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矿井在服务年限期间，工作面回采时，经常会遇到过空巷和贯通回撤巷道等情况。综采工作面过空巷一直以来是煤矿开采过程中的技术难题，空巷的存在严重威胁着工作面回采过程中安全生产，如果过空巷时，空巷上方的基本顶在回采工作面推进过程中，提前发生破断或者基本顶一次破断长度比正常综采工作面增加，则基本顶的破断引起的岩块失稳，就会导致工作面出现顶板大面积来压现象[1-3]，这样液压支架漏液、压架，切顶、顶板大面积冒顶、煤壁片帮等安全事故就会出现，这样也加大了过空巷的难度，使回采工作陷入被动。因此，研究综采工作面如何快速安全过空巷就有其重要的现实意义。
长期以来，诸多学者对综采工作面顶板上覆岩层的运移规律和采场支架所需要的支护阻力做了大量的研究，并取得了很多成果。钱鸣高院士和李鸿昌教授根据采场上覆岩层的砌体梁结构的力学模型得出计算工作面支架阻力的方法[4]；何满朝院士提出长壁开采切顶短壁梁理论，该理论讲明了通过切断应力传递路径，使基本顶周期性破断引起的压力减缓或消失[5];大多数的工程技术人员和学者对普通综采和综放开采的顶板上覆岩层结构特征研究较多，但是对大采高综采条件下，上覆基本顶运移规律研究较少，而且一般将大采高综采上覆岩层基本顶破断形成的结构[6-9]看成是单一层面的结构问题，如文献[10-12]研究了综放工作面过空巷的问题，目前还没有将回采大巷煤柱、过空巷等煤矿开采的技术难题结合起来研究，探寻综采工作面围岩的破坏机理，为此研究此工程条件下的矿压规律和围岩破坏机理，就有其重要的意义。
在围岩控制方面，目前针对过空巷的支护方法，大多采用木垛支护、锚网索支护等支护方法，木垛支护由于支护强度和支护工艺的问题，会导致在过空巷时，支架的控顶距增大，从而导致顶板大面积来压冒顶的事故。对于锚网索的支护方法，虽然能较好的控制空巷顶板及帮部围岩的完整性，但是在采场超前支承压力的影响下，对顶板的失稳与破断控制的效果大打折扣，尤其是该矿的工程条件中，工作面中部存在大巷煤柱，大巷煤柱对采场超前支承压力的影响，需要本文进行深一步的探索。
以天地华泰矿业管理股份有限公司对伊泰纳林庙煤矿二号矿井运营的项目6-2116综采工作面过回收大巷煤柱时的矿井末采为工程背景，分析过空巷基本顶运移规律，采用数值模拟和理论分析的方法对空巷的围岩破坏机理进行研究，通过数值模拟的方法研究充填8号联巷的充填强度，然后根据现场实际情况，提出以煤粉-水泥充填木垛接顶经济适用的支护方案，并通过现场工业性试验的方法对不同支护方案的支护效果进行评价，为相似的回收大巷煤柱时如何安全高效过空巷提供了参考。
6-2116综采工作面是天地华泰矿业管理股份有限公司对伊泰纳林庙煤矿二号井运营项目的最后一个工作面，也是回收大巷煤柱工作面，工作面倾斜长度239.7 m、走向长度2 367 m，设计采高5.5 m，最大采高6 m，属于大采高综采工作面。6-2116综采工作面东邻井底车场，西邻矿井边界煤柱，南邻6-2101至6-2110工作面采空区，北邻6-2115工作面采空区，上部为4-2煤层(间距约70 m)回采时需经过纵向贯穿工作面的17条联巷和3个暗井。3条大巷从南到北依次为6-2煤西翼辅运大巷、6-2煤西翼回风大巷、6-2煤西翼主运大巷。大巷煤柱与6-2116综采工作面位置关系如图1所示。
图1 工作面空间位置关系
Fig.1 Space position relationship of working face
6-2116综采工作面最先通过9号联巷，在通过此联巷时并未对其进行重新支护和充填，联巷的顶板采用“锚索+工字钢棚”方式支护，6-2116综采工作面于6月3日夜班与9号联巷贯通，贯通时矿压显现剧烈，支架安全阀大范围泄液，50～120号架顶板出现切断式破坏，工作面支架高度由5.5 m被压至4.1～4.3 m，漏矸深度达2 m以上，高度达4 m以上，巷帮铁质锚杆及托盘大量进入刮板输送机，回采工作陷入被动。直至6月12日夜班，工作面才完全通过空巷，同时原西翼3条大巷贯穿整个6-2116工作面，造成工作面中部形成应力集中区，原大巷两帮片帮严重，顶板破碎漏矸，顶板控制难度大，严重影响生产进度和安全。
在这种工程背景下，就必须探索一套针对该地质条件下，大采高综采工作面回收大巷煤柱时过空巷的围岩控制技术。
