大阳泉矿回采巷道锚注一体化技术研究与应用

2021-06-15古庆华

煤 2021年6期

古庆华

(山西阳泉盂县跃进煤业有限公司，山西盂县 045100)

与传统的U钢、工字钢等支护相比，锚杆支护是一种主动支护方式。自引进以来，以其工艺简单、成本低廉、支护效果好在全国煤矿得到了应用。但对一些软岩或松散破碎的围岩，由于围岩本身整体性差、承载能力低，普通的锚杆索支护效果并不理想。为此锚注支护技术逐渐推广开来。与传统的框架结构支架及锚杆索支护相比，锚注支护将破碎煤岩体与锚杆胶结到一起，提高支护系统的承载能力，在松散、软弱、破碎围岩中取得了理想的支护效果[1-5]。大阳泉矿15号煤采用综放开采，顶板强度低且相对破碎，常规的锚杆索支护变形量大，影响生产，为此开展了锚注一体化技术的研究。

1 工程概况

山西南煤集团大阳泉矿8133工作面位于15号煤采区北翼，工作面埋藏深度343～590 m。开采煤层为15号煤，煤层均厚5.8 m，煤层倾角5～16°，平均10°，煤层顶底板岩性如图1所示。

图1 15号煤顶底板岩性

8133工作面进风巷掘进断面5.0 m×3.3 m(宽×高)，巷道为矩形，沿煤层底板掘进。

2 原巷道支护状况调查

2.1 原支护设计

巷道原设计采用锚杆索支护。锚杆为D18 mm×2 000 mm的高强螺纹钢锚杆，间排距为800 mm×900 mm，顶锚杆每排7根锚杆，用梯子梁接连，靠近两帮的两根锚杆向采空区方向倾斜10°，其余垂直顶板布置。锚索规格为D17.8 mm×6 000 mm，每排布置两根，间排距为2 500 mm×1 800 mm。

帮锚杆为D18 mm×2 000 mm的螺纹钢锚杆，间排距为800 mm×900 mm，每排布置4根，底角锚杆向底板方向倾斜10°，锚杆之间用梯子梁连接。

2.2 变形特征

1) 巷道变形阶段性明显。掘进后7 d内巷道变形剧烈，该阶段的顶板下沉和两帮收敛占巷道总变形的60%左右，之后巷道变形速率逐渐减少，15 d左右达到稳定，一个月之后的变形值较小，约占10%.

2) 巷道变形量大。巷道顶板下沉剧烈，顶底板移近量最大达到900 mm，主要为顶板下沉，最大下沉量为725 mm，底鼓相对较小。离层仪显示，顶板浅部和深部均有离层，巷道中部离层值最大。巷道两帮鼓帮严重，平均帮鼓量在600 mm以上，最大达到960 mm。

3) 部分支护构件发生严重破坏。受巷道大变形的影响，两巷顶板和两帮均出现了锚杆断裂、托盘外翻甚至脱落，锚索被拉断的现象，部分地段网兜多并且体积大，具有一定的安全隐患。

2.3 原因分析

1) 煤岩体强度低。对顶板打钻取芯，在实验室测试其单轴抗压强度，结果表明如表1所示。

表1 巷道直接顶煤岩体的强度

结果表明，15号煤及伪顶的强度较低，普氏系数仅为1，而巷道顶板之上为2m的煤层及0.3 m的泥岩，巷道掘进后紧靠锚杆索支护难以保持稳定。

2) 地应力影响。对该矿15号煤进行地应力测试，结果表明，该煤层的最大水平主应力为19.7 MPa，而垂直应力为12.6 MPa，侧压系数为1.5。由于巷道的直接顶板和两帮均为煤体，强度较低，在强地应力作用下，两帮形成应力集中发生剪切破坏向巷道内突出，弱化了对顶板的支撑作用，顶板承载基础的变形加剧了顶板的下沉，对煤帮的作用力增大，促进了煤帮的变形，形成了恶性循环。

3) 原支护设计不合理。8133进风巷的高度为3.3 m，巷道的直接顶板为2 m后的煤层，而顶锚杆的设计长度为2.0 m，端部位于伪顶范围内，锚固点不稳定，不利于支护效果的发挥。

2.4 控制对策

1) 提供足够的支护阻力。根据锚杆支护理论，对于破碎围岩，锚杆可以提高岩体结构弱面的抗剪强度，减少顶板的应力集中，使得锚固区内的上覆岩层形成稳定的预应力承载结构，同时，控制弱面的离层，维持顶板的完整，避免出现网兜甚至冒顶。

