東曲煤礦29204工作面錨注支護技術研究與應用

孫春生

(西山煤電(集團)有限責任公司， 山西 太原 030053)

東曲煤礦29204工作面巷道圍巖具有強度低、碎脹性和遇水膨脹軟化特征，巷道的流變特征明顯，依靠單一的支護方式很難控制圍巖變形。針對深部軟巖大變形巷道難支護問題，許多學者進行了一系列的研究工作，提出了不同的圍巖控制措施。陸銀龍、周恒等[1-2]提出將錨桿與注漿相結合的支護方式對軟巖巷道進行加固，發明了外錨內注式新型錨桿及其加固軟巖巷道新技術，成功地在某礦井中進行實際應用。耿耀強、藍成仁等[3-4]基于對軟巖巷道國內外支護現狀的分析，針對巷道圍巖破壞特點，提出了以內注漿錨桿為核心的錨注支護體系，重點解決深部高應力軟巖巷道支護難題。李如波等[5]采用有限元數值模擬軟件，對深部軟巖巷道錨注支護前后圍巖變形破壞規律進行數值模擬，并分析錨注支護前后圍巖的應力、位移及塑性區的變化情況。賈志飛、李金蘭、鄧廣哲等[6-8]通過對軟巖巷道錨注支護問題的研究和工程實踐，采用有針對性的圍巖支護措施，保證巷道圍巖的合理。以上研究針對深部軟巖圍巖支護技術在不同礦區進行了成功實踐，具有一定的借鑒意義，但對于具體礦井，需根據其地質賦存條件、巷道圍巖狀況及開采方式等實際情況采用有針對性的圍巖支護措施，才能保證巷道圍巖的合理有效控制。以東曲煤礦29204工作面為研究對象，分析巷道圍巖變形的因素，并提出支護技術，對支護效果進行驗證，為巷道圍巖控制提供依據。

1 工程背景

1.1 地質概況

東曲煤礦29204工作面位于+860 m水平二采區9#煤層，二采區走向長2 730 m，傾向1 335 m，2#煤、4#煤已回采完畢，8#煤布置8個工作面，目前已回采4個工作面，剩余4個工作面，9#煤可布置8個工作面，目前已回采1個工作面，剩余7個工作面，采區共計剩余可采儲量1 637萬t. 29204工作面北東方向是+860 m水平二采區邊界回風巷，北西方向是28202低抽巷，南東方向是28206低抽巷，南西方向是+860總回風巷，上方28204工作面已回采，采空區內有3處積水，分別為軌道順槽掘進至300～428 m、672～1 047 m，皮帶順槽掘進至188～318 m，積水已基本放完。8#煤與9#煤層間距2.7～6.6 m，平均4.38 m，屬近距離煤層開采。29204工作面位于28204工作面正下方，煤層厚度為1.9～2.8 m，平均2.47 m. 工作面直接頂為灰褐色砂質泥巖，含植物碎片及白云母片，中間夾有一層薄煤線。

1.2 支護方案設計

29204工作面位于28204工作面正下方，考慮到上覆采空區的壓力對29204工作面的影響，29204軌道順槽與28204軌道順槽內錯20 m布置，皮帶順槽與28204皮帶順槽內錯40 m布置，29204皮帶順槽與29206軌道順槽留設25 m煤柱，軌道順槽采用架棚支護。工作面回采期間，軌道順槽距切眼30 m范圍內，超前支護采用“單體+π梁”支護方式，其中距切眼10 m范圍內，采用一梁三柱，距切眼10～30 m采用一梁兩柱。29204工作面運輸巷的斷面為矩形，凈斷面面積為16.1 m2，支護方式為錨桿+錨索+鋼帶+金屬網。在原支護方案下，巷道兩幫支護嚴重破壞，出現大量鼓出、錨桿失效等現象。通過對29204軌道順槽的現場監測及鉆孔電視探測研究，得出巷道圍巖變形破壞的主要因素有[1-2]：

