密集锚注支护技术在孤岛区石门套修中的应用

刘金广，刘建庄

(1.开滦(集团)有限责任公司，河北 唐山 063800；2.华北理工大学 河北省矿业开发与安全技术重点实验室，河北 唐山 063210)

我国中东部矿区历经多年开采，越来越多的煤矿转入深部，“三高一扰”引发的支护失效和安全问题愈发突出[1，2]，为破解深井高压力下软岩巷道的支护难题，相关单位和学者在应力实测、支护理论和技术优化等方面，开展了积极的探索和实践[3-7]，丰富了支护理论和控制技术[8-10]。然而，深井孤岛煤柱区石门受原岩应力和多边采动应力的叠加影响，巷道应力环境极其复杂，呈现典型的非线性大变形趋势，围岩破碎范围大，常规支护较难保障空间安全，借鉴案例不多。以开滦吕家坨矿-950二采运输石门揭7煤段为背景，通过理论分析综合评定了孤岛区域的应力规模，结合FLAC3D模拟分析，实践优化了“多层次锚杆+锚索+注浆”的密集锚注技术，实现了破碎围岩的改性强化，确保了套修安全和支护稳定。

1 工程概况

开滦集团吕家坨矿位于河北省唐山市古冶区境内，矿区地表为第四纪冲积平原。-950二采运输石门设计坡度8°13′20″～2°4′57″，巷道全长220m，研究地段地面标高介于+22～+31m，揭露层厚3.64m的7-2煤40m左右，直接顶板为层厚4.38m的粉砂岩，上覆0.42m的7-1煤和14.75m厚的粉砂岩，直接底为层厚4.45m的泥岩～粉砂岩互层，下伏1.59m的8煤与9.90m的细砂岩，地层倾角6.0°，标高-798.4～-800.3m。-950二采运输石门正斜交于-950二采运输山上方，与之最小距离在上部溜煤小井处12m，西北侧与-950二采轨道巷水平间距29m，与-950二采轨道巷水平间距55m，与-950二采回风石门水平间距71m，延展方向与5480Y运输巷在标高-797.6点贯通，两侧上山煤柱各留设50m，外围分别为6270、6271、6273工作面采空区，巷道关系如图1所示。

图1 -950二采运输石门孤岛区域巷道布置

石门巷道初掘为架棚支护，支架规格4.8m×3.5m的29U(14m2)支架，棚距750mm，巷道初掘后25日内收敛变形达960mm，单日变形收敛速度最高近42mm/d，变形最严重处巷道断面缩小为不足7.0m2，大部分地段不足9.0m2，不能满足过风、设备安装和运输的要求，亟待完成支护方案的改进升级。

2 孤岛区应力分析

2.1 类型机理

石门巷道变形严重地段主要集中在揭煤区和小构造发育区，巷道先后揭露12煤至8煤间5个煤层，需穿过落差低于25m的小断层6个，加之深井高应力下采掘应力的叠加作用，巷道周边较大范围煤岩体破碎，自稳能力低下，其周期失稳进程为构造揭露点和上帮角煤岩界面的岩体首先挤入，造成U型钢棚扭曲失效，可见，造成初掘支护失效的主要原因在于高应力作用下岩体破碎，架棚被动支护强度不足。根据金尼克地应力假说，取岩体容重24.5kN/m3和泊松比0.25，计算所得孤岛区-800m标高垂直应力σv=20.75MPa，水平应力σh=7.25MPa。2014年采用KX-81型空心包体法测得的吕家坨矿-800m八采区5831运输石门原岩最大主应力近水平方向26.64MPa，中间主应力接近自重应力21.95MPa，最小主应力15.49MPa，属于构造应力场类型[11-15]，与现场实测结果基本一致。

2.2 理论计算

为进一步查明孤岛区域在巷道侧向方向受6270、6271、6273等工作面的采动应力影响情况，依据传统的矿山压力理论，工作面回采后，根据极限平衡理论，计算采动超前应力影响区，煤壁前方支承压力计算时，分别计算塑性区和弹性区的支承压力[16]。基于石门所在的7-2煤，塑性区应力由式(1)计算，弹性区应力由式(2)计算。

式中，C为界面粘聚力，取0.02MPa；φ为层间内摩擦角，取25°；x为待求应力点距离终采线距离，m；m为煤层厚度，取3.64m；P1为终采线煤壁约束力，取0MPa；β为测压系数，取0.4；k为垂直应力集中系数，取2；x0为塑性区宽度，m；x1为弹性应力升高区宽度，m。

垂直应力取21.95MPa进行计算，由式(3)和式(4)可得塑性区宽度为11.26m，弹性应力升高区宽度为45.80m，则整个采动应力影响区宽度为34.4m，其中-950二采运输石门东南侧采动应力分布如图2所示，可见孤岛区域留设的50m护巷煤柱可避开两侧采动应力的显著叠加，但局部破碎地段和构造残余地段高应力下会引起石门周边塑性区和破碎区的加大，钻孔窥视仪实测的围岩松动圈范围为1.8～2.6m，常规架棚和锚杆均不能确保巷道安全和运营。

