萬家莊煤業深部軟巖巷道錨注一體全斷面圍巖加固技術應用研究

＊劉 峰

（山西焦煤山煤蒲縣萬家莊煤業有限公司 山西 041200）

1.背景現狀

萬家莊煤業井田位于山西省蒲縣黑龍關鎮王峪村—火石洼村一帶，礦井核定生產能力120萬噸/年，礦井井田面積13.8954km2，批準開采2#～10#煤層，現開采2#煤層。煤層頂板多為泥巖，由于泥巖結構松軟，在遇水作用下易發生軟化，底板也以泥巖為主，經測試軟化系數為0.53，在遇水作用下易發生軟化產生底鼓現象。同時，受到采動影響，三條大巷850～1450m段巷道有不同程度的噴漿體開裂、底鼓、幫鼓等現象，最大底鼓量達到500mm，單幫最大幫鼓量達到350mm，嚴重影響大巷軌道運輸、膠帶輸送機的正常運行。此外，采區泵房、變電所、避難硐室等重要場所，硐室頂、幫受采動影響，最大底鼓量達到300mm，單幫最大幫鼓量達到400mm，導致機電設備發生傾斜，設備安全間隙不符合要求，設備運行的安全系數大大降低。

2.萬家莊煤業軟巖巷道變形破壞原因分析

軟巖巷道表現出大變形、難支護的主要影響因素分為兩個方面，即：煤巖本身的自然影響因素和后期開采技術影響因素。

（1）自然影響因素分析。自然影響因素主要是指巖體本身的物理力學性質、煤層埋藏深度、斷層等地質構造發育及地下含水層等，巖體力學性質是指巖體在受力狀態下抵抗變形和破壞的能力。萬家莊井田位于河東煤田，煤層傾角 0～8°，2#煤層平均埋藏深度500～600m之間。井田范圍內已探明落差大于5m的有16條，斷層帶頂、幫破碎，影響圍巖的穩定性，主要表現為煤埋藏深、煤層頂、底板巖性結構松軟，頂板巖石強度較低，受壓變形后，容易發生冒頂事故。

（2）開采技術影響因素。開采技術因素主要包括工作面設計、采高、采空區管理形式及開挖次序等方面。不同的工作面設計方式對煤巖的完整性和煤柱的支承受能力影響較大，工作面開采后，不同的開采次序引起的應力重新分布情況大不相同，礦壓顯現受采高、回采速度影響顯著。

①煤巖完整性、支承能力減弱。萬家莊煤業礦井大巷東西向布置，回風大巷沿煤層頂板掘進。軌道大巷與運輸大巷水平間距為30m，軌道大巷與回風大巷水平間距為25m，南北兩翼布置工作面，聯絡巷道布置密集，交岔點較多，煤巖完整性遭到嚴重破壞，隨著開采深度增大，巷道上覆巖層重量增大，形成的支撐力較大，煤柱的支承能力減弱，不能有效控制頂板，造成巷道變形嚴重。

②工作面開采應力疊加。礦井采取兩翼同時開采，而且回采工作面由東到西順序開采，巷道受工作面采動影響，煤體受壓導致強度和承載能力降低，支承壓力隨工作面不斷向前推進的過程，工作面前方原來的應力平衡狀態不斷被打破，壓力形成疊加效應，直接頂被迫下沉。因此巷道及順槽幫鼓、底鼓顯現較為明顯，是導致巷道變形的重要原因。

3.軟巖巷道圍巖控制對策

(1)交錯式工作面開采順序

萬家莊煤業開采順序調整為在北翼綜采工作面由西向東后退式開采，在南翼綜采工作面由東向西前進式開采；即北翼工作面開采順序依次為：20201→20203→20205......，南翼工作面開采順序依次為：20102→20104→20106......，避免兩翼工作面同時回采后應力疊加，最大限度減小采區大巷受采動壓力影響。

(2)工作面末采深孔預裂爆破切頂卸壓

作面回采完畢后，其采空區會在工作面頂板形成懸臂梁結構，懸臂梁結構產生的應力集中使工作面回采巷道圍巖應力增加，受到該臨空動壓的影響，回采工作面超前段巷道變形量大，增加了維護難度。末采結束后，通過沿撤架通道煤柱側頂板采取深孔預裂卸壓，有效阻斷采空區頂板降低長懸臂巖梁對工作面與采區大巷煤柱的作用力，大大減弱由于工作面懸臂梁結構而造成的大巷煤柱應力集中，從而進一步降低大巷圍巖受力，使其圍巖受力始終處于圍巖流變擾動閾值以下，達到控制巷道圍巖變形量的目標。

