楊俊彩

(國能神東煤炭集團有限責(zé)任公司，陜西 神木 719315)

隨著國家碳達峰、碳中和[1，2]目標的提出，煤礦資源審批收緊，煤炭生產(chǎn)由原先的粗放型發(fā)展逐步轉(zhuǎn)入集約化、規(guī)模化發(fā)展，走資源節(jié)約、安全高效、綠色低碳的高質(zhì)量發(fā)展道路[3，4]。在邊角資源回收，提升資源回收率時，過空巷問題越來越普遍?？障锏拇嬖趯?dǎo)致應(yīng)力集中和煤巖破碎，造成工作面及臨近巷道變形量增大，支架受力增加，煤壁片幫增多，工作面頂板管理難度增大，對正常生產(chǎn)帶來不利影響[5，6]。國內(nèi)外對綜采工作面過空巷一般采取跳采重開切眼、煤塊或膏體充填、錨桿(索)或單體、木垛補強支護等措施進行處理。曹丹弟[7]對大巷回收工作面提出了“挑頂+充填+木垛+錨網(wǎng)索”支護的空巷補強支護方案和調(diào)壓、調(diào)斜、定層位過空巷回采工藝。葛萬成[8]提出了以支架工作阻力和空巷頂板下沉量來評價空巷支護效果的方法。王煒[9]研究了高水材料充填過空巷的工藝。撖書一[10]分析了過空巷異常來壓、切冒的根本原因，提出了充填開采的回采策略。郝玉輝[11]分析了空巷圍巖垂直應(yīng)力分布規(guī)律，徐青云[12]對充填過空巷頂板失穩(wěn)機理進行了分析，提出了不同的高水速凝材料充填支護方案。李鵬[13]對過空巷支架工作阻力進行了研究。JP Zhang[14]介紹了彎曲D型鋼管混凝土支柱支護在巷道支護中的研究與應(yīng)用。上述研究成果雖然在一定程度提出了過空巷的解決方案，但是重開切眼的方法浪費煤炭資源，增加新掘巷道支出和搬家倒面費用[15]；充填支護方案沒有初期主動支護能力，充填材料為脆性材料，沒有塑性變形能力，變形后承載力急劇下降[16，17]；補強支護方案依賴傳統(tǒng)經(jīng)驗，效果有好有差，沒有一定通用性[18-22]。為此本文以烏蘭木倫煤礦12404綜采工作面過空巷為例，對空巷支護強度、支護方案、過空巷工藝等方面進行研究，提出了工作面過空巷尤其是平行大斷面(大于原巷道斷面)、超高空巷(高于工作面安全回采高度)的技術(shù)方案，消除了采空區(qū)遺煤自然發(fā)火隱患，達到了多回收煤炭資源，提高資源回收率的目的。

1 工程概況

烏蘭木倫煤礦12404-1工作面推進過程中計劃回收12425和12426工作面回撤通道外的遺留煤柱。該煤柱回收工作面內(nèi)有6條基本平行于工作面的空巷，累計長度約787m，12404工作面巷道布置如圖1所示。各巷道長度及斷面尺寸見表1。

工作面基本頂為泥巖，厚度1.5～12.98m，深灰色，泥質(zhì)結(jié)構(gòu)，塊狀構(gòu)造，質(zhì)密，分選性較好，斷口平坦；直接頂為細粒砂巖，厚度4.4～9.48m，灰色～淺灰色，成分以石英和長石為主，分選性較差，呈棱角狀，泥質(zhì)膠結(jié)，交錯層理。直接底為砂質(zhì)泥巖，厚度5.7～6.88m，灰色～深灰色，厚層狀，致密，泥質(zhì)膠結(jié)，斷口見植物化石根系。工作面上方基巖厚115 ～ 135m，松散層厚10 ～ 15m，松散層不含水。各條巷道均為矩形斷面，原支護方式均為錨網(wǎng)索支護。頂板采用?18mm×1800mm圓鋼錨桿，托盤選用Q235型規(guī)格120mm×120mm×10mm；錨桿錨固力不小于49kN，間排距為1150mm×1000mm。頂板錨索選用?17.8mm×6500mm，平巷段頂錨索2根/3m，機頭段頂錨索3根/3m。

