樊衛(wèi)閣，王慶路，王 偉

（兗州煤業(yè)股份有限公司楊村煤礦，山東 濟寧272118）

0 引 言

楊村煤礦323 工作面軌道順槽沿空側(cè)煤柱4m，回采期間超前支承壓力影響范圍30m，巷道頂?shù)装逡平?00～1 200mm，兩幫移近量500～800mm，超前支護支設(shè)兩排單體，支設(shè)距離30m。工作面推至477m 后，沿空側(cè)煤柱23.3m，超前支承壓力影響范圍減少，通過研究超前323 工作面超前支承壓力顯現(xiàn)和巷道圍巖變形特征，對采煤工作面巷道支護和設(shè)備選型具有重要的意義。

1 工作面概況

323 工作面北靠322 工作面，南臨TD302 工作面，東至304 工作面采空區(qū)，以西為三煤運輸集中巷。323 工作面所采煤層為山西組3 層煤，煤層結(jié)構(gòu)簡單，穩(wěn)定可采，煤層厚度變化為5.80～9.10m，平均8.32m，煤層普氏系數(shù)（f）一般在1.91 左右，為軟～中等硬度煤層。煤層可采性指數(shù)為1.0，變異系數(shù)5.09%。煤層起伏不大，煤層傾角1°～7°，平均4°。

323 工作面軌道順槽沿空布置，工作面推至477m 時，沿空側(cè)煤柱寬度由原來4m，過渡至23.3m。323 軌順超前支護的方式為：支設(shè)2 排超前支護，柱距1.0m。距離工作面?zhèn)让罕?.5m 和巷中各支設(shè)1 排單體液壓支柱，溜尾最后1 組支架與巷幫大于0.7m 時, 距離巷幫0.5m 支設(shè)1 排單體液壓支柱，2 排的支護距離均為30m。

圖1 323 工作面平面布置圖

2 工作面超前支承壓力范圍確定

2.1 理論計算[2]

理論上，采煤工作面超前支承壓力影響范圍包括塑性區(qū)與彈性區(qū)，計算方法如下。

2.1.1 塑性區(qū)

塑性區(qū)內(nèi)支承壓力為σy，根據(jù)錢鳴高、石平五等有關(guān)圍巖極限平衡和支承壓力分布基于“孔”模型的求解，在工作面前方極限平衡區(qū)內(nèi)支承壓力的計算公式可表示為：

式中：f為煤層與頂?shù)装彘g摩擦因數(shù)；φ為煤體內(nèi)摩擦角；x為塑性區(qū)內(nèi)任一點到煤壁的距離，m；M為煤層厚度，m；N0為煤幫的支撐能力，MPa。

為求出超前應(yīng)力峰值點位置x0，令塑性區(qū)支承壓力達(dá)到最大壓應(yīng)力值σy=KγH，則

式中：K為應(yīng)力集中系數(shù)；H為煤層埋深，m；γ為上覆巖層平均容重，kN/m3。

2.1.2 彈性區(qū)[3]

由超前支承壓力峰值向煤體深處，應(yīng)力值逐漸過渡到接近原巖應(yīng)力值，此區(qū)域煤巖體保持較好完整性，屬于彈性區(qū)范疇。

根據(jù)彈性力學(xué)理論，超前支承壓力分布表達(dá)式為：

式中：β為側(cè)壓系數(shù)，取值2.02。

設(shè)彈性區(qū)范圍為x1，當(dāng)x= x0+ x1時，σy=γH，即為原巖應(yīng)力值，代入式（3）得

2.1.3 支承壓力影響范圍及峰值

以323 工作面為例，M取值8m，f 取值0.25，內(nèi)摩擦角取值20°，H取值273m，得到塑性區(qū)寬度為12m，彈性區(qū)寬度9m，因此323 工作面超前支承壓力影響范圍為21m，峰值位于距離工作面12m 位置處。

2.2 巷道收斂觀測分析

2.2.1 觀測點布置

8 月11 日在323 工作面軌道順槽布置了3 個礦壓觀測點，測量每個觀測點位置的巷道頂?shù)透叨群蛯挾龋?#點距離工作面132m，2#點距離工作面92m，3#點 距 離 工 作 面72m，1#點 與2#點 間 距40m，2#點與3#點間距20m，3#點與工作面的距離72m，如圖2 所示。

圖2 觀測點布置示意圖

2.2.2 觀測點數(shù)據(jù)對照

安排礦壓觀測工，每隔4-5 天測量1 次巷道頂?shù)?、兩幫的寬度，? 次觀測數(shù)據(jù)進行匯總，并繪制圍巖移近量曲線（見圖3、圖4）。根據(jù)曲線圖分析總結(jié)圍巖移近量變化趨勢，并且根據(jù)變化量，劃分工作面超前支承壓力影響區(qū)域。

