回采巷道超前支护段应力分布及变形特征研究

谢 龙， 梁 顺

(1.国家能源集团 神东煤炭集团， 陕西 榆林 719300; 2.中国矿业大学, 江苏 徐州 221000)

回采巷道超前支护段受掘进及多次采动影响，围岩裂隙相对发育，巷道变形加剧，表现出较为强烈的矿压显现，易造成冒顶、片帮，甚至引发冲击地压事故。因此，对回采巷道采取及时有效的超前支护形式，能够在很大程度上降低甚至排除事故风险，提高巷道支护质量和巷道围岩稳定性，有利于井下煤炭资源安全高效开采。

我国煤矿巷道支护经历了木支护、砌碹支护、金属支架支护到锚杆支护的发展过程，总结为四类支护方法：支护法、加固法、应力控制法、联合支护法[1]. 史泽坡等[2]通过数值模拟分析厚煤层坚硬顶板工作面开采过程中超前支承压力分布特征，发现其影响范围可达40 m以上，且应力集中程度普遍处于较高状态。李学华等[3]从巷道围岩应力转移的角度提出底板松动爆破加注浆、巷道底板掘巷、巷道顶板掘巷等技术，为解决高应力巷道维护提供了理论依据和技术支持。王国法等[4]采用数值模拟和现场监测相结合的研究方法分析了采动应力分布规律与影响范围，提出了“低初撑、高工阻”非等强耦合支护理念和超前支护设计原理。这些研究成果为巷道支护设计提供了有力的理论与技术支撑，尤其是超前巷道应力分布规律及围岩变形特征作为支护设计的落脚点，决定了超前支护长度和支护强度。

针对受采动影响的回采巷道超前支护难题，本文利用数值计算分别研究主运顺槽及辅运顺槽超前支护段围岩应力分布及变形特征，为把握工作面四周支承压力分布规律及确定超前支护强度、支护距离提供理论参考。

1 工程概况

寸草塔二矿31204综放工作面位于31煤二盘区，工作面走向长度2 642.6 m，倾向长220.8 m. 区段煤柱宽度为20 m，运输顺槽宽6.0 m、高3.6 m，辅运顺槽宽5.4 m、高3.6 m，工作面采用一次采全高，回采长度1 391.2 m，煤层厚度3.2～3.7 m，平均煤厚3.45 m. 煤层顶底板岩性特征见表1. 31204工作面布置3条顺槽，分别为31204主运顺槽、31204辅运顺槽、31205辅运顺槽；其中31204主运顺槽为主要运输巷兼做进风巷，31204辅运顺槽用于进风同时兼做辅助运输巷，31205辅运顺槽用作回风同时兼做辅助运输巷。31204工作面巷道布置图见图1.

2 模型建立

根据寸草塔二矿31204综放工作面地质信息建立数值计算模型，模型尺寸长412 m×宽150 m×高52.3 m，布置2条顺槽，划分两个工作面，本工作面面长220.8 m，上区段工作面面长简化为100 m.

表1 煤层顶、底板岩性特征表

模型边界条件为：模型上部施加按上覆岩层重量计算的垂直应力，取7.1 MPa；模型底部沿垂直方向固定，左右两边界沿水平方向固定，煤层顶底板建立接触面。采用摩尔—库伦屈服准则，各岩层力学参数见表2.

数值模型计算步骤：1) 根据工作面巷道布置情况，建立数值计算模型。2) 对岩层力学参数赋值，迭代至原岩应力平衡。3) 上区段工作面进行回采，共推进130 m，运算至平衡，输出辅运顺槽围岩应力云图、位移云图、塑性区分布图。4) 本工作面进行回采，推进40 m，输出两顺槽超前10 m、20 m、30 m、40 m的应力云图、位移云图及塑性区分布图。

图1 31204工作面巷道布置示意图

表2 各岩层力学参数表

3 一次采动影响下巷道围岩应力分布及变形特征

1) 垂直应力。

沿工作面前进方向取辅运顺槽截面，记录采空区前后一定距离内围岩垂直应力分布情况，得到侧向支承压力影响范围；记录超前工作面一定距离内运输顺槽围岩垂直应力分布情况，得到超前支承压力影响范围。上区段采空区前10 m，采空区后10 m、20 m及30 m处辅运顺槽的垂直应力分布见图2.

