全长锚注支护技术在断层破碎区的应用

吴 春

（山西宏宇诚铸建设工程有限公司，山西 朔州 038300）

1 概况

同煤集团铁峰煤业公司增子坊煤矿8303辅运巷位于83盘区，南部为实煤，东接回风、皮带、辅运大巷，上覆14m左右为5#层回风、皮带及辅运大巷。8303辅运巷设计长度为1462m，巷道断面规格为宽×高=5.0×4.1m。巷道掘进煤层为8#煤层，平均厚度为5.1m，煤岩层走向南北向，盘区巷西部煤层倾向东，东部大巷煤层倾向西，倾角0～5°，为缓倾斜煤层。煤层直接顶为炭质泥岩，平均厚度为3.3m，基本顶主要以粉砂岩为主，平均厚度为8.7m。

8303辅运巷初步支护设计中顶板采用W型钢带、锚杆、锚索进行联合支护。W型钢带长度为4.8m，宽度为0.25m，钢带上均匀布置6根长度为2.5m、直径为22mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间距为0.9m，排距为1.0m；顶板锚索采用长度为4.5m、直径为17.8m预应力锚索，间距为1.8m，排距为3.0m。

根据地质资料显示，8303辅运巷在掘进期间共计揭露4条正断层，断层平均落差为2.4m。具体断层参数如表1所示。

表1 8303辅运巷揭露断层参数表

2 断层处顶板岩体力学参数及支护方案

2.1 岩体力学参数分析

（1）为了保证断层处岩体力学参数分析准确性，在四个断层处分别取样岩体块，岩体规格为长×宽×高=0.5×0.5×0.5m，取样后进行力学试验。

（2）通过试验分析，断层处岩体主要为黑色炭质泥岩，内部夹杂部分粉砂岩，岩体平均单轴抗压强度为32.7MPa，平均抗拉强度为1.4MPa，内摩擦角为31°23′，凝聚力系数为3.7，泊松比为0.24。

2.2 原支护方案存在问题分析

由于炭质泥岩单轴抗压强度低，岩体稳定性差，内摩擦力小，在过断层期间受构造应力、上覆岩层重力以及原岩应力等集中应力作用，岩体破碎严重，胶结稳定性差，无法形成稳定连续的承载梁，导致顶板支护效果差，采用传统锚杆、锚索支护不能满足顶板支护要求，主要存在以下几方面问题：

（1）采用传统锚杆支护时，锚杆锚固端位于不稳定岩体内，锚杆锚固质量不合格，在应力作用下锚固端失效，无法实现支护体与岩体耦合作用，降低了锚杆支护强度。

（2）采用单一注浆加固时，巷道顶板布置注浆孔、支护钻孔数量多，在钻孔施工时破坏了岩体完整性，而且钻孔施工时对顶板岩体产生严重扰动破坏，岩体裂隙面增加，进一步加剧了顶板破碎程度。

（3）原支护设计盲目性大，虽然支护强度足够，但是未能严格根据顶板岩体力学性质采取合理的支护设计，导致巷道顶板支护成本费用高，支护工序复杂，降低了巷道掘进效率。

为了提高断层带顶板支护效果，降低支护成本费用，通过研究决定，采用全长锚注支护技术。

3 全长锚注支护工艺及效果

3.1 支护工艺

（1）支护原理：对同一钻孔同时进行锚杆支护和注浆支护，减少支护钻孔数量，降低钻孔施工扰动破坏，锚杆在支护同时对钻孔壁裂隙煤体进行粘接加固，提高锚杆锚固效果，同时通过注浆实现锚杆全长锚固的目的。

（2）支护材料：中空加长注浆锚杆、注浆软管、注浆泵、马丽散注浆液以及JW型钢带。中空加长注浆锚杆长度为3.5m，直径为25mm，中空直径为12mm，在注浆锚杆端头0.5～2.5m范围内两侧均匀焊制5个圆孔，孔径为8mm，圆孔与中部圆孔连通，在锚杆端部焊制一个丝扣尾套。

（3）支护工艺：① 首先对顶板施工一排支护钻孔，钻孔深度为3.5m，孔径为30mm，每排5个，间距为1.1m，排距为1.2m。钻孔施工完后，对钻孔内依次填装两支锚固剂及注浆锚杆，并采用钻机进行锚固，锚固长度不得低于0.9m。② 注浆锚杆锚固后对锚杆中空处埋入一根直径为10mm软管，并采用膨胀水泥对孔口0.3m范围内进行封孔处理。③ 将注浆软管与注浆泵连接，开启注浆泵进行注浆施工，注浆压力控制在0.5～1.0MPa之间。所有锚杆注浆完成后在其外露端安装一根长度为4.8m“JW”型钢带。如图1所示。

图1 8303辅运巷全长锚注支护断面示意图

3.2 应用效果

3.2.1 测站布置

为了合理分析断层破碎带处全长锚注支护效果，分别在过断层前以及过断层期间各取一个测站（1#、2#），并采用十字交叉法进行围岩变形分析，即在巷道顶板、两帮、底板各施工一个深度为1.5m、直径为30mm圆孔，然后在圆孔内安装一根长度为2.0m、直径为25mm圆钢标尺，安排专职人员对各个测站标尺数据变化情况进行记录，观察时间为30d。

3.2.2 监测数据分析

通过观察分析，巷道掘进支护后，随着时间推移，顶底板移近量、巷帮移近量逐渐增大，最终趋于稳定。在巷道过断层前，顶板最大移近量为170mm，且在18d后趋于稳定，巷帮最大移近量为220mm，且在20d后趋于稳定；而在断层破碎带采用全长锚注支护后，巷道顶板最大移近量为240mm，在22d后趋于稳定，巷帮最大移近量为290mm，且在24d后趋于稳定，如图2所示。与完整阶段相比，断层处顶板移近量增加70mm，巷帮移近量增加50mm，在实际支护中属于允许范围，可见全长锚注支护对断层破碎区顶板起到预期支护效果。

4 结语

（1）在断层破碎带处采用全长锚注支护后，在一定时间范围内围岩出现了塑性变形，最终趋于稳定。与完整阶段巷道围岩相比，围岩变形量相差不大，对破碎围岩起到有效支护控制作用，防止顶板冒落、垮落现象。

图2 1#、2#监测分站围岩变形曲线图

（2）与传统锚（索）支护相比，全长锚注支护实现了锚杆锚固支护与注浆支护同步对顶板支护作用，不仅对钻孔壁裂隙岩体进行有效粘接充填，破碎岩体单轴抗压强度可提高至56MPa，提高岩体胶结能力及内摩擦系数，保证锚杆锚固效果，而且通过注浆支护实现了锚杆全长锚固支护作用。

（3）全长锚注支护减少了巷道顶板支护数量，降低了支护钻孔对不稳定顶板扰动破坏作用，每米巷道支护时间可缩短0.7h，加快了巷道掘进速度。

（4）传统锚杆、锚索支护时巷道每米支护成本费用为570元，而全长锚注支护时虽然减少了支护数量，但是注浆支护材料以及注浆锚杆成本费用相对较高，每米全长锚固支护成本费用可达550元，支护成本费用基本相同。