综采工作面回采巷道超前支护的力学机理研究_杨继飞.pdf

煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 0前言 回采巷道作为一种服务于采煤工作面的巷道， 主 要担负着煤炭运输、 采面通风等任务[1]。 然而回采巷道 大多为煤巷， 其围岩节理裂隙发育、 完整性差、 强度较 低， 同时还受到外部复杂条件和采动的影响， 导致回 采巷道通常会在综采过程中因强烈矿压显现而变形 过大， 给煤矿安全生产带来巨大威胁[2-4]。 因此， 回采巷 道的超前支护机理和技术已成为制约煤矿稳定开采 的一个关键问题。 针对回采巷道超前支护问题， 鲁岩[5]采用理论分 析、 数值模拟及现场实测的方法， 得到了综放与分层 开采工作面超前支承压力分布变化的规律；陈轶平[6] 通过对综采工作面超前支承压力的观测， 分析了综采 工作面在开采过程中巷道围岩应力的活动规律， 提出 了综采工作面巷道掘进时和回采时超前支护的有效 支护方式； 何团[7]理论分析了回采巷道强动压显现机 理， 基于此， 提出强动压巷道顶板大深度预切缝卸压 技术， 并阐述了其技术原理， 有效改善超前支护段巷 道围岩应力状态； 于斌[8-9]基于巷道超前支护段的强矿 压显现机制， 提出并实施巷道顶板水压致裂有效控制 技术， 实现巷道围岩高应力的转移， 降低了临空巷超 前支护段的强矿压显现强度； 邓康宇[10]分析了孤岛工 作面回采巷道的破坏机理， 并采用单体液压支柱与 U 型棚相结合的方式进行了优化支护， 有效控制了回采 巷道的变形。 上述研究成果的取得， 为分析回采巷道变形破坏 原因， 改善围岩受力状态， 减小巷道变形做出了卓有 实效的贡献， 但却未对综采工作面回采巷道超前支护 的力学机理作出一个明确的解释。因此， 本文以常村 矿 S6- 8 工作面为工程背景， 采用数值模拟结合理论 分析的方法，分析综采工作面巷道的变形破坏机制， 并提出其超前支护机理，对于控制回采巷道变形， 保 证回采巷道安全具有重要的工程实用意义。 1工程概况 常村矿 S6- 8 工作面位于北宋杜村、 崔邵村和南 辛庄中间， 埋深为 320- 410m， 宽度为 255.1m， 长度为 900m， 平均煤厚 6.06m， 采用综采放顶煤开采方式。 工 作面两侧为宽高 3.3m2.7m 的运输巷道和回风 综采工作面回采巷道超前支护的力学机理研究 杨继飞 （山西煤炭进出口集团有限公司 ， 山西 太原 030006 ） 摘要 为研究回采巷道的变形破坏机制以及超前支护机理， 以常村矿 S6- 8 工作面为工程背景， 采 用数值模拟结合理论分析的方法， 对煤层综采过程中回采巷道的应力和变形规律进行研究。 研究结果 表明，煤层采动对临近巷道的破坏主要表现为前方围岩支承压力的分布变化以及采空区煤层顶板的 垮塌连带作用， 而超前支护则具有改善巷道周边围岩的受力条件， 减小巷道收敛变形的效果。 关键词 回采巷道 ； 超前支护 ； FLAC3D； 支承压力 ； 力学机理 中图分类号 TD73文献标志码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 01- 0087- 04 Study on mechanical mechanism of advance support for mining roadway in fully mechanized mining face YANG Jifei （Shanxi Coal Import and Export Group Co., Ltd. , Taiyuan 030006 , China ） Abstract In order to study the deation- failure and advance support mechanisms of mining roadway, this paper takes the S6- 8 working face ofChangcun Mine as the engineeringbackground, and uses numerical simulation combined with theoretical analysis s tostudythe stress and deation lawofthe mining roadway in the fully mechanized coal mining process. The results shows that The damage of the coal seam tothe adjacent roadwayis mainlymanifested as the distribution change ofsupportingpressure in the front surrounding rock and the col- lapse of coal seam roof in gobs. The advance support has the effect of improving the stress conditions of surrounding rock around the roadway and