任樓煤礦工作面機巷超前支護技術研究

郭 鵬

（皖北煤電集團公司，安徽 宿州 234000）

隨著煤炭開采進入深部，采動影響下深部巷道礦壓顯現愈加強烈，頂板極易碎脹，圍巖破碎，超前影響范圍長，冒頂事故風險高[1]。對于這一類支護困難的巷道，采用普通的錨桿（索）進行支護，不能形成較好的錨固端，錨桿的力學特性不能完全發揮，支護效果較差[2]，深井巷道圍巖注漿加固技術是破碎軟弱圍巖維護的一種有效方式[3-4]，主要通過向注漿孔內部注入注漿材料將破碎松散的圍巖體黏結成整體，進而提高圍巖自身的強度和承載能力[5-6]。目前注漿錨固技術已在注漿理論、注漿設備、注漿錨桿（索）、注漿工藝等方面取得了一定的進展[7-9]，形成了一套以“錨、注”一體化支護理論與技術體系，并在多個礦區取得了廣泛的推廣應用[10-13]。利用任樓煤礦Ⅱ8224N 工作面地質條件為背景，提出工作面（注漿）錨索式超前支護技術方案，并在Ⅱ8224N 工作面機巷進行了工業試驗。

1 工程背景

Ⅱ8224N 工作面位于二水平Ⅱ2采區二區段北翼，北至設計切眼，鄰近F2-1斷層，南至設計停采線。Ⅱ8224N 工作面開采82煤層，其中上覆煤層31、51、52、72、73為主采煤層，72、73煤層已開始回采，82煤與73煤采空區間距12.0～18.0 m，31、51、52煤均未開采且屬于整體沉降帶，上限以設計風巷為界，上鄰Ⅱ8222 里段采空區間距為7.0 m，下限以設計機巷為界。

Ⅱ8224N工作面82煤層厚1.6～2.8 m，平均2.2 m，煤層賦存較穩定，煤層結構簡單，風巷北部局部煤層含單層泥巖或巖質泥巖夾矸，層厚0.2 m 左右。煤以碎塊狀為主，黑色，玻璃光澤，半亮半暗型。83煤厚0.4～1.0 m，平均0.5 m，82、83煤層間距1.2～2.4 m，平均2.0 m，整體間距較穩定。82煤層直接頂為黑色至深灰色的粉砂巖，水平層理，平均厚度為2.1 m，單向抗壓強度57.8～60.8 MPa；基本頂為淺灰至灰白色的中砂巖，層理發育硅質膠結，平均厚度為6.6 m，單向抗壓強度32.8～106.3 MPa；直接底為灰色至灰黑色的泥巖，富含植物碎屑化石，平均厚度為6.1 m，單向抗壓強度47.3～52.5 MPa；基本底為淺灰色的中砂巖，以石英為主，含有帶菱鐵條帶平行層理，平均厚度為6.1 m，單向抗壓強度32.2～59.4 MPa。Ⅱ8224N 工作面位于F11斷層與F2斷層之間，走向近南北方向，傾向近東。煤巖層近似呈單斜構造，傾角12°～20°，平均16.1°，地質構造情況較復雜。

Ⅱ8224N 工作面充水水源為煤系地層頂底板砂巖裂隙水，主要以采動裂隙為導水通道，水文地質條件較簡單。Ⅱ2采區構造多為半開放狀態，整體上有利于排放瓦斯，斷層下盤瓦斯涌出比上盤明顯，煤層瓦斯隨埋深增大有增加趨勢，煤層直接頂大部分為粉砂巖，有利于瓦斯賦存。通過Ⅱ2采區開拓后區域預測結果，Ⅱ8224N 工作面位于突出危險區域，該工作面在上覆Ⅱ7322、Ⅱ7324N 保護層工作面的有效卸壓保護范圍內。

