虎峰煤業頂煤破壞區回采巷道支護技術研究

喬學慧

（霍州煤電臨汾宏大公司，山西 臨汾 041000）

1 工程概況

虎峰煤業2115 綜采工作面位于井田東北部，北大巷正前方。該范圍及周邊煤層頂部多為空巷和采空區。南西為211 專回、軌道、皮帶下山，北西為2113 設計工作面及2111 綜采工作面，南東為2117設計工作面，北東為礦井井田邊界。2115 工作面運輸順槽沿2#煤層底板掘進，采用11#工字鋼金屬棚支護，斷面為梯形，長775 m，用于運輸煤炭、進風、行人。工作面所采2#煤層平均厚度5.7 m，工作面整體為單斜構造，平均傾角3.0°。煤層直接頂主要為細粒砂巖，平均厚度4.89 m；直接底為泥巖、砂質泥巖，平均厚度為3.56 m。虎峰煤業為重組整合礦井，以前的開采無規律、相互之間越界、亂掘濫采，遺留下大量的采空區和廢棄巷道，特別是頂部煤層，大部分或局部已破壞或嚴重破壞。采空區、廢棄巷道從煤層頂部、中部到底部隨處可見，而且空頂、空幫嚴重，給回采巷道掘進造成較大的困難和壓力。2115 運輸順槽頂板大部分為小窯破碎區，掘巷時面臨頂板垮落嚴重的支護難題。為保障工作面的安全高效生產，對其支護方案展開相關研究。

2 2115 運輸順槽支護及破壞現狀

2.1 2115 運輸順槽初掘支護

2115 運輸順槽沿2#煤層底板掘進，梯形斷面：上部毛寬/下部毛寬×毛高=4.7 m/5.9 m×3.5 m，巷道頂板為厚度約2.0 m 的頂煤。由于小窯采掘影響頂板破碎嚴重，因此掘巷初期設計采用11#工字鋼金屬棚配合幫錨桿進行支護。支護主體為11#礦用工字鋼對棚，棚距為0.8 m，工字鋼棚之間通過4道2 寸鋼管聯鎖，頂棚梁布置兩道，分別位于巷道中心線兩側0.75 m 處，兩幫每個棚腿上布置一個聯鎖，聯鎖鋼管沿巷道軸線方向水平布置，距巷道底板1.5 m。巷道右幫為區段保護煤柱，每排兩根MSGLW-335 螺紋鋼錨桿，錨桿間距1.0 m，排距1.6 m，左幫為回采工作面實體煤幫，錨桿材料為玻璃鋼，間排距及布置方式與煤柱幫相同。工字鋼棚與巷道表面之間采用長、寬、厚為100 mm、200 mm、50 mm 的木背板，頂板每排6 根背板，兩幫各4 根背板。2115 初掘階段支護斷面如圖1。

圖1 2115 運輸順槽原有支護（mm）

2.2 巷道圍巖松動破壞規律

2115 運輸順槽掘巷初期，迎頭處頂板破碎嚴重，控頂困難，支護后表面變形明顯，表現為頂板下沉及底板底鼓，局部頂板下沉量達到600～750 mm，底板最大底鼓可達300 mm，現有支護方案無法保障巷道圍巖穩定。為考察2115 運輸順槽圍巖松動破壞情況，采用RIS-K2 探地雷達進行圍巖松動圈測試[1]。對于圍巖破碎區域，反射波形波動較大，且同方向軸出現較多間斷；對于圍巖完整性較好的區域，反射波形平整、密集，且基本無同相軸間斷現象。選取巷道表面變形較大的位置得到其波形圖如圖2。由圖2 可以看出，頂板巖層的松動破壞深度為3～4 m，兩幫煤巖體塑性破壞深度1.5～2.5 m，底板塑性破壞深度1.3～2.0 m，頂板巖層塑性破壞深度較大，巷道穩定性受上覆破壞區影響較大。

圖 2 地質雷達波形圖

3 破碎頂板超前預注漿加固技術

2115 運輸順槽位于頂煤破壞區域，巷道開挖期間頂部松散破碎煤巖體極易冒落，威脅掘進作業安全，增大后期巷道圍巖控制的難度，故采用超前預注漿加固技術，保證巷道開挖期間的安全性，并提高巷道頂板自穩和承載能力，降低型鋼支架的用量。參閱國內類似地質條件下巷道支護實例[2-4]，水泥材料選用P.042.5R 普通硅酸鹽水泥，水玻璃材料選用模數3.2、波美度40°Be'。水泥漿水灰比為0.4，水玻璃原漿中按照水:水玻璃=1:3.5體積比進行稀釋。注漿時水泥漿和稀釋水玻璃漿液的體積比為1:1，注漿壓力為2.5～3.0 MPa。巷道頂板破碎區共布置13 個注漿孔，Ⅰ組孔水平方向長度約70 m，Ⅱ組、Ⅲ組孔水平長度約130 m。注漿鉆孔布置詳情如圖3（a）、圖3（b），注漿加固后預計頂板破碎區固結效果如圖3（c）。