reducingthe effect ofroadwayconvergence and deation. Keywords miningroadway; advance support ; FLAC3D; abutment pressure ; mechanical mechanism 87 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 巷道，这两条巷道均采用梯子梁 锚杆 锚索 菱 形金属网支护， 其中， 顶部锚索为 Φ17.8、 L7200、 间 排距 15001800 的钢绞线；顶部锚杆为 Φ20、 L2200、 间排距 1050900 的高强螺纹钢锚杆， 间排 距 900 mm1000 mm；顶部锚杆为 Φ18、 L1800、 间 排距 1050900 的玻璃纤维增强塑料锚杆。 巷道顶底 板围岩由上往下依次为砂岩、 砂泥岩互层、 煤岩和砂 泥岩护层、 各层围岩的力学参数如表 1 所示。 表 1巷道周边围岩力学性质参数 2数值模拟模型 根据常村矿 S6- 8 工作面尺寸和工程地质条件， 采用 FLAC3D 有限差分软件建立综采工作面开挖数 值模拟模型如图 1 所示。该模型宽 322.5m， 长 160m， 高 86.1m， 总共包含 1084752 个节点和 1049200 个单 元。初始应力平衡时， 对模型顶部施加应力 9.1MPa， 对模型四侧和底部施加法向位移约束。 煤层综放开采 时，每次回采 10m 并实时监测周边围岩的应力和变 形，但综采前，对运输巷道和通风巷道进行支护， 其 中， 锚杆和锚索采用 cable 单元模拟， 金属网 梯子 梁结构采用 shell 单元模拟， 具体参数如表 2 所示。 图 1综放开采数值模拟模型 表 2巷道支护结构参数 3数值模拟结果分析 3.1巷道周边围岩应力变化规律研究 工作面不同推进距离下， 工作面前方围岩的支承 压力分布曲线如图 2 所示。可以看出， 工作面后方煤 层的开挖将导致工作面前方约 30m 范围内的围岩支 承压力发生明显变化 0- 6m内围岩支承压力降低， 而 6m外围岩支承压力升高，即工作面前方围岩支承压 力在距工作面约 9- 11m 的位置时最大，往工作面方 向迅速减小为 0， 往推进方向则逐渐衰减到开采前的 原岩应力。 由图 2 和图 3 中围岩最大支承压力和应力 集中系数随工作面推进距离的变化关系可以判断 当 工作面推进距离达到 30m 时，工作面前方围岩发生 初次来压， 其应力集中系数达到 2.60； 当工作面推进 距离为 60m和 100m时，前方围岩产生周期来压， 其 应力集中系数约为 2.25。因此， 为保证工作面前方巷 道在煤层回采期间的安全， 须对巷道已有支护作进一 步加强或采用液压支柱进行超前支护。 图 2工作面前方围岩支承压力分布曲线 图 3工作面前方围岩应力集中系数随工作面位置的 变化关系 3.2巷道采空区顶板位移变化规律研究 图 4 给出了采空区煤层顶板竖向位移随工作面 推进距离的变化曲线。由图可知， 当工作面推进 30m 时， 采空区煤层顶板开始失去稳定， 其竖向位移迅速 增大， 但仍是以悬臂梁的形式作用于前方围岩， 此时， 工作面前方围岩支承压力最大， 出现初次来压； 当工 作面推进 40m时， 采空区煤层顶板将首次垮塌， 并掉 落至底板位置， 其悬空长度减小， 此时， 后方煤层顶板 压力一部分将由煤层底板承担， 因此， 工作面前方围 岩支承压力有所减小； 随着工作面继续推进， 煤层顶 板悬空长度变长， 前方围岩支承压力增大， 进而后方 煤层顶板又必重现逐渐失稳然后垮落、 最后压力释放 编 号 岩性 厚度 /m 密度 /kg/m3 弹性模 量/GPa 泊松比 内聚力 /MPa 内摩擦 角/ 1砂岩2026909.30.193.536 2砂泥岩互层3026404.80.252.335 3煤层6.0613003.30.30.528 4砂泥岩互层3026404.80.252.335 名称 单元类 型 弹性模 量/GPa 泊松比 抗拉强 度/MPa 粘聚力/ MPa 摩擦角/ 金属网shell50.25--- 帮部锚杆cable100-2801.528 顶部锚杆cable200-3102.332 锚索cable210-3302.330 88 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 的过程； 以此类推， 工作面前方围岩就会在煤层 采动过程中周期性的出现极大支承压力， 即周期 来压。 图 4煤层推进过程中煤层顶板的竖向位移分布曲线 3.3工作面前方巷道顶板位移变化规律研究 煤层推进过程中工作面前方巷道顶板的竖向位 移分布曲线如图 5 所示。煤层回采过程中， 受开挖扰 动的影响， 工作面前方巷道顶板围岩的竖向位移在纵 向上呈 “指数衰减式” 分布， 即， 越靠近工作面的围岩， 其竖向位移越大， 越远离工作面的围岩， 其竖向位移 越小， 煤层开挖对前方巷道围岩变形影响严重的区域 约为 20- 30m。 从巷道顶板最大变形量大小上看， 当工 作面推进距离小于 30m， 随着煤层的向前开采， 工作 面前方巷道顶板最大竖向位移将逐渐增大； 当工作面 推进距离大于 30m 时，巷道顶板最大竖向位移基本 不变， 其值约为 200mm， 此时， 巷道顶板存在冒落、 掉 顶的风险， 严重威胁煤矿的安全稳定开采。 