2 工作面巷道圍巖松動圈發育規律

為獲得Ⅱ8224N 機巷圍巖松動圈發育情況，采用鉆孔攝像法對裂隙發育規律進行觀測，掌握82煤圍巖裂隙發育特征，設計Ⅱ8224N 機巷（注漿）錨索式超前支護方案，結合礦方提供巷道地質條件和現場支護狀況，分別于機巷工作面前方30 m、80 m、130 m、180 m 和230 m 處布置5 個測站進行鉆孔探測。鉆孔探測每個測站包括1 個測孔，測孔布置在巷道頂板中部，頂板測孔深8 m，鉆孔直徑32 mm。鉆孔探測布置如圖1 所示。

圖1 鉆孔探測布置（m）

其中測站Ⅲ頂板裂隙發育具體情況：

1）裂隙發育帶。在0.4 m、1.25 m 和1.4 m 處出現0.02 m 的橫向裂隙，在0.85 m、1.55 m 處出現微小裂隙。2）離層區。頂板巖層無明顯離層區。3）破碎區。在2.6～2.75 m 范圍出現破碎區。4）完整帶。頂板巖層無明顯破碎或離層出現的區域。

測站V 頂板裂隙發育具體情況為：1）裂隙發育帶。在0.4 m、0.5 m 和2.9 m 處出現0.01～0.02 m的橫向裂隙，在1.05 m、2.17 m 和2.25 m 處出現約0.04 m 的橫向裂隙；在6.0～6.05 m、6.2～6.4 m 和7.2～7.3 m 范圍出現縱向裂隙。2）離層區。頂板巖層無明顯離層區。3）破碎區。頂板巖層無明顯破碎區。4）完整帶。頂板巖層無明顯破碎或離層出現的區域。

機巷頂板的完整性好，其中頂板淺部（3 m 以下）主要發育橫向裂隙，裂隙較小，無明顯破碎區發育，無明顯離層現象；頂板深部（3～7 m）零星發育微小縱向裂隙，為微細裂紋，裂隙長度較短。依據巷道圍巖松動圈理論，Ⅱ8224N 工作面風巷支護條件下圍巖屬Ⅱ類小松動圈。

3 工作面（注漿）錨索式超前支護技術方案

3.1 超前（注漿）錨索支護強度計算

1）回采巷道錨桿（索）支護強度計算

依據巷道工程地質條件及支護參數，獲得支護錨桿（索）型號，確定拉斷載荷為F。錨桿（索）支護密度為p：

式中：p為錨桿（索）支護密度；c為錨桿（索）排距；b為巷道寬度/高度；n為每排錨桿（索）數量。錨桿（索）支護強度為P：

錨桿（索）支護阻力為Q=P·a。

2）頂板錨索支護強度

機巷與風巷頂板均布置3 根Φ21.8 mm×6250 mm 高強度錨索，錨索間排距1200 mm×1600 mm。頂板錨索拉斷載荷為F索=582 kN，可得：p索=0.38/m2，P索=0.22 MPa，Q索=1.09×103kN。

3）頂板錨桿支護強度。機巷與風巷頂板均每排布置7 根Φ22 mm×2400 mm 螺紋鋼錨桿，錨桿間排距800 mm×800 mm。頂板錨桿拉斷載荷為F桿=144.5 kN，可得：p桿=1.75/m2，P桿=0.25 MPa，Q桿=1.26×103kN。

4）幫錨桿支護強度。機巷幫部采用每排布置9 根Φ20 mm×2200 mm 螺紋鋼錨桿，錨桿間排距800 mm×800 mm。幫部錨桿拉斷載荷為F桿=125.6 kN。可得p桿=3.21/m2，P桿=0.41 MPa，Q桿=1.41×103kN。

3.2 分階段（注漿）錨索超前支護技術方案

根據Ⅱ8224N 工作面布置情況，其下限以設計機巷為界，機巷屬于實體煤巷道，屬于近距離煤層下伏巷道，與風巷相比，風巷側向支承應力影響較小，且覆巖應力水平較低，頂板巖層完整性較好，煤幫塑性區分布范圍較小。Ⅱ8224N 機巷的掘進長度為距工作面0～150 m 范圍，分為兩個階段：第一個階段Ⅱ8224N 機巷距工作面0～70 m 范圍內，第二個階段Ⅱ8224N 機巷距工作面70～150 m 范圍內。據此，初步設計Ⅱ8224N 機巷階段I 錨索式超前支護技術方案，具體如下：

