特厚煤層預掘回撤通道錨-梁-注綜合控制技術研究

趙 強，石 蒙，周 鵬，陳萬輝

(1.內蒙古蒙泰不連溝煤業有限責任公司，內蒙古 鄂爾多斯 010303；2.天地科技股份有限公司 開采設計事業部，北京 100013；3.中煤科工開采研究院有限公司，北京 100013)

預掘回撤通道是目前大型礦井最主要的回撤通道布置方式，與自開回撤通道相比，預掘回撤通道提前將巷道掘出，減少搬家時間，提高了工作面接續效率。然而，工作面回采至附近時，主回撤通道將要經受劇烈的采動影響，圍巖變形量普遍很大[1-5]。對于特厚煤層綜放工作面來說，煤層厚度一般超過10m，回撤通道頂板和兩幫均為煤體，超前采動應力影響下煤體的破壞更加嚴重，預掘回撤通道維護難度很大。

近年來，在特厚煤層預掘回撤巷道穩定性保障及支護技術方面，學者們進行了大量研究。呂坤等[6]提出主控頂板和煤柱幫的原則，采用錨桿索聯合支護，在酸刺溝煤礦特厚煤層回撤通道得到成功應用。郭浩森等[7]選用錨網索和H型鋼梁組合支護形式進行回撤通道圍巖控制，保證工作面安全回撤。劉愛卿[8]采用數值模擬方法研究了特厚煤層預掘回撤通道圍巖應力演化規律，提出煤柱加固措施。魏恒征[9]通過研究肖家洼煤礦特厚煤層工作面末采階段工作面礦壓顯現規律，提出采取讓壓措施并提前對回撤通道進行“錨索+鋼筋梯”補強支護的方法，現場應用效果較好。馬祥等[10]建立了綜放工作面頂板斷裂來壓力學模型，采取在主撤巷道內加強支護、控制貫通前后工作面高差等措施保障順利回撤。

現有研究成果中特厚煤層主回撤通道支護技術研究還是以錨桿錨索及其組合構件優化為主，缺少對于新型支護形式的研究，并且特厚煤層回撤通道頂板相當大厚度范圍內和兩幫均為煤體，圍巖變形破壞特征有其特殊性，需要進行深入研究。因此，以不連溝煤礦特厚煤層綜放工作面主回撤通道為背景，綜合采用現場實測和數值模擬研究了預掘主回撤通道變形破壞特征，并提出錨-梁-注綜合控制技術，研究成果在現場進行了驗證。

1 工程概況

不連溝煤礦主采石炭系太原組6號煤層，西翼采區煤層埋深400m左右，工作面煤層厚度平均為15.6m，采用綜采放頂煤開采方式。煤層直接頂為厚度約3.45m的砂質泥巖，之上為厚度約2.76m的6上煤，基本頂為厚度約5.95m的砂質泥巖；直接底巖性為厚度約2.09m的泥巖，之下為厚度約3.29m的6下煤。

不連溝煤礦工作面回撤通道為預掘方式，分為主回撤通道和副回撤通道，主回撤通道斷面尺寸為寬5.5m、高4.0m，原支護設計中采用錨桿索配合垛式支架支護方式，其中，頂板錨桿桿體為22#左旋無縱筋335號螺紋鋼筋，長度2.5m，樹脂加長錨固，采用鋼筋托梁作為錨桿組合構件，錨桿施工預緊扭矩要求為150N·m；護表網采用鋼筋網和菱形網組成的雙層網；錨桿間排距為1000mm×1000mm。錨索材料為?17.8mm，1×7股預應力鋼絞線，長度8m；錨索排距2000mm，每排布置4根?；夭蓭筒捎脳U體直徑為20mm的玻璃鋼錨桿支護，長度2.4m；煤柱幫采用22#左旋無縱筋335號螺紋鋼筋，長度2.5m，樹脂加長錨固，后期進行錨索補強，錨索材料為?17.8mm，1×7股預應力鋼絞線，長度6m。原設計方案主回撤通道支護斷面如圖1所示。

圖1 原設計方案主回撤通道支護斷面(mm)

在此支護形式下，工作面回采至回撤通道附近時，主回撤通道發生嚴重的變形破壞，主要表現為頂板下沉、底鼓、煤柱幫內擠，嚴重時頂底板移近量達到1.5m，煤柱幫擠出近1m，對工作面支架撤出產生嚴重影響。副回撤通道由于煤柱寬度較大(30m)，受工作面動壓影響不大，巷道穩定性較好。

