虎峰煤业顶煤破坏区回采巷道支护技术研究

乔学慧

（霍州煤电临汾宏大公司，山西 临汾 041000）

1 工程概况

虎峰煤业2115 综采工作面位于井田东北部，北大巷正前方。该范围及周边煤层顶部多为空巷和采空区。南西为211 专回、轨道、皮带下山，北西为2113 设计工作面及2111 综采工作面，南东为2117设计工作面，北东为矿井井田边界。2115 工作面运输顺槽沿2#煤层底板掘进，采用11#工字钢金属棚支护，断面为梯形，长775 m，用于运输煤炭、进风、行人。工作面所采2#煤层平均厚度5.7 m，工作面整体为单斜构造，平均倾角3.0°。煤层直接顶主要为细粒砂岩，平均厚度4.89 m；直接底为泥岩、砂质泥岩，平均厚度为3.56 m。虎峰煤业为重组整合矿井，以前的开采无规律、相互之间越界、乱掘滥采，遗留下大量的采空区和废弃巷道，特别是顶部煤层，大部分或局部已破坏或严重破坏。采空区、废弃巷道从煤层顶部、中部到底部随处可见，而且空顶、空帮严重，给回采巷道掘进造成较大的困难和压力。2115 运输顺槽顶板大部分为小窑破碎区，掘巷时面临顶板垮落严重的支护难题。为保障工作面的安全高效生产，对其支护方案展开相关研究。

2 2115 运输顺槽支护及破坏现状

2.1 2115 运输顺槽初掘支护

2115 运输顺槽沿2#煤层底板掘进，梯形断面：上部毛宽/下部毛宽×毛高=4.7 m/5.9 m×3.5 m，巷道顶板为厚度约2.0 m 的顶煤。由于小窑采掘影响顶板破碎严重，因此掘巷初期设计采用11#工字钢金属棚配合帮锚杆进行支护。支护主体为11#矿用工字钢对棚，棚距为0.8 m，工字钢棚之间通过4道2 寸钢管联锁，顶棚梁布置两道，分别位于巷道中心线两侧0.75 m 处，两帮每个棚腿上布置一个联锁，联锁钢管沿巷道轴线方向水平布置，距巷道底板1.5 m。巷道右帮为区段保护煤柱，每排两根MSGLW-335 螺纹钢锚杆，锚杆间距1.0 m，排距1.6 m，左帮为回采工作面实体煤帮，锚杆材料为玻璃钢，间排距及布置方式与煤柱帮相同。工字钢棚与巷道表面之间采用长、宽、厚为100 mm、200 mm、50 mm 的木背板，顶板每排6 根背板，两帮各4 根背板。2115 初掘阶段支护断面如图1。

图1 2115 运输顺槽原有支护（mm）

2.2 巷道围岩松动破坏规律

2115 运输顺槽掘巷初期，迎头处顶板破碎严重，控顶困难，支护后表面变形明显，表现为顶板下沉及底板底鼓，局部顶板下沉量达到600～750 mm，底板最大底鼓可达300 mm，现有支护方案无法保障巷道围岩稳定。为考察2115 运输顺槽围岩松动破坏情况，采用RIS-K2 探地雷达进行围岩松动圈测试[1]。对于围岩破碎区域，反射波形波动较大，且同方向轴出现较多间断；对于围岩完整性较好的区域，反射波形平整、密集，且基本无同相轴间断现象。选取巷道表面变形较大的位置得到其波形图如图2。由图2 可以看出，顶板岩层的松动破坏深度为3～4 m，两帮煤岩体塑性破坏深度1.5～2.5 m，底板塑性破坏深度1.3～2.0 m，顶板岩层塑性破坏深度较大，巷道稳定性受上覆破坏区影响较大。

图 2 地质雷达波形图

3 破碎顶板超前预注浆加固技术

2115 运输顺槽位于顶煤破坏区域，巷道开挖期间顶部松散破碎煤岩体极易冒落，威胁掘进作业安全，增大后期巷道围岩控制的难度，故采用超前预注浆加固技术，保证巷道开挖期间的安全性，并提高巷道顶板自稳和承载能力，降低型钢支架的用量。参阅国内类似地质条件下巷道支护实例[2-4]，水泥材料选用P.042.5R 普通硅酸盐水泥，水玻璃材料选用模数3.2、波美度40°Be'。水泥浆水灰比为0.4，水玻璃原浆中按照水:水玻璃=1:3.5体积比进行稀释。注浆时水泥浆和稀释水玻璃浆液的体积比为1:1，注浆压力为2.5～3.0 MPa。巷道顶板破碎区共布置13 个注浆孔，Ⅰ组孔水平方向长度约70 m，Ⅱ组、Ⅲ组孔水平长度约130 m。注浆钻孔布置详情如图3（a）、图3（b），注浆加固后预计顶板破碎区固结效果如图3（c）。

