過空巷群柔模泵送支柱支護技術(shù)研究與應(yīng)用

張國恩，解振華，史洪愷

(國能神東煤炭集團有限責任公司烏蘭木倫煤礦，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017205)

0 引言

綜采工作面過空巷一直是影響安全高效回采的技術(shù)難題[12]。為減少煤炭資源的浪費，合理開采空巷群區(qū)域的煤層尤為必要[34]。近年來，國內(nèi)外綜采面過空巷技術(shù)已趨于成熟[510]，但綜采面過多條平行于工作面空巷技術(shù)有待進一步深入研究。為此，以烏蘭木倫礦12405綜采面為背景，在分析煤層賦存條件的基礎(chǔ)上，應(yīng)用理論分析等方法，確定行之有效的過空巷支護方案，并通過現(xiàn)場礦壓分析支護效果，以驗證該泵送支護設(shè)計方案對頂板變形的控制效果。

1 工程概況

12405工作面位于12號煤層四盤區(qū)西翼第5個工作面，煤層底板標高1 172.6～1 190.6 m。該工作面為傾斜長壁綜合機械化回采工作面，整體呈東西方向布置，該工作面推進長度1 714.1 m，工作面寬度226.6 m，12405-1綜采面初采期間遇12405水倉1、水倉2、水倉3，其中5條空巷與工作面垂直，其余7條空巷與工作面平行。如圖1所示。

圖1 12405綜采面示意Fig.1 Schematic diagram of 12405 fully mechanized mining face

2 巷道支護理論與支護方案設(shè)計

2.1 回采巷道圍巖變形破壞力學機制

基于平面應(yīng)變假設(shè)[11]，巷道開挖前后巖體某一點的應(yīng)力現(xiàn)狀可以用摩爾應(yīng)力圓來描述，直線τ=C+σtanω為破裂線，其中ω為內(nèi)摩擦角，(°)；C為內(nèi)聚力，MPa。巷道開挖前，其與應(yīng)力圓處于相離狀態(tài)，巖體未破壞，如圖2曲線a所示；巷道開挖時，巖體應(yīng)力值降低，應(yīng)力圓向左移動，當應(yīng)力圓與破裂線正好相切時，就意味著巖體已經(jīng)達到了剪切破壞的極限狀態(tài)，如圖2曲線b所示；巷道開挖后，巷道表面主應(yīng)力σ3=0，隨后巖體就會發(fā)生塑性變形，從而導致塑性破壞，如圖2曲線c所示。

圖2 巷道開挖前后應(yīng)力圓變化Fig.2 Variation of stress circle before and after roadway tunneling

2.2 柔模泵送支柱支護理論

在參考國內(nèi)外專家學者的相關(guān)研究理論的基礎(chǔ)上[1213]，結(jié)合12號煤層工作面液壓支架受力情況，將柔模泵送支柱受力情況簡化為受直接頂?shù)妮d荷及基本頂通過直接頂傳遞的載荷。直接頂載荷的計算見式(1)

Q1=∑hL1γ

(1)

式中，Q1為直接頂載荷，kN/m；∑h為直接頂厚，m；L1為直接頂懸頂距，m；γ為直接頂體積，kN/m3。

基本頂?shù)妮d荷以直接頂載荷的倍數(shù)進行估算，在多數(shù)礦井老頂載荷的測定中，以一般工作面為準，周期來壓時形成的載荷不超過平時載荷的2倍?；卷?shù)妮d荷為Q2，則

P=Q1+Q2=n∑hγ

(2)

式中，P為考慮直接頂及老頂來壓時的支護強度，kPa；n為老頂來壓與平時壓力強度的比值，稱為動載系數(shù)，取2。

12405工作面直接頂為細砂巖,厚度4.6～9.98 m，以2倍直接頂厚度作為基本頂傳遞的載荷[1415]。因此，支柱載荷Q需要承受直接頂載荷Q1和基本頂傳遞載荷Q2，即Q2=2Q1，則

Q=Q1+Q2=3Q1

(3)