2) 提高煤岩体的自承能力。15号煤的强度低，存在一层伪顶，破坏了顶板的完整性。对于此类破碎煤岩体，在加强支护强度基础上，还应该提高其自身的承载能力，通过注浆等提高煤岩体的内聚力，封闭煤岩体中的节理裂隙，增强抵抗变形的能力。

3) 加强关键部位支护。现场调研表明，8133进风巷的巷道变形主要集中在两帮，因此，应当加强两帮的支护，为顶板提供稳定的承载基础。另外，软弱夹层巷道顶板中部的离层最先发生并且离层值最大，应当加强支护。

3 锚注一体化支护技术

3.1 支护方案

通过对巷道变形特征、变形原因的分析，确定采用顶板高强锚杆+巷帮锚注一体化的支护方案，支护设计如图2所示。

图2 锚注一体化支护方案(mm)

1) 顶板支护。顶锚杆采用D20 mm×2 400 mm的高强螺纹钢锚杆，每根锚杆配两卷Z2345树脂锚固剂，间排距为900 mm×900 mm，每排6根，中间4根垂直顶板布置，其余2根向外倾斜15°。每排锚杆用4 800 mm×100 mm×5 mm(长×宽×厚)的W钢带连接。

顶锚索规格为D17.8 mm×7 300 mm，每根锚索使用4卷Z2345树脂锚固剂，锚索呈“三一三”布置，排距为900 mm，位于巷道中间的锚索沿巷道走向利用W钢带连接到一起，增强对巷道中部的支护能力，其余两根为单体布置。

2) 巷帮支护。帮锚杆为D20 mm×2 000 mm的高强螺纹钢锚杆，配2卷Z2345树脂锚固剂，间排距为900 mm×900 mm，每排布置4根，中间2根垂直巷帮，其余2根倾斜15°。

3) 帮锚索规格为D17.8 mm×4 300 mm，每根锚索使用3卷Z2345树脂锚固剂，锚索呈五花布置，排距为900 mm，2根锚索间距为2 000 mm，利用W钢带竖向连接到一起。

3.2 注浆参数

巷道两帮利用锚杆钻孔和锚索钻孔注浆，提高其支护强度。

1) 注浆材料。注浆材料为425硅酸盐水泥制成的浆液，水灰比为0.7∶1。现场应用使用一个内径700 mm、高度800 mm的搅拌桶，在360 mm处做标记。每次加水至该高度，配水泥4袋搅拌即可。

2) 注浆压力。采用单液泵注浆，锚杆孔注浆压力不超过3 MPa，锚索孔的注浆压力为6～8 MPa。注浆管路为专用的高压注浆管，内径8 mm，壁厚1.5 mm，耐压强度可达10 MPa以上。

3) 孔深和孔径。为便于下管注浆，锚杆采用D30 mm的钻头掘进，注浆管的长度为1 000 mm，锚索孔内注浆管的长度为3 000 mm，打孔时先采用D34 mm钻头钻进3 m，然后用D30 mm钻头钻进至7 000 mm深度。

4) 封孔方式。初期采用的是封孔器封孔，但由于煤层松软，成孔后容易出现塌孔，封孔器无法插入，另外封孔器的成本较高，多次试验后采用化学材料封孔的方式。将注浆管深入钻孔中后，将提前备好的缠绕了棉丝的木棒蘸取化学材料后迅速深入孔中，化学材料即时发生反应，迅速膨胀，将钻孔封住。一般要求木棒深入孔中300 mm。

对于部分锚杆索出现的煤壁跑浆现象，一般用干水泥对煤壁进行二次封堵即可。

3.3 注浆工艺

锚注一体化的注浆工艺如图3所示。在锚杆索杆体进入钻孔之后，将注浆管插入钻孔中，然后封孔，对锚杆索施加预紧力安装，完成之后进行注浆。

图3 锚注一体化工艺流程

3.4 应用效果评价

在8133进风巷道掘进过程中设置测站，利用十字布点法对巷道表面位移进行矿压观测，结果如图4所示。

图4 巷道表面位移观测结果

由图4可以看出，采用锚注一体化注浆技术减沉控帮效果明显。与其他工作面巷掘进相比，8133进风顺巷道变形的阶段性不明显，巷道掘进后变形量呈线性缓慢增长，两帮收敛速度约为3 mm/d，顶板下沉速度约为1.5 mm/d。10 d左右巷道变形逐渐稳定，最终顶板下沉量约为16 mm，两帮移近量约为30 mm。