切頂卸壓方案：切頂深度為10m，切頂角度為20°，工作面預裂炮孔間距取0.5m，炮孔組距取為2m，每組三個孔，布滿整條試驗巷道，為方便施工炮孔打設位置為遠離煤柱側1m。深孔預裂爆破炮孔布置設計如圖1所示。

圖1 深孔預裂爆破施工設計圖

(3)變形巷道“錨注一體”全斷面修復治理

①全斷面錨注加固技術理論

由于巷道原支護方式特別強調頂板的加固，而兩幫的支護強度明顯不足，底板是完全放開，造成兩幫、底板弱支護問題，要解決巷道幫鼓、底鼓變形破壞問題，除圍巖自身性質對巷道變形有重要影響外，其兩幫和底板弱支護結構是導致巷道底鼓甚至整體失穩的重要原因。在整個支護結構中，巷道兩幫、底板的弱支護是其中的薄弱環節，所以必須要對其采取十分有效的支護及加固措施，實現對全斷面的支護加強，采用“高強注漿錨桿+高強抗彎剪錨索+W型鋼帶+鋼筋網+噴漿+注漿”的技術方案進行全斷面支護，實現巷道整體圍巖形成可靠的聯合支護體系。

②全斷面錨注加固施工方案

一采區變電所布置在軌道大巷與回風大巷之間，巖（煤）柱距離在8.5m左右，圍巖不穩定、裂隙發育以及受采動等因素的影響，硐室出現底鼓、幫部突出等現象，致使部分設備傾斜，設備檢修空間不足。一采區變電所修復長度80m，原支護采用錨網索噴聯合支護。頂、幫錨桿規格為：φ20mm×2000mm，間排距900mm×900mm；錨索規格為：φ17.8mm×6300mm，間排距1800mm×1800mm；鋼筋網φ6mm×1000mm×2000mm鋼筋網，網格100mm×100mm；噴漿用C20混凝土噴射，厚度100mm；用C15混凝土鋪底，厚度200mm。

結合現場實際變形破壞情況，考慮采用“高強度錨注一體”方案進行巷道修復治理，具體支護方案為：巷道全斷面整修后，采用“高強注漿錨桿+高強抗彎剪錨索+W型鋼帶（底板為M型）+鋼筋網+噴漿+注漿”的技術方案進行支護。

A.頂部支護要求：選用高強螺紋鋼錨桿配合注漿裝置，來實現“錨-注”一體化支護功能。其中，高強體螺紋鋼錨桿選擇規格為φ22mm×2600mm，注漿裝置規格為φ28mm×300mm，錨桿間排距750mm×800mm，肩部兩根向兩側傾角15°。每根錨桿采用1卷K2335和1卷Z2360型樹脂錨固劑加長錨固。錨桿扭矩不小于300N·m，不超過500N·m。

頂錨索選擇高強度低松弛預應力鋼絞線錨索（1×19股）配合抗彎剪裝置，來實現抗彎剪功能。頂錨索規格為φ21.8mm×9300mm，配套的抗剪裝置規格為φ28mm×2500mm，間距1500mm，排距800mm，每排布置2根。每根錨索采用1卷MSK2335和2卷MSZ2360樹脂藥卷錨固；錨索預張力不低于200kN。

B.兩幫支護要求：錨桿規格為φ22mm×2600mm，采用φ8mm×1000mm×2000mm鋼筋點焊而成的鋼筋網，網孔規格100mm×100mm，鋼筋網搭接100mm，每100mm一個扎點，三花布置。錨桿間排距800mm×800mm，幫錨桿每排2根。每根錨桿采用1卷K2335和1卷Z2360型樹脂錨固劑加長錨固。錨桿扭矩不小于300N·m，不超過500N·m。注漿裝置規格為φ28mm×300mm。

幫部錨索規格為φ21.8mm×6300mm，配套抗剪裝置分別為φ28mm×2000mm。幫部中間錨索垂直于煤壁，靠近頂、底板的兩根錨索分別向頂、底板傾斜45°，錨索預張力不低于200kN。

C.底板支護要求：底板錨桿規格同頂板錨桿，注漿裝置規格為φ28mm×300mm，間排距750mm×800mm，錨桿扭矩不小于300N·m，不超過500N·m。鋪底：鋪底厚度300mm，強度C30。頂、幫、底均頂錨桿、錨索均采用W型鋼帶連接，底板錨桿同樣采用M型鋼帶連接。W型（M型）鋼帶寬度280mm，厚度5mm。支護完成后噴漿封閉，噴漿強度C20，厚度為100mm。