表1 空巷情況統(tǒng)計

2 空巷群圍巖變形及泵送支護機理

工作面過空巷群時，頂板壓力主要由工作面支架、工作面與空巷之間煤柱和空巷支護體共同承擔，隨著工作面逐漸向空巷群推進，工作面與空巷之間煤柱逐漸變小，煤柱逐漸進入塑性變形狀態(tài)，直至達到屈服狀態(tài)，失去承載力，工作面支架和空巷支護體受力會大幅度增加，此時若空巷或工作面支護強度不夠，極易造成頂板事故。

在空巷群煤柱失穩(wěn)過程中，頂板砌體梁結(jié)構(gòu)將發(fā)生改變，工作面及空巷內(nèi)礦壓特征與關(guān)鍵層塊破斷位置和塊體長度直接相關(guān)。當基本頂破斷發(fā)生在煤柱失穩(wěn)前，且距空巷較近時，則基本頂關(guān)鍵塊B跨越工作面，此時周期來壓步距正常，礦壓無明顯異常，如圖2(a)所示。當基本頂在空巷附近出現(xiàn)周期來壓時，煤柱發(fā)生失穩(wěn)破壞導(dǎo)致上方關(guān)鍵塊體提前發(fā)生回轉(zhuǎn)，關(guān)鍵塊B跨過煤柱和空巷，在兩空巷煤柱側(cè)發(fā)生斷裂，如圖2(b)所示。此時關(guān)鍵塊B長度大于周期來壓步距，形成了“跨巷長關(guān)鍵塊”，工作面與空巷均處于危險狀態(tài)，不利于圍巖變形控制。

此時，若空巷內(nèi)采取泵送支柱等形式進行外部支護，可在煤柱發(fā)生塑性變形破壞后，減少工作面支架承擔的頂板應(yīng)力，緩解礦壓動載顯現(xiàn)，防范頂板事故發(fā)生?？障飪?nèi)增加支護后，其與原有的錨桿索支護體共同提供空巷內(nèi)的均布載荷支撐qz，其力學(xué)模型如圖3所示。

1)在頂板彎曲下沉的過程中實體煤幫或巷間煤幫一直發(fā)揮支撐作用，該煤幫對頂板支撐力簡化為線性分布狀態(tài)，如圖3所示，關(guān)鍵塊斷裂線處、煤壁處的載荷強度大小假設(shè)分別為q1、q2，則實體煤對頂板作用力大小F1：

F1=1/2L1(q1+q2)

式中，F(xiàn)1為實體煤作用力，kN；L1為斷裂線距煤壁距離，m；q1為斷裂線處單位寬度載荷強度，kN/m；q2為煤壁處單位寬度載荷強度，kN/m。

2)假設(shè)空巷煤柱對頂板作用力為梯形分布載荷，其等效載荷強度為q3，則煤柱支撐力F3為：

F3=q3L3

式中，F(xiàn)3為煤柱支護作用力，kN；L3為煤柱寬度，m；q3為單位寬度煤柱載荷強度，kN/m。

3)頂板關(guān)鍵塊觸矸后，采空區(qū)碎裂矸石受壓產(chǎn)生反力作用，隨著頂板不斷下沉，采空區(qū)矸石支撐力大小不斷增大。假設(shè)矸石對頂板作用力為線性分布，觸矸點處作用力最大且為q4，采空區(qū)矸石支撐力大小F4為：

F4=1/2q4L4

式中，F(xiàn)4為采空區(qū)矸石支撐力，kN；L4為單位寬度矸石壓縮長度，m；q4為最大下沉處采空區(qū)矸石載荷強度，kN/m。

4)假設(shè)工作面支架對頂板作用為均布載荷，其支護強度q5，則支架支撐力F5為：

F5=q5L5

式中，F(xiàn)5為工作面支架支撐力，kN；L5為支架接頂長度，m；q5為支架支護強度，kN/m。

5)假設(shè)空巷內(nèi)泵送及錨桿索支護對頂板作用為均布載荷，其支護強度qz，則其對頂板支撐力Fz為：

Fz=qzL2

式中，F(xiàn)z為工作面支架支護作用力，kN；L2為空巷寬度，m；qz為空巷內(nèi)均布載荷，包括支柱支護和頂板錨桿索支護力，kN/m。

根據(jù)載荷平衡適應(yīng)性可知，空巷均布載荷[Fz]需要滿足下式：

[Fz]≥(L1+L2+L3+L5)Mzγz+L0MEγE-

F1-F3-F4-F5

式中，[Fz]為空巷均布載荷，kN；MZ為直接頂厚度，m；γz為直接頂巖層容重，kN/m3；L0為頂板巖梁長度，m；ME為基本頂厚度，m；γE為基本頂巖層容重，kN/m3。