2.2.3 觀測點數(shù)據(jù)分析與范圍確定

由圖3 可知，2# 觀測點距離工作面大于20m時，巷道高度和兩幫距離逐漸減小，變化趨勢緩慢；距離工作面在20m 范圍內(nèi)時，巷道高度和兩幫距離同樣減小，但變化趨勢較大。

圖3 軌順2 點變化折線圖

由圖4 可知，3#觀測點距離工作面大于17m時，巷道高度和兩幫距離逐漸減小，變化趨勢緩慢；距離工作面在17m 范圍內(nèi)時，巷道高度和兩幫距離同樣減小，但變化趨勢較大。

圖4 軌順3 點變化折線圖

由此可知軌順巷道超前收斂變化影響區(qū)域小于20m。

2.3 結(jié) 論

通過彈性力學(xué)理論計算，323 工作面超前支承壓力影響范圍為21m；通過巷道收斂觀測分析，超前壓力影響距離在20m。結(jié)合2 種方法研究，可以確定323 軌順超前壓力影響距離為20～21m。

3 軌順超前支護距離優(yōu)化

3.1 軌順超前支護距離試驗

根據(jù)323 工作面現(xiàn)場條件，工作面推至大煤柱區(qū)域時，可減少超前支護距離，為此通過觀測超前支護區(qū)域巷道圍巖變化量的定量現(xiàn)場試驗，優(yōu)化單體支設(shè)距離。

試驗方法：在原軌順超前支護方式基礎(chǔ)上，通過分階段逐漸減少單體支設(shè)數(shù)量方式，每階段進行3～4d，觀測巷道頂?shù)赘叨群蛢蓭蛯挾茸兓俊８鶕?jù)現(xiàn)場經(jīng)驗，7 天內(nèi)巷道頂?shù)住蓭鸵平啃∮?00mm時，對工作面正常回采影響較小。分階段進行優(yōu)化（見圖5），323 軌順布置收斂觀測點，測量巷道高度和兩幫變化量，距工作面煤壁10m、15m、20m、25m、30m 分別布置1 組。工作面每推過一組點時，需補充布置1 組。

圖5 超前支護優(yōu)化階段示意圖

3.2 試驗過程分析

3.2.1 階段一和階段二

1）階段一（2 月19 日-2 月22 日）：軌順超前支護，巷道中間排單體支護距離不變?nèi)詾?0m，巷道工作面?zhèn)葐误w支護距離減少10m，改為20m。

2）階段二（2 月22 日-2 月25 日）：軌順超前支護，巷道中間排單體支護距離減少10m，改為30m，巷道工作面?zhèn)葐误w支護距離不變，仍為20m。

表1 2 月19 日-2 月25 日觀測數(shù)據(jù)變化量

由表1 可知，超前壓力影響區(qū)域巷道頂?shù)装逡平孔畲簏c為2#點，變化了330mm，頂?shù)装逡平孔钚↑c為5#點，變化了50mm，平均移近量152mm；巷道兩幫移近量最大為1#點，變化了430mm，巷道兩幫移近量最小為4#點，變化了30mm，平均移近量140mm。

通過分析得出，階段一、階段二超前區(qū)域巷道圍巖移近量較小，對工作面安全生產(chǎn)無影響。

3.2.2 階段三和階段四

1）階段三（2 月26 日-3 月1 日）：軌順超前支護，巷道中間排單體支護距離不變?nèi)詾?0m，巷道工作面?zhèn)葐误w支護距離減少10m，改為10m。

2）階段四（3 月1 日-3 月7 日）：軌順超前支護，巷道中間排單體支護距離不變?nèi)詾?0m，巷道工作面?zhèn)葐误w全撤掉。

表2 2 月26 日-3 月7 日頂?shù)装逵^測數(shù)據(jù)

由表2 可知，頂?shù)装逡平孔畲鬄?#點，變化量為430mm，頂?shù)装逡平孔钚?#點，變化了30mm，平均移近量252mm；巷道兩幫移近量最大為6#點，變化了320mm，巷道兩幫移近量最小為2#點，變化了50mm，平均移近量192mm。

通過分析，階段三、階段四超前區(qū)域巷道圍巖移近量較小，對工作面安全生產(chǎn)影響較小。

3.3 試驗結(jié)果

通過四階段收斂觀測，超前支護距離減至20m，超前支護單體支柱使用數(shù)量減少了40 棵，滿足工作面安全回采需求。

4 結(jié) 論

1）通過力學(xué)計算，得到323 工作面超前支承壓力影響范圍為21m，峰值位于距離工作面12m 位置處。

2）經(jīng)過323 軌道巷道圍巖收斂觀測分析，可知軌順巷道超前支承壓力影響區(qū)域小于20m。

3）依據(jù)超前支承壓力分析結(jié)論，優(yōu)化了超前支護距離，減少單體支柱使用數(shù)量40 棵。

4）為工作面礦壓研究和超前支承壓力分析，提供了可靠的參考依據(jù)。