邓照玉，何明川

(1.中煤科工集团重庆研究院有限公司，重庆 400037； 2.国家煤矿安全技术工程研究中心，重庆 400037)

近年来，随着国民经济高速增长，煤炭消耗量日益增加，部分煤炭企业过分追求短期经济效益，导致煤炭资源的无序化开采，造成煤炭资源巨大浪费，由此遗留的大量废弃巷道严重制约煤炭资源的后续开采，这也间接增加了采矿工程的难度和安全隐患[1-3]。

空巷是煤炭资源枯竭时，回收边角煤或煤柱时的联络巷，或是由于开采设计方案改变而在工作面中部留下的巷道。根据空巷与工作面推进方向的位置关系，可以分为倾向、倾斜和走向空巷[4-5]。采煤工作面通过空巷特别是易于冒顶垮塌的空巷是煤矿生产中经常遇到的技术难题。国内外学者针对空巷围岩稳定和控制开展了大量研究，柏建彪等[6]分析了采煤工作面前方空巷围岩移动规律，构建了空巷顶板稳定性模型，判定了空巷基本顶的稳定性；刘畅等[7-8]建立了复采工作面过空巷采场基本顶破断力学模型，揭示了基本顶超前断裂的力学作用机理；谢生荣等[9]建立了综放工作面过空巷基本顶破断结构模型，分析了综放工作面过空巷时围岩应力与破坏特征，确定了综合控制技术实施的时空节点与相关参数；尹超宇等[10]采用突变理论研究了工作面和空巷之间煤柱失稳机理，依据薄板理论分析了煤柱失稳后基本顶受力状态和破断位置；徐青云等[11]建立了空巷基本顶力学模型，揭示了空巷顶板稳定机理，确定了维持空巷顶板稳定的最小支护阻力。此外，许多现场工程技术人员也对采煤工作面通过空巷方式进行了有益的实践和探索[12-18]。

目前许多专家学者的研究多集中于倾向和倾斜空巷，而针对工作面通过走向空巷的研究涉及较少。工作面通过走向空巷与通过倾向、倾斜空巷相比，通过的距离和时间长，不稳定因素多，安全风险大，传统通过倾向、倾斜空巷的方法主要有密集支柱或木垛、锚网索梁加固和以空巷为开切眼重新布置工作面等，上述方法在遇到工作面通过走向空巷时存在较大的局限性。因此，基于山西临汾欣源煤矿综采工作面通过走向回风巷的工程技术难题，采用理论计算的方法研究了走向空巷围岩失稳机理，综合技术和经济因素提出了高水材料充填走向空巷技术；通过数值模拟手段揭示了充填体对空巷顶板作用机理，在此基础上，确定了充填体关键参数和充填工艺方案，并成功进行了工业性试验探索。

1 工程背景

欣源煤矿位于山西省临汾市境内，井田东西长5.73 km，南北宽3.19 km，面积12.75 km2，生产能力为0.9 Mt/a，服务年限19 a。目前主采3#煤层，其煤岩类型属于主焦煤，节理裂隙发育，平均埋深超过 1 000 m，厚度约2.40 m，倾角为3°～9°。矿井一采区3301综采工作面平均埋深为1 050 m，走向长度为1 200 m，倾斜长度为120 m，采区内煤层赋存条件较稳定。3301综采工作面顶底板岩性见表1。

3301工作面推进时，需要通过一条与工作面走向平行、层位相同的空巷，即3203回风巷。3203回风巷长度300 m，断面尺寸宽×高=4.5 m×2.5 m，与

表1 3301综采工作面顶底板岩性

3301工作面水平距离20 m，全断面采用锚网索联合支护，由于服务年限超过5 a，空巷围岩尤其是顶板变形破坏严重。采掘工程平面图如图1所示。

图1 采掘工程平面图

2 空巷顶板失稳机理研究

综采工作面通过走向空巷过程中，顶板稳定是影响煤炭安全开采的关键因素。因此，需要从理论上分析走向空巷顶板变形失稳机理。将走向空巷简化成二维平面模型，由弹性力学平面应变理论[19-20]可知，巷道开挖形成的围岩切应力集中是其变形破坏的主要原因，围岩破坏程度用塑性区范围表征。

2.1 空巷围岩应力分布规律

3203回风巷为工作面巷道，断面形状为矩形。为了研究走向空巷围岩应力分布规律，将巷道断面矩形等效成内切于空巷的椭圆，通过分析椭圆形空巷周边应力和塑性区分布特征来评估空巷围岩稳定性。椭圆形空巷力学模型如图2所示。

图2 椭圆形空巷力学模型

根据矿山压力与岩层控制理论，在侧压系数λ=1时，深埋椭圆巷道周边切向应力σθ为：

(1)