2.3 空巷支護設(shè)計方案

水倉1支護設(shè)計為寬度5 m，高度3.1 m。平行工作面采用φ22.4 mm×8 000 mm錨索+4.6 m W鋼帶，錨索每排3根錨索，排距3 m；垂直工作面10 m范圍內(nèi)采用φ22.4 mm×8 000 mm錨索+4.6 m W鋼帶，錨索每排3根錨索，排距3 m。

水倉2支護設(shè)計為寬度5 m，高度3 m。平行工作面采用φ22.4 mm×8 000 mm錨索+4.6 m W鋼帶，錨索每排3根錨索，排距1.5 m。垂直工作面6 m范圍內(nèi)采用φ22.4 mm×8 000 mm錨索+4.6 m W鋼帶，錨索每排3根錨索，排距1.5 m；6 m范圍外，排距3 m。

水倉3支護設(shè)計為寬度5 m，高度3.2 m。平行工作面和垂直工作面10 m范圍內(nèi)采用φ28.6 mm×8 000 mm錨索+4.6 m W鋼帶，錨索每排3根錨索，排距1.5 m。垂直工作面10 m范圍外采用φ22.4 mm×8 000 mm錨索+4.6 m W鋼帶，錨索每排3根錨索，排距3 m。

水倉1、2、3泵送支柱支護直徑φ900 mm。平行巷道內(nèi)與垂直巷道交叉點處泵送支柱布置2排，每排3套，間排距3 m×2.5 m；垂直巷道內(nèi)與平行巷道交叉點處6 m范圍內(nèi)泵送支柱布置1排，間距3 m。

3 柔模泵送支柱工藝

3.1 支柱定位及模袋懸掛

在空巷群內(nèi)按照設(shè)計方案進行支柱為主定點，在巷道頂板上標示支柱位置點，以便于張掛支柱袋子時確定位置。按照預(yù)先確定的位置，由開始準備注漿的位置開始懸掛，通過鐵絲將模袋頂部掛在巷道頂板鐵絲網(wǎng)或者錨桿露頭上，同時，盡量將模袋上的掛鉤尺寸用完，使袋子第1個鋼圈盡量貼近頂板，以便減少充填袋的長度的浪費。同時，掛鉤與頂板固定物要綁扎牢固，以免將來注漿時松弛造成模袋下墜難以有效接頂。模袋要垂直懸掛，底部正好落于設(shè)計位置。

3.2 固定模袋

模袋懸掛后，采用4～6根尺寸為5 mm×5 mm×4 200 mm的方木條，按照空巷高度均勻布置在模袋四周，方木條與模袋緊貼并垂直地面，以保證袋子豎直。方木條與模袋緊貼后，采用鐵絲捆綁固定在模袋上，與模袋形成一個整體，鐵絲不少于3～4道，平均布置在柱子豎直方向。同時，方木條長度不得低于巷道高度100 mm，以保證模袋的穩(wěn)固與豎直不發(fā)生偏斜。

3.3 泵送環(huán)節(jié)

泵送系統(tǒng)為單組分材料與水通過制漿機進行攪拌泵送。柔模泵送支柱施工過程具體如下：一是注漿時可采用一次成型充填完承壓層，然后充填讓壓層。注漿管路在注漿位置處，采用三通分成2根，每根管道連接一個截止閥，以便更換。二是將井下靜壓水管與泵進水口連接好，水流量不得低于80 L/min。開機后，待漿料比例、反應(yīng)速度合適后，立即將輸料管出料口快速插入模袋的進料口，開始注漿。2根注漿管同時注漿時，2個模袋之間必須有半個袋子的緩沖時間，以保證注漿工作的連續(xù)性。當每個柱子快要注漿到袋子注漿口位置時，快速更換到下一個，循環(huán)作業(yè)，但是不得充過充填口，防止?jié){液凝固堵住充填口，接頂材料施工時不能充注。

4 柔模泵送支柱支護效果分析

4.1 數(shù)值模型的建立

建立50 m×50 m×50 m(長×寬×高)的計算模型，未考慮煤層傾角，模型的左右前后4個側(cè)面為單約束邊界，施加水平方向的約束，即邊界水平位移為0。模型底部為全約束邊界，即底部邊界結(jié)點水平位移、垂直位移均為0。在空巷中建立柔模泵送支柱模型，支柱高度2.8 m、直徑1 m，支柱按單列直線型布置。煤巖體物理力學參數(shù)見表1。