图 3 顶板破碎区注浆孔布置及效果示意图（mm）

4 架棚及锚杆支护参数优化

2115 运输顺槽原支护方案条件下，顶板破碎严重，施工锚杆将存在锚固剂安装困难、锚固效果差等问题，通过注浆加固将顶板破碎岩体胶结为一个整体，能够提升锚杆的锚固性能，因此设计顶板增加锚杆进行支护。锚杆采用规格Φ20 mm×L2400 mm 的螺纹钢，间距1.0 m，排距为棚距的2.0 倍，帮部每排增加一根锚杆。预注浆+单棚+锚杆联合支护形成稳定的支护结构体系，采用FLAC3D数值模拟软件对2115 运输顺槽掘进进行模拟分析，监测巷道两侧煤岩体内应力分布规律，并对其参数进行优选分析。结合2115 运输顺槽具体地质条件及实验室测试结果，破碎顶煤注浆胶结后单轴抗压强度为10.85 MPa，黏聚力为6.48 MPa，内摩擦角36.54°。注浆加固范围为巷道顶板高度5.0 m，两侧宽度4.5 m。建立后的数值模型如图4（a）。

对巷道顶板进行注浆加固后，围岩的整体性和稳定性均得到提升，并在顶板增加锚杆支护，且提高了帮部锚杆支护的强度，与工字钢棚共同控制围岩变形破坏。为确定最佳的棚距及锚杆排距，设计钢棚排距为0.6 m、0.8 m、1.0 m、1.2 m，顶帮及两帮锚杆排距为钢棚排距的2.0 倍。两侧煤岩体内垂直应力变化规律如图4（b），巷道两侧煤岩体内垂直应力随着深度的变化呈现先增大-后减小-平稳的趋势，在深度约6.0 m 处达到峰值。注浆后应力峰值及各处垂直应力均显著减小，而采取顶板锚杆+注浆+架棚支护后，两侧煤岩体内应力进一步减小，但工字钢棚排距减小，应力基本无明显变化。因此，综合考虑经济、安全、现场施工等多方面因素，确定工字钢棚排距为1.0 m，锚杆排距为2.0 m。2115 运输顺槽优化后的支护方案如图5。

5 应用效果

2115 运输顺槽采用优化后的预注浆+单棚+锚杆联合支护方案掘巷阶段，顶板岩层完整性良好，掘巷迎头处顶板未出现冒落现象。支护完成后，巷道表面无明显变形破坏，掘进阶段围岩稳定性良好。2115 工作面回采期间，超前工作面100 m 布置位移围岩监测点，其中两个测站处巷道顶板及底板变形规律如图6。

图 4 数值模型及模拟方案示意图

图5 2115 运输顺槽支护方案（mm）

图6 现场矿压监测结果

测点处围岩超前工作面约70 m 时开始出现明显的变形破坏，并随着与工作面距离的减小变形量逐渐增大，在超前工作面约30 m 处顶板变形量急剧增大，直至工作面回采至测点附近，顶板累计下沉量为140～160 mm，底板累计底鼓量50～70 mm。根据监测数据及现场工况可得，采用预注浆+单棚+锚杆联合支护方案，能够提高巷道围岩的整体性和承载力，保证顶板破碎区巷道掘进及服务期间的围岩稳定。

6 结论

为解决虎峰煤业顶板破碎区巷道支护难题，以2115 运输顺槽掘进及支护为工程背景进行研究，表明：

（1）2115 运输顺槽采用工字钢棚+帮锚杆支护方案，顶板岩层松动破坏深度达到3.0～4.0 m，两帮煤岩体塑性破坏深度1.5～2.5 m，底板塑性破坏深度1.3～2.0 m，巷道围岩松动圈范围较大，巷道表面变形严重。

（2）数值模拟研究表明，对顶板破碎区采取超前注浆加固措施后，巷道两侧应力集中程度显著降低，采用预注浆+单棚+锚杆联合支护可进一步减小应力集中程度，提高巷道围岩稳定性，工字钢棚最佳排距为1.0 m。

（3）工程实地检测结果及现场工况表明，采用预注浆+单棚+锚杆联合支护技术掘巷阶段，表面变形微小，工作面回采期间顶板累计下沉量为140～160 mm，底板累计底鼓量50～70 mm，巷道围岩变形得到有效控制。