大興煤礦303 工作面超前支護技術研究

馬菲菲

（棗莊大興礦業有限責任公司，山東 棗莊 277319）

大興煤礦已進入深部開采，由于其頂底板均為泥巖，在推采過程中，超前段單體支護無法保障安全生產。據現場觀測結果表明，頂板和底板的最大相對位移可達923 mm，加之采用單體支護時，井下工作人員勞動強度大，嚴重制約礦井的生產及安全。為解決該問題，提出采用注漿錨索替代傳統超前支護體的工作面超前支護方式。注漿錨索式超前支護作為主動支護的一種形式[1-4]，將錨桿、錨索、圍巖有機結合，形成了一個整體，能夠大幅提高圍巖自身承載能力。

1 概況

303 工作面埋深約750 m，工作面位于3#煤層，其厚度約為1.2～3.8 m，傾角19°～30°。 3#煤層直接頂和基本頂為泥巖與中砂巖，平均厚度為7 m和13 m；底板為10.6～14.1 m 的泥巖（平均厚度12.3 m）及6～7.5 m 的砂質泥巖（平均厚度6.5 m）。

2 超前段支護方案

2.1 原超前支護方案

303 工作面回采巷道尺寸為4600 mm（凈寬）×3900 mm（凈高），采用錨網索與槽鋼梁聯合支護，超前支護距離為25 m，采用單體柱支護。單體支柱與錨桿索參數如下：

（1）頂板錨桿索規格。采用直徑20 mm、長度2.4 m 的錨桿，其間排距為800 mm×1000 mm，采用兩卷Z2350 型錨固劑，錨固長度1 m，用托盤（δ10 mm×150 mm×150 mm）施以150 kN 的預緊力。采用16#槽鋼梁配合錨索（Φ21.6 mm×8250 mm）使用，錨固長度2 m，預緊力250 kN。

（2）幫錨索規格。采用直徑17.8 mm、長度4.25 m 的錨索，其間排距900 mm×1000 mm，錨固長度2 m，配合δ12 mm×200 mm×200 mm 鐵墊板使用，幫錨索預緊力與頂錨索保持一致。

（3）單體支柱規格。單體柱型號為DW45-300/110X，配合長度為4000 mmπ 型梁、2000 mm工鋼底梁，單體支柱排距1000 mm。第一路、第二路單體柱分別距巷道上幫側700 mm 與900 mm，第三路與第四路單體柱距第二路單體800 mm，單體柱使用400 mm×400 mm 柱鞋配合。

原超前支護示意圖如圖1。

圖1 原超前支護（mm）

（3）注漿參數。注漿使用P.O42.5 普通硅酸鹽水泥，水與水泥配比范圍為1:0.6～1:0.8，使用攪拌器攪拌均勻后方可注漿，注漿終壓3 MPa。注漿設備見表1。

表1 注漿設備型號

3 注漿錨索超前支護數值模擬分析

3.1 數值模型建立

根據303 工作面地質條件作出適當簡化，采用FLAC3D建立三維數值模型，數值計算所需的煤巖體力學參數見表2。

表2 巖石力學參數

2.2 超前段支護方案

在原巷道支護的基礎上，調整超前支護方案如下：

（1）采用直徑22 mm、長度8.25 m 的注漿錨索，間排距1400 mm×1000 mm，采用水泥漿液全長錨固，采用高強度鼓形托盤（δ10 mm×150 mm×150 mm）施以350 kN 的預緊力。

（2）巷幫參數。巷幫采用注漿技術，向外煤墻側布置兩排注漿孔，孔深8000 mm，間距2000 mm，第一排注漿孔距頂板1800 mm，角度上仰15°～20°打設，第二排注漿孔與煤幫垂直布置，距底板900 mm。支護示意圖如圖2。

