杨俊彩
(国能神东煤炭集团有限责任公司，陕西 神木 719315)
随着国家碳达峰、碳中和[1，2]目标的提出，煤矿资源审批收紧，煤炭生产由原先的粗放型发展逐步转入集约化、规模化发展，走资源节约、安全高效、绿色低碳的高质量发展道路[3，4]。在边角资源回收，提升资源回收率时，过空巷问题越来越普遍。空巷的存在导致应力集中和煤岩破碎，造成工作面及临近巷道变形量增大，支架受力增加，煤壁片帮增多，工作面顶板管理难度增大，对正常生产带来不利影响[5，6]。国内外对综采工作面过空巷一般采取跳采重开切眼、煤块或膏体充填、锚杆(索)或单体、木垛补强支护等措施进行处理。曹丹弟[7]对大巷回收工作面提出了“挑顶+充填+木垛+锚网索”支护的空巷补强支护方案和调压、调斜、定层位过空巷回采工艺。葛万成[8]提出了以支架工作阻力和空巷顶板下沉量来评价空巷支护效果的方法。王炜[9]研究了高水材料充填过空巷的工艺。撖书一[10]分析了过空巷异常来压、切冒的根本原因，提出了充填开采的回采策略。郝玉辉[11]分析了空巷围岩垂直应力分布规律，徐青云[12]对充填过空巷顶板失稳机理进行了分析，提出了不同的高水速凝材料充填支护方案。李鹏[13]对过空巷支架工作阻力进行了研究。JP Zhang[14]介绍了弯曲D型钢管混凝土支柱支护在巷道支护中的研究与应用。上述研究成果虽然在一定程度提出了过空巷的解决方案，但是重开切眼的方法浪费煤炭资源，增加新掘巷道支出和搬家倒面费用[15]；
充填支护方案没有初期主动支护能力，充填材料为脆性材料，没有塑性变形能力，变形后承载力急剧下降[16，17]；
补强支护方案依赖传统经验，效果有好有差，没有一定通用性[18-22]。为此本文以乌兰木伦煤矿12404综采工作面过空巷为例，对空巷支护强度、支护方案、过空巷工艺等方面进行研究，提出了工作面过空巷尤其是平行大断面(大于原巷道断面)、超高空巷(高于工作面安全回采高度)的技术方案，消除了采空区遗煤自然发火隐患，达到了多回收煤炭资源，提高资源回收率的目的。
乌兰木伦煤矿12404-1工作面推进过程中计划回收12425和12426工作面回撤通道外的遗留煤柱。该煤柱回收工作面内有6条基本平行于工作面的空巷，累计长度约787m，12404工作面巷道布置如图1所示。各巷道长度及断面尺寸见表1。
工作面基本顶为泥岩，厚度1.5～12.98m，深灰色，泥质结构，块状构造，质密，分选性较好，断口平坦；
直接顶为细粒砂岩，厚度4.4～9.48m，灰色～浅灰色，成分以石英和长石为主，分选性较差，呈棱角状，泥质胶结，交错层理。直接底为砂质泥岩，厚度5.7～6.88m，灰色～深灰色，厚层状，致密，泥质胶结，断口见植物化石根系。工作面上方基岩厚115 ～ 135m，松散层厚10 ～ 15m，松散层不含水。各条巷道均为矩形断面，原支护方式均为锚网索支护。顶板采用∅18mm×1800mm圆钢锚杆，托盘选用Q235型规格120mm×120mm×10mm；
锚杆锚固力不小于49kN，间排距为1150mm×1000mm。顶板锚索选用∅17.8mm×6500mm，平巷段顶锚索2根/3m，机头段顶锚索3根/3m。
表1 空巷情况统计
工作面过空巷群时，顶板压力主要由工作面支架、工作面与空巷之间煤柱和空巷支护体共同承担，随着工作面逐渐向空巷群推进，工作面与空巷之间煤柱逐渐变小，煤柱逐渐进入塑性变形状态，直至达到屈服状态，失去承载力，工作面支架和空巷支护体受力会大幅度增加，此时若空巷或工作面支护强度不够，极易造成顶板事故。
在空巷群煤柱失稳过程中，顶板砌体梁结构将发生改变，工作面及空巷内矿压特征与关键层块破断位置和块体长度直接相关。当基本顶破断发生在煤柱失稳前，且距空巷较近时，则基本顶关键块B跨越工作面，此时周期来压步距正常，矿压无明显异常，如图2(a)所示。当基本顶在空巷附近出现周期来压时，煤柱发生失稳破坏导致上方关键块体提前发生回转，关键块B跨过煤柱和空巷，在两空巷煤柱侧发生断裂，如图2(b)所示。此时关键块B长度大于周期来压步距，形成了“跨巷长关键块”，工作面与空巷均处于危险状态，不利于围岩变形控制。