階段Ⅰ：Ⅱ8224N 機巷距工作面0～70 m 范圍內錨索超前支護形式，切眼位置為0 點。其主要支護技術參數如下：

1）高強度錨索：補強錨索采用規格1×19 的Φ21.8 mm×7300 mm 高強度錨索，錨索破斷力為550 kN，每排1 根，排距1600 mm，布置在遠離工作面幫一側，緊鄰中線，垂直頂板施工；2）錨固劑：采用2 節K2880 樹脂錨固劑進行錨固；3）預緊力：錨索預緊力為230 kN；4）錨索托盤：采用規格為250 mm×250 mm×16 mm高強度鼓形托盤；5）鋼帶：兩排錨索之間采用GDW170 型W 鋼帶連接，鋼帶眼距為1600 mm，寬度為170 mm，厚度為3.5 mm。

機巷階段I 錨索超前支護如圖2 所示。

圖2 機巷階段I 錨索式超前支護方案（mm）

在機巷階段I錨索式超前支護方案實施過程中，需加強礦壓監測，當出現巷道變形過大、頂板明顯下沉等強礦壓顯現現象時，應及時采取措施提高超前支護強度。

階段Ⅱ：根據Ⅱ8224N 工作面機巷階段I 錨索式超前支護方案試驗總結礦壓顯現規律及圍巖控制效果，確定Ⅱ8224N 機巷距工作面70～150 m 范圍內錨索超前支護形式。其主要支護技術參數如下：

1）高強度錨索：補強錨索采用1×19 的Φ21.8 mm×7300 mm 高強度錨索，錨索破斷力為550 kN，每排1 根，排距800 mm，布置在遠離工作面幫一側，緊鄰中線，垂直頂板施工；2）錨固劑：采用2 節K2880 樹脂錨固劑進行錨固；3）預緊力：錨索預緊力為230 kN；4）錨索托盤：采用規格為250 mm×250 mm×16 mm高強度鼓形托盤；5）鋼帶：兩排錨索之間采用GDW170 型W 鋼帶連接，鋼帶眼距為800 mm，寬度為170 mm，厚度為3.5 mm。

3.3 圍巖支承力計算

超前注漿錨索與頂板形成穩定圍巖后，對巷道頂板形成軸向約束力的作用，注入的漿液強化了頂板的圍巖性能，提高了圍巖的承載性能。為了便于計算，將巷道頂板簡化為一層完整的頂板，通過巷道頂板力矩平衡關系建立力學模型如圖3 所示。

圖3 煤巷錨索式超前支護力學模型

圖（3）中，a代表巷道寬度，s代表實體煤幫煤柱寬度，z代表煤壁幫煤柱寬度，b代表巷道高度，t代表力學模型頂板厚度，R1，R2，R3代表實體煤幫煤柱寬度、煤壁幫煤柱寬度和外在支護所提供的支承力。根據力學模型可知，在實體煤巷中認為巷道兩側的煤體受力相同，即R1=R2，S=Z，其中S的計算公式：

式中：Rt代表巷道的影響半徑，一般取值為5 倍的巷道半徑。機巷掘進的支護斷面規格為：B×H=5.0 m×3.55 m，帶入數據可得：S=Z=7.5 m。不考慮各巖層之間的鉸接關系，建立巷道圍巖變形的計算模型如圖4 所示。

圖4 煤巷圍巖變形計算模型

式中：k代表擴容系數，一般取值k=1.3，根據圖3 和圖4 中幾何關系可得：

式中：k延-錨桿為螺紋鋼錨桿最大延伸率，取k延-錨桿=15%；k延-錨索為錨索最大延伸率，取k延-錨索=4%。將數據代入可得θ≤4.83°，因此θ=4.83°。

4 工業性試驗

采用“十字觀測法”對Ⅱ8224N 機巷巷道表面距離開切眼位置30 m、60 m、90 m、120 m、150 m分別設置I、Ⅱ、Ⅲ、IV、V 五處礦壓監測站，對巷道表面進行位移監測。