3 泵送支柱技術(shù)

早期泵送支柱，是受橋梁工程中橋墩啟發(fā)，采用鋼結(jié)構(gòu)模板形式，泵注完成，支柱形成一定強度后，拆除模板，形成單一的混凝土支柱。通過相關(guān)工程實踐，存在混凝土支柱接頂不嚴、強度高、不易截割、無塑性變形能力讓壓性能差等問題。針對上述不足，結(jié)合近年來的技術(shù)發(fā)展變化，從材料、結(jié)構(gòu)兩方面對泵送支柱進行了重新設(shè)計，設(shè)計時需要考慮材料強度、顆粒級配、承載環(huán)境、尺寸效應(yīng)對泵送支柱的影響。

3.1 支柱參數(shù)選取

3.1.1 材料選擇

泵送支柱的強度主要取決于其使用的充填材料強度。材料強度越高，支柱承載力越大。目前泵送支柱內(nèi)常用的充填材料包括商用混凝土、改性混凝土、高水材料等。根據(jù)神東礦區(qū)實際情況，本次泵送支柱材料由A和B兩種成分構(gòu)成，A成分以硫鋁酸鹽水泥熟料為主，并增加一定添加劑，B成分以石膏和石灰粉磨而成，并增加一定添加劑。兩種成分的漿液要求混合前漿液不凝固、不泌水、不沉淀?；旌虾?，迅速失去流動性，5～15min完全固化，1h的強度能達到8～15MPa以上，表現(xiàn)出速凝、早強、高流動性的特性，且凝結(jié)時間及強度可調(diào)。

3.1.2 水灰比

泵送支柱材料中石膏和石灰的比例對材料性能影響較大。通過多次現(xiàn)場試驗，水灰比越大，則泵注漿液流動性就越好，可注性就越強。但是水灰比越大，漿液就越容易離析、泌水而且在其他組份摻量不變時，水灰比越大，泵送支柱強度越低。通過多次實驗室試驗，本次將水灰比確定為1.0～1.2。

3.1.3 柱體約束

不同承載環(huán)境下，泵送柱的承載能力不同。一般來說，一是通過增加約束材料盡量使泵送支柱處于三軸受力狀態(tài)，發(fā)揮最大承載力；二是保證垂直安裝，使其承載垂直壓應(yīng)力，避免偏載，產(chǎn)生剪切破壞。

通過在泵送支柱增加金屬環(huán)筋，能夠約束泵送支柱的受力狀態(tài)，提高其承載能力，同時隨泵送支柱受壓后發(fā)生變形，直徑增大，環(huán)筋起到讓壓作用，提高其殘余強度，從而支撐頂板。根據(jù)以上要求，選用HPB300鋼筋，屈服強度300MPa，抗拉強度420MPa，延伸率25%。

3.1.4 高徑比

尺寸效應(yīng)是指隨著結(jié)構(gòu)尺寸的增大，以強度為代表的力學(xué)性能指標將發(fā)生變化。泵送的承載能力不僅與其材料強度有關(guān)，還與其外形尺寸密不可分。高徑比越小，殘余承載能力越大。但多數(shù)情況下，墩柱高徑比很難控制，一般達到3.5～4.5。該工程項目需求支柱強度指標結(jié)合采煤機截割能力，一般為15MPa左右。根據(jù)實驗數(shù)據(jù)可得支柱高徑比為4∶1比較合適，根據(jù)巷道斷面尺寸，當設(shè)計支柱的直徑為1m，高度根據(jù)巷道支護需求一般不大于4m。

3.2 支護設(shè)計

支護設(shè)計時，一般按照錨索錨固范圍內(nèi)巖層全部離層，或者利用窺視儀或離層儀實測工作面受采動影響時頂板離層情況及最大離層高度，并留足一定安全系數(shù)或動壓系數(shù)來確定泵送支柱受力載荷，進而反算確定支護參數(shù)。

1)巷道需求支撐力：

式中，h′為錨索長度，m；w為空巷巷道寬度，m；L為泵送支柱間距，m；γ為巖石容重，t/m3；n為泵送支柱數(shù)量，個；f為安全系數(shù)，一般取1.0～2.0。

