不同长度工作面的支承压力规律与超前支护研究

张宁

（山西焦煤霍州煤电集团有限公司 辛置矿，山西 霍州 031400）

0 引言

随着井工煤矿开采深度的增加，地下煤矿开采地质环境日益复杂，常遇到断层、陷落柱等影响布置规则矩形长壁工作面的特殊地况[1-3]。这种情况常需要因地制宜的布置不规则的工作面，在保障煤层采出率的同时实现高效安全开采。常见的不规则工作面在开采时会出现不同长度的现象，在矿山压力显现程度上是不同的[4-5]，工作面前方的超前支承压力段存在明显差异，对两侧巷道的超前支护距离产生影响。对于工作面超前支护距离的精确监测，许涛[6]提出可以通过整条测线应力监测结果确定；李志强等[7]则根据监测分析了开采厚度对超前支护距离有着正比关系；在超前段巷道支护技术上，赵素杰[8]提出建立端头及超前支护液压支架组进行控顶并保障安全通畅；师云龙[9]重点分析了超前支护段液压支架顶梁的结构形式与设计选择；马登林[10]则认为超前支护应以注浆锚索代替支柱、支架，并成功应用。

以上学者针对工作面超前矿压规律和巷道超前段支护方法进行了广泛的研究，但对于同一区段不同工作面长度的影响规律研究较少。本文通过现场勘查及FLAC3D 数值分析方法，对不同长度工作面的超前矿压规律和超前支护距离进行研究，并得到巷道在工作面前方的加强支护距离和方案，为相似工程提供典型案例参考。

1 概 况

李雅庄煤矿隶属于霍州煤电集团有限责任公司，核定生产能力为240 万t/a，矿区地表为黄土丘陵剥蚀地貌，存在很多黄土塬、梁。

李雅庄煤矿2-615 工作面位于六采区中部右翼，该工作面的左侧为2-607 回采工作面。由于右侧及前方存在大断层，设计工作面由两个不同斜长的矩形组成，整体形状不规则，如图1 所示。

图1 615 工作面平面示意Fig.1 The plan of No.615 Fac

2-615 工作面待采煤层由斜长为110 m 的块段一和斜长为210 m 的块段二组成。工作面在两个阶段的推进距离分别约为530 m 和358 m，总推进距离为888 m。

2-615 工作面煤层属于二叠系山西组2 号煤，为1、2 号煤层合并区域，节理较发育，平均煤层厚度为3.5 m，预计夹矸厚度最薄为0.1 m，最厚为0.2 m，复杂结构煤层。煤层一般含1 层夹矸，以泥岩、炭质泥岩为主。煤岩类型为半亮型、光亮型。工作面煤层的顶板多为细砂岩，水平层理，富含煤纹，含少量白云母片，底板含灰黑色粉砂岩条带，单向抗压强度366 kg/cm2，抗拉强度31～33 kg/cm2。

615 工作面顶底板岩层厚度及特征见表1。

表1 615 工作面顶底板岩层措施Table.1 Roof and floor strata of 615 working face

2 工作面不同块段开采的数值分析

2.1 数值模型

根据615 工作面设计规程，建立不同块段的工作面回采数值模型，其对应情况如图2 所示。

图2 不同工作面长度的有限元模型Fig.2 The finite element model with different working face length

模型一：长×宽×高为150 m×146 m×32.78 m；

模型二：长×宽×高为150 m×246 m×32.78 m。

模型四周方向固定，底部边界固定。在模型的上边界施加均布载荷。

式中：γ 为容重，kg/m3；H为埋深，m。

计算可得上边界应施加14.4 MPa 压应力，同时，侧压系数取1.2，重力加速度取10 m/s2。

在采空区表面建立Interface 接触面，以实现在煤层开挖后，采空区底板承接其垮落的顶板。在两处模型中，采取标准的控制变量法，两模型仅在工作面长度上存在差异，而在推进距离、采高、巷道位置、计算模拟参数上均保持相同。

2.2 工作面超前支承压力分析

在两模型运行平衡后，采空区顶板会充分垮落，工作面及前方巷道的应力重新分布。此时，工作面前方煤体和两侧巷道围岩内支承压力出现强应力集中的情况。选取垂直应力指标，可以得到采场和巷道两侧的支承压力分布状况，如图3 所示。

图3 采场和巷道围岩支承压力分布Fig.3 Abutment pressure distribution of face and roadway surrounding rock

根据现场工作面前方的超前支承压力高峰区和巷道两侧的支承压力高峰区的模拟结果，对超前支护段的距离进行分析。

由图3 可知，长度110 m 和210 m 的工作面前方均有超前支承压力高峰带产生，且其区域均展现出“中间小，两边大”的特征，反映了工作面端头和其超前段巷道支护的必要性。