2 主回撤通道變形破壞特征分析

2.1 末采期間主回撤通道變形監測

為研究工作面末采期間主回撤通道圍巖變形規律與特征，在采用原支護設計方案的F6207主回撤通道布置3個表面位移測站，測站位置如圖2所示。

圖2 F6207主回撤通道表面位移測站布置

F6207主回撤通道在與工作面接近過程中的表面位移監測結果如圖3所示，可以分析得出圍巖變形規律。末采期間主回撤通道圍巖變形趨勢主要分為三個階段，即不受采動影響階段、采動影響階段和劇烈采動影響階段。不受采動影響階段為掘進完成直至距離工作面60～70m以外，在這個階段主回撤通道基本沒有變形。采動影響階段自距離工作面60～70m開始，主回撤通道圍巖開始產生變形，但變形量不是很大。劇烈采動影響階段為距離工作面30m左右開始，直至貫通，圍巖變形量開始大幅增加，頂板下沉量一般達到300～400mm，并伴有破碎網兜現象，對于回撤期間頂板控制十分不利，底鼓現象很明顯。兩幫明顯變形，以煤柱幫為主，其中煤柱幫變形較大，受壓后破碎現象突出。

圖3 F6207主回撤通道表面位移監測結果

根據三個測站的位移觀測結果，可以看出主回撤通道中部的圍巖位移明顯大于兩端，說明主回撤中部承受的采動壓力最大，兩端承受的壓力較小。

2.2 末采期間主回撤通道圍巖破壞模擬分析

采用UDEC模擬工作面末采期間主回撤通道塑性區變化特征，建立模型尺寸為300m×100m，模型底部固支，兩側絞支，頂部按照埋深施加應力邊界，模型主要物理力學參數與節理面參數見表1、表2。

表1 巖層物理力學參數

表2 節理力學參數

對主回撤通道距工作面40m直至貫通時的圍巖塑性區分布進行數值計算，此過程中工作面只割煤不放煤，模擬結果如圖4所示?？梢钥闯?，主回撤通道圍巖塑性區范圍隨工作面靠近而逐漸增大，主回撤通道距工作面30m時，頂板塑性區高度開始明顯增大，約為1.5m，兩幫塑性區寬度約為1.5m；主回撤通道距工作面20m時，頂板塑性區高度擴展到2.8m，煤柱幫塑性區寬度為1.8m，回采幫塑性區寬度為2.1m；主回撤通道距工作面10m時，圍巖塑性區急劇擴展，頂板塑性區高度達到6m，煤柱幫塑性區寬度為2.4m，回采幫塑性區寬度為2.7m；主回撤通道距工作面5m時，頂煤范圍已基本全部進入塑性區，回采側煤體已與工作面連通，承載能力大幅弱化；主回撤通道與工作面貫通后，圍巖整體形成很大的塑性破壞范圍。

圖4 主回撤通道距工作面不同距離時圍巖塑性區分布

3 主回撤通道圍巖控制技術

從以上分析可以得出，預掘主回撤通道經受的采動影響要強于一般的動壓巷道，尤其是與工作面距離不足30m后，將要進入強烈采動影響階段，主回撤通道頂煤厚度很大，貫通后頂煤整體變為塑性狀態，承載能力大幅減弱，幫部只有煤柱幫一側承載。特厚煤層預掘回撤通道支護重點在于：①通過錨桿索支護實現強力護表，對淺部煤體進行強化[11-13]，使其在強烈動壓作用下仍保留一定的承載能力；②通過長錨索配合剛性工字鋼梁，形成具有強托頂能力的錨吊梁結構，即使頂煤進入大面積塑性狀態，也能良好發揮懸吊作用；③對兩幫進行注漿加固，增強幫部煤體完整性，使回采幫在貫通前能夠保持承載能力，煤柱幫能夠減輕破壞程度[14-16]。具體支護方案如下所述。

3.1 強力錨桿索支護

基于原有支護設計對錨桿索支護進行強化，提高錨桿索強度和支護剛度。錨桿屈服強度由335MPa增至500MPa，錨桿扭矩由150N·m提高到400N·m；回采幫上部三根錨桿由玻璃鋼錨桿更換為螺紋鋼錨桿。錨索直徑由17.8mm更換為21.6mm，每排兩根，張拉預緊力提高到250～300kN，其他支護材料和參數不變。新方案主回撤通道錨桿索支護斷面如圖5所示。