此时，若空巷内采取泵送支柱等形式进行外部支护，可在煤柱发生塑性变形破坏后，减少工作面支架承担的顶板应力，缓解矿压动载显现，防范顶板事故发生。空巷内增加支护后，其与原有的锚杆索支护体共同提供空巷内的均布载荷支撑qz，其力学模型如图3所示。
1)在顶板弯曲下沉的过程中实体煤帮或巷间煤帮一直发挥支撑作用，该煤帮对顶板支撑力简化为线性分布状态，如图3所示，关键块断裂线处、煤壁处的载荷强度大小假设分别为q1、q2，则实体煤对顶板作用力大小F1：
F1=1/2L1(q1+q2)
式中，F1为实体煤作用力，kN；
L1为断裂线距煤壁距离，m；
q1为断裂线处单位宽度载荷强度，kN/m；
q2为煤壁处单位宽度载荷强度，kN/m。
2)假设空巷煤柱对顶板作用力为梯形分布载荷，其等效载荷强度为q3，则煤柱支撑力F3为：
F3=q3L3
式中，F3为煤柱支护作用力，kN；
L3为煤柱宽度，m；
q3为单位宽度煤柱载荷强度，kN/m。
3)顶板关键块触矸后，采空区碎裂矸石受压产生反力作用，随着顶板不断下沉，采空区矸石支撑力大小不断增大。假设矸石对顶板作用力为线性分布，触矸点处作用力最大且为q4，采空区矸石支撑力大小F4为：
F4=1/2q4L4
式中，F4为采空区矸石支撑力，kN；
L4为单位宽度矸石压缩长度，m；
q4为最大下沉处采空区矸石载荷强度，kN/m。
4)假设工作面支架对顶板作用为均布载荷，其支护强度q5，则支架支撑力F5为：
F5=q5L5
式中，F5为工作面支架支撑力，kN；
L5为支架接顶长度，m；
q5为支架支护强度，kN/m。
5)假设空巷内泵送及锚杆索支护对顶板作用为均布载荷，其支护强度qz，则其对顶板支撑力Fz为：
Fz=qzL2
式中，Fz为工作面支架支护作用力，kN；
L2为空巷宽度，m；
qz为空巷内均布载荷，包括支柱支护和顶板锚杆索支护力，kN/m。
根据载荷平衡适应性可知，空巷均布载荷[Fz]需要满足下式：
[Fz]≥(L1+L2+L3+L5)Mzγz+L0MEγE-
F1-F3-F4-F5
式中，[Fz]为空巷均布载荷，kN；
MZ为直接顶厚度，m；
γz为直接顶岩层容重，kN/m3；
L0为顶板岩梁长度，m；
ME为基本顶厚度，m；
γE为基本顶岩层容重，kN/m3。
早期泵送支柱，是受桥梁工程中桥墩启发，采用钢结构模板形式，泵注完成，支柱形成一定强度后，拆除模板，形成单一的混凝土支柱。通过相关工程实践，存在混凝土支柱接顶不严、强度高、不易截割、无塑性变形能力让压性能差等问题。针对上述不足，结合近年来的技术发展变化，从材料、结构两方面对泵送支柱进行了重新设计，设计时需要考虑材料强度、颗粒级配、承载环境、尺寸效应对泵送支柱的影响。
3.1 支柱参数选取
3.1.1 材料选择
泵送支柱的强度主要取决于其使用的充填材料强度。材料强度越高，支柱承载力越大。目前泵送支柱内常用的充填材料包括商用混凝土、改性混凝土、高水材料等。根据神东矿区实际情况，本次泵送支柱材料由A和B两种成分构成，A成分以硫铝酸盐水泥熟料为主，并增加一定添加剂，B成分以石膏和石灰粉磨而成，并增加一定添加剂。两种成分的浆液要求混合前浆液不凝固、不泌水、不沉淀。混合后，迅速失去流动性，5～15min完全固化，1h的强度能达到8～15MPa以上，表现出速凝、早强、高流动性的特性，且凝结时间及强度可调。
3.1.2 水灰比
泵送支柱材料中石膏和石灰的比例对材料性能影响较大。通过多次现场试验，水灰比越大，则泵注浆液流动性就越好，可注性就越强。但是水灰比越大，浆液就越容易离析、泌水而且在其他组份掺量不变时，水灰比越大，泵送支柱强度越低。通过多次实验室试验，本次将水灰比确定为1.0～1.2。