由图2分析可知，受上区段工作面一次回采影响，巷道围岩应力再次重新分布，在煤柱及本工作面侧帮造成不同程度的应力集中。随着上区段工作面回采，煤柱煤体内应力集中十分明显，特别是靠近上区段采空区一侧，垂直应力最大值达到16.5 MPa，应力集中系数为2.82. 本工作面侧帮受侧向支承压力影响程度减弱，该区域内侧向支承压力峰值为12.6 MPa，应力集中系数为1.58，见图3. 本工作面超前10 m、20 m、30 m、40 m处，运输顺槽垂直应力分布见图4. 受本工作面超前支承压力影响，巷道周边围岩应力集中程度较大，特别是工作面侧帮更为明显。超前工作面10 m、20 m、30 m、40 m处，本工作面侧帮应力峰值分别是17.3 MPa、11.8 MPa、9.2 MPa、8.0 MPa，应力集中系数分别为2.53、1.95、1.66、1.4，峰值处分别位于距离运输顺槽靠近煤柱帮表面3.2 m、2.2 m、2.1 m、1.9 m处。

图2 上区段采空区前后一定距离辅运顺槽垂直应力云图

图3 上区段采空区后工作面侧倾斜方向垂直应力分布图

图4 超前工作面一定距离运输顺槽垂直应力云图

沿走向在本工作面煤体内，距离运输顺槽靠近煤柱帮部10 m处取一测线，得到本工作面侧帮超前支承压力分布见图5. 由图5可知，应力峰值出现在工作面前方7 m处，峰值强度为21.8 MPa，应力集中系数2.7，支承压力影响范围大致在工作面前方35 m内。

图5 本工作面侧帮超前支承压力分布图

2) 垂直位移。

超前工作面40 m范围内，运输顺槽位移分布见图6，顶板最大下沉量见图7. 通过对比发现，受本工作面一次采动影响后，运输顺槽顶板下沉加剧，顶板最大下沉量达到140 mm. 越远离工作面，顶板最大下沉量逐渐减小。

3) 塑性区分布。

受本工作面一次采动影响后，超前工作面40 m范围内运输顺槽塑性区发育见图8. 由图8分析可知，在本工作面超前支承压力的影响下，巷道围岩发生塑性破坏的范围逐步扩大，塑性区半径相应增大。支承压力引起巷道靠近煤柱帮、工作面煤壁及煤层底板发生强烈的塑性破坏。围岩塑性区发展至超前工作面约35 m处与掘进期间塑性区一致。通过对比图8也可以发现，超前支承压力主要使巷道顶板、靠近煤柱帮围岩塑性区更为发育，而实体煤帮、底板塑性区范围与掘进期间相差不大。

图6 超前工作面40 m运输顺槽垂直位移分布云图

图7 超前工作面40 m内运输顺槽顶板最大下沉量图

图8 运输顺槽超前工作面40 m内塑性区图

受上区段工作面回采影响，辅运顺槽周边围岩塑性区发育情况见图9. 由于留设的煤柱降低了侧向支承压力的影响，一定程度上减轻辅运顺槽工作面侧帮围岩发生塑性破坏。由图9可知，煤柱塑性区发育显著，在侧向支承压力影响下，煤柱大部分区域及煤层底板发生大范围塑性区破坏，而工作面侧帮围岩塑性区范围与掘进期间相差不大。由于采空区侧向支承压力作用，辅运顺槽顶板塑性区范围和深度较掘进期间扩大，并且上区段采空区破断岩层触矸后，采空区逐渐被压实，支承压力得到释放，因此侧向支承压力影响程度增大，而后趋于稳定。

图9 上区段采空区后一定范围内辅运顺槽塑性区分布图

4 二次采动影响下巷道围岩应力分布及变形特征

工作面辅运顺槽除了受上区段工作面侧向支承压力影响之外，还受本区段工作面回采超前支承压力影响称为二次采动影响，其围岩应力分布、顶板位移变化、塑性区分布较一次采动影响下更显著。现分析超前工作面40 m范围内垂直应力、顶板垂直位移、塑性区范围等参数的变化。

1) 垂直应力。

辅助运输顺槽超前工作面一定范围内垂直应力分布见图10，图11.

图10 超前工作面40 m内辅运顺槽垂直应力云图

综合分析图10、图11可知，二次采动影响期间辅运顺槽巷道围岩垂直应力主要集中在本工作面帮、煤柱帮，而两帮的垂直应力主要由掘进扰动、上区段采空区侧向支承压力、本工作面超前支承压力叠加而成。本工作面前方10 m、20 m、30 m、40 m处，工作面侧帮垂直应力峰值分别为28.1 MPa、27.2 MPa、22.0 MPa、17.0 MPa，应力集中系数为3.5、3.42、2.75、2.13，应力峰值距离巷道表面3.0 m、3.2 m、3.5 m、3.6 m. 对比运输顺槽超前支承压力分布发现，辅运顺槽支承压力峰值达26.1 MPa，较运输顺槽超前支承压力峰值增大4.3 MPa，峰值位置为工作面前方8 m，应力集中系数为3.26，叠加支承压力影响范围为50 m.

