工作面开采后，在采场四周形成支承压力，工作面前方超前支承压力随工作面的推进而往前移动。鉴于回采巷道安全稳定性受采动超前支承压力影响较大[1-4],《煤矿安全规程》规定：采煤工作面所有安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内必须加强支护，加强支护长度不得小于20m, 但未对超前加强文护方式和参数作明确规定。

罗文等[5]通过实测单体超前加强支护条件下的运输巷矿压显现规律，对比分析了单体加强支护和锚杆(索)主动式加强支护2种情况下的巷道围岩安全稳定性，校验了现场支护的适应性及安全性。杨俊彩等[6]通过对工作面主运巷采用锚索主动式超前支护方式的科学性和合理性开展了研究，同时引用两侧实体煤巷道力学模型对主运巷专用锚索超前支护设计进行验证，通过验证“排距3 m, 每排2套”的超前支护形式可满足工作面超前支护要求。郭鹏[7]采用钻孔窥视的方法获得了工作面巷道围岩松动圈发育规律，设计了工作面(注浆)锚索式超前支护技术方案，建立了围岩支承结构力学模型计算了围岩支承力，并利用工业性试验对超前支护技术方案进行现场验证。尚有仕[8]通过数值模拟和理论计算得出该工作面注浆锚索的施工方案和施工工序，并在现场进行了工业性试验，现场结果表明，注浆锚索支护区域巷道的变形量比原超前支护方式小。

根据双龙煤矿现场地质巷道条件与调研情况，采用现场调研、理论分析及工程应用的方法，对切顶留巷条件下的109运输巷区段开展基于巷道围岩岩性、采动影响下的巷道围岩节理裂隙扩展和支承应力分布规律进行工作面超前及留巷段主动支护研究[9-12],为支护方案的优化与应用提供理论依据，降低人工劳动强度，节约支护成本，对矿井的采掘接续及安全生产具有重要意义。

1、工程概况及设计方案

1.1 工程背景

双龙煤矿109工作面主采2号煤层，煤层厚度0.61～4.5 m, 平均煤厚1.5 m, 煤厚呈向斜轴部向两翼逐渐由厚变薄，属于中厚煤层。煤层埋深110～490 m, 煤层结构简单。

109工作面位于双龙煤业首采区，该工作面采高为1.5 m的单一倾斜长壁采煤法，下区段110工作面设计为切顶留巷工艺，保留109运输巷作为110工作面回风巷，埋深190～330 m, 工作面长度239.2 m, 共计可采长度1 847 m。直接顶板以砂质泥岩，泥质粉砂岩等为主，厚度在0.76～12 m。基本顶以细粒砂岩、含粉砂泥岩等为主，厚度为5.26～21.4 m。109工作面概况见表1。

表1 109工作面基本概况

109工作面为单巷布置，109运输巷为切顶留巷，作为110工作面回采时的回风巷道。109工作面采掘工程平面图如图1所示。

1.2 巷道支护情况

109运输巷原有超前支护方式使用的锚杆分为左旋螺纹无纵筋螺纹钢金属锚杆(以下简称金属锚杆)和全螺纹玻璃纤维增强塑料锚杆(以下简称塑料锚杆)2种，回采段巷道顶板及煤柱侧帮部使用金属锚杆、煤壁侧帮部使用玻璃钢锚杆。顶锚间排距为750 mm×800 mm、帮锚间排距为1 000 mm×800 mm, 矩形布置。

109运输巷使用的锚索为钢绞线制作，钢绞线涂刷防腐漆进行防腐处理，同时配套T型钢带提升锚索支护效果，回采段锚索间排距均为1 200 mm×1 600 mm(1 400 mm×1 600 mm),每排锚索安装一根长度为4.2 m的T型钢带，一梁四锚。109运输巷使用的网片分为盘圆钢筋网(以下简称金属网)和矿用复合塑钢网(以下简称塑钢网)2种，回采段顶板使用金属网、两帮部使用塑钢网。巷道原顶板支护如图2所示。

2、主动式超前支护作用机理

109工作面巷道在原有支护基础上，巷道不能承受回采工作所带来的影响，使109工作面巷道表面围岩十分破碎，造成锚固系统易失效。为增强对109巷道顶板的支护效果，给巷道顶板足够的支护强度，进一步加强控制巷道围岩变形，从而使锚固系统趋于稳定。支护强度度算力学模型如图3所示。