根据纳林庙二号矿井6-2煤层的顶底板岩层情况，直接顶为厚8.13～23.06 m(平均13.93 m)的细砂岩，泥质胶结，较坚硬，发育大型交错层理。直接顶上部为厚0.85～14.20 m(平均5.77)的砂质泥岩，主要以泥质为主，少量砂质，发育小型水平层理，直接底为厚2.00～6.92 m(平均4.22 m)的砂质泥岩，较坚硬，发育大型交错层理。基本底为厚1.2～8.95 m(平均为5.67 m)的细砂岩(局部为粉砂岩)，泥质胶结，坚硬，发育型交错层理。使用FLAC3D数值模拟软件对6-2116综采工作面的现场实际情况进行模拟，模型高度为97.5 m；模型中6-2116综采工作面的工作面推进长度取150 m,考虑到实际情况和边界效应对模拟计算结果的实际影响和超前支承压力的距离要求，在工作面推进方向两端各留设宽30 m保护煤柱，则模型长度为310 m，其中工作面长度250 m，两端保护煤柱各30 m。工作面推进方向为X轴，即模型的长，工作面长度方向为Y轴，即模型的宽，垂直方向即为Z轴。模型的整体尺寸(长×宽×高)150 m×310 m×97.5 m，模型共78 824个六面体单元，本构关系为库伦模型，并采取大变形模式，底边界和左右边界水平方向固定，其模型实际效果如图2所示。
图2 空间位置关系的数值模型
Fig.2 Numerical model diagram of spatial position relationship
要探索大巷煤柱对工作面的影响，就需要分别模拟有大巷煤柱和无大巷煤柱2种情况，基于此探寻工作面推进时煤壁前方支承压力分布情况。通过数值模拟计算，完成工作面开挖后，得到其计算结果即6-2煤层工作面煤壁前方支承压力应力分布云图如图3所示，通过应力云图可知，大巷煤柱的存在，会影响工作面前方支承压力的大小，无大巷煤柱时的应力云图如图3b所示，工作面推过8号联巷，应力分布呈现机头和机尾应力高，工作面中部较低的情况，且应力最高为57 MPa；有大巷煤柱时应力云图如图3c所示，工作面推过8号联巷，机头和机尾应力较低，工作面中部应力急剧增加至70 MPa；有大巷煤柱时工作面推进至8号联巷附近如图3a所示，工作面前方支承应力分布呈现机头和机尾应力低，中部会超前形成支承应力增高区且数值在57 MPa，即两边低中间高且应力超前工作面分布，这样会使基本顶提前破断，导致基本顶一次破断长度增加，根据以往的研究，如果出现基本顶超前破断，那么现有的支护形式很难避免围岩破坏严重、工作面中部顶板移近量剧增的情况，也就印证了前文所提到的工作面推过9号联巷时，工作面矿压显现剧烈的情况。
图3 有无大巷煤柱时工作面推进应力分布云图
Fig.3 Cloud chart of advancing stress distribution in working face with or without coal pillars
在普通的综采工作面前方如果存在有空巷或者未被充填的空巷时，由于工作面的推进，工作面前方就会形成应力增高区。我们可以把工作面和空巷之间距离内的实体煤看成是煤柱，在超前支承应力的作用下，煤柱随着工作面的推进，就会变得破碎逐渐失稳，导致支撑力减弱，最终无法起到支撑顶板的作用，在这个过程中，基本顶的悬顶距离不断增加，就会导致基本顶提前破断，从而造成工作面前方支承应力剧增，顶板下沉量激增，严重的话就会引起顶板大面积冒落。根据以往大采高综采的研究，做出空巷上方基本顶破断结构的示意如图4所示，在超前支承应力的作用下，引起空巷上覆基本顶的提前破断，形成岩块A、岩块B、岩块C。其破断大致结构如图所示，由于岩块B的结构性失稳，导致工作面剧烈来压，引起安全生产事故。根据前文的分析，大巷煤柱的存在，会引起工作前方支承压力的超前分布，导致基本顶一次破断距离增加，由于9号和8号联巷都是双联巷，在工作面通过8号联巷—联巷时煤体破碎还在可控范围，但是工作面通过8号联巷二段联巷时就会像前文所述，工作面支架出现来压剧烈，安全阀大范围漏液的情况，此时岩块B的失稳造成的影响比普通综采工作面更为剧烈。
图4 基本顶断裂结构示意
Fig.4 Basic top fracture structure diagram
基于此条件下，对于空巷的处理根据以往的学者的研究，通常采用调斜工作面、缩减工作面长度、降采高、降低回采速度等方法[13-15]来调整顶板的悬顶距离，防止顶板超前破断。空巷内部，往往采取单体支柱密集支护、木垛、锚网索、充填、挂柔性金属网等方法[16-18]来进行补强支护。基于以上分析，采取充填空巷的方法，让空巷和煤体形成一个整体，采取一定的措施，就会让空巷围岩具有很强的支承能力，并减少大巷煤柱的影响，让其应力分布情况与煤体完成一致时，工作面就可以顺利推进，周期来压造成的影响也会减弱。