式中:a为空巷跨度的一半，m；b为空巷高度的一半，m；p为围岩垂直应力，MPa；θ为旋转角度，(°)；K为高跨比,K=b/a。

由式(1)可知，空巷围岩特定部位的切向应力大小受到K和p2个参数的影响：随着p增大，围岩应力均增大；随着高跨比K增大，顶底板应力减小，两帮应力增大；当K=1时，围岩应力相等，且K对围岩应力的影响最大。对于空巷围岩控制，在围岩应力场无法改变的条件下，高跨比K是影响空巷围岩稳定的关键因素。

2.2 空巷围岩破坏特征

采用复变函数法，先利用保角变换把椭圆边界转化为圆形边界求解，再把求得的解析解反向转换，得到椭圆巷道塑性区分布范围。保角变换原理如图3 所示。

图3 保角变换示意图

z平面与ζ平面坐标之间的关系：

(2)

由圆形孔口弹塑性分析的鲁宾涅特解得到ζ平面上单位圆形巷道的塑性区半径：

(3)

式中:R0为映射平面半径，m；ρL为极径，m；φ为内摩擦角，(°)；C为黏聚力，MPa；λ为侧压系数。

由式(2)和(3)得到z平面上椭圆巷道塑性区半径：

(4)

由式(4)可知，空巷塑性区范围受到偏心率m和ζ平面上圆形巷道塑性区半径ρL影响，m取决于巷道断面高跨比K，ρL取决于围岩性质。随着空巷高跨比K减小，偏心率m增大，塑性区范围增加，围岩破坏程度加剧。因此，在空巷围岩性质确定条件下，高跨比是影响空巷围岩的关键因素。

综上可知，对于走向空巷围岩尤其是顶板岩层控制，无论从围岩应力环境改善的角度还是围岩变形控制的角度，均应该遵循减小顶板跨度的原则。

2.3 空巷顶板变形破坏推演

空巷掘进打破了原岩应力场的平衡，在采动应力作用下，空巷加速破坏。根据理论计算结果，结合工程类比，推演空巷顶板变形破坏过程：初始变形、弯曲离层变形、断裂破坏和垮落破坏，具体如图4 所示。

(a)初始变形

综上可知，空巷顶板破坏是一个渐变的力学过程。空巷初始变形随开挖瞬间产生，难以有效控制；若空巷未发生离层，就要及时控顶避免产生离层；若巷道已发生弯曲离层变形，则要对顶板加强支护，避免其进入断裂和垮落阶段。因此，对于走向空巷顶板控制，从减缓变形破坏过程的角度，应该遵循及时支护的原则。

3 工作面通过空巷方式确定

3.1 技术角度

传统工作面通过倾向和倾斜空巷的方式容易发生顶板急剧下沉、支架压死等事故，严重影响工作面推进，还可能造成资源浪费，局限性和危险性均较大。据此，提出采用高水材料充填走向空巷控顶技术。水灰比(质量比，下同)1.5∶1.0条件下凝固 7 d 后高水材料的应力—应变曲线如图5所示[21]。

图5 高水材料应力—应变曲线

由图5可见，随着应变增大，高水材料的抗压强度增高，峰值超过10 MPa；应变继续增大，高水材料的抗压强度下降，但降速远小于普通混凝土。该水灰比条件下，当应变为10%时，高水材料抗压强度超过峰值强度的69%；当应变为17%时，高水材料抗压强度接近峰值强度的60%。因此，高水材料具有显著塑性特征，允许较大的塑性变形且强度衰减较慢。当空巷顶板开始下沉压缩充填体时，充填体就会产生支撑反力阻止顶板下沉，在及时支护的同时降低了巷道的等效跨度，能够有效控制空巷顶板变形。

3.2 经济角度

1)密集支柱或木垛加强支护。3301工作面通过走向空巷，每一个割煤循环都需要拆除密集支柱或木垛，该过程需要停机20 min，每天共停机 120 min，相当于每班少割一刀煤。工作面通过走向空巷过程需要2个月，经济损失不少于120万元。

2)工作面绕过空巷搬家。3301工作面搬家时间至少15 d，这期间少开采大量煤炭资源，经济损失不低于200万元。

3)高水材料充填。空巷充填空间为1 800 m3，按照水灰比8∶1计算，需要高水材料160 t，充填材料成本仅为36.8万元。

因此，高水材料充填空巷相比其他空巷处理方式，技术和经济效益俱佳，是比较理想的工作面通过空巷的方式。

4 充填体关键参数确定

4.1 模型建立

随着工作面推进，空巷顶板下沉，充填体支撑空巷顶板，但不同强度充填体的控顶效果和成本不尽相同。因此，采用FLACD3D数值模拟软件，通过研究工作面推进期间空巷围岩应力和变形特征来考察控顶效果，并据此确定充填体关键参数。

