2302 工作面主回撤通道锚-梁-注综合控制技术研究

闫 超 王志营

（枣庄矿业集团矿业技术服务有限公司东于分公司东于煤业，山西 太原 030402）

1 工程概况

东于煤业2302 工作面主回撤通道为矩形，尺寸为宽×高=5500 mm×4000 mm，原支护采用锚杆索联合支护+垛式支架。其中：顶板采用钢筋托梁作为锚杆支护的组合构件，锚杆采用Φ22 mm×L2500 mm 左旋无纵筋MSGLW-500 螺纹钢筋树脂锚杆，锚固方式为树脂加长锚固，采用一支K2335 和一支Z2360 锚固剂，锚杆锚固力不小于90 kN，锚杆扭矩不小于150 N·m；钢筋网+菱形网护表；锚杆间排距1000 mm×1000 mm；顶板锚索为Φ17.8 mm×L8000 mm 预应力钢绞线，每排4 根，排距B=2000 mm，采用一支S2360 型和2 支Z2335锚固剂。回采帮锚杆为Φ20 mm×L2400 mm 玻璃钢锚杆，煤柱帮锚杆为Φ22 mm×L2500 mm 左旋无纵筋MSGLW-335 螺纹钢锚杆，树脂加长锚固，采用一支K2335 和一支Z2360 锚固剂，后期补强支护锚索采用Φ17.8 mm×L6000 mm 预应力钢绞线。

工作面将推进至主回撤通道位置时，主回撤通道围岩变形破坏严重，煤柱帮挤出9500 mm，顶底板移近量1480 mm，严重影响2302 工作面设备的顺利回撤。针对该问题，对主回撤通道提出并采用锚-梁-注综合控制技术[1-6]。

2 动压影响下主回撤通道围岩变形破坏特征研究

2.1 末采期间主回撤通道变形监测分析

根据2302 工作面现场的工况，在原支护设计下，安设3 个多基点表面位移观测站，如图1。

图1 2302 工作面主回撤通道表面位移测站布置情况

2302 工作面主回撤通道表面位移监测曲线示意图如图2。从图中三个测站的数据显示，2302 工作面主回撤通道中部区域比两端区域围岩变形严重，中部区域顶板变形量比两端区域围岩变形量大65%左右。随着工作面的不断推进，主回撤通道受采动影响表现出增大趋势。

图2 2302 工作面主回撤通道表面位移监测曲线示意图

1）2302 工作面主回撤通道距工作面距离在100～65 m 阶段，巷道围岩基本不受采动影响，巷道围岩基本没有变形，围岩稳定性较好。该阶段为不受采动影响阶段。

2）2302 工作面主回撤通道距工作面距离在65～30 m 阶段，巷道围岩开始受采动影响，巷道围岩发生变形，但是变形量较小。该阶段为受采动影响阶段。

3）2302 工作面主回撤通道距工作面距离小于30 m 阶段，巷道围岩受剧烈采动影响，巷道围岩变形量大幅度增加，顶板下沉量可达450 mm 左右，局部地段顶板出现掉顶现象，伴有网兜或破碎，有明显的底鼓现象，工作面两帮变形严重，其中煤柱帮破碎变形明显，影响主回撤巷道的安全通行。该阶段为受剧烈采动影响阶段。

2.2 末采期间主回撤通道围岩变形破坏特征模拟

以2302 工作面为计算模型，设计模型尺寸=300 m×100 m，边界条件为模型底部采用固支，四周采用铰支，上部为自由边界。用UDEC4.0 对2302 工作面进行数值模拟，研究工作面末采期间主回撤通道塑性区变化特征。模型煤层物理力学及节理面参数见表1。