D.注漿施工工藝。a.水泥注漿系統。采用雙液注漿系統，主要設備有氣動雙液注漿泵、水泥攪漿機等，注漿設備放在軌道大巷與變電所通道右側。b.水泥注漿主要工序。(a)制輸漿：最大注漿壓力不超過3.0MPa，一般單孔注漿時間取為3～5min。頂、底板注漿材料采用425#普通硅酸鹽水泥，配合高性能漿液改性劑，煤幫注漿材料采用高分子有機注漿材料，或者采用超微細無機復合注漿材料+高性能漿液改性劑，漿液水灰比為0.5～0.6，外加劑用量為10%～15%。(b)壓注：根據注漿情況確定壓注設備的初始排量，壓注過程中要時刻注意觀察注漿孔周圍的情況，發現跑漿要及時處理，同時密切注意注漿泵的工作情況，發現異常立即處理，漿液的濃度控制原則均為先稀后濃，一般情況下，注漿壓力升至設計注漿壓力并維持5min即可結束注漿。(c)系統清洗：每次注漿完畢，通過將吸漿管置入清水桶，吸取清水沖洗管路和注漿泵腔，清洗不少于10min。

4.巷道圍巖變形觀測及分析

（1）巷道鉆孔窺視分析。采用鉆孔窺視鏡對已經進行幫頂注漿加固的巷道進行鉆孔窺視，檢測注漿效果及松動破壞活動發展深度。

根據圖2鉆孔窺視結果分析，在2.0～2.2m范圍乃至更深部位，孔壁圍巖性狀和原巖的特征類似，而在1.2～1.8m范圍內明顯觀測到注漿加固痕跡，1.8m至孔口范圍內破碎圍巖重新粘結作用明顯。

圖2 注漿巷道頂板鉆孔窺視截圖

結果表明圍巖松動破壞深度大約在1.8～2.0m范圍，而且巷道注漿對破碎巖體的粘合作用效果較好，充分驗證了對巷道頂、幫部位進行注漿加固的必要性。

（2）巷道圍巖變形觀測。采用全斷面錨注加固支護技術對萬家莊煤業三條大巷及一采區變電所等失修巷道進行注漿加固修復，對巷道圍巖變形進行了監測。在錨注加固區段巷道每隔30m巷道設計布置2個測站，每個測站設2個觀測面，測面間距0.8m，采用十字布點法監測圍巖表面位移。本次采集觀測周期共分兩個階段，每個階段監測時間為一個月，第一階段每周采集一次監測數據，第二階段每兩周采集一次監測數據。礦壓觀測期間的巷道圍巖變形量及變形速率如圖3所示。

圖3 巷道變形量、變形速率折線圖

經過兩個月的持續觀測，從圖3中可以看出，巷道在第一周變形量最大，頂板變形量和兩幫移近量分別為16mm和11mm，此時，巷道變形速率超過了2mm/d，達到最大值；在第二、三周，變形速率明顯減小，降幅達到56%；在第五周，圍巖變形趨于穩定。由此可見，通過對巷道的頂板、兩幫、底腳以及底板同時加強支護，實現了全斷面的加強支護穩定結構，從而提升了圍巖整體承載能力，巷道圍巖變形控制效果非常顯著。

5.結論

通過深入研究分析深部軟巖巷道失穩破壞機理，針對性的提出了多種圍巖控制對策，通過充分降低了回采擾動及采空區懸臂等因素對采區大巷及主要硐室造成的應力集中，同時，研究采用“錨注一體”全斷面支護技術對變形嚴重巷道進行修復治理，有效提升圍巖整體完整性及承載能力，有效控制了巷道圍巖變形，保障了巷道使用的安全性。主要結論有幾下幾點：

（1）分析了軟巖巷道圍巖破壞影響因素，除了自然影響因素外，開采技術因素是影響控制軟巖巷道變形的重要方面。（2）交錯式工作面開采順序，可避免兩翼相對工作面回采導致的應力疊加，進而加劇圍巖松動破壞的擴散，最大限度減小巷道受采動壓力的影響程度。（3）回采后沿撤架通道深孔預裂爆破切頂卸壓，可有效阻斷工作面采空區懸臂支承壓力向大巷煤柱轉移，進一步降低了圍巖支護難度。（4）采用全斷面錨注加強支護技術對變形嚴重巷道進行修復治理，實現了對巷道全斷面支護效果，強化了弱支護部位，提升了圍巖整體結構性，形成可靠的聯合支護體，極大提升了巷道圍巖承載能力。