8809工作面过空巷覆岩失稳规律及围岩控制技术研究

祁 航

（大同煤矿集团临汾宏大豁口煤业有限公司，山西 临汾 041000）

1 工程概况

同煤集团临汾宏大豁口煤业有限公司8809工作面位于1026水平308盘区，工作面设计走向910m，可采走向长度590m，倾斜长度为120m（切眼 0～280m）、190m（280～590m）。工作面主采9#+10#煤层，煤层厚度为5.4～5.6m，均厚5.5m，平均倾角11°。煤层直接顶为K2灰岩，均厚10.11m，直接底为泥岩，均厚2.5m，基本底为K1石英砂岩。

根据8809工作面掘进作业时两顺槽揭露情况，工作面内有4条旧空巷。其中J09-01空巷平均宽×高=5m×3m，长262m；J09-02空巷平均宽×高=5m×3m，长230m；J09-03旧空巷平均宽×高=7m×4m，贯穿整个工作面；J09-04旧巷平均宽×高=8m×2.95m，贯穿整个工作面。为保障工作面回采通过空巷区域时的安全生产，急需对工作面过空巷时的覆岩运动规律及围岩控制技术进行研究。

2 覆岩失稳规律分析

在回采工作面回采通过空巷区域时，空巷上方的顶板岩层中的基本顶中部及两端对称位置处会自上而下逐渐发育成拱状的裂隙带，同时会在纵向形成纵向裂隙带，但形成的裂隙带并不会对基本顶的岩层的全厚进行贯通[1-2]。当工作面推进过空巷时，工作面基本顶的结构图如图1所示。

图1 回采通过空巷区域时基本顶的破断特征示意图

通过图1可知，当工作面与空巷之间的距离逐渐减小时，工作面与空巷间的煤柱会逐渐减小，煤柱在上覆基本顶岩层破断载荷的作用下会逐渐出现塑性破坏，工作面前方煤体承受着较大的覆岩集中应力的作用。故影响煤柱和空巷稳定性的主要岩层为工作面前方及前方一定距离的关键块体B。随着工作面的进一步向前推进，此时基本顶会出现周期来压现象，关键块体B会逐渐弯曲下沉，进而会进一步造成煤柱与空巷的应力集中现象，从而导致煤柱完全进入塑性状态，空巷围岩失稳，给工作面的安全生产造成隐患[3-4]。

为研究8809工作面在推进通过空巷区域时顶板覆岩的运动规律，采用UDEC数值模拟软件进行模拟分析。建立模型×高=120m×80m，设置模型开采高度为5.5m，设置模型侧边的位移条件被限制，固定底板位移，并在模型上部施加上覆岩层的重量6.25MPa。采用J09-01空巷的断面，在模型中设置空巷宽×高=5m×3m，设置工作面每次回采的开挖长度为2m，设置空巷与工作面开切眼间的间距为34m。

根据数值模拟结果能够得出工作面推进不同距离时围岩裂隙场的演化规律，工作面推进8m、16m、20m、24m时裂隙场的分布规律如图2所示。

图2 工作面推进不同距离时围岩裂隙场的分布规律

通过具体分析图2可知，工作面推进8m时，与空巷间距为26m，上覆基本顶中部开始出现裂隙交错发育的现象，并在空巷顶板和工作面的顶板区域形成了拱状的裂隙带，但基本顶并未发生破坏；工作面推进16m时，与空巷间距为18m，裂隙出现逐渐扩大的现象，煤柱上覆基本顶的纵向裂隙带的范围逐渐减小，同时在工作面上覆岩层和煤柱上出现破断现象；工作面推进20m时，与空巷间距为14m，工作面上覆基本顶岩层与煤柱之间的裂隙已经出现相互贯通的现象，空巷区域基本顶出现局部垮落的现象，工作面的拱形裂隙带与空巷顶板拱形裂隙带出现一定的重合区域，此时空巷区域的围岩出现失稳的现象；工作面推进26m时，与空巷间距为8m，此时工作面与空巷的拱形裂隙带已经完全重合，在空巷的前端和工作面后方区域的纵向裂隙带已经扩展至基本顶的底端，上覆基本顶压力拱的结构已经完全失稳，上覆岩层随着基本顶的弯曲下沉也同步出现变形下沉现象。

综合上述分析可知，随着回采作业的进行，工作面顶板与空巷的顶板区域均会形成拱状的裂隙带，且随着煤柱宽度的减小，拱状裂隙区域会逐渐重叠。当出现重叠区域时，煤柱基本处于塑性破坏状态。当工作面回采推进至与空巷距离小于14m时，煤柱与基本顶岩层的裂隙出现了相互贯通的现象，不能保障巷道围岩的稳定，故应在工作面与空巷间的距离大于14m时，针对空巷围岩进行支护，以保障工作面顺利通过空巷区域。