图1 109工作面采掘工程平面

支护体提供的支撑力为q(z),则

支护作用下顶板岩梁内的最大拉应力为

顶板岩梁在支护作用下的拉伸判据为

故为使顶板不被破坏应满足

结合地质条件计算出需要提供的支护强度的大小应满足

式中，Mmax为最大弯矩，kN·m;q(t)为顶板岩梁在支护作用下的最大支撑力，MPa;q(z)为支护体提供的支撑力，MPa;B为巷道跨度，m;b为顶板岩梁的宽度，m;h为顶板岩梁的高度，m; ϕ0为弯矩修正系数；σcmax为顶板岩梁内的最大拉应力，MPa; [σc]为顶板岩梁的拉伸强度，MPa。

图2 巷道原顶板支护示意

图3 支护强度计算力学模型

在从工作面端头的位置到超前支护的终端之间，q(t)不是一成不变的，因此q(z)也是随之而改变的，超前段不同的位置处支护强度也都是不相同，但支护强度需要能够满足在压力最大时刻所需要的最大强度。

3、109工作面回采巷道变形及超前支承压力分布规律分析

3.1 超前段巷道顶板力学模型

巷道进行开挖后，原有的三向应力会出现重新分布。煤体从边缘一直向深部逐渐破碎，最终形成应力平衡。由于巷道在走向方向上远远大于其自身跨度，因此可以将工作面超前段所处的三维问题简化为普通的平面应变问题从而进行分析解决，因此将工作面超前段两侧的煤层视为Winkler假设的可变形基础，而顶板岩层可以被视为在上覆岩层的重力影响下受Winkler基础支撑的半无限长弹性基础悬梁，建立所需的力学模型如图4所示。为了便于分析，将工作面超前段悬露的顶板上作用的载荷视为均布载荷q(t),其中q(t)是随着距离工作面的远近发生变化，受采动影响较大。Winkler基础上方顶板的载荷用线性载荷q(x)表示，垂直应力在煤壁边缘达到最大为q1并在x1处降为零。

图4 巷道顶板力学模型

3.2 工作面端头及超前段巷道围岩应力规律

针对双龙煤业实际地质技术条件，计算机数值模拟不同采动影响阶段矿压显现规律，可以获得109巷道顶板围岩位移分布规律，为双龙煤业回采巷道超前主动支护提供参考。选用FLAC3D数值模拟的方法来研究109工作面运输巷受到回采条件的影响下各巷道的围岩塑性区分布特征以及围岩的破坏特征。FLAC3D数值模拟模型如图5所示。

双龙煤业109工作面开采模型尺寸为360 m×360 m×100 m。由于双龙煤业未进行过地应力测试，因此水平应力取1.5倍垂直应力，水平应力为14.53 MPa。煤岩体物理力学参数见表2。

回采期间垂直位移分布规律如图6所示。由图6可以看出，109运输巷在未受采动影响时，顶板及底板主要出现垂直位移，在采动影响下，109运输巷的垂直位移主要发生在靠近109煤壁侧上方位置。在采动影响下的超前段，距离工作面越近，所产生的垂直位移也就越大，在工作面前方所在30 m处，顶板的垂直位移逐步稳定。

图5 FLAC3D数值模拟模型示意

表2 煤岩体物理力学参数

3.3 锚索钢带超前主动支护方案

在原有支护基础上，排距由1 600 mm降低至800 mm, 于原有每排锚索间补强支护一排锚索，该排锚索由3根锚索与一根钢带托梁和一根大托盘锚索共同组成。并于110煤壁侧的两排锚索之间补强一排ϕ21.8 mm, ×11 300 mm的防腐锚索，补强的锚索距110煤壁700 mm, 排距为800 mm。超前支护段主动支护如图7所示。

图6 回采期间垂直位移分布规律

图7 超前支护段主动支护示意

4、主动式超前支护强度校核

计算出每组支护中所有的支护体提供的总支护抗力。

单体液压支架支护阻力

式中，P1为液压单排支架总阻力，kN;q1为单个液压支架阻力，200 kN;n为单排液压支架个数，2;b为巷道宽度，5.2 m;d为单体液压支柱排距；取d=1 200 mm。所以单体液压支架支护密度为64.1 kN/m2。

锚索提供的支护抗力

式中，qs为锚索破断力，21.6 mm钢绞线取qs=540 kN;n为每组锚索根数；d为锚索排距，取d=1 200 mm。所以每组锚索可以提供3 240 kN的支护阻力。