因此， 在煤 层回采时，必须对工作面前方巷道围岩变形进行控 制， 尤其是靠近工作面 20m范围内的围岩。 图 5煤层推进过程中工作面前方巷道顶板的竖向 位移分布曲线 4巷道超前支护力学机理分析 上述煤层开挖数值模拟结果表明， 采动影响 对临近巷道的破坏主要表现为前方围岩支承压 力的分布变化以及采空区煤层顶板的垮塌连带 作用， 如图 6 所示。由图 6 （a）可知， 煤层开挖前， 巷道周边煤层顶板的支承压力基本等于下方煤 层的弹性抗力， 此时， 巷道顶板受力均衡， 其位移 基本为 0； 而随着工作面的不断推进， 工作面前 方围岩产生应力集中且应力集中区域不断在发 生改变， 同时， 支承区域一部分煤层将产生塑性 屈服， 其煤层抗力下降， 这就导致工作面前方顶 板围岩的支承压力必然在某一时刻大于下方的 煤层抗力，导致煤层顶板产生向下的塑性变形， 进而巷道顶板出现较大的竖向位移； 由图 6b可 知， 在煤层开挖前， 巷道顶板近似为单向板， 其上 方压力由两侧煤壁进行支承， 在原有支护强度下 能够基本保持稳定； 随着工作面的推进， 巷道一 侧煤壁逐渐被切割， 巷道顶板下方煤壁支承面积 逐渐减小， 同时巷道顶板在靠近工作面一侧的悬 空面积逐渐增大， 这就导致悬空一侧的巷道顶板 产生塑性大变形， 连带工作面前方巷道顶板出现 明显竖向变形。 由上述工作面前方巷道的变形破坏原因， 可以揭 示巷道超前支护力学机理如下 ①如图 6a所示， 在 横向上， 由于超前支护力的存在， 煤层顶板在巷道位 置产生的挠度变形必将受到抑制， 进而巷道顶板变形 将减小； ②如图 6b所示， 在纵向上， 由于液压支柱的 存在，巷道顶板在前方巷道里头的支承面积将增大， 同时， 液压支柱还会起到减小跨度的作用， 减小悬空 区域下沉带来的巷道进一步变形。 （a ）工作面前方横向 （b）纵向 图 6综采过程中工作面两侧巷道顶板的受力简图 根据巷道超前支护力学机理，对常村矿 S6- 8 工 作面两侧巷道采用两排液压支柱进行超前支护， 支护 范围为工作面前方 20m， 超前支护力为 6.5MPa， 液压 支柱间距为 1.2.m。 经过重新数值模拟计算后发现， 支 护范围内巷道顶板最大竖向位移减小了将近 70， 这说明，超前支护能够有效改善巷道围岩的受力条 件， 减小支护范围内巷道顶板的竖向位移， 保证巷道 89 ChaoXing （上接第 86 页） 断电仪未动作，另一台馈电开关却接收到了闭合信 号而断电。若其中一台开关进行停电检修打到隔离 状态， 会影响另一个掘进面的正常生产。 4结语 第一种方案存在一台开关打隔离停电后， 其它开 关不受控的问题； 第二种方案虽能实现甲烷风电闭锁 在 2s 内断电， 但是存在一台开关打隔离断电后， 其余 开关在未接收到断电信号的情况下闭锁断电， 检修开 关时影响范围大。第一种方案存在缺陷， 第二种方案 在检修开关时会影响另一个面的正常生产， 若要从根 本上实现双巷掘进非本安型电气设备在 2s 内断电的 要求， 需要提高安全监控系统性能， 完成安全监控系 统的升级改造。 系统升级后， 性能提升， 在异地断电的 情况下， 也能在 2s 内实现甲烷风电闭锁可靠断电。 参考文献 [1] 何青松. 高瓦斯煤矿双巷掘进工作面甲烷风电闭锁分析 [J].煤矿安全， 2015 （1） [5] 罗正时. 大平煤矿安全监控系统风电瓦斯闭锁的实现[J]. 煤矿安全， 2018 （09） 作者简介 郝宏伟 （1983 - ） ， 男， 2009 年毕业于中北大学测试计量 技术及仪器专业 （工学硕士学位） ， 现在山西兰花科创玉溪煤 矿有限责任公司从事技术工作。 （收稿日期 2018- 12- 27） 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 在回采期间的稳定安全。 5主要结论 本文以常村矿 S6- 8 工作面为工程背景， 采用数 值模拟结合理论分析的方法， 揭示了综采工作面巷道 的破坏机制以及超前支护力学机理， 得到了以下几个 结论 1 ） 综放煤层的开采会使工作面前方巷道围岩出 现较大的应力集中现象， 尤其是在距工作面约 8～12m 的位置。 2 ） 当工作面推进距离达到 30m 时， 工作面前方 围岩发生初次来压， 其应力集中系数达到 2.60； 当工 作面推进距离为 60m和 100m时， 前方围岩产生周期 来压， 其应力集中系数约为 2.25。 3 ） 受煤层开采扰动作用， 工作面前方 20m 范围 内的巷道顶板围岩将发生较大变形， 其最大值达到了 200mm， 此时， 巷道顶板存在冒落、 掉顶的风险， 严重 威胁煤矿的正常开采。 4 ） 煤层采动对临近巷道的破坏主要表现为前方 围岩支承压力的分布变化以及采空区煤层顶板的垮 塌连带作用， 而超前支护则具有改善巷道周边围岩的 受力条件， 减小巷道收敛变形的效果。 参考文献 [1] 郭玉峰，武飞. 特厚煤层综放大断面回采巷道围岩变形 规律[J]. 煤炭技术， 2017， 36 （04） 103- 106. 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