基于实际生产地质条件，建立数值模拟模型。模型长度×宽度×高度=200 m×100 m×50 m，左右边界设置水平位移约束，下边界为固定约束，上边界为施加等效应力，采用Mohr-Coulomb准则，侧压系数取1.0。根据室内实验结果确定煤岩体物理力学参数，见表2。

表2 煤岩体物理力学参数

高水材料充填体抗压强度可通过改变配水体积或外加剂配比进行调节，实验结果如图6所示。高水材料成本相对较高，在满足控顶效果的基础上，应尽量提高水灰比。综合技术和经济因素，提出4种模拟方案，见表3。

图6 充填体抗压强度随时间变化曲线

表3 数值模拟方案

4.2 空巷围岩应力分布特征

为了更加直观地认识不同充填体强度对空巷围岩应力的改善效果，将不同充填体强度对顶板支承应力和工作面超前支承应力的影响规律绘制成曲线，如图7所示。

图7 不同充填体抗压强度对空巷围岩应力的影响

由图7可知，随着充填体抗压强度的增加，顶板应力和工作面超前支承应力峰值均呈现降低的趋势。充填与不充填空巷相比，应力降低程度显著，应力改善效果明显。充填体抗压强度1.0 MPa与0.5 MPa相比，其对空巷围岩应力改善效果明显，而当充填体抗压强度为1.0、2.0、3.0 MPa时，其对空巷围岩应力改善效果相差不大，此时充填体对空巷顶板控制效果均较好。

4.3 空巷围岩变形特征

不同充填体强度条件下空巷顶板变形规律如图8 所示。

图8 空巷顶板变形规律

由图8可知，充填与不充填空巷相比，顶板下沉量明显降低，充填体对空巷的控顶效果显著。充填体强度1.0 MPa与0.5 MPa相比，其对空巷顶板控制效果改善显著，而当充填体强度为1.0、2.0、3.0 MPa 时，其对空巷顶板控制效果改善程度相差不大，此时充填体对空巷顶板控制效果均较好。

综上可知，不进行空巷充填时，空巷顶板应力集中程度高、下沉量大，工作面推进至空巷处时，不仅增加了回采难度，而且极易发生架前冒顶事故。因此，必须充填空巷。充填体抗压强度为1.0、2.0、3.0 MPa 时，充填体对空巷顶板整体控制效果均较好，顶板下沉值均控制在300 mm以内。因此，确定选择抗压强度为1.0 MPa的充填体，对应的高水材料水灰比为 8∶1。

5 工业性试验

5.1 充填方案

将空巷分成8个区段依次密闭充填，充填方案如图9所示。首先，从空巷端头起依次设置尺寸为2.5 m×4.8 m×3.0 m的充填袋，构建密闭墙。其次，待密封墙完全固结密实后，先设置临时单体液压支柱，然后在外侧密闭墙上部钻进充填孔充填；最后，依次充填剩余区段空巷。考虑到人员安全，整个充填过程中要设置局部通风机通风。

充填作业包括输送材料、配制浆液、充填空巷、清洗管路和移动设备等。包含设置在采区上山的主泵站和空巷内的移动充填点2个工作区域。充填设备主要有4个搅拌桶、2个充填泵和2条吸浆管等。双液充填泵型号2ZBYSB13.2～4.2/1～10-22；搅拌桶一次可配制1.5 m3浆液，单浆管和混浆管均为高压胶管，直径31.5 mm。

5.2 充填效果

在工作面距离上下端头35 m 处设置2个液压支架工作阻力测站，间隔选取3架液压支架的数据。监测过程分3个阶段：①从距离空巷40 m到进入空巷30 m；②从进入空巷100 m至进入空巷160 m；③从进入空巷200 m至推出空巷。将液压支架平均工作阻力作为评价指标，监测曲线如图10所示。

图10 液压支架工作阻力监测曲线

工作面进入空巷前后，在采动支承应力作用下，充填体与顶板间的空间被压缩；随后，充填体产生微量压缩后与顶板发生协调变形，变形量进一步增大。由于液压支架平均工作阻力的增量不超过150 kN，整个过程空巷顶板下沉量相对较小，几乎没有影响到正常工作面推进，说明高水材料充填控顶的效果良好。

6 结论

1)通过理论计算研究了空巷围岩失稳机理，确定了高跨比是影响空巷围岩稳定的关键因素；提出对于空巷围岩岩层控制，应该遵循及时支护和减小顶板跨度的控制原则。

2)通过对比传统过空巷方式，综合考虑技术和经济因素，提出采用高水材料充填空巷控顶技术；采用数值模拟手段研究了充填体与空巷围岩作用机理，确定了充填体关键参数：充填体抗压强度为 1.0 MPa，对应高水材料的水灰比为8∶1。

3)工作面进入空巷前后，液压支架平均工作阻力的增量不超过150 kN，空巷顶板下沉量较小，保证了工作面的安全推进，空巷充填控顶效果良好。