0 引言

矿井回采条件复杂，现场常构筑一些特殊用途的巷道位于工作面煤层中，或者由于小煤窑偷挖乱采等因素造成煤层中遗留不规则的废弃巷道。在超前支承应力影响下，工作面经过这些空巷时易发生压架事故[1-3]，给后期矿井安全开采造成极大困难。

许多学者针对工作面安全通过空巷进行了大量研究[4-6]。吴士良等[7]以神东矿区某工作面过空巷为背景，提出了小煤柱等压过空巷技术，通过理论分析对等压方式、等压时间、等压小煤柱宽度等给出了确定方法。何向宁等[8]以旗山煤矿综采放顶煤工作面过空巷为背景，通过数值模拟试验高水材料充填空巷、木垛支护和锚杆支护下空巷围岩稳定性，提出了采用高水材料充填的支护方案，并在现场进行了验证。高士岗[9]介绍了柳塔煤矿综采工作面顺利过空巷期间的补强支护、劳动组织、注意事项等。但上述研究都是基于传统支护方法，不能较好地适应多变的地质条件。本文以大同煤矿集团永定庄煤业有限责任公司8103综放工作面为研究背景，提出了综放工作面过空巷泵送支柱技术，可为工作面安全过空巷提供良好的技术保障。

1 工程概况

8103综放工作面主采3—5号煤，工作面长185 m，走向长度为1 155 m。设计采高为3.5 m，放煤厚度为8 m，采放比为1∶2.29。煤层倾角为1～5°，平均为3°。工作面直接顶为高岭岩、炭泥岩，胶结致密，平均厚度为4.67 m；基本顶以砾岩、中粒砂岩、石英为主，平均厚度为12.88 m；直接底为高岭岩、炭泥岩，胶结致密，平均厚度为3.21 m。

工作面中部存在1条空巷(宽为5.0 m，高为3.5 m)，位置如图1所示。空巷横穿整个工作面，空巷顶板采用“锚杆+锚索”联合支护。工作面在过空巷期间，极易发生切顶、大面积冒顶等现象，严重影响安全生产。

2 工作面过空巷基本顶稳定性分析

随着工作面不断推进，上覆基本顶呈周期性折断。当基本顶折断位置位于空巷前方(图2)时，折断的基本顶岩块形成类似简支梁的结构[10-12]，关键岩块B折断不但不会对空巷施加应力，反而对其下方空巷起到保护作用。

当基本顶折断位置刚好位于空巷上方(图3)时，关键岩块B随工作面的回采发生滑落失稳和回转变形，使空巷周围岩体应力急剧增加。当工作面回采到临近空巷时，剩余煤柱难以支撑基本顶变形所产生的应力，可能出现煤柱压垮，空巷发生严重变形,导致采煤机难以通过。

图1 综放工作面空巷位置
Fig.1 Position of abandoned roadway in fully mechanized caving face

图2 空巷前方基本顶断裂结构
Fig.2 Fracture structure of basic roof in front of abandoned roadway

图3 空巷上方基本顶断裂结构
Fig.3 Fracture structure of basic roof above abandoned roadway

3 泵送支柱技术

泵送支柱在国外被广泛应用于矿山巷道支护中，其主要由可充填的无机材料及充填袋组成。其中无机填充材料主要由硅灰、矿粉、硅酸盐水泥按照一定的水料比混合而成，通过专用输送泵将其输送至充填袋内，快速凝结形成高强度、可变形的支柱，如图4所示。

图4 泵送支柱现场模型
Fig.4 Pumping pillar field model

充填袋为圆柱形，材质为PVC涂布，涂布内常缠绕高强度塑料绷带或钢丝，用于束缚充填支柱，具有防火、抗拉强度大、延展率高等优点。充填袋尺寸可根据现场巷道尺寸进行设计，支柱直径主要有0.5，0.6，0.8，1.0 m等。

泵送支柱与锚杆支护、木垛支护相比，具有支撑强度高、让压变形能力强、可切割等优势。一般单根支柱的初撑力可达20～50 kN。支柱一般由2层充填体构成，上层为厚度0.3 m的让压层，对顶板变形起到一定的让压作用。另外泵送支柱具有可切割性，在实际生产过程中不会对设备造成磨损。因此，泵送支柱可应用于回撤通道、软岩巷道及矿压较大的空巷支护，从而保证巷道围岩稳定性，使采煤机安全顺利通过空巷。