圖 3 頂板破碎區注漿孔布置及效果示意圖（mm）

4 架棚及錨桿支護參數優化

2115 運輸順槽原支護方案條件下，頂板破碎嚴重，施工錨桿將存在錨固劑安裝困難、錨固效果差等問題，通過注漿加固將頂板破碎巖體膠結為一個整體，能夠提升錨桿的錨固性能，因此設計頂板增加錨桿進行支護。錨桿采用規格Φ20 mm×L2400 mm 的螺紋鋼，間距1.0 m，排距為棚距的2.0 倍，幫部每排增加一根錨桿。預注漿+單棚+錨桿聯合支護形成穩定的支護結構體系，采用FLAC3D數值模擬軟件對2115 運輸順槽掘進進行模擬分析，監測巷道兩側煤巖體內應力分布規律，并對其參數進行優選分析。結合2115 運輸順槽具體地質條件及實驗室測試結果，破碎頂煤注漿膠結后單軸抗壓強度為10.85 MPa，黏聚力為6.48 MPa，內摩擦角36.54°。注漿加固范圍為巷道頂板高度5.0 m，兩側寬度4.5 m。建立后的數值模型如圖4（a）。

對巷道頂板進行注漿加固后，圍巖的整體性和穩定性均得到提升，并在頂板增加錨桿支護，且提高了幫部錨桿支護的強度，與工字鋼棚共同控制圍巖變形破壞。為確定最佳的棚距及錨桿排距，設計鋼棚排距為0.6 m、0.8 m、1.0 m、1.2 m，頂幫及兩幫錨桿排距為鋼棚排距的2.0 倍。兩側煤巖體內垂直應力變化規律如圖4（b），巷道兩側煤巖體內垂直應力隨著深度的變化呈現先增大-后減小-平穩的趨勢，在深度約6.0 m 處達到峰值。注漿后應力峰值及各處垂直應力均顯著減小，而采取頂板錨桿+注漿+架棚支護后，兩側煤巖體內應力進一步減小，但工字鋼棚排距減小，應力基本無明顯變化。因此，綜合考慮經濟、安全、現場施工等多方面因素，確定工字鋼棚排距為1.0 m，錨桿排距為2.0 m。2115 運輸順槽優化后的支護方案如圖5。

5 應用效果

2115 運輸順槽采用優化后的預注漿+單棚+錨桿聯合支護方案掘巷階段，頂板巖層完整性良好，掘巷迎頭處頂板未出現冒落現象。支護完成后，巷道表面無明顯變形破壞，掘進階段圍巖穩定性良好。2115 工作面回采期間，超前工作面100 m 布置位移圍巖監測點，其中兩個測站處巷道頂板及底板變形規律如圖6。

圖 4 數值模型及模擬方案示意圖

圖5 2115 運輸順槽支護方案（mm）

圖6 現場礦壓監測結果

測點處圍巖超前工作面約70 m 時開始出現明顯的變形破壞，并隨著與工作面距離的減小變形量逐漸增大，在超前工作面約30 m 處頂板變形量急劇增大，直至工作面回采至測點附近，頂板累計下沉量為140～160 mm，底板累計底鼓量50～70 mm。根據監測數據及現場工況可得，采用預注漿+單棚+錨桿聯合支護方案，能夠提高巷道圍巖的整體性和承載力，保證頂板破碎區巷道掘進及服務期間的圍巖穩定。

6 結論

為解決虎峰煤業頂板破碎區巷道支護難題，以2115 運輸順槽掘進及支護為工程背景進行研究，表明：

（1）2115 運輸順槽采用工字鋼棚+幫錨桿支護方案，頂板巖層松動破壞深度達到3.0～4.0 m，兩幫煤巖體塑性破壞深度1.5～2.5 m，底板塑性破壞深度1.3～2.0 m，巷道圍巖松動圈范圍較大，巷道表面變形嚴重。

（2）數值模擬研究表明，對頂板破碎區采取超前注漿加固措施后，巷道兩側應力集中程度顯著降低，采用預注漿+單棚+錨桿聯合支護可進一步減小應力集中程度，提高巷道圍巖穩定性，工字鋼棚最佳排距為1.0 m。

（3）工程實地檢測結果及現場工況表明，采用預注漿+單棚+錨桿聯合支護技術掘巷階段，表面變形微小，工作面回采期間頂板累計下沉量為140～160 mm，底板累計底鼓量50～70 mm，巷道圍巖變形得到有效控制。