锚杆提供的支护阻力

式中，qm为锚杆破断力，取qm=120 kN;n为每组锚杆根数，7。

初始巷道顶板安全系数的计算：初始72～1 363.5 m巷道顶板的永久支护为锚索间排距1 200 mm×1 600 mm, 一排四根锚索，锚杆间排距为750 mm×800 mm, 1 363.5～1 989.5 m巷道顶板巷道顶板的永久支护为锚索间排距1 400 mm×1 600 mm 一排3根锚索，锚杆间排距为750 mm×800 mm。计算得到72～1 363.5 m巷道顶板支护体提供支护阻力为461.54 kN/m2,安全系数为5.23。1 363.5～1 989.5 m巷道顶板支护体提供的支护阻力为396 kN/m2,安全系数为4.489。

切顶后补强支护顶板安全系数的计算：切顶爆破后补强方案为于每排大托盘锚索靠近110煤壁侧顶板中间，布置T140×4 200(3 000/1 200)mm的钢带托梁，托梁两端布置ϕ21.8 mm×9 300 mm的让压锚索，计算得到72～1 363.5 m巷道顶板支护体提供支护阻力为591.34 kN/m2,安全系数为6.7。1 363.5～1 989.5 m巷道顶板支护体提供的支护阻力为526.44 kN/m2,安全系数为5.96。

原支护下超前段顶板安全系数：原支护下超前段采用排距为1.2 m的单体液压支柱作为超前支护，计算得到72～1 363.5 m巷道顶板支护体提供支护阻力为655.44 kN/m2,安全系数为7.43。1 363.5～1 989.5 m巷道顶板支护体提供的支护阻力为590.54 kN/m2,安全系数为6.69。

超前主动支护方案下顶板安全系数：超前主动支护方案设计中，在原有每排锚索间补强支护一排锚索，该排锚索由3根锚索与一根钢带托梁和一根大托盘锚索共同组成。并于110煤壁侧的两排锚索之间补强一排ϕ21.8 mm×11 300 mm的防腐锚索，补强的锚索距110煤壁700 mm, 排距为800 mm。计算得到72～1 363.5 m巷道顶板支护体提供支护阻力为1 110.57 kN/m2,安全系数为12.59。1 363.5～1 989.5 m巷道顶板支护体提供的支护阻力为980.77 kN/m2,安全系数为11.12。计算结果见表3。

表3 支护安全系数对比

综上所述，该巷道顶板的原超前支护安全系数为7.43与6.69,超前主动支护方案下的支护安全系数为12.59、11.12,安全系数较高，且在改被动支护为主动超前支护的条件下，巷道的支护安全系数有所增加，说明在该支护设计下支护强度较高，在正常地质条件下的顶板可以保证巷道顶板的安全。

5、主动式超前支护可行性分析

巷道围岩位移是导致巷道围岩变形的直接原因，通过对围岩位移的监测可以及时掌握巷道顶板及两帮围岩的运动情况。为此，在本次超前主动支护实施过程中，通过对巷道位移的监测，实时掌握围岩体破坏位移情况。巷道表面位移测站布置如图8所示。

双龙煤矿109运输巷为沿空留巷，部分锚索在端头后方出现了失效的情况，说明工作面端头处支护强度较差，端头支架支护阻力较差或没有达到支护效果，加强端头处的支护强度。

图8 巷道表面位移测站布置

双龙煤矿109运输巷巷道顶板完整性好，矿压显现程度较低，支护体安全性高，但在被动支护作为超前支护手段时，顶板离层远大于超前主动加强支护的顶板，接近于锚索的极限离层范围，所以被动支护难以充分利用109巷道良好的地质条件及安全性较高的支护体条件，为了增加109巷道的安全性，并且进一步提高回采效率，从而降低工人的劳动强度，抑制巷道围岩变形，设计超前主动支护方案，对超前主动支护进行了现场工业性试验，最终形成了适用于双龙煤业地质条件下的超前主动支护技术体系。

6、结论

(1)在锚索支护机理的理论基础之上，对巷道超前支护的强度计算校核，并通过对支护参数计算验证支护参数设计，设计出的新型主动超前支护，使得巷道的安全系数增加，进一步保证了煤矿的安全开采。

(2)利用FLAC3D数值模拟与理论计算的方法相结合所得出的新主动超前支护保证了巷道顶板的完整性，形成了适用于双龙煤业地质条件下的超前主动支护技术体系，对将来相似问题的解决提出了新方法。

(3)矿井在未来工作生产中，当巷道安全系数较低从而产生安全性问题时，应及时采取超前主动支护技术，来保证矿井的安全性开采。

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文章来源:尚英智,李瑞琦.主动式超前支护下巷道围岩关键控制技术与稳定性评价[J].陕西煤炭,2024,43(12):52-58.