两模型运行结果的不同点：210 m 工作面的超前支承压力高峰带宽度较大，且最大应力增高系数达到了2.68；而110 m 工作面的超前支承压力在宽度和增高系数上均相对较小。

为了准确测量超前段巷道在实体煤侧的应力变化程度及范围，对巷道实体煤帮处布置测线，测量距离为50 m，测量结果如图4 所示。

图4 工作面超前支承压力曲线Fig.4 Advance abutment pressure curve of working face

由图4 可知，巷道实体煤帮的工作面超前支承压力在推进方向上均呈现“先快速增大，后降至平缓”的规律。110 m 长度的工作面在超前段应力的峰值为35.1 MPa，位于超前段8 m 的位置。而210 m 长度的工作面在超前段应力的峰值为36.5 MPa，位于超前段6.3 m 的位置。由此可得，随着工作面长度的增加，超前支承压力的峰值点前移，峰值强度增加，且超前支承压力影响范围增加。

2.3 工作面超前段巷道剪应力分析

剪应力分析较好的反映主应力差的大小，以表征围岩易发生剪切破坏的区域，超前段巷道的围岩剪应力分布如图5 所示。

图5 超前段巷道围岩剪应力分布Fig.5 Shear stress distribution of roadway surrounding rock in advance section

210 m 工作剪应力高峰区在程度和峰值上均大于110 m 工作面的情况。同时，从影响范围上，110 m 工作面剪应力集中距离为18.4 m，210 m 工作面剪应力集中距离为22.5 m，两距离值虽有差异，但从云图上看，关键控制区域均在煤壁前方15 m 之内。

2.4 巷道超前支护距离分析

根据110 m 和210 m 工作面数值模型的模拟结果，结合前方实体煤超前支承压力和剪应力分析，110 m 工作面两侧巷道超前段支护距离应为20 m，210 m 工作面两侧巷道超前段支护距离应控制在25 m，两种长度的工作面均应重视前15 m 内的支护。

3 巷道超前支护方案

3.1 运输巷的超前支护

运输巷的超前支护采用单体液压支柱配合4.2 m 金属π 梁、铁鞋，一梁两柱、两行支护，高度不低于2.8 m，柱距为0.9 m，行人侧支设后保证行人通道宽度不低于0.8 m，第一排π 梁距离端头支架前梁最小距离不超过460 mm，最大距离不超过1 260 mm（采煤机割正巷端头时需提前回撤一排π 梁，此时端头支架距离正巷超前支护第一架π梁的距离最大），所有支柱必须挂专用防倒链。

615 运输巷的超前支护方案如图6 所示。

图6 运输巷的超前支护方案Fig.6 Advance support scheme of transportation roadway

3.2 回风巷的超前支护

3.2.1 单体柱支护

单体柱支护如图7 所示。采用单体液压支柱配合3.6 m 金属π 梁、铁鞋，一梁两柱、两行支护，高度不低于2.8 m，柱距为0.9 m，支设后保证行人通道宽度不低于0.8 m，第一排单体柱距离端头支架前梁最小距离不超过460 mm，最大距离不超过1 260 mm，所有支柱必须挂专用防倒链。

图7 单体柱的支护方案Fig.7 The supporting scheme of single column

3.2.2 超前支架支护

超前支架支护如图8 所示。采用ZZ10000/21/42型超前支架3 架进行支护。

图8 超前支架的支护方案Fig.8 Supporting scheme of advanced support

当超前支架侧护板距抽放管路距离≤1.2 m 时，超前行人通道不支设单体液压支柱；当支架侧护板距抽放管路距离＞1.2 m 时，在距抽放管路0.1 m处支设一排单体液压支柱对超前段进行加强支护，支柱间距为0.8 m。

经现场支护实践，对长度为110 m 和210 m 的工作面进行超前20 m 和25 m 的加强支护，并随着工作面回采跟进支护，期间顶板控制良好，无剧烈底鼓、帮鼓等动压现象发生，保障了工作面端头区顺槽的围岩稳定性。

4 结论

（1）通过数值模拟对比得出110 m 长度和210 m 长度工作面的超前支承压力均展现出“中间小，两边大”的分布特征，工作面长度增长，超前应力集中区宽度增大且最大应力系数增高。

（2）110 m 和210 长度工作面两侧巷道超前段支护距离应为20 m 和25 m，且均在前15 m 内的存在应力高峰区。

（3）运输巷的超前支护采用单体液压支柱配合金属π 梁进行加强支护，而回风巷的超前支护根据顶板情况直接采取超前支架进行支护，两种工作面回采期间均实现了超前段围岩的稳定。