1) 巷道兩幫的圍巖強度較低，承載能力差。現場巷道所處地層的煤層較軟，頂板和底板以砂巖為主，造成兩幫變形量遠大于頂底板變形量。

2) 現場煤層比較破碎，松動范圍較大，支護構件性能無法得到有效發揮。

3) 巷道護表強度低。沒有對巷道進行噴射混凝土，導致巷道兩幫圍巖護表強度低，幫部鼓出現象嚴重。

由于支護時間長、職工勞動強度高、支護成本高、支護后超前范圍內作業空間狹小，影響正常的通風、運輸和行人。因此，為解決圍巖控制難題，降低職工勞動強度、改善現場作業環境，提出采用打設注漿錨索，提高巷道主動支護強度，替代原有“單體+π梁”支護方式。

2 錨注支護數值模擬

2.1 數值模擬模型

在巷道開挖后，由于其影響范圍有限，不會無限延伸，為了便于數值模擬計算，模擬不考慮巷道回采過程的影響，給定影響范圍，以29204軌道順槽實際開挖斷面及支護設計為依據建立三維模型。模型的寬度為60 m，高度為45 m，厚度為3 m，巷道是梯形斷面，上邊寬度為3.8 m，下邊寬度為4.2 m，高度為3.0 m. 模型邊界采用位移邊界條件，固定模型前后左右邊界的水平位移以及底板的水平和豎直位移，將底板的上部設為自由邊界，同時施加19.2 MPa的原巖應力。

2.2 數值模擬方案選擇

綜合巷道圍巖受力及變形情況，提出打設注漿錨索控制圍巖變形的支護方案，確定兩種支護方案的數值模型。

方案1：頂板采用左旋螺紋鋼錨桿，規格型號為d20 mm×2 400 mm，間排距1 000 mm×1 200 mm；兩幫采用左旋螺紋鋼錨桿，規格型號為d20 mm×1 800 mm，間排距1 000 mm×1 000 mm；頂板注漿錨索的規格型號為d21.6 mm×9 000 mm，間排距1 600 mm×1 000 mm，每排2根；錨索梁采用礦用11#工字鋼，棚距為1 000 mm.

方案2：頂板采用左旋螺紋鋼錨桿，規格型號為d20 mm×2 400 mm，間排距1 000 mm×1 000 mm；兩幫采用左旋螺紋鋼錨桿，規格型號為d20 mm×1 800 mm，間排距1 000 mm×800 mm；頂板注漿錨索規格d21.6 mm×9 000 mm，間排距1 600 mm×800 mm，每排2 根；錨索梁采用礦用11#工字鋼，棚距為1 000 mm.

不同方案下的支護效果見表1. 由表1可以看出，兩種支護方案巷道的頂板下沉量和兩幫移近量都得到較大改善。方案2由于錨桿錨索的密度較大，支護效果較好，但綜合考慮巷道支護的工作量及生產成本，在有效控制圍巖變形的前提下，選擇支護方案1.

表1 不同方案支護效果表

3 錨注支護技術

巷道里程570～650 m，層間距4.5～5.5 m，在頂板原棚梁中間打設4.3 m注漿錨索，注漿錨索采用SKZ22-1/1860中空錨索，規格型號為d21.6 mm×9 000 mm，間排距1 600 mm×1 000 mm；巷道里程3.5～4.5 m，在頂板原棚梁中間打設3.5 m注漿錨索，注漿錨索采用SKZ22-1/1860中空錨索，規格型號為d21.6 mm×9 000 mm，間排距1 600 mm×1 000 mm，選用1卷MSCKb2360型和1卷MSK2380型樹脂錨固劑，端頭錨固，安裝時先放置MSCKb2360型，再放置MSK2380型，錨固力不低于200 kN. 采用承載力大于350 kN的高強度托板和專用鎖具，托板的規格型號為250 mm×250 mm×17 mm. 超前支護方式見圖1.

