东周窑煤矿8107综放工作面超前支护段应力分布及变形特征

王 冬

(晋能控股煤业集团 同发东周窑煤业有限公司，山西 大同 037000)

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4类支护方法：支护法、加固法、应力控制法和联合支护法[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。

针对采动影响的回采巷道超前支护难题，本文利用数值计算研究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

同发东周窑煤矿8107工作面位于石炭系太原组5号层一盘区，东北侧为C5号层8105工作面采空区，西北侧为盘区大巷和8106工作面采空区，南侧为未采实体，东侧为未采实体煤和井田边界。工作面推进长度1 533 m，宽度253 m。煤层平均厚度5.85 m，开采深度平均519 m左右。工作面布置运输与回风两条巷道，煤层顶底板岩性特征见表1。

表1 煤层顶、底板岩性特征

2 模型建立

根据同发东周窑煤矿8107工作面地质信息建立数值计算模型，模型尺寸(长×宽×高)为412 m×150 m×52.3 m，布置2条巷道，本工作面面长250 m。

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。

表2 各岩层力学参数

数值模型计算步骤为：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开掘运输巷、辅运巷两条巷道，运算至平衡，输出应力云图、位移云图、塑性区分布图；④工作面进行回采，共推进130 m，运算至平衡，输出运输、回风巷围岩应力云图、位移云图、塑性区分布图。

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。沿走向方向取回风巷截面，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回风巷围岩垂直应力分布情况，得到超前支承压力影响范围。采空区前10 m，采空区后10 m、20 m及30 m处回风巷的垂直应力分布如图1所示。

图1 采空区前后一定距离运输巷垂直应力云图

分析可知，受工作面一次回采影响，巷道围岩应力再次重新分布，在煤柱及工作面侧帮部造成不同程度的应力集中。随着工作面回采，煤柱煤体内应力集中十分明显，特别是靠近采空区一侧，垂直应力最大值达到22.6 MPa，应力集中系数为2.82。工作面侧帮部，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2。工作面超前10 m、20 m、30 m、40 m处，回风巷垂直应力分布曲线见图3。受工作面超前支承压力影响，巷道周边围岩应力集中程度较掘进期间增大，特别是工作面侧帮部更为明显。超前工作面10 m、20 m、30 m、40 m处，本工作面侧帮部应力峰值分别是20.2 MPa、15.6 MPa、13.3 MPa、11.2 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回风巷左帮表面3.2 m、2.2 m、2.1 m、1.9 m处。

图2 采空区后工作面侧倾斜方向垂直应力分布图

图3 超前工作面一定距离运输巷垂直应力图

沿走向方向，在本工作面煤体内，距离运输巷右帮部10 m处取一测线，得到本工作面侧帮部超前支承压力分布曲线，见图4。

图4 工作面侧帮部距运输巷右帮表面10 m处超前支承压力分布图

由图4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。

2) 垂直位移。超前工作面40 m范围内，运输巷位移分布见图5，顶板最大下沉量见图6。通过对比发现，受本工作面一次采动影响后，运输巷顶板下沉加剧，顶板最大下沉量达到140 mm。远离工作面，随着超前支承压力减小，巷道顶板受支承压力影响程度降低，顶板最大下沉量逐渐减小。与掘进期间顶板下沉量相比，一次采动影响下顶板最大下沉增量为104.1 mm。

图5 超前工作面40 m运输巷垂直位移分布图

图6 超前工作面40 m范围内运输巷顶板最大下沉量图

3)塑性区分布受工作面一次采动影响后，超前工作面40 m范围内运输巷塑性区发育如图7所示。

图7 运输巷超前工作面40 m范围内塑性区图

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。在支承压力峰值后，支承压力引起巷道右帮、工作面煤壁及煤层底板发生强烈的塑性破坏。达到支承压力峰值后，支承压力逐渐减小，巷道周边围岩塑性区范围及深度逐渐减小，随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。通过对比上述4张图也可以发现，超前支承压力主要使巷道顶板、右帮围岩塑性区更为发育，而左帮、底板塑性区范围与掘进期间相差不大。

受工作面回采影响，回风巷周边围岩塑性区发育情况如图8所示。由于留设的煤柱降低了侧向支承压力的影响，一定程度上减轻回风巷工作面侧帮部围岩发生塑性破坏。由图可知，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，而工作面侧帮部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，回风巷顶板塑性区范围和深度较掘进期间扩大，并且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8 上区段采空区后一定范围内辅运巷塑性区分布图

4 结 语

1) 一次采动影响使得运输巷垂直应力集中于本工作面实体煤处，使顶板下沉量最大增加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，回风巷叠加支承压力峰值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；回风巷受一次回采影响，煤柱及工作面侧帮部出现应力集中，顶板下沉量增加。而受二次回采影响，工作面侧帮部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。