圖2 超前支護方案示意圖（mm）

3.2 數值模型結果分析

圖3 為303 工作面超前段支承壓力最大處原單體支護與采取注漿錨索超前支護工藝前后的頂底板位移、兩幫位移及塑性區的數值模擬結果。由圖3（a）和（c）可知，303 工作面回采巷道超前段采用單體支柱進行被動支護時，頂板與底板相對位移約495 mm，兩巷道幫側相對位移約為324 mm；同時，頂板沉降量要遠大于底鼓量。此外，與工作面側相比，煤壁側變形量顯然更大。在超前段采用注漿錨索支護后，變形量大幅減小，頂底板以及兩幫相對移近量較單體支護分別降低了55.4%和33.9%，如圖3（b）和（d）。由此，在303 工作面回采巷道超前段采用注漿錨索工藝可以有效遏制圍巖變形。由圖3（e）和（f）圍巖塑性區分布可知，在采取注漿錨索超前支護后，圍巖塑性區破壞范圍從3 m 降低至2 m，表明超前支護方案在回采期間可以滿足支護控制要求且效果良好。

圖3 單體支柱與注漿錨索超前支護工藝對比結果

4 工程應用分析

4.1 巷道圍巖變形規律分析

對上文提出的注漿錨索方案進行工程驗證。設計于距303 工作面走向150 m 至250 m 處布置注漿錨索超前支護試驗段，試驗段長100 m。在試驗段之前（通尺50～150 m）保留單體支柱。在工作面前方40 m 處布置第一個測站，其后相距20 m 布置，共布置4 個。同時，在試驗段內，即注漿錨索超前支護時，在迎頭前40 m 處布置第一個測站，此后隔20 m 布置一個觀測站，共布置4 個。

圖4 為原超前單體支護與應用注漿錨索超前支護后巷道表面變形量。隨工作面推進，巷道的頂底板相對位移、兩幫相對位移都在不斷增加?；夭上锏莱岸?～40 m 區間內，巷道圍巖變形量顯著。使用單體支柱超前支護時，巷道頂底板移近量最大可達420～463 mm，巷道兩幫移近量最大可達302～340 mm。采用注漿錨索改被動支護為主動支護后，圍巖變形量明顯減小，工作面處頂底板與兩煤幫側最大位移僅為225 mm 與202 mm，且位移量隨距工作面距離的增加而減小，采取注漿錨索超前支護能有效控制巷道變形。

4.2 巷道圍巖裂隙觀測分析

在原超前單體支柱支護處布設1#測站，在試驗段內布置2#測站，每個測站設為一個監測面，每個監測面在頂板中央布設一個監測鉆孔，探測深度為10 m。對比分析更換超前支護方案前后圍巖裂隙發育情況。

圖5、圖6 分別為1#測站和2#測站頂板裂隙觀測圖。從圖5（a）至（c）可以看出，孔口位置裂隙較為發育，以垂直鉆孔的橫向裂隙為主，2 m 及3 m 位置處發育有縱向裂隙。由圖6（a）至（c）可以看出，在試驗段內，頂板采用注漿錨索超前支護后，橫向裂隙與縱向裂隙均發育不明顯。在深度2 m 以深，孔壁較為完整，不存在明顯的節理裂隙，同時圍巖細小裂隙被漿液充填，可見明顯的白色小漿脈。

圖5 1#鉆孔窺視

圖6 2#鉆孔窺視

5 結論

（1）針對大興煤礦303 工作面超前單體支護強度低、勞動強度大、不能滿足軟巖巷道的支護要求，提出采用注漿錨索替代單體支柱的超前支護方法。

（2）利用FLAC3D研究了超前單體支護與注漿錨索超前支護下巷道圍巖變形情況以及塑性區的分布范圍，采用注漿錨索超前支護后，圍巖塑性區、頂底板以及兩幫相對移近量均大幅減小。

（3）根據現場礦壓監測結果顯示，采取注漿錨索超前支護技術后，超前支承壓力影響范圍內巷道變形量不影響工作面正常生產。同時工作面鉆孔窺視發現注漿錨索超前支護可以使巷道圍巖結構及性質得到明顯改善。