā)生，是影響開采安全的主控因素之一。

經(jīng)數(shù)值模擬分析，小保當(dāng)一號煤礦112207工作面開采過程中，超前支承壓力峰值呈上升趨勢，工作面超前應(yīng)力峰值及應(yīng)力集中系數(shù)變化曲線如圖11所示。由圖11可知，超前應(yīng)力峰值從工作面推進20 m時的14.2 MPa遞增至推進120 m時的19.4 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)也隨著工作面的推進不斷上升，最高達到1.69。由此推斷，由于小保當(dāng)一號煤礦上覆巖層頂板硬度大、層理發(fā)育少、厚度大，在大采高高強度開采的生產(chǎn)條件下，隨著開采工作的進行，工作面超前支承壓力峰值及應(yīng)力集中系數(shù)不斷遞增。

圖11 工作面超前應(yīng)力峰值及應(yīng)力集中系數(shù)變化曲線Fig. 11 Evolution curves of the leading stress peak value and stress concentration factor of the working face

5 現(xiàn)場調(diào)研

小保當(dāng)一號煤礦采用雙巷掘進，輔助運輸巷作為下階段回風(fēng)巷的方式進行開采工作，如圖12所示。在開采過程中受工作面覆巖頂板采動影響，礦壓顯現(xiàn)明顯，在工作面來壓期間出現(xiàn)煤壁片幫、液壓支架漏液的現(xiàn)象。因此，在112207工作面巷道布置測站監(jiān)測工作面“三區(qū)”應(yīng)力分布及來壓情況，如圖13所示。

圖12 工作面開采巷道布置示意Fig. 12 Working face mining roadway layout

圖13 巷道測站布置示意Fig. 13 Layout of the measurement station of the mining roadway

5.1 巷道表面位移監(jiān)測結(jié)果分析

在112207工作面輔助運輸巷進行巷道表面位移監(jiān)測，監(jiān)測結(jié)果如圖14，15所示。由圖14，15可知，超前工作面60～70 m時，112207工作面輔助運輸巷受超前采動應(yīng)力影響，巷道圍巖變形量開始增大；滯后工作面120～135 m時，由于受到采空區(qū)殘余支承壓力影響，巷道圍巖變形劇烈，尤其以巷道底臌變形最為突出，底臌量可達382～435 mm；滯后工作面135 m后，采空區(qū)覆巖運移穩(wěn)定，巷道圍巖變形趨于穩(wěn)定。因此，工作面超前支承壓力影響范圍為60～70 m，采空區(qū)后方殘余支承壓力影響范圍為120～135 m。

圖14 測點Ⅱ巷道圍巖變形量Fig. 14 Deformation of surrounding rock of roadway at measuring point Ⅱ

5.2 鉆孔應(yīng)力計監(jiān)測結(jié)果分析

112207工作面區(qū)段煤柱寬度20 m，在112207輔助運輸巷12聯(lián)巷出口煤柱幫及回采幫分別布置鉆孔應(yīng)力計監(jiān)測在開采過程中工作面的礦壓，監(jiān)測結(jié)果如圖16，17所示。工作面開采過程中，112207工作面巷道煤柱幫應(yīng)力增幅較大，一次采動期間，巷道煤柱幫超前支承壓力影響范圍為68.2～78.7 m，采空區(qū)后方殘余支承壓力影響范圍為126.85～140.55 m；回采幫超前支承壓力影響范圍為53.7～61.2 m，采空區(qū)后方殘余支承壓力影響范圍為150.00～155.45 m。

圖16 煤柱幫鉆孔應(yīng)力計監(jiān)測曲線Fig. 16 Monitoring curves of borehole stress gauge for coal pillar sill

圖17 回采幫鉆孔應(yīng)力計監(jiān)測曲線Fig. 17 Monitoring curves of the borehole stress gauge for the stoping side

6 結(jié) 論

( 1 ) 通過對開采工作面上覆頂板巖層轉(zhuǎn)運機理的理論分析，結(jié)合極限平衡理論，得到厚硬頂板工作面煤壁上方生成“F”型懸頂，并在煤層上方基本頂產(chǎn)生局部應(yīng)力集中及高靜載荷集聚，因此厚硬頂板結(jié)構(gòu)下的工作面在開采作業(yè)時，礦壓顯現(xiàn)頻繁、覆巖運動劇烈、應(yīng)力場演化結(jié)構(gòu)復(fù)雜等影響尤為突出。

( 2 ) 采用理論分析、UDEC數(shù)值模擬及現(xiàn)場觀測等手段，分析得到了開采工作面覆巖破壞運移特征及垂直應(yīng)力分布規(guī)律，煤壁支撐區(qū)位于工作面前方約70 m內(nèi)；頂板離層區(qū)位于工作面后方約50 m內(nèi)，重新壓實區(qū)位于工作面后方50 m以后，后方殘余壓力區(qū)位于工作面后方約150 m范圍。

( 3 ) 由現(xiàn)場超前應(yīng)力分布狀態(tài)可知，隨著工作面的推進，超前支承應(yīng)力峰值呈上升趨勢，最高可達19.4 MPa，超前應(yīng)力集中系數(shù)也隨著工作面的開挖不斷上升，最高可達1.69。因此，在厚巖層頂板工作面開采過程中，需要從超前支架的支護長度及支護強度2個方面來提升超前支護巷段的穩(wěn)定性與安全性。