工作面過空巷充填開采支護研究

李俊堂

(山西離柳焦煤集團有限公司， 山西 呂梁市 033000)

隨著我國煤炭技術的不斷進步，相應的技術指標也隨之增加，“十三五”期間我國對于現代化礦井建設的總體要求為提高煤炭資源采收率、實現煤礦高效安全生產，而我國煤礦地質條件復雜，由于某些巷道構筑在本煤層工作面之中、礦井不同歷史階段擴建以及歷史上小窯區亂開亂采等因素，導致眾多礦井存在工作面過空巷、廢巷以及老窯區問題。當工作面在通過這些空巷、廢巷以及老窯區時，常常出現頂板超前壓力增大，同時發生較嚴重的下沉問題，空巷頂底板移近量變大，甚至發生壓架、倒架等嚴重問題，影響工作面的正常回采，對煤礦高產高效發展造成困難以及產生較大的經濟損失。當工作面過較大寬度的空巷時，往往采用重新開切眼、二次移架搬家的方式，造成大量的煤炭資源浪費，煤炭采收率大大降低。因此如何安全、高效的解決大采高工作面順利通過空巷、廢巷，不發生透頂、壓架、倒架、倒壁等其他生產事故，是煤礦科技工作者急需解決的一個重要課題[1-6]。

對于工作面過空巷的治理問題，國內外眾多學者進行了大量研究[1-5]。謝生榮[7]等基于綜放工作面過空巷圍巖穩定性差的問題，提出了過空巷綜合控制技術，并闡述了控制機理，進行了應用實踐，解決了過空巷圍巖穩定性差的問題；周海豐[8]針對神東礦區綜采面過空巷時的冒頂和壓架問題，總結了等壓開采技術并進行了應用實踐，防止過空巷期間工作面發生冒頂事故；白曉生[9]通過分析煤層開采受小窯空巷嚴重影響的問題，提出了馬麗散充填加固過空巷的技術方法，能夠有效控制頂板移動；段春生[10]通過分析資源整合礦井，分析了過空巷支護技術，闡述了資源整合礦井過空巷的技術；宋斌[11]以大采高工作面為試驗對象，解決工作面過空巷瓦斯和頂板移動為出發點，提出了基于地質特征的技術措施，很好地解決了工作面過空巷的問題。

以上學者的研究僅僅是對治理進行了分析，而工作面回采過程中，上覆巖層必然發生下沉，最終垮落，由于回采作用而引起的覆巖運動，必然導致空巷圍巖變形破壞，在進行研究工作面過空巷治理問題，必須對于采場覆巖結構進行分析[1-7]。

本文通過數值模擬和現場工業性試驗相結合的綜合研究方法，分析覆巖特征，提出高性能、具有經濟技術可行的支護材料和支護工藝系統，并進行工作面實踐驗證。

1 工程概況

山西趙莊礦工作面 5301為大采高工作面，工作面走向長度1 549 m，傾向長度，煤層平均厚度6 m，為近水平煤層。工作面采用一次采全高開采方式，老頂為細粒砂巖，厚度約為6.14 m，以均勻層理為主；直接頂為粉砂巖，厚度約為3.45 m，有交錯層理發育，含有植物化石；偽頂為泥巖，厚度約為0.6 m；工作面直接底為粉砂巖，厚度約為2.71 m，含有植物化石，有波狀層理發育；老底為砂質泥巖，厚度約為4.8 m，有波狀層理發育。

工作面含有5條順槽，屬于三進兩回的通風方式。巷道為矩形巷道，采用錨網支護以及錨索補強，工作面存在 4條空巷(三條平行一條垂直，共314 m)。

2 工作面過空巷圍巖應力分布特征

2.1 模型建立

采用數值模擬對工作面過空巷圍巖應力以及位移特征進行研究，采用FLAC3D進行模擬計算，將模型的三維尺寸設置為長300 m、寬200 m、高100 m，工作面采空區設置30 m的保護煤柱作為邊界，工作面煤厚為6 m，采用一次采全高開采工藝。由于工作面埋深為300 m，因此，在其上部要加上覆巖的載荷，采用P=γH，γ取27 kN/m3，計算可得P=8.1 MPa，因此，在垂直方向上增加8.1 MPa的載荷，工作面覆巖力學參數如表1所示。