根据前文分析，无论工程条件如何变化，最终都会落在关键岩块B上，即要想顺利通过空巷，减轻大巷煤柱和大采高的影响，就必须保证顶板上方，基本顶岩块B不发生失稳，基于此建立力学模型如图5所示。
图5 力学模型
Fig.5 Mechanical model
依据前文分析，在空巷上方基本顶破断力学模型中，岩块A、岩块B、岩块C形成铰接结构，而岩块B的长度基本等于工作面周期来压步距。因为岩块B的上覆岩层容易产生离层，导致力无法传递，所以我们可以假设岩块B所受到的力为上覆岩层的重力。
根据图5对关键块B进行力学分析，建立垂直方向和水平方向力和力矩的平衡方程：
P1+P2+QA=qLsin θ+q0(b+d)+QB
(1)
式中：q为岩块B上覆岩层载荷,MN/m;QA,TA,QB,TB为岩块在两端所受的剪切应力和水平推力，MN;θ为岩块B的旋转角,(°);P1为空巷的支护阻力，MN;P2为工作面的支护阻力，MN;b为空巷的控顶距，m;d为工作面的控顶距，m;L为基本顶的周期来压步距，即岩块B的长度，m。
(2)
(3)
(4)
(5)
(6)
最理想的情况是，
如果防止岩块A和岩块B之间发生滑落失稳，则必须满足条件：TAtan θ≥QA[19]，tan θ为岩块之间的摩擦因数，取0.2。要防止岩块B发生回转失稳，则必须满足条件：
式中
为接触面上的挤压应力，MPa; η为岩块在转角处的受力系数，取0.3；σc表示抗压强度，MPa。根据纳林庙二号矿井6-2煤层工程条件，结合防止岩块B失稳的必要条件，q=0.4 MN/m，q0=0.12 MN/m,h=5.5 m，L=12.5 m，σc=68 MPa,b=3.5 m，d=4.98 m，P2=3.2 MN。
通过式(6)求解出空巷所需的支护强度[21]，P1≥5.17 MPa时，即可避免岩块B发生滑动失稳与回转失稳。
根据前文的分析，6-2116综采工作面过空巷由于大巷煤柱存在的影响，传统的锚网索支护已经不能减弱基本顶一次破断距离增加对工作面产生的影响，所以通过理论计算，确定可以用充填的方法解决。为探索充填材料的最佳强度以及充填加固技术对回收大巷煤柱时大采高综采工作面过空巷时顶板的控制机理，参考相关文献的研究方法，结合6-2116综采工作面的煤岩体物理力学参数测试结果和高水速凝材料的力学性能，通过FLAC3D数值模拟软件对空巷充填后的采场应力分布和围岩稳定性进行分析，与理论计算结果相互验证并给工业性试验提供依据。数值模型整体沿用上文已经建立好的模型，高水速凝材料的力学性能见表1。
表1 充填材料的力学性能
Table 1 Mechanical properties of filling materials
水灰质量比体积模量/MPa剪切模量/MPa容重/(kN·m-3)内摩擦角/(°)黏聚力/kPa抗压强度/MPa1.002204115.02511019.11.202104014.32510017.01.502003813.5248011.52.001603512.922608.72.251503412.621507.12.501303112.320405.4
通过模拟不同充填强度的情况，分别对工作面的超前支承应力分布、塑性区范围和巷道围岩变形量等指标进行分析，研究不同强度高水速凝材料的充填对工作面过空巷的支护效果，并确定最佳的充填强度。
由图6可得，当充填体强度达7.1 MPa时，工作面前方超前支撑压力明显减小。
图6 超前支承应力分布云图
Fig.6 Cloud chart of stress distribution in advance support
由图7可以得出，当充填体材料的强度增加，工作面前方的围岩塑性变形区的范围逐渐减小。当充填体强度大于7.1 MPa时，工作面前方的塑性分布区域明显降低。由图中可以知道，当空巷中充填了高水速凝材料后，空巷的支撑效果得到改善，工作面顶板破碎也减弱，但是随着充填材料强度的增加，对其效果的改善越发不明显。综上所述，高水速凝材料对工作面的顺利推进有明显的补强作用，通过上述分析，充填体强度在10.5 MPa左右较为适宜。
图7 塑性区分布
Fig.7 Plastic zone distribution
充填体强度对围岩移近量的影响。通过数值模拟分析得到围岩移近量与充填体强度的关系如图8、9所示。首先布置围岩移近量的测点(图8)，通过对这些测点数据的提取，得到围岩移近量与充填体强度的关系(图9)。