隨工作面推進距離開切眼位置30 m 處，巷道表面變形情況如圖5 所示。巷道圍巖頂底板相對移近量為111 mm，頂底板變形量較小；兩幫相對移近量為242 mm，其中，實體煤幫累計移近量為83 mm，工作面幫累計移近量為159 mm，兩幫累計變形較小。該區域巷道圍巖變形量較小，礦壓顯現不明顯，距回采工作面較遠時，巷道變形速度較小；隨工作面推進，巷道變形速度增大。頂底板最大相對移近速度為38 mm/d，兩幫最大相對移近速度為55 mm/d，其中，實體煤幫最大移近速度為19 mm/d，工作面幫最大移近速度為36 mm/d。

圖5 Ⅱ8224N 機巷測站I 圍巖表面變形規律

隨工作面推進距離開切眼位置60 m 處，巷道表面變形情況如圖6 所示。

圖6 Ⅱ8224N 機巷測站Ⅱ圍巖表面變形規律

觀測期間，Ⅱ測站隨工作面推進，巷道圍巖頂底板相對移近量累計為82 mm，頂底板變形量較小；兩幫相對移近量為230 mm，其中，實體煤幫累計移近量為91 mm，工作面幫累計移近量為139 mm，兩幫累計變形較小。該區域巷道圍巖變形量較小，礦壓顯現不明顯。

在工作面正常推進期間，距回采工作面較遠時，巷道變形速度較小，約為0～3 mm/d；隨工作面推進，巷道變形速度增大，頂底板最大相對移近速度為25 mm/d，兩幫最大相對移近速度為76 mm/d，其中，實體煤幫最大移近速度為28 mm/d，工作面幫最大移近速度為48 mm/d。約超前回采工作面35 m，受超前支承應力影響，巷道變形速度明顯升高。

隨工作面推進距離開切眼位置90 m 處，巷道表面變形情況如圖7 所示。

圖7 Ⅱ8224N 機巷測站Ⅲ圍巖表面變形規律

觀測期間，Ⅲ測站隨工作面推進90 m，巷道圍巖頂底板相對移近量累計為59 mm，頂底板變形量較小；兩幫相對移近量為237 mm，其中，實體煤幫累計移近量為100 mm，工作面幫累計移近量為137 mm，兩幫累計變形較小。Ⅲ測站區域巷道圍巖變形量和相對移進速度較小，礦壓顯現不明顯。

隨工作面推進距離開切眼位置120 m 處，巷道表面變形情況如圖8 所示。

圖8 Ⅱ8224N 機巷測站Ⅳ圍巖表面變形規律

由圖8 可知，觀測期間Ⅳ測站隨工作面推進120 m，巷道圍巖頂底板相對移近量累計為53 mm，頂底板變形量較小；兩幫相對移近量為236 mm，其中，實體煤幫累計移近量為135 mm，工作面幫累計移近量為101 mm，兩幫累計變形較小。Ⅳ測站區域巷道圍巖變形量和相對移進速度較小，礦壓顯現不明顯。

隨工作面推進距離開切眼位置150 m 處，巷道表面變形情況如圖9 所示。

圖9 Ⅱ8224N 機巷測站Ⅴ圍巖表面變形規律

由圖9 可知，觀測期間Ⅴ測站隨工作面推進150 m，巷道圍巖頂底板相對移近量累計為52 mm，頂板變形量較小；兩幫相對移近量為236 mm，其中，實體煤幫累計移近量為135 mm，工作面幫累計移近量為101 mm，兩幫累計變形較小。Ⅴ測站區域巷道圍巖變形量和相對移進速度較小，礦壓顯現不明顯。

5 結論

1）機巷頂板的完整性好，其中頂板淺部（3 m以下）主要發育橫向裂隙，裂隙較小，無明顯破碎區發育，無明顯離層現象；頂板深部（3～7 m）零星發育微小縱向微細裂紋，裂隙長度較短。

2）建立了主動式超前支護圍巖穩定支護力學模型，結合Ⅱ8224N 工作面機巷原錨桿（索）支護技術方案，提出了分階段超前支護技術方案。

3）在Ⅱ8224N 工作面機巷開展工業性試驗，驗證了主動式超前支護錨索支護性能發揮良好，圍巖穩定控制效果較好。