表1 工作面覆巖力學參數

2.2 開挖應力分析

沿工作面走向與傾向方向應力分布特征分別如圖1所示。

由圖1可知，工作面在回采過程中在走向和傾向上應力分布不同。當推進距離為10 m時，走向與傾向最大應力為2.7 MPa和2.8 MPa；當推進距離為15 m時，走向與傾向方向主應力降低，都降為2.5 MPa；當推進距離為20 m時，主應力進一步降低，降低到2.4 MPa和2.25 MPa。在推進過程中，走向方向煤柱承受應力由 0.75 MPa增加到 2.6 MPa，傾向方向靠近空巷處的應力較大，其最大值為3.1 MPa，說明受采動影響的距離程度越來越大。因此，在過空巷回采過程中應該進行加固處理[1,6,12-13]。

圖1 工作面應力分布特征圖

3 泵送充填支柱系統試驗研究

3.1 泵送充填材料試驗研究

泵送充填支柱材料主要是由超細硅酸鹽水泥、硅酸鹽水泥、石膏等其他無機活性材料混合而成。根據正交試驗確定其最優配比為硫鋁酸鹽水泥摻量50%、石灰摻量25%、生石膏摻量20%，其凝結速度與力學特性分別如圖2所示。由圖2可知，其抗壓強度隨著水灰比的增大而逐漸變小，凝結時間逐漸變大，能夠適應其變化特征[1,6,12-13]。

3.2 試驗分析

對充填材料無、有支柱膜袋進行試驗分析，結果見圖3。

圖2 材料性能變化曲線

圖3 充填材料力學特性曲線

由圖3可知，泵送充填支柱無充填膜袋隨著時間的推移其位移逐漸增大，其破壞主要以脆性破壞為主，與普通水泥類似，彈模小，不利于工程支護。而泵送充填支柱材料充填入支柱膜袋后其強度大幅提高，其變形特征主要分為讓壓變形和屈服應力變形，在支護初期其變形較大，隨著時間的推移由于自身的屈服受力特征，其位移基本無變化。因此，泵送充填支柱材料充填入支柱膜袋對于穩定頂板具有較好的支護作用，有利于控制頂板的穩定性[1,6,12-13]。

4 應用研究

4.1 支護方案

對工作面橫川布置泵送充填支柱，布置兩排支護支柱，形成“三花”交錯布置。

4.2 支護效果分析

（1）礦壓監測。工作面共設置了10個壓力監測點，對其中的一個監測點進行分析，得出工作面過空巷前支柱上的壓力基本是平穩的，沒有異常來壓顯現，說明支柱有效支撐了頂板來壓。當揭露空巷后支柱壓力開始增大，說明老頂開始彎曲斷裂，工作面支架剛好可以支撐到空巷頂板起到很好的支撐作用。

（2）工作面頂底板及煤壁穩定性觀測。工作面煤壁未發生過一次片幫現象，最大頂板下沉量和底鼓量均在300 mm以內，下沉量和底鼓量均得到了有效控制。

（3）割煤特征。工作面支護支柱起到了很好的支撐作用，采煤機能夠順利地進行采煤，安全地回采了整個工作面。

5 結 論

（1）工作面在回采過程中在走向和傾向上應力分布不同。當推進距離為10 m時，走向與傾向最大應力為2.7 MPa和2.8 MPa；當推進距離為15 m時，走向與傾向方向主應力降低，都降為2.5 MPa；當推進距離為20 m時，主應力進一步降低，降低到2.4 MPa和2.25 MPa。在推進過程中，走向方向煤柱承受應力由0.75 MPa增加到2.6 MPa，傾向方向隨著推進靠近空巷處的應力較大，其最大值為3.1 MPa。

（2）泵送充填支柱無充填膜袋隨著時間的推移其位移逐漸增大，其破壞主要以脆性破壞為主，不利于工程支護。而泵送充填支柱材料充填入支柱膜袋后其強度大幅提高，其變形特征主要分為讓壓變形和屈服應力變形，在支護初期其變形較大，隨著時間的推移由于自身的屈服受力特征，其位移基本無變化。