图8 测点布置
Fig.8 Layout of measuring points
由图9可知，在没有充填体维护的巷道，围岩移近量较大，随着充填体强度的增加，巷道围岩的变形量逐渐减少，当充填体强度达到7.1 MPa时，充填体对巷道支撑能力明显提高；当充填体强度在10.5 MPa附近时，充填体的支护效果最佳。之后随着充填体强度的提高，巷道围岩变形量变化并不明显。
图9 巷道围岩变形量与充填体强度关系曲线
Fig.9 Relation curve between deformation of surrounding rock and strength of filling body
通过前文分析可知，相较于空巷没有充填，经过充填材料的充填能大幅提升空巷的支撑能力，围岩的塑性区扩展范围缩小，巷道围岩的变形量也得到控制，尤其是充填体材料强度大于8.7 MPa时，充填体的支护效果更加明显。同时，为确保6-2116综采工作面顺利通过空巷，对空巷的充填材料强度越大就越好，但是更高的支护强度就会引起增加充填材料的用量，高水速凝材料对成本的控制较为不利，探讨决定采用煤粉-水泥充填，充填体上方1.2 m采用木垛接顶的混合充填方式，这是一种更为经济的支护方式，为探究支护强度能否达到前文分析的效果，采用下文所述的工业性试验。
根据综采工作面空巷顶板的情况，考虑到经济因素和现场技术条件等限制，为节省材料的成本，创造效益，随后依据高水速凝材料的强度，设计出一套既经济，而且其支护强度和高水速凝材料支护强度相当的支护方式，即采用煤粉-水泥充填，木垛接顶支护的混合支护设计。
为探寻新设计方案的支护效果，现场施工将8号联巷分为2个试验段，分别采用2种不同的支护方案进行支护，8号联巷需要充填支护段全长共130 m，由于中部大巷通过地段不需要支护，所以试验段长度，基于大巷煤柱宽度，来设计即每个试验段为30 m和100 m，根据前文分析，每个试验段补强支护方案设置见表2，根据现场实际情况，做出支护方案设计，如图10所示，对这2种方案的支护效果分别评价。
表2 补强支护方案
Table 2 Reinforcement support scheme
试验段位置试验段1试验段2补强支护方案煤粉-水泥充填木垛接顶支护高水速凝材料充填
图10 试验段支护设计
Fig.10 Support design of test section
根据设计方案，在2019-07-17开始到2019-07-22截止6-2116综采工作面完全通过8号联巷，在此期间通过工作面矿压监测设备，对其全过程进行矿压监测并且工作人员对工作面顶板情况和煤壁稳定性情况进行全程统计。选取较有代表性的矿压监测曲线图，进行对比分析。
根据矿压监测报表可知，2019-06-03整面工作阻力统计合格率:72.26%，2019-07-17整面工作阻力统计合格率:82.80%；总共提升10.54%。2019-06-08整面工作阻力统计合格率:45.79%；2019-07-17整面工作阻力统计合格率:73.36%；总共提升27.57%。2019-06-12整面工作阻力统计合格率:64.87%，2019-07-22整面工作阻力统计合格率:80.59%，总共提升15.72%。
图11 工作面矿压监测
Fig.11 Working face pressure monitoring
1)基本顶由于大巷煤柱的存在，导致一次破断的断裂步距增加，致使工作面前方产生超前破断，作为承担载荷作用的基本顶，引起来压强度很大，所以在这种情况下，采用常规支护的空巷难以抵抗，因此，需要进行充填支护，来预防基本顶的超前破断。
2)通过力学分析、数值模拟等手段解释了大巷煤柱附近即工作面中部顶板下沉量较大的原因是基本顶的破断和转动失稳。理论分析的结果是对空巷的支护应大于5.17 MPa。通过数值模拟分析工作面前方支承应力分布和塑性区分布情况，结果表明：充填体轻度高于10.5 MPa时。围岩基本稳定稳定且变化不再明显。最终确定充填体强度为10.5 MPa.
3)根据现场的工业性试验，6-2116综采工作面采用了先进的矿压监测技术，通过设置不同的试验段，对比其不同支护效果下的整面的工作阻力统计合格率。可以得出：高水速凝材料充填和煤粉-水泥充填木垛接顶充填效果基本一致，锚网索不足以在该地质条件下实现正常的支护效果。说明煤粉-水泥充填木垛接顶过空巷的技术效果可行。
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