表1 煤巖體物理力學參數(shù)

4.2 數(shù)值模擬結(jié)果分析

首先在數(shù)值模型中僅進行單條空巷開挖，分別對有無布置柔模泵送支柱的模型進行計算，并對計算結(jié)果進行對比分析，如圖3、4所示。從圖3(a)可以看出，由于空巷開挖，在巷道兩幫巖體中形成應(yīng)力集中現(xiàn)象，應(yīng)力集中系數(shù)達到1.7；在巷道頂板和底板巖層中出現(xiàn)應(yīng)力降低現(xiàn)象，伴隨有巖體破壞現(xiàn)象。從圖3(b)可以看出，空巷中布置的充填支護起到了一定的支護作用，巷道頂板中的應(yīng)力降低程度有所減緩，尤其是在支柱上方及下方的巖體中有明顯改善，說明在柔模泵送支柱的支護作用下，空巷頂?shù)装鍘r層變形破壞范圍有所減小。

圖3 垂直位移分布對比Fig.3 Comparison of vertical displacement distribution

從圖4(a)中可以看出，空巷開挖后，在空巷周邊巖體中造成了大范圍的塑性破壞，其中空巷頂板巖層中塑性破壞范圍很大，空巷底板巖層中很大范圍內(nèi)的巖體基本全部塑性破壞。從圖4(b)中可以看出，空巷內(nèi)布置柔模泵送支柱后，空巷頂?shù)装鍘r體中塑性破壞范圍明顯減小，空巷頂板巖體中的塑性破壞范圍減小，且在支柱上方并未發(fā)生塑性破壞；空巷底板巖體中的塑性破壞范圍僅為3 m，中間的柔模泵送支柱發(fā)生了較大范圍的塑性破壞，而兩側(cè)的柔模泵送支柱內(nèi)部并未發(fā)生大范圍的塑性破壞，說明支柱起到了較好的支護作用，且自身穩(wěn)定性較好。

圖4 塑性破壞分布對比Fig.4 Comparison of plastic failure distribution

4.3 過空巷礦壓觀測及效果分析

利用尤洛卡礦壓觀測系統(tǒng)實時觀察工作面支架壓力情況，將支架工作阻力數(shù)據(jù)傳送至控制臺，進而對數(shù)據(jù)進行記錄和保存。12405綜采面1#～134#支架段工作面來壓24次，來壓步距4.8～27.2 m，平均來壓步距12.6 m；壓力增阻區(qū)在2.4～20.8 m，平均增阻區(qū)7.0 m，壓力穩(wěn)定區(qū)在1.6～11.2 m，平均穩(wěn)定區(qū)在5.7 m。來壓區(qū)域20#～110#支架段，工作面煤壁出現(xiàn)片幫，但工作面整體頂板較完整。說明通過泵送支柱有效支護，工作面超前支架段來壓不明顯，超前支架及單體無壓力顯現(xiàn)，如圖5所示。兩順槽頂板離層儀和兩幫移近似無變化，但在回采至聯(lián)巷口，密閉出現(xiàn)不同程度的噴漿層掉落。

圖5 過空巷泵送支柱示意Fig.5 Schematic diagram of the pumping prop in the cross abandoned roadway

5 結(jié)論

(1)在減慢推采速度時，工作面來壓步距減小且壓力相應(yīng)減弱。工作面在末采掛網(wǎng)期間需降低推采速度，降低壓力在貫通過程中對垛架的影響。

(2)支護對策應(yīng)用于現(xiàn)場實踐，在空巷內(nèi)部布置柔模泵送支柱能夠?qū)ο锏理數(shù)装鍑鷰r變形起到較好的控制作用，保證了正常生產(chǎn)接續(xù)。

(3)礦壓自動分析處理系統(tǒng)有待進一步研究，數(shù)據(jù)采集、篩選、后處理全程實現(xiàn)在線處理，便于礦壓管理的即時性，更具有指導意義。