图11 两顺槽工作面帮支承压力对比图

2) 垂直位移。

记录本工作面回采时工作面前方60 m范围内顶板最大下沉量，并将该顺槽上区段工作面回采时顶板最大下沉量绘制于同一图中(见图12). 由图12可知，受本工作面二次采动影响，辅运顺槽顶板最大下沉量在工作面前方50 m范围内较一次采动影响时顶板最大下沉量有所增加，最大增量为200 mm. 而超前工作面50 m外，巷道顶板最大下沉量与一次采动影响下顶板下沉量相差无几，进而印证了叠加支承压力影响范围大致为工作面前方50 m.

图12 两次采动影响下辅运顺槽顶板最大下沉量对比图

3) 塑性区。

超前工作面10 m、20 m、30 m、40 m处，辅运顺槽围岩塑性区分布见图13. 在叠加支承压力的作用下，围岩发生较大范围的塑性破坏。超前工作面10 m处，塑性区分布主要集中于本工作面侧帮部、煤柱帮及巷道顶底板，顶板最大塑性区深度为2.1 m；超前工作面20 m处，塑性区主要分布于巷道顶板、煤柱帮。顶板最大塑性区深度为2.1 m；超前30 m、超前40 m塑性区分布与超前20 m塑性区分布类似，主要区别在于前两者的煤柱帮、顶板塑性区范围相对较小些。

图13 超前工作面40 m内辅运顺槽塑性区分布云图

综上，运输顺槽受掘进扰动、本工作面回采影响，工作面侧帮应力集中峰值为20.6 MPa，应力集中系数为2.58. 本工作面超前支承压力峰值强度为21.8 MPa，位于本工作面煤壁前方7 m处，支承压力影响范围为35 m.运输顺槽超前段巷道掘进期间顶板下沉量为35.9 mm，顶板塑性区深度为0.7 m，受一次采动影响后，最大顶板下沉量为 140 mm，顶板塑性区最大深度为2.1 m. 辅运顺槽受掘进扰动、上区段工作面一次回采影响、本工作面二次回采影响，叠加支承应力集中于工作面侧帮部、煤柱帮，应力峰值为32.7 MPa，应力集中系数为4.08. 叠加支承压力峰值为26.1 MPa，位于本工作面煤壁前方8 m处，支承压力影响范围为50 m. 辅运顺槽超前段巷道掘进期间顶板下沉量为35.9 mm，受一次采动影响后，巷道顶板最大下沉量为150 mm；受二次采动影响后，巷道顶板最大下沉量为350 mm.

5 结 论

1) 通过超前段巷道数值计算模型求解，得出掘进扰动、一次采动、二次采动对超前段巷道围岩应力分布、顶板垂直位移、塑性区分布等影响程度不一。一次采动影响使得运输顺槽垂直应力集中于本工作面实体煤处，使顶板下沉最大增加104.1 mm，塑性区较发育，超前支承压力峰值为21.8 MPa，应力集中系数2.7，影响范围为超前工作面35 m. 受二次采动影响，辅运顺槽叠加支承压力峰值26.1 MPa，影响范围为超前工作面50 m，顶板下沉最大增量为200 mm，塑性区很发育。

2) 运输巷受一次回采影响，工作面侧帮部应力集中明显，顶板下沉量迅速增加，塑性区较发育，超前支承压力影响范围可达35 m；辅运巷受一次回采影响，煤柱及工作面侧帮出现应力集中，顶板下沉量增加，而受二次回采影响，工作面侧帮及煤柱均表现高度的应力集中，顶板下沉量快速增加，塑性区特别发育，叠加支承压力影响范围扩大，峰值位置前移。结合采场周围支承压力分析，认为超前支承压力与侧向支承压力的叠加效果决定了超前巷道超前支护强度、支护距离的不同：运输顺槽的超前支护强度、支护距离均小于辅运顺槽。

3) 由于运输顺槽与辅运顺槽受巷道布置位置及各自服务功能的不同，从掘进到进入采空区的“全生命周期”服务期间将承受不同程度的“采掘”活动影响。运输顺槽两侧均为实体煤，仅受本工作面一次采动影响；辅运顺槽先后承受上区段及本区段工作面两次采动影响，巷道围岩应力环境更为复杂，巷道全周期围岩变形量大。所以两顺槽进行超前支护时需要区别对待，进行分区域分级支护。