該公式表征的含義為在考慮一定安全系數(shù)的條件下，原錨索支護巷道支護全部失效，該范圍內(nèi)離層的巖層重量全部由泵送支柱支護所支撐。

2)泵送支柱設(shè)計承載力：

式中，r為泵送支柱半徑，m；σ為支柱材料強度，MPa；fs為支柱結(jié)構(gòu)性系數(shù)，取0.9～1.0；Φ為支柱直徑，m；h為支柱高度，m。

該公式表征的含義為在考慮高徑比的條件下，單位體積泵送支柱達到的承載力。

設(shè)計時令P=Pb，即可確定相關(guān)設(shè)計參數(shù)。

3.3 施工工藝

1)定點。按照設(shè)計參數(shù)，確定支柱布置，形成施工方案。在空巷內(nèi)按照施工方案在巷道頂板上標示支柱位置點，作為支設(shè)泵送袋時的中心位置。同時，將底板上的浮煤、矸石清理干凈、平整，以保證支柱底部平齊穩(wěn)固。

2)掛設(shè)模袋。按照事先確定好的位置，通過綁絲將泵送模袋上的掛鉤與頂板網(wǎng)片綁扎牢靠，使模袋上方的第一個鋼圈緊貼頂板，以防注漿時模袋松弛、下垂造成支柱接頂不嚴。

3)固定模袋。用方木條均勻緊貼模袋四周固定，與模袋形成一個整體，并垂直地面，以保證后期支柱豎直。方木條長度低于巷道高度不超100mm，保證模袋上部穩(wěn)固與豎直。

4)泵注支柱。泵注模袋時可采用一次成型充完承壓層，然后再充讓壓層。如不設(shè)計讓壓層，則直接一次充填到位。泵注時必須保證有足夠的空模袋，以保證泵注的連續(xù)性。

4 泵送支柱支護效果模擬

4.1 模型建立

根據(jù)烏蘭木倫礦地質(zhì)條件，采用FLAC3D軟件建立三維數(shù)學(xué)模型，考慮到計算速度，并未按實際的空巷長度建立數(shù)值模型，計算模型長48m，寬49m，高35m，近水平煤層，未考慮傾角，模型前后左右四個側(cè)面為單約束邊界，施加水平方向約束，即邊界水平位移為0，邊界結(jié)點只允許沿垂直方向運動；模型底部為全約束邊界，即底部邊界結(jié)點水平及垂直位移均為0；根據(jù)模型埋深，依據(jù)海姆假說，原巖自重應(yīng)力作用于上部邊界。

根據(jù)神東烏蘭木倫礦12404工作面地質(zhì)資料建立模型規(guī)格(長×寬×高)為112m×100m×42m，選取工作面回采方向為X軸，切眼方向為Y軸，豎直方向為Z軸。為避免邊界效應(yīng)，工作面采空區(qū)兩側(cè)分別保留30m，工作面直接頂厚4.4m，基本頂厚12.9m，直接底厚5.7m，煤厚2.8m，模型上部施加3.0MPa的均布載荷。本構(gòu)關(guān)系使用摩爾-庫侖模型。數(shù)值模擬計算模型中選取的巖體物理力學(xué)參數(shù)見表2。

表2 主要煤巖體物理力學(xué)參數(shù)

4.2 單條空巷開挖分析計算

在模型中開挖單條空巷，分施工和未施工泵送支柱兩種模型進行計算，對計算結(jié)果對比分析。兩個模型計算出的垂直應(yīng)力分布如圖4所示。從圖4(a)可以看出，由于開挖空巷，巷道兩幫形成應(yīng)力集中，應(yīng)力集中系數(shù)可達1.7；巷道頂板和底板伴隨有巖體破壞，出現(xiàn)應(yīng)力降低現(xiàn)象。從圖4(b)可以看出，空巷中施工的泵送支柱支護起到了一定的支護作用，巷道頂板、底板中的應(yīng)力降低程度有所減小，特別是支柱上方及下方的巖體中尤為明顯，說明泵送支柱的支護作用降低了空巷頂?shù)装鍘r層的變形破壞范圍。

