工作面超前支護區(qū)注漿施工技術研究

郭高峰

（山西三元煤業(yè)股份有限公司，山西 長治 046013）

1 工程概況

三元煤業(yè)2303 綜采工作面位于二采區(qū)，東為二采區(qū)軌道巷，南為實體煤，西為礦井邊界，北為綜采工作面保安煤柱。地面標高為+905～+910 m，巷道底板標高為+500～+563 m。2303 回風順槽沿3#煤層底板采用綜掘方式掘進，設計長度1800 m，巷道掘進斷面寬5.2 m，凈斷面寬5.0 m，掘進斷面高3.5 m，凈斷面高3.2 m，毛斷面面積18.2 m2，凈斷面面積16 m2。4302 回風順槽所處3#煤層結構簡單，煤層厚7.25 m，傾角1°～7°。巷道變形表現(xiàn)為變形大、底鼓嚴重、保安煤柱幫縮進嚴重，為減小變形需對巷道支護進行優(yōu)化設計。

2 巷道支護

頂板支護：錨桿桿體為22#左旋無縱筋螺紋鋼筋，長度2.4 m，桿尾螺紋為M24。采用拱型高強度托板，厚度不小于8 mm，承載力不低于配套錨桿屈服載荷的1.3 倍。鋼筋托梁寬度80 mm，長度4900 mm。采用氣動聯(lián)網機C 字扣雙排隔孔聯(lián)網。可根據實際施工條件調整網片尺寸，但頂板范圍內禁止出現(xiàn)未受網片保護的圍巖。錨桿排距1000 mm，間距1100 mm，兩邊間距1200 mm，每排5套錨桿。全部垂直于巖面。錨索長度8.3 m，三花布置，排距1000 mm，呈“2-1-2-1”分布，垂直頂板巖層。巷道開口、拐彎、穿巷、掘進硐室前后5 m 加強支護。

巷幫支護：錨桿桿體為22#左旋無縱筋螺紋鋼筋，長度2.0 m，桿尾螺紋為M24。樹脂加長錨固，鉆孔直徑為29 mm，錨固長度889 mm，設計錨固力為127 kN。錨桿排距1000 mm，間距1000 mm。巷幫靠近頂底板的兩根錨桿施工時應盡量垂直圍巖打設，因施工鉆機限制，可帶一定角度，但角度不應超過15°，在15°范圍內均認為符合設計要求。巷道斷面布置圖如圖1。

圖1 斷面支護設計圖

3 注漿施工技術

3.1 注漿錨桿(索)

錨注加固技術增強了圍巖的強度及自身承載性能，也為錨桿支護提供了良好的受力環(huán)境；另一方面充分利用了錨桿對巷道圍巖的擠壓和懸吊作用，進一步強化了圍巖的自承載能力。巷道圍巖注漿之后，巷道圍巖壓力通過兩幫最終傳遞到底板，極大地降低了支護體所承受的圍巖壓力，對巷道支護時僅需提供較小支護阻力就能很好地控制圍巖變形，使巷道長期處于穩(wěn)定的狀態(tài)。因此，錨注支護技術是把錨桿支護技術與注漿加固技術的優(yōu)點相結合，雙重加固巷道圍巖。

由于受采空區(qū)的影響，2303 回風順槽在掘進過程中使用的常規(guī)錨網噴方式進行支護無法達到基本頂，支護效果不佳。在斷層破碎帶巷道支護時，使用中空注漿錨桿與錨索方式進行支護很好地解決了頂板破碎、變形大這一難題。注漿錨桿（索）支護工藝與傳統(tǒng)錨網噴的工藝相近，與先整體注漿再掘進等工藝比較成本大大降低。中空注漿錨桿（索）結構形式如圖2。

圖2 中空注漿錨桿（索）實物圖

綜合前述研究結果以及現(xiàn)場調研情況，綜合工程類比法最終確定巷道采用中空注漿錨桿（索）聯(lián)合支護方式進行支護。巷道頂板中空注漿錨桿間排距為1000 mm×1000 mm，頂板中空注漿錨索間距為1500 mm，排距為1000 mm。巷道兩幫使用中空注漿錨桿配合菱形網進行支護。

頂板注漿錨桿除了可以控制頂板圍巖的穩(wěn)定，對巷道兩幫圍巖同樣具有一定的支護效果，兩幫注漿錨桿同樣如此，在抑制兩幫圍巖變形的同時一定程度地限制了頂板圍巖的移近。由于巷道兩底角部位有重要的傳遞力的作用且該處圍巖裂隙較為發(fā)育，同樣需要注漿加固。巷道在掘進、回采期間受二次采動影響，2303 主采工作面與2301 采空區(qū)相鄰，掘進時為鄰采鄰掘巷道，由于采空區(qū)不穩(wěn)定，在2303 回風巷掘進時受2301 采空區(qū)影響巷道變形明顯。