3.1.3 柱体约束
不同承载环境下，泵送柱的承载能力不同。一般来说，一是通过增加约束材料尽量使泵送支柱处于三轴受力状态，发挥最大承载力；
二是保证垂直安装，使其承载垂直压应力，避免偏载，产生剪切破坏。
通过在泵送支柱增加金属环筋，能够约束泵送支柱的受力状态，提高其承载能力，同时随泵送支柱受压后发生变形，直径增大，环筋起到让压作用，提高其残余强度，从而支撑顶板。根据以上要求，选用HPB300钢筋，屈服强度300MPa，抗拉强度420MPa，延伸率25%。
3.1.4 高径比
尺寸效应是指随着结构尺寸的增大，以强度为代表的力学性能指标将发生变化。泵送的承载能力不仅与其材料强度有关，还与其外形尺寸密不可分。高径比越小，残余承载能力越大。但多数情况下，墩柱高径比很难控制，一般达到3.5～4.5。该工程项目需求支柱强度指标结合采煤机截割能力，一般为15MPa左右。根据实验数据可得支柱高径比为4∶1比较合适，根据巷道断面尺寸，当设计支柱的直径为1m，高度根据巷道支护需求一般不大于4m。
3.2 支护设计
支护设计时，一般按照锚索锚固范围内岩层全部离层，或者利用窥视仪或离层仪实测工作面受采动影响时顶板离层情况及最大离层高度，并留足一定安全系数或动压系数来确定泵送支柱受力载荷，进而反算确定支护参数。
1)巷道需求支撑力：
式中，h′为锚索长度，m；
w为空巷巷道宽度，m；
L为泵送支柱间距，m；
γ为岩石容重，t/m3；
n为泵送支柱数量，个；
f为安全系数，一般取1.0～2.0。
该公式表征的含义为在考虑一定安全系数的条件下，原锚索支护巷道支护全部失效，该范围内离层的岩层重量全部由泵送支柱支护所支撑。
2)泵送支柱设计承载力：
式中，r为泵送支柱半径，m；
σ为支柱材料强度，MPa；
fs为支柱结构性系数，取0.9～1.0；
Φ为支柱直径，m；
h为支柱高度，m。
该公式表征的含义为在考虑高径比的条件下，单位体积泵送支柱达到的承载力。
设计时令P=Pb，即可确定相关设计参数。
3.3 施工工艺
1)定点。按照设计参数，确定支柱布置，形成施工方案。在空巷内按照施工方案在巷道顶板上标示支柱位置点，作为支设泵送袋时的中心位置。同时，将底板上的浮煤、矸石清理干净、平整，以保证支柱底部平齐稳固。
2)挂设模袋。按照事先确定好的位置，通过绑丝将泵送模袋上的挂钩与顶板网片绑扎牢靠，使模袋上方的第一个钢圈紧贴顶板，以防注浆时模袋松弛、下垂造成支柱接顶不严。
3)固定模袋。用方木条均匀紧贴模袋四周固定，与模袋形成一个整体，并垂直地面，以保证后期支柱竖直。方木条长度低于巷道高度不超100mm，保证模袋上部稳固与竖直。
4)泵注支柱。泵注模袋时可采用一次成型充完承压层，然后再充让压层。如不设计让压层，则直接一次充填到位。泵注时必须保证有足够的空模袋，以保证泵注的连续性。
4.1 模型建立
根据乌兰木伦矿地质条件，采用FLAC3D软件建立三维数学模型，考虑到计算速度，并未按实际的空巷长度建立数值模型，计算模型长48m，宽49m，高35m，近水平煤层，未考虑倾角，模型前后左右四个侧面为单约束边界，施加水平方向约束，即边界水平位移为0，边界结点只允许沿垂直方向运动；
模型底部为全约束边界，即底部边界结点水平及垂直位移均为0；
根据模型埋深，依据海姆假说，原岩自重应力作用于上部边界。
根据神东乌兰木伦矿12404工作面地质资料建立模型规格(长×宽×高)为112m×100m×42m，选取工作面回采方向为X轴，切眼方向为Y轴，竖直方向为Z轴。为避免边界效应，工作面采空区两侧分别保留30m，工作面直接顶厚4.4m，基本顶厚12.9m，直接底厚5.7m，煤厚2.8m，模型上部施加3.0MPa的均布载荷。本构关系使用摩尔-库仑模型。数值模拟计算模型中选取的岩体物理力学参数见表2。
表2 主要煤岩体物理力学参数