兩個模型中計算得出的煤巖體塑性區(qū)分布如圖5所示。從圖5(a)可以看出，開挖空巷后，周邊巖體產(chǎn)生了大范圍的塑性破壞，空巷頂板塑性破壞范圍可達3m，空巷底板塑性破壞范圍可達1.5m。從圖5(b)可以看出，空巷內(nèi)施工泵送支柱后，頂?shù)装逅苄云茐姆秶黠@減小，頂板中的塑性破壞范圍降低為1m，支柱上方巖層未發(fā)生塑性破壞；底板巖體塑性破壞范圍降為1m；需要指出的是，中部泵送支柱內(nèi)部產(chǎn)生了較大范圍的塑性破壞，而兩側(cè)的支柱并未發(fā)生大范圍的塑性破壞，說明支柱支護效果明顯，自身承壓穩(wěn)定性較好。

4.3 生產(chǎn)條件下空巷開挖分析計算

為了模擬現(xiàn)場生產(chǎn)的實際情況，在建好的模型中開挖空巷，同時推采工作面，以模擬計算工作面與空巷貫通時的圍巖變形情況。兩個模型中的垂直應(yīng)力及塑性區(qū)分布分別如圖6、圖7所示。

從圖6和圖7中可以看出，工作面與空巷貫通時，在沒有柔模泵送支柱支護的情況下，圍巖中的應(yīng)力集中系數(shù)約為2.6；圍巖破壞較為嚴重，其中工作面頂板塑性破壞范圍擴大至4m，工作面底板塑性破壞范圍增大至3m。當空巷內(nèi)施工柔模泵送支柱后，圍巖應(yīng)力集中系數(shù)降低為2.4；支柱對巷道頂?shù)装迤鸬搅肆己玫闹ёo作用，圍巖破壞降低，頂板塑性破壞范圍呈拱形分布，最大為3m，且支柱上方塑性破壞范圍明顯減少；底板塑性破壞范圍也同步明顯減??；支柱內(nèi)部產(chǎn)生了較大范圍的塑性破壞，但是破壞形態(tài)多為剪切破壞和拉伸破壞，說明支柱雖然在貫通過程中能夠保持一定的整體性和承載能力，但需輔助采取快速推采、工作面調(diào)斜、煤巖體補強支護等其他措施。

5 泵送支柱現(xiàn)場應(yīng)用

根據(jù)數(shù)值模擬的成果，過空巷時采取“泵送支柱+常規(guī)錨索補強”的支護方案，首先在12425繞道措施巷和12425運輸巷繞道進行工業(yè)性試驗。

兩條空巷寬度為5m，實際高度為2.9～3.2m，空巷采用“錨索+W鋼帶+幫錨網(wǎng)+柔模泵送支柱”支護方式。頂網(wǎng)重新掛設(shè)一層40mm×40mm金屬網(wǎng)。補強錨索每排3根，排距1.5m。泵送支柱直徑700mm，設(shè)計承載強度17MPa，間排距2.5m×3m。典型的支護形式如圖8所示。

工作面距離12425繞道措施巷空巷7～8m時工作面來壓，過空巷至1～3m范圍內(nèi)工作面再次來壓，過完12425繞道空巷后由于生產(chǎn)不連續(xù)，停機時間較長導(dǎo)致工作面底鼓，過空巷期間工作面及兩巷均未發(fā)生底鼓(較大變形)；空巷內(nèi)共布置10個測點觀察頂?shù)装逡七M量，工作面與空巷貫通后實測頂板下沉3～12cm。

工作面從揭露空巷至泵送支柱截割完畢，支柱整體效果良好。采煤機截割支柱達直徑的2/3時，支柱才發(fā)生失穩(wěn)垮塌，支柱硬度與實體煤相近，易于切割，說明泵送支柱支護強度及設(shè)計硬度均滿足現(xiàn)場要求。

6 結(jié) 論

1)通過數(shù)值模擬分析，泵送支柱能承受一定的塑性變形，可吸收動載礦壓沖擊能量，且支柱穩(wěn)定性好，可改善空巷的圍巖受力狀態(tài)，能夠減少頂?shù)装逅苄宰冃畏秶?，保證空巷主動支護的有效性。

2)通過支護方案設(shè)計及計算驗證泵送支柱配合原有錨桿索支護能有效支護工作面上覆巖層重量，保證工作面過空巷期間的頂板安全。

3)通過現(xiàn)場工業(yè)試驗，泵送支柱作為大斷面空巷群支護的核心，錨索補強控頂作為護頂防冒落壓架的重要措施，“兩位一體”耦合支護，立體護頂，協(xié)同讓壓，共同破解了大斷面空巷群制約煤炭資源回收難題。