3.2 注漿加固小煤柱

由于2303 綜放工作面鄰采空區(qū)側的回風巷礦壓顯現(xiàn)劇烈，頂底板移近量增大，片幫現(xiàn)象嚴重，兩幫移近量甚至達到1500 mm 以上，并且煤幫風化嚴重，已失去原有支護強度，幫錨桿很多已崩斷，裸露在外，完全失去原有支撐強度，由此導致巷道縮進，嚴重制約了綜采工作面的回風能力，極有可能影響礦井高產高效生產。礦方決定對2303 工作面回風巷靠近2301 采空區(qū)一側保安煤柱進行注漿加固。這是該礦首次在2303 工作面與2301 采空區(qū)留設保安煤柱12 m 的條件下，設計注漿孔深4 m，交錯布置間排距1.6 m 的注漿孔，采用注水泥漿液這項技術，對回采工作面變形巷道加固支護。

4 數值模擬與優(yōu)化支護方案應用

4.1 模擬結果分析

通過FLAC3D軟件開展計算研究，同時做一組未加支護的計算分組作為與中空注漿錨桿（索）效果的對照，從而得到該支護方案的具體效果，作為該支護方法的驗證與評價依據。

為了分析中空注漿錨桿（索）這種支護方式的效果，首先給出2303 綜放工作面鄰采空區(qū)側的回風巷道未加支護與支護以后頂板的位移云圖，如圖3。由頂板位移云圖3 可知，頂板變形模式呈現(xiàn)為發(fā)散的蘑菇狀，位移大小以巷道為中心向四周逐漸趨于降低，與未加支護的頂板位移云圖相比，當增加了中空注漿錨桿與錨索支護以后，頂板的下沉量從數值上明顯降低，證明該支護方案在控制頂板位移方面效果明顯。

圖3 頂板位移云圖

圖4 為未使用中空注漿錨桿（索）支護與使用中空注漿錨桿（索）支護后巷道兩幫位移云圖。由圖可知，向著頂板方向、底板方向以及巷道圍巖內部方向水平位移量逐漸減小，支護與未支護的兩組計算結果相比，在位移模式、變形方向等方面均保持一致，從位移量上看，支護后兩幫位移明顯較小。

圖4 巷道兩幫位移云圖

4.2 監(jiān)測結果

（1）采用“十字布點法”進行監(jiān)測，與原支護方案效果對比。原超前支護區(qū)巷道寬度僅有2.1 m，注漿處巷道寬度在3.1 m。由此可見，回風巷煤幫注漿可有效加固煤體裂隙和頂板離層，控制軟巖巷道縮進量減小，加強巷道有效支護，得到傳統(tǒng)支護法無法起到的作用。

（2）2303 工作面回風巷12 m 保安煤柱注漿效果觀測，在回采工作面邊注邊產的地質運動影響中仍可保證巷道控制在3.1 m，減小縮進1 m。如表1，表明水泥漿在松軟煤質、巷道變形嚴重的回采工作面中可以改變煤柱的松散結構，進而提高煤柱的自身強度，充分調動煤柱的自承能力。

表1 注漿后煤幫縮進監(jiān)測表 （單位：mm）

（3）2303 回風巷道右?guī)驼w縮進，觀察注漿管和封孔袋都仍保持在注漿時的外露，沒有因為被擠壓變形和回采動壓把注漿管擠到煤壁內。據分析，可能是在煤柱內最少2.5 m 處煤體破碎，和整個保安煤柱分開，導致錨桿沒有支護能力形成煤壁整體縮進。

（4）巷道采空區(qū)側壓力大造成煤壁縮進，觀察2303 回風巷右?guī)妥{管沒有被回采動壓擠壓到煤壁內，仍保持在注漿時外露。分析為注漿前煤柱壓力大，已經使煤壁縮進。現(xiàn)在采空區(qū)側縮進量小，可能是回采期間實體煤側壓力大使煤體突出，造成巷道變形嚴重。

5 結論

基于三元煤業(yè)2303 回風巷道東頂板和兩幫破碎、難以支護的問題，提出采用中空注漿錨桿與錨索支護的方法來加固圍巖，控制巷道變形。同時，對局部保安煤柱的注漿加固，提高了煤柱自穩(wěn)能力，進而提高了巷道支護效果，保證了回風順槽的安全使用，對其他工作面布置起到借鑒作用。