圖1 軌道順槽超前支護方式圖

距工作面40 m處對錨索進行注漿，增強巷道圍巖的完整性，提高圍巖的強度，在同一鉆孔中同時進行錨桿安裝和水泥注漿，錨桿孔內下入1.5 m的長注漿管。注漿材料選用ZHM-Ⅲ固安豐注漿加固材料，注漿壓力3～4 MPa，注漿時間為7～8 min，注漿量約6 kg/根，每次注漿20 m，封孔長度為400 mm，注漿時采用風動雙液注漿泵，如果在注漿過程中鉆孔能繼續吃漿，可以將注漿壓力提高至5 MPa，使漿液充分進入到圍巖的裂隙中，加強封堵效果。如頂板破碎，需提前對頂板進行噴漿封閉。

4 現場監測及效果分析

4.1 現場監測

為檢驗錨注支護技術的應用效果，在29204工作面軌道順槽進行超前支護試驗，對現場巷道圍巖變形情況進行監測分析。

1) 在棚梁底下支設信號柱，數據實時上傳至地面。在550～570 m內1 m支設一根信號柱，570～650 m內2 m支設一根信號柱，信號柱上安裝壓力監測設備，用于監測頂板壓力顯現情況。

2) 每隔12.5 m補設一個頂板離層儀和一個錨索張拉力傳感器，用于監測頂板離層情況和錨索受力情況。

3) 每25 m設一個圍巖變形測站，安裝激光測距監測設備，用于監測頂底板和兩幫移近量。

4) 加強開采期間工作面上覆煤巖體結構和采場壓力觀測，現場備齊被動加強支護材料，發現頂板下沉或破碎等情況時立即進行加強支護，確保回采期間的安全。

5) 加強試驗段幫部變形的觀測，幫部出現應力集中及變形時，對幫部進行錨注加強支護。

在29204工作面掘進550～650 m位置處分別布置兩個測點，測點編號為1、2，監測工作面回采期間巷道圍巖變形量。在工作面掘進550 m布置1號監測點，監測結果見表2. 在工作面掘進700 m布置2號監測點，監測結果見表3.

表2 1號監測點監測結果表

表3 2號監測點監測結果表

從監測結果可知，當工作面回采至監測點前20～70 m時，圍巖開始蠕變，巷道變形不明顯，巷道兩幫圍巖率先出現變形。當工作面回采至監測點時，圍巖變形量增大且變形嚴重，兩幫的移近量達到最大值，頂底板的移近量也隨之增大。當工作面回采至監測點后40～60 m時，巷道頂底板的移近量達到最大值，兩幫的移近量逐漸減小。

4.2 效果分析

通過現場實踐發現，采用單體+π梁支護(排距1 m)，超前支護30 m(10 m范圍內采用一梁三柱，20 m采用一梁兩柱)時，共投入單體70根，π梁30根。而采用試驗段里程570～619 m(49 m)打設一梁兩柱(排距1 m)，里程620～654 m(34 m)一梁兩柱(排距2 m)，從里程655 m開始每米中間打設一根帶帽點柱進行支護，監測巷道頂板的變形情況，超前支護20 m時，共投入單體支柱20根。現場錨注效果見圖2.

圖2 錨注效果圖

29204軌道順槽在回采期間，超前支護采用錨注+帶帽點柱支護方式代替傳統超前單體+π梁支護，巷道表面移近量對比見表4. 由表4可知，巷道整體變形量小，頂底板最大下沉量為387 mm，錨索最大應力為356 kN，最大單體支柱壓力為26.9 MPa(均位于超前支護5 m范圍內)，端頭頂板滯后工作面3～5 m垮落。同時減少單體50根、π梁30根，單班減少4個工，提高了回采效率，降低了勞動強度。

表4 巷道表面移近量對比表

5 結 語

1) 通過噴漿維持表面圍巖的完整性，避免進一步風化，為高強錨注提供保障，改善破碎巖體力學性能，提高承載能力，確保巷道安全。

2) 采用注漿錨索29204軌道順槽超前支護段注漿加固后，巷道整體變形量小，頂底板最大下沉量為387 mm，提升巷道原有支護圍巖控制能力，提高了回采效率，降低了勞動強度。