东曲煤矿29204工作面锚注支护技术研究与应用

2022-10-28孙春生

山西焦煤科技 2022年9期

孙春生

(西山煤电(集团)有限责任公司，山西太原 030053)

东曲煤矿29204工作面巷道围岩具有强度低、碎胀性和遇水膨胀软化特征，巷道的流变特征明显，依靠单一的支护方式很难控制围岩变形。针对深部软岩大变形巷道难支护问题，许多学者进行了一系列的研究工作，提出了不同的围岩控制措施。陆银龙、周恒等[1-2]提出将锚杆与注浆相结合的支护方式对软岩巷道进行加固，发明了外锚内注式新型锚杆及其加固软岩巷道新技术，成功地在某矿井中进行实际应用。耿耀强、蓝成仁等[3-4]基于对软岩巷道国内外支护现状的分析，针对巷道围岩破坏特点，提出了以内注浆锚杆为核心的锚注支护体系，重点解决深部高应力软岩巷道支护难题。李如波等[5]采用有限元数值模拟软件，对深部软岩巷道锚注支护前后围岩变形破坏规律进行数值模拟，并分析锚注支护前后围岩的应力、位移及塑性区的变化情况。贾志飞、李金兰、邓广哲等[6-8]通过对软岩巷道锚注支护问题的研究和工程实践，采用有针对性的围岩支护措施，保证巷道围岩的合理。以上研究针对深部软岩围岩支护技术在不同矿区进行了成功实践，具有一定的借鉴意义，但对于具体矿井，需根据其地质赋存条件、巷道围岩状况及开采方式等实际情况采用有针对性的围岩支护措施，才能保证巷道围岩的合理有效控制。以东曲煤矿29204工作面为研究对象，分析巷道围岩变形的因素，并提出支护技术，对支护效果进行验证，为巷道围岩控制提供依据。

1 工程背景

1.1 地质概况

东曲煤矿29204工作面位于+860 m水平二采区9#煤层，二采区走向长2 730 m，倾向1 335 m，2#煤、4#煤已回采完毕，8#煤布置8个工作面，目前已回采4个工作面，剩余4个工作面，9#煤可布置8个工作面，目前已回采1个工作面，剩余7个工作面，采区共计剩余可采储量1 637万t. 29204工作面北东方向是+860 m水平二采区边界回风巷，北西方向是28202低抽巷，南东方向是28206低抽巷，南西方向是+860总回风巷，上方28204工作面已回采，采空区内有3处积水，分别为轨道顺槽掘进至300～428 m、672～1 047 m，皮带顺槽掘进至188～318 m，积水已基本放完。8#煤与9#煤层间距2.7～6.6 m，平均4.38 m，属近距离煤层开采。29204工作面位于28204工作面正下方，煤层厚度为1.9～2.8 m，平均2.47 m. 工作面直接顶为灰褐色砂质泥岩，含植物碎片及白云母片，中间夹有一层薄煤线。

1.2 支护方案设计

29204工作面位于28204工作面正下方，考虑到上覆采空区的压力对29204工作面的影响，29204轨道顺槽与28204轨道顺槽内错20 m布置，皮带顺槽与28204皮带顺槽内错40 m布置，29204皮带顺槽与29206轨道顺槽留设25 m煤柱，轨道顺槽采用架棚支护。工作面回采期间，轨道顺槽距切眼30 m范围内，超前支护采用“单体+π梁”支护方式，其中距切眼10 m范围内，采用一梁三柱，距切眼10～30 m采用一梁两柱。29204工作面运输巷的断面为矩形，净断面面积为16.1 m2，支护方式为锚杆+锚索+钢带+金属网。在原支护方案下，巷道两帮支护严重破坏，出现大量鼓出、锚杆失效等现象。通过对29204轨道顺槽的现场监测及钻孔电视探测研究，得出巷道围岩变形破坏的主要因素有[1-2]：

1) 巷道两帮的围岩强度较低，承载能力差。现场巷道所处地层的煤层较软，顶板和底板以砂岩为主，造成两帮变形量远大于顶底板变形量。

2) 现场煤层比较破碎，松动范围较大，支护构件性能无法得到有效发挥。

3) 巷道护表强度低。没有对巷道进行喷射混凝土，导致巷道两帮围岩护表强度低，帮部鼓出现象严重。

由于支护时间长、职工劳动强度高、支护成本高、支护后超前范围内作业空间狭小，影响正常的通风、运输和行人。因此，为解决围岩控制难题，降低职工劳动强度、改善现场作业环境，提出采用打设注浆锚索，提高巷道主动支护强度，替代原有“单体+π梁”支护方式。

2 锚注支护数值模拟

2.1 数值模拟模型

在巷道开挖后，由于其影响范围有限，不会无限延伸，为了便于数值模拟计算，模拟不考虑巷道回采过程的影响，给定影响范围，以29204轨道顺槽实际开挖断面及支护设计为依据建立三维模型。模型的宽度为60 m，高度为45 m，厚度为3 m，巷道是梯形断面，上边宽度为3.8 m，下边宽度为4.2 m，高度为3.0 m. 模型边界采用位移边界条件，固定模型前后左右边界的水平位移以及底板的水平和竖直位移，将底板的上部设为自由边界，同时施加19.2 MPa的原岩应力。

2.2 数值模拟方案选择

综合巷道围岩受力及变形情况，提出打设注浆锚索控制围岩变形的支护方案，确定两种支护方案的数值模型。

方案1：顶板采用左旋螺纹钢锚杆，规格型号为d20 mm×2 400 mm，间排距1 000 mm×1 200 mm；两帮采用左旋螺纹钢锚杆，规格型号为d20 mm×1 800 mm，间排距1 000 mm×1 000 mm；顶板注浆锚索的规格型号为d21.6 mm×9 000 mm，间排距1 600 mm×1 000 mm，每排2根；锚索梁采用矿用11#工字钢，棚距为1 000 mm.