3 围岩控制技术

3.1 控制方案设计

为保障8809工作面能够顺利通过空巷区域，在工作面与空巷间隔30m时完成空巷内的支护。为有效防止工作面超前支撑压力作用下空巷顶板出现冒顶、压架的现象，特对J09-01和J09-02空巷采取锚网索+工字钢梁的综合支护方式，对J09-03和J09-04空巷采用预充填技术。具体方案如下：

（1）J09-01和J09-02空巷控制技术

由于J09-01和J09-02空巷断面尺寸相对较小，采用锚网索+工字钢梁的支护方式，保障工作面顺利通过该区域的空巷。

锚杆为巷道内原有的锚杆，顶板锚杆型号为Φ18mm×2100mm的螺纹钢锚杆，每个断面内布置3根，间排距为1200mm×1000mm。顶板锚索采用型号为Φ17.8mm×6500mm的1×7股钢绞线，间排距为2000mm×2000mm。两帮锚杆采用型号Φ16mm×1200mm的高强玻璃钢锚杆，间排距为1200mm×1000mm，采用直径6.5mm 的钢筋编织成的网片，进行空巷的护帮护顶作业。另外顶板使用11#工字钢架棚支护，棚距为1000mm。如图3所示。

当工作面与空巷间的煤柱宽度小于20m后，在巷道内部采用临时支护，临时支护采用单体支护配合联锁木垛进行支护。在距离巷帮的两侧0.3m布置单体柱，设置排距为1.0m，并在巷道中间布置木垛，木垛支设的高度为空巷的高度3m，各层木垛间通过5m的大板进行连接。

图3 空巷内支护方式布置示意图

（2）J09-03和J09-04空巷控制技术

由于J09-02和J09-03断面尺寸为宽×高=8m×2.95m、7m×4m，采用普通的锚网索支护并不能保障工作面顺利通过空巷区域，特采用预充填技术进行围岩控制。在工作面距离空巷区域间的煤柱宽度为18m时进行预充填，每个断面上布置两个钻孔，分别为截割层注浆孔和承载层注浆孔。钻孔的终孔位置分别位于截割层和垮落矸石层，设置钻孔的仰角为6°～14°，钻孔沿着工作面方向的排距为5m。截割层钻孔在距离底板1.0m的位置处打设，承载层钻孔在距离工作面底板1.5m的高度布置。具体空巷区域注浆钻孔布置如图4所示。

图4 空巷充填注浆钻孔布置方式示意图

本次充填注浆作业使用的充填材料为高水充填材料，材料的水灰比为5:1，在进行注浆作业时设置浆液的终孔注浆压力为4～5MPa。本次注浆钻孔的封孔材料使用水泥水玻璃，水泥浆水灰比为0.6:1，水泥浆与水玻璃浆液为1:1，封孔长度为1.2m，当封孔材料施工后2h后即可进行开泵注浆作业。单孔注浆量的多少根据空巷内围岩的具体情况确定，当工作面或回采顺槽内出现大范围的跑浆时，即可停止注浆作业。

3.2 效果分析

为有效验证工作面过空巷区域围岩控制技术的效果，由于J09-03和J09-04空巷采用的预充填技术，工作面正常推进通过该区域即可，现主要对工作面推进通过J09-01空巷围岩的变形量进行监测分析，具体验证J09-01空巷围岩控制的效果。具体工作面回采期间空巷围岩变形量如图5所示。

图5 空巷围岩变形量曲线图

通过具体分析图5可知，空巷围岩在工作面回采作用下出现先增大后逐渐稳定的趋势。在工作面与空巷间距为25m时，顶底板及两帮移近量开始逐渐增大；当工作面与空巷距离10m时，空巷的围岩变形量达到最大值，顶底板移近量和两帮移近量分别为400mm和200mm；随后随着工作面的推进，围岩变形量仅在很小的范围内出现变化。基于此，可知空巷内的围岩控制技术能够保障工作面顺利通过空巷区域。

4 结论

根据8809工作面内空巷分布的具体特征，通过具体分析工作面通过空巷区域时覆岩失稳规律，采用数值模拟分析了工作面与空巷间不同间距时围岩裂隙场的分布规律。结合工作面空巷的特征，提出J09-01和J09-02空巷采取锚网索+工字钢梁的综合支护方式，J09-03和J09-04空巷采用预充填控制技术。该空巷围岩控制技术保障了工作面顺利通过空巷区域。