4.2 单条空巷开挖分析计算
在模型中开挖单条空巷，分施工和未施工泵送支柱两种模型进行计算，对计算结果对比分析。两个模型计算出的垂直应力分布如图4所示。从图4(a)可以看出，由于开挖空巷，巷道两帮形成应力集中，应力集中系数可达1.7；
巷道顶板和底板伴随有岩体破坏，出现应力降低现象。从图4(b)可以看出，空巷中施工的泵送支柱支护起到了一定的支护作用，巷道顶板、底板中的应力降低程度有所减小，特别是支柱上方及下方的岩体中尤为明显，说明泵送支柱的支护作用降低了空巷顶底板岩层的变形破坏范围。
两个模型中计算得出的煤岩体塑性区分布如图5所示。从图5(a)可以看出，开挖空巷后，周边岩体产生了大范围的塑性破坏，空巷顶板塑性破坏范围可达3m，空巷底板塑性破坏范围可达1.5m。从图5(b)可以看出，空巷内施工泵送支柱后，顶底板塑性破坏范围明显减小，顶板中的塑性破坏范围降低为1m，支柱上方岩层未发生塑性破坏；
底板岩体塑性破坏范围降为1m；
需要指出的是，中部泵送支柱内部产生了较大范围的塑性破坏，而两侧的支柱并未发生大范围的塑性破坏，说明支柱支护效果明显，自身承压稳定性较好。
4.3 生产条件下空巷开挖分析计算
为了模拟现场生产的实际情况，在建好的模型中开挖空巷，同时推采工作面，以模拟计算工作面与空巷贯通时的围岩变形情况。两个模型中的垂直应力及塑性区分布分别如图6、图7所示。
从图6和图7中可以看出，工作面与空巷贯通时，在没有柔模泵送支柱支护的情况下，围岩中的应力集中系数约为2.6；
围岩破坏较为严重，其中工作面顶板塑性破坏范围扩大至4m，工作面底板塑性破坏范围增大至3m。当空巷内施工柔模泵送支柱后，围岩应力集中系数降低为2.4；
支柱对巷道顶底板起到了良好的支护作用，围岩破坏降低，顶板塑性破坏范围呈拱形分布，最大为3m，且支柱上方塑性破坏范围明显减少；
底板塑性破坏范围也同步明显减小；
支柱内部产生了较大范围的塑性破坏，但是破坏形态多为剪切破坏和拉伸破坏，说明支柱虽然在贯通过程中能够保持一定的整体性和承载能力，但需辅助采取快速推采、工作面调斜、煤岩体补强支护等其他措施。
根据数值模拟的成果，过空巷时采取“泵送支柱+常规锚索补强”的支护方案，首先在12425绕道措施巷和12425运输巷绕道进行工业性试验。
两条空巷宽度为5m，实际高度为2.9～3.2m，空巷采用“锚索+W钢带+帮锚网+柔模泵送支柱”支护方式。顶网重新挂设一层40mm×40mm金属网。补强锚索每排3根，排距1.5m。泵送支柱直径700mm，设计承载强度17MPa，间排距2.5m×3m。典型的支护形式如图8所示。
工作面距离12425绕道措施巷空巷7～8m时工作面来压，过空巷至1～3m范围内工作面再次来压，过完12425绕道空巷后由于生产不连续，停机时间较长导致工作面底鼓，过空巷期间工作面及两巷均未发生底鼓(较大变形)；
空巷内共布置10个测点观察顶底板移进量，工作面与空巷贯通后实测顶板下沉3～12cm。
工作面从揭露空巷至泵送支柱截割完毕，支柱整体效果良好。采煤机截割支柱达直径的2/3时，支柱才发生失稳垮塌，支柱硬度与实体煤相近，易于切割，说明泵送支柱支护强度及设计硬度均满足现场要求。
1)通过数值模拟分析，泵送支柱能承受一定的塑性变形，可吸收动载矿压冲击能量，且支柱稳定性好，可改善空巷的围岩受力状态，能够减少顶底板塑性变形范围，保证空巷主动支护的有效性。
2)通过支护方案设计及计算验证泵送支柱配合原有锚杆索支护能有效支护工作面上覆岩层重量，保证工作面过空巷期间的顶板安全。
3)通过现场工业试验，泵送支柱作为大断面空巷群支护的核心，锚索补强控顶作为护顶防冒落压架的重要措施，“两位一体”耦合支护，立体护顶，协同让压，共同破解了大断面空巷群制约煤炭资源回收难题。
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