8103综放工作面采用泵送支柱对空巷进行提前支护，空巷内共设计2排支柱，直径为1.0 m，高度为3.5 m，支柱距两帮距离为1.0 m，支柱间排距为3.0 m，共布置124个支柱，布置方式如图5所示。

图5 泵送支柱布置
Fig.5 Pumping pillar arrangement

4 数值模拟

4.1 模拟方案

为分析泵送支柱对于工作面过空巷期间的支护作用，采用FLAC数值模拟软件，结合8103综放工作面实际地质条件，建立弹塑性模型。考虑到工作面对称性，建模时模拟工作面宽度的一半92.5 m，在工作面两侧留20 m保护煤柱，即模型宽度为132.5 m；模拟工作面推进长度200 m，推进方向起始两侧留50 m实体煤，即模型长度为300 m；模拟工作面顶板岩层厚度60 m，煤层厚度11.5 m，底板厚度15 m，即模型高度为86.5 m。模型顶部根据工作面埋深施加均布载荷，两侧限制水平方向位移，底部限制垂直方向位移。为更准确分析工作面推进过程中空巷在泵送支柱支撑下围岩受力状态，对工作面空巷前后30 m范围内网格进行细分，其余位置处网格距离空巷越远则越大。

模型建好后，施加初始应力场，并在工作面前方提前开挖1条空巷，在空巷内按图5布置泵送支柱，在支柱相应位置对顶板提前施加20 kN的初撑力。然后开挖工作面切眼并开始回采，直至工作面过完空巷为止，分别对空巷围岩受力及变形状态进行分析。

4.2 模拟结果

工作面距离空巷不同位置时，空巷围岩应力变化如图6所示。可看出随着工作面与空巷距离减小，空巷围岩垂直应力呈“双峰”-“孤峰”-“双峰”变化：当工作面距离空巷30 m时，围岩垂直应力2个峰值均为32.6 MPa；当工作面距离空巷15 m时，“双峰”彻底消失，变为“孤峰”，峰值为36.8 MPa；当工作面距离空巷10 m时，再次出现“双峰”的应力分布，说明此时泵送支柱受到较大超前支承应力影响；当工作面距离空巷5 m时，“双峰”并没有消失，说明此时泵送支柱完全承受住工作面采动影响且承受的载荷较大，但支柱本身并未被破坏。

图6 工作面距空巷不同距离时空巷围岩应力变化曲线
Fig.6 Surrounding rock stress change curves under different distances between working face and abandoned roadway

工作面距离空巷不同位置时，空巷围岩移近量变化如图7所示。可看出随着工作面与空巷距离减小，空巷围岩移近量呈先增大、后趋于稳定的特征：当工作面距离空巷25 m时，空巷顶底板及两帮移近量开始逐渐增大；当工作面距离空巷10 m时，空巷顶底板及两帮移近量趋于稳定。

图7 工作面距空巷不同距离时空巷围岩移近量变化曲线
Fig.7 Surrounding rock convergence change curves under different distances between working face and abandoned roadway

5 工程实践

在8103综放工作面现场应用泵送支柱技术，在工作面过空巷期间，发生2次大面积来压，工作面支架压力出现一定程度的上升，增幅比正常来压略大，约为2.7%。空巷围岩较稳定，未出现冒顶、帮鼓、底鼓现象，顶底板最大移近量为282 mm，两帮最大移近量为152 mm。过空巷期间泵送支柱易于截割，未出现失稳倾倒等情况，经受住了顶板强烈来压的考验，保证了工作面安全顺利通过空巷。

6 结论

(1) 通过理论分析基本顶不同部位折断时空巷受力状态，得出基本顶位于空巷正上方折断时会导致煤柱压垮、空巷发生严重破坏的结论。

(2) 泵送支柱作为一种新型巷道支护技术，支撑面积大、强度高、可切割、具有一定的可缩性，适用于井下巷道被动支护。

(3) 通过数值模拟分析工作面推进过程中空巷围岩受力及变形情况，得出了随着工作面距空巷距离减小，空巷围岩垂直应力呈“双峰”-“孤峰”-“双峰”变化，空巷围岩移近量先增大、后趋于稳定的特征，说明泵送支柱能够承受工作面超前支承应力，保证工作面安全通过空巷。

(4) 在8103综放工作面现场应用泵送支柱技术，在工作面过空巷期间，未出现煤柱压垮、空巷严重破坏的现象，空巷整体结构完整，泵送支柱安全可靠。

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