圖5 新方案主回撤通道錨桿索支護斷面(mm)

3.2 頂板錨吊梁支護

錨桿索支護后架設垛式支架前，采用錨吊梁支護將錨桿索支護形成的淺部承載體錨固到深部穩定巖層中，并通過長錨索壓緊雙工字鋼梁對頂板形成強力托頂構件，使得工作面回撤時頂板在垛式支架撤出后，也能有效發揮托頂作用。

錨吊梁采用4根直徑17.8mm、長度12m的錨索配合雙工字鋼組合而成，在錨吊梁上用14mm厚的鋼板包焊加固，并加工錨索孔，錨吊梁加工形式如圖6所示。頂板錨吊梁打設在每兩排錨桿中間，排距為1000mm，錨索張拉預緊力不低于200kN。

圖6 頂板錨吊梁(mm)

3.3 兩幫注漿加固

基于主回撤通道幫部破壞嚴重的情況，采用注漿加固方式進行幫部煤體強化，注漿工作在主回撤通道距離工作面100m前完成。注漿材料為水泥-水玻璃雙液漿，水灰比0.8∶1～1∶1，通過注漿錨桿進行注漿。注漿錨桿為直徑20mm的鋼管制作而成，管壁厚度3mm，端部加工100mm的螺紋，待注漿結束后安裝托板螺母用。桿體每隔200mm對開一組出漿孔，距離螺紋段100mm焊接20mm的圓鋼環作為止漿環。注漿錨桿如圖7所示。

圖7 注漿錨桿結構(mm)

末采前對煤柱幫和回采幫進行注漿，注漿錨桿長度分為3m和5m兩種規格，每排布置3根，兩種長度注漿錨桿交替布置，排距900mm，先注3m，后注5m，注漿壓力為1.5～3MPa，每孔注漿量200～300kg。

3.4 支護方案數值模擬驗證

為驗證支護技術合理性，數值模擬新支護方案的應用效果。采用UDEC中的 cable單元模擬錨桿和錨索，beam單元模擬工字鋼梁支護，support單元模擬垛式支架支護，幫部注漿采用賓漢漿液滲流模型進行模擬。

采用錨-梁-注綜合控制技術后，工作面距回撤通道只有5m時，主回撤通道圍巖位移矢量如圖8所示，從模擬結果來看，應用新支護設計方案后，當主回撤通道受采動壓力影響較大時，頂板和幫部變形量能夠得到有效控制，頂板位移量均在300mm以內，且完整性能夠得到保障，支護改善效果明顯。

圖8 新方案主回撤通道圍巖變形模擬位移矢量

4 現場應用與驗證

在不連溝煤礦F6216工作面進行主回撤通道進行錨-梁-注綜合控制技術現場試驗，為驗證巷道支護效果，參照F6207主回撤通道位移監測，在類似位置布置3個新位移測站，進行末采期間圍巖位移監測，監測結果如圖9所示。

圖9 F6216主回撤通道表面位移監測結果

由監測結果可以得出，F6216主回撤通道距工作面70m左右位移開始明顯增長，距工作面30m左右位移開始大幅增長，變形趨勢與F6207主回撤通道基本相同，但圍巖變形量大幅減小，頂板和兩幫的變形量降低50%以上，底鼓量降低約30%，并且煤體鼓包破碎現象明顯減少。工作面最終順利回撤，縮短了搬家時間，整體效益得到提升。

5 結 論

1)末采期間主回撤通道圍巖變形趨勢主要分為三個階段，即不受采動影響階段、采動影響階段和劇烈采動影響階段。采動影響階段為距離工作面60～70m開始，劇烈采動影響階段為距離工作面30m左右直至貫通。主回撤通道距工作面30m開始，頂板塑性區高度開始明顯增大，與工作面貫通后，頂幫煤體形成大面積塑性區。

2)針對特厚煤層預掘回撤通道提出錨-梁-注綜合控制技術，通過錨桿索支護實現強力護表，通過長錨索配合剛性工字鋼梁，形成具有強托頂能力的錨吊梁結構，通過對兩幫進行注漿加固，增強幫部煤體完整性，加強煤體承載能力，

3)錨-梁-注綜合控制技術在F6216主回撤通道進行應用驗證，結果表明，該技術能夠大幅降低圍巖變形量，煤體完整性保持良好，有利于工作面順利、快速回撤。