图2 -950二采运输石门采动应力分布曲线

3 密集锚注联合支护方案设计与优化

3.1 密集锚注联合支护方案

针对-950二采运输石门孤岛区域过煤破碎地段围岩应力高、破碎范围大等支护难点，将原被动架棚支护方案，调整为“两层次锚杆+锚索+注浆”的密集锚注联合支护方案，如图3所示。

图3 -950二采运输石门联合支护方案(mm)

1)顶板选用直径∅20mm的长度2.4m的HRB400-20MnSi无纵肋右旋螺纹钢锚杆，煤帮为同类型长度2.6m的螺纹钢锚杆，一层次锚杆间排距750mm×750mm，二层次在间排空挡间补打同种规格锚杆，形成间排距530mm×530mm的密集锚杆布置方式，托盘为120mm×120mm、厚度6mm的蝶型托盘。

2)锚索为长度6.0m直径∅18.9mm的1×7股1860级高强度低松弛钢绞线，排距为1.5m，配合400mm×400mm、厚度14mm的大托盘强力护表。

3)注浆锚杆选用内部设置逆止阀的自闭注浆锚杆，基体杆外径∅20mm，长度为2.2m，间排距1.1m×1.5m，注浆用P.O42.5水泥，水灰比0.8～1.1，注浆压力为1.5～2.5MPa，注浆压力不大于3MPa。

4)混凝土喷层强度C20，采用三次喷层两次挂网布置，开挖后初喷净浆厚度60～80mm，第二喷层厚度80～100mm、第三喷层厚度40～60mm，挂网为矿用废弃钢丝绳经纬编网，主绳∅6mm×4股，辅绳∅6mm×2，网孔规格为120mm×120mm。

施工工艺为：打预注浆锚杆、预注浆→掘进→进行一层次喷浆→打锚杆孔安装锚杆→挂钢丝绳→打锚索孔安装锚索→打注浆锚杆孔安装注浆锚杆→进行二层次喷浆→打二层次锚杆→进行三层次喷浆→注帮底注浆锚杆→注顶板注浆锚杆。

3.2 联合支护方案FLAC3D数值模拟分析

为综合评定密集锚注方案的可靠性，以ANSYS12.0有限元软件建立模型并导入FLAC3D软件开展比对模拟研究[17]，FLAC3D块体模型如图4所示。模型包括煤、细砂岩、粉砂岩等各类岩层9层，模型四周和底部滚轴支撑，Z向上边界加载应力21.95MPa，采用应变软化本构关系，注浆区塑性参数强化为原值的3倍，支架以BEAM单元模拟，锚杆和锚索以CABLE单元模拟，BEAM单元参数按照29U型钢选取，CABLE单元参数分别按照∅20mm螺纹钢、∅18.9mm钢绞线和∅20mm注浆管选取。

图4 FLAC3D块体模型

塑性区和位移云图如图5所示，模拟结果显示，两方案塑性区均较大，剪切破坏为主，架棚支护方案塑性区深达9.2～12.4m，密集锚注方案塑性区为5.1～7.6m。但明显可以看出，前者两帮、底部变形剧烈、屈服过程明显，后者对顶帮区域塑性发展控制明显，最大位移仅为69.4mm。

图5 塑性区和位移云图

最大主应力SZZ云图如图6所示，应力云图显示，应力下降调整范围比后者更小(前者最大21.62MPa，后者20.83MPa)。云图整体显示后者锚杆受拉分布较为均匀、后期位移随计算时步趋稳，应判定支护稳定，密集锚注方案在塑性区发育、应力调整和收敛位移控制方面，效果更佳，具备确保轮廓收敛值低于10cm的可靠性。

图6 最大主应力SZZ云图

3.3 现场应用效果

通过石门密集锚注修复治理，巷道施工198d两帮最大移近量降低为128mm，顶底最大移近135mm，实测结果见表1。由实测结果可知，巷道没有发生底鼓挤轨和喷层爆浆现象，满足了设备运输和安装要求，与原支护的多次架棚套修相比，米巷节约直接费用6030.6元，取得了良好的技术经济效果。

表1 吕家坨矿深部区域原岩应力实测结果

4 结 语

吕家坨矿孤岛区留设50m的停采煤柱可避开石门遭受两侧采动应力叠加影响，但深井高原岩应力下被动架棚支护难以在支护强度上确保石门长期支护稳定。因此，采用“两层次锚杆+锚索+注浆”的密集锚注联合支护方案，实现了对破碎围岩的改性强化，锚杆和锚索能够生根锚固，提供支护强度高，有效控制了巷道围岩塑性区发育和收敛位移。