末采期间，对2203 工作面主回撤通道距工作面距离分别为40 m、30 m、20 m、10 m、5 m、0 m共6 种情况下围岩塑性区分布进行数值计算，结果如下：2302 工作面主回撤通道距工作面40 m 时，受采动影响较小，巷道顶板塑性区、底板塑性区、煤柱帮塑性区分别为2.0 m、1.4 m、1.5 m；距工作面30 m 时，巷道顶板塑性区、底板塑性区、煤柱帮塑性区分别为2.4 m、1.6 m、1.7 m；距工作面20 m 时，巷道顶板塑性区、底板塑性区、煤柱帮塑性区、回采帮塑性区分别为3.0 m、1.9 m、2.0 m、2.2 m；距工作面10 m 时，巷道顶板塑性区、底板塑性区、煤柱帮塑性区、回采帮塑性区分别为6.1 m、2.3 m、2.5 m、2.8 m；距工作面5 m 时，巷道顶板塑性区、底板塑性区、煤柱帮塑性区、回采帮塑性区分别为6.1 m、2.3 m、2.5 m、2.8 m；距工作面5 m 时，顶煤产生了大范围的塑性区，左右帮塑性区已与工作面连通；距工作面0 m，即与工作面贯通后，巷道上方顶板塑性破坏，与右帮塑性区连接成一个矩形整体塑性破坏区。

3 主回撤通道围岩综合控制技术研究

3.1 强力锚杆锚索支护

在原有支护技术基础上对锚杆锚索支护进行强化。将MSGLW-335 螺纹钢筋树脂锚杆调整为MSGLW-550 螺纹钢筋树脂锚杆，提高锚杆屈服强度至500 MPa，提高锚杆扭矩至400 N·m；将回采帮三根Φ20 mm×L2400 mm 玻璃钢调整为MSGLW-550 螺纹钢筋树脂锚杆；锚索直径从17.8 mm 调整为21.6 mm，每排设置两根，张拉预紧力从260 kN 提高至504 kN。调整后的锚杆锚索支护断面如图3。

图3 主回撤通道强化调整后支护形式断面示意图（mm）

3.2 顶板锚吊梁支护

顶板施工锚吊梁支护，如图4。锚吊梁采用4根Φ17.8 mm×12 000 mm 的锚索+12#双工字钢梁组合而成。

图4 顶板施工锚吊梁技术示意图（mm）

3.3 两帮注浆加固

在2302 工作面主回撤通道距离工作面100 m前位置，对帮部煤体实施注浆加固。注浆材料采用42.5 级普通硅酸盐水泥-水玻璃双液浆，水灰比采用1:1，并加入氯盐和三乙醇胺速凝剂加快凝结时间，打注浆锚杆并对打好的注浆锚杆进行注浆。注浆锚杆结构如图5。注浆锚杆采用直径20 mm 钢管制作，壁厚3 mm，端部加工100 mm 的螺纹，在杆体上每间隔200 mm 位置对开一组Φ6 mm 出浆孔。末采前对煤柱帮、回采帮注浆加固，采用长度为3 m、5 m 两种注浆锚杆进行交替布置，每排3 根，排距900 mm，注浆压力1.5～2 MPa。

图5 注浆锚杆结构（mm）

3.4 支护方案数值模拟

采用UDEC 数值模拟软件对巷道锚-梁-注综合控制技术进行研究分析，其中cable 单元用于模拟锚杆、锚索支护结构，beam 单元用于模拟工字钢梁支护结构，support 单元用于模拟垛式支架支护结构。建立宾汉浆液渗流模型用于模拟煤柱帮、回采帮注浆加固。从模拟结果可知，当工作面主回撤通道受剧烈采动影响后顶板、帮部变形量分别为195 mm、210 mm，采用新支护方式后巷道围岩变形量得到了有效控制，支护效果明显。

4 应用

将锚-梁-注综合控制技术应用于2302 工作面主回撤通道加固后，不同阶段的围岩变形量大幅度减小，顶板变形量、两帮变形量、底鼓量分别降低57%、65%、45%以上，鼓包破碎现象基本消失，2302 工作面的搬家回撤工作进行顺利，缩短搬家时间8 d，安全经济效益显著。