方案2：顶板采用左旋螺纹钢锚杆，规格型号为d20 mm×2 400 mm，间排距1 000 mm×1 000 mm；两帮采用左旋螺纹钢锚杆，规格型号为d20 mm×1 800 mm，间排距1 000 mm×800 mm；顶板注浆锚索规格d21.6 mm×9 000 mm，间排距1 600 mm×800 mm，每排2 根；锚索梁采用矿用11#工字钢，棚距为1 000 mm.

不同方案下的支护效果见表1. 由表1可以看出，两种支护方案巷道的顶板下沉量和两帮移近量都得到较大改善。方案2由于锚杆锚索的密度较大，支护效果较好，但综合考虑巷道支护的工作量及生产成本，在有效控制围岩变形的前提下，选择支护方案1.

表1 不同方案支护效果表

3 锚注支护技术

巷道里程570～650 m，层间距4.5～5.5 m，在顶板原棚梁中间打设4.3 m注浆锚索，注浆锚索采用SKZ22-1/1860中空锚索，规格型号为d21.6 mm×9 000 mm，间排距1 600 mm×1 000 mm；巷道里程3.5～4.5 m，在顶板原棚梁中间打设3.5 m注浆锚索，注浆锚索采用SKZ22-1/1860中空锚索，规格型号为d21.6 mm×9 000 mm，间排距1 600 mm×1 000 mm，选用1卷MSCKb2360型和1卷MSK2380型树脂锚固剂，端头锚固，安装时先放置MSCKb2360型，再放置MSK2380型，锚固力不低于200 kN. 采用承载力大于350 kN的高强度托板和专用锁具，托板的规格型号为250 mm×250 mm×17 mm. 超前支护方式见图1.

图1 轨道顺槽超前支护方式图

距工作面40 m处对锚索进行注浆，增强巷道围岩的完整性，提高围岩的强度，在同一钻孔中同时进行锚杆安装和水泥注浆，锚杆孔内下入1.5 m的长注浆管。注浆材料选用ZHM-Ⅲ固安丰注浆加固材料，注浆压力3～4 MPa，注浆时间为7～8 min，注浆量约6 kg/根，每次注浆20 m，封孔长度为400 mm，注浆时采用风动双液注浆泵，如果在注浆过程中钻孔能继续吃浆，可以将注浆压力提高至5 MPa，使浆液充分进入到围岩的裂隙中，加强封堵效果。如顶板破碎，需提前对顶板进行喷浆封闭。

4 现场监测及效果分析

4.1 现场监测

为检验锚注支护技术的应用效果，在29204工作面轨道顺槽进行超前支护试验，对现场巷道围岩变形情况进行监测分析。

1) 在棚梁底下支设信号柱，数据实时上传至地面。在550～570 m内1 m支设一根信号柱，570～650 m内2 m支设一根信号柱，信号柱上安装压力监测设备，用于监测顶板压力显现情况。

2) 每隔12.5 m补设一个顶板离层仪和一个锚索张拉力传感器，用于监测顶板离层情况和锚索受力情况。

3) 每25 m设一个围岩变形测站，安装激光测距监测设备，用于监测顶底板和两帮移近量。

4) 加强开采期间工作面上覆煤岩体结构和采场压力观测，现场备齐被动加强支护材料，发现顶板下沉或破碎等情况时立即进行加强支护，确保回采期间的安全。

5) 加强试验段帮部变形的观测，帮部出现应力集中及变形时，对帮部进行锚注加强支护。

在29204工作面掘进550～650 m位置处分别布置两个测点，测点编号为1、2，监测工作面回采期间巷道围岩变形量。在工作面掘进550 m布置1号监测点，监测结果见表2. 在工作面掘进700 m布置2号监测点，监测结果见表3.

表2 1号监测点监测结果表

表3 2号监测点监测结果表

从监测结果可知，当工作面回采至监测点前20～70 m时，围岩开始蠕变，巷道变形不明显，巷道两帮围岩率先出现变形。当工作面回采至监测点时，围岩变形量增大且变形严重，两帮的移近量达到最大值，顶底板的移近量也随之增大。当工作面回采至监测点后40～60 m时，巷道顶底板的移近量达到最大值，两帮的移近量逐渐减小。

4.2 效果分析

通过现场实践发现，采用单体+π梁支护(排距1 m)，超前支护30 m(10 m范围内采用一梁三柱，20 m采用一梁两柱)时，共投入单体70根，π梁30根。而采用试验段里程570～619 m(49 m)打设一梁两柱(排距1 m)，里程620～654 m(34 m)一梁两柱(排距2 m)，从里程655 m开始每米中间打设一根带帽点柱进行支护，监测巷道顶板的变形情况，超前支护20 m时，共投入单体支柱20根。现场锚注效果见图2.

图2 锚注效果图

29204轨道顺槽在回采期间，超前支护采用锚注+带帽点柱支护方式代替传统超前单体+π梁支护，巷道表面移近量对比见表4. 由表4可知，巷道整体变形量小，顶底板最大下沉量为387 mm，锚索最大应力为356 kN，最大单体支柱压力为26.9 MPa(均位于超前支护5 m范围内)，端头顶板滞后工作面3～5 m垮落。同时减少单体50根、π梁30根，单班减少4个工，提高了回采效率，降低了劳动强度。