馬菲菲

（棗莊大興礦業(yè)有限責(zé)任公司，山東 棗莊 277319）

大興煤礦已進(jìn)入深部開采，由于其頂?shù)装寰鶠槟鄮r，在推采過程中，超前段單體支護(hù)無法保障安全生產(chǎn)。據(jù)現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)結(jié)果表明，頂板和底板的最大相對(duì)位移可達(dá)923 mm，加之采用單體支護(hù)時(shí)，井下工作人員勞動(dòng)強(qiáng)度大，嚴(yán)重制約礦井的生產(chǎn)及安全。為解決該問題，提出采用注漿錨索替代傳統(tǒng)超前支護(hù)體的工作面超前支護(hù)方式。注漿錨索式超前支護(hù)作為主動(dòng)支護(hù)的一種形式[1-4]，將錨桿、錨索、圍巖有機(jī)結(jié)合，形成了一個(gè)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(zhì)泥巖（平均厚度6.5 m）。

2 超前段支護(hù)方案

2.1 原超前支護(hù)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(wǎng)索與槽鋼梁聯(lián)合支護(hù)，超前支護(hù)距離為25 m，采用單體柱支護(hù)。單體支柱與錨桿索參數(shù)如下：

（1）頂板錨桿索規(guī)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(yù)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(yù)緊力250 kN。

（2）幫錨索規(guī)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(yù)緊力與頂錨索保持一致。

（3）單體支柱規(guī)格。單體柱型號(hào)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(cè)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(hù)示意圖如圖1。

圖1 原超前支護(hù)（mm）

（3）注漿參數(shù)。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(shè)備見表1。

表1 注漿設(shè)備型號(hào)

3 注漿錨索超前支護(hù)數(shù)值模擬分析

3.1 數(shù)值模型建立

根據(jù)303 工作面地質(zhì)條件作出適當(dāng)簡化，采用FLAC3D建立三維數(shù)值模型，數(shù)值計(jì)算所需的煤巖體力學(xué)參數(shù)見表2。

表2 巖石力學(xué)參數(shù)

2.2 超前段支護(hù)方案

在原巷道支護(hù)的基礎(chǔ)上，調(diào)整超前支護(hù)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(qiáng)度鼓形托盤（δ10 mm×150 mm×150 mm）施以350 kN 的預(yù)緊力。

（2）巷幫參數(shù)。巷幫采用注漿技術(shù)，向外煤墻側(cè)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(shè)，第二排注漿孔與煤幫垂直布置，距底板900 mm。支護(hù)示意圖如圖2。

圖2 超前支護(hù)方案示意圖（mm）

3.2 數(shù)值模型結(jié)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(hù)與采取注漿錨索超前支護(hù)工藝前后的頂?shù)装逦灰?、兩幫位移及塑性區(qū)的數(shù)值模擬結(jié)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(jìn)行被動(dòng)支護(hù)時(shí)，頂板與底板相對(duì)位移約495 mm，兩巷道幫側(cè)相對(duì)位移約為324 mm；同時(shí)，頂板沉降量要遠(yuǎn)大于底鼓量。此外，與工作面?zhèn)认啾?，煤壁?cè)變形量顯然更大。在超前段采用注漿錨索支護(hù)后，變形量大幅減小，頂?shù)装逡约皟蓭拖鄬?duì)移近量較單體支護(hù)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(qū)分布可知，在采取注漿錨索超前支護(hù)后，圍巖塑性區(qū)破壞范圍從3 m 降低至2 m，表明超前支護(hù)方案在回采期間可以滿足支護(hù)控制要求且效果良好。

圖3 單體支柱與注漿錨索超前支護(hù)工藝對(duì)比結(jié)果

4 工程應(yīng)用分析

4.1 巷道圍巖變形規(guī)律分析

對(duì)上文提出的注漿錨索方案進(jìn)行工程驗(yàn)證。設(shè)計(jì)于距303 工作面走向150 m 至250 m 處布置注漿錨索超前支護(hù)試驗(yàn)段，試驗(yàn)段長100 m。在試驗(yàn)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(gè)測(cè)站，其后相距20 m 布置，共布置4 個(gè)。同時(shí)，在試驗(yàn)段內(nèi)，即注漿錨索超前支護(hù)時(shí)，在迎頭前40 m 處布置第一個(gè)測(cè)站，此后隔20 m 布置一個(gè)觀測(cè)站，共布置4 個(gè)。

圖4 為原超前單體支護(hù)與應(yīng)用注漿錨索超前支護(hù)后巷道表面變形量。隨工作面推進(jìn)，巷道的頂?shù)装逑鄬?duì)位移、兩幫相對(duì)位移都在不斷增加?；夭上锏莱岸?～40 m 區(qū)間內(nèi)，巷道圍巖變形量顯著。使用單體支柱超前支護(hù)時(shí)，巷道頂?shù)装逡平孔畲罂蛇_(dá)420～463 mm，巷道兩幫移近量最大可達(dá)302～340 mm。采用注漿錨索改被動(dòng)支護(hù)為主動(dòng)支護(hù)后，圍巖變形量明顯減小，工作面處頂?shù)装迮c兩煤幫側(cè)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(hù)能有效控制巷道變形。

4.2 巷道圍巖裂隙觀測(cè)分析

在原超前單體支柱支護(hù)處布設(shè)1#測(cè)站，在試驗(yàn)段內(nèi)布置2#測(cè)站，每個(gè)測(cè)站設(shè)為一個(gè)監(jiān)測(cè)面，每個(gè)監(jiān)測(cè)面在頂板中央布設(shè)一個(gè)監(jiān)測(cè)鉆孔，探測(cè)深度為10 m。對(duì)比分析更換超前支護(hù)方案前后圍巖裂隙發(fā)育情況。

圖5、圖6 分別為1#測(cè)站和2#測(cè)站頂板裂隙觀測(cè)圖。從圖5（a）至（c）可以看出，孔口位置裂隙較為發(fā)育，以垂直鉆孔的橫向裂隙為主，2 m 及3 m 位置處發(fā)育有縱向裂隙。由圖6（a）至（c）可以看出，在試驗(yàn)段內(nèi)，頂板采用注漿錨索超前支護(hù)后，橫向裂隙與縱向裂隙均發(fā)育不明顯。在深度2 m 以深，孔壁較為完整，不存在明顯的節(jié)理裂隙，同時(shí)圍巖細(xì)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(jié)論

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

（2）利用FLAC3D研究了超前單體支護(hù)與注漿錨索超前支護(hù)下巷道圍巖變形情況以及塑性區(qū)的分布范圍，采用注漿錨索超前支護(hù)后，圍巖塑性區(qū)、頂?shù)装逡约皟蓭拖鄬?duì)移近量均大幅減小。

（3）根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)礦壓監(jiān)測(cè)結(jié)果顯示，采取注漿錨索超前支護(hù)技術(shù)后，超前支承壓力影響范圍內(nèi)巷道變形量不影響工作面正常生產(chǎn)。同時(shí)工作面鉆孔窺視發(fā)現(xiàn)注漿錨索超前支護(hù)可以使巷道圍巖結(jié)構(gòu)及性質(zhì)得到明顯改善。