万家庄煤业深部软岩巷道锚注一体全断面围岩加固技术应用研究

＊刘 峰

（山西焦煤山煤蒲县万家庄煤业有限公司 山西 041200）

1.背景现状

万家庄煤业井田位于山西省蒲县黑龙关镇王峪村—火石洼村一带，矿井核定生产能力120万吨/年，矿井井田面积13.8954km2，批准开采2#～10#煤层，现开采2#煤层。煤层顶板多为泥岩，由于泥岩结构松软，在遇水作用下易发生软化，底板也以泥岩为主，经测试软化系数为0.53，在遇水作用下易发生软化产生底鼓现象。同时，受到采动影响，三条大巷850～1450m段巷道有不同程度的喷浆体开裂、底鼓、帮鼓等现象，最大底鼓量达到500mm，单帮最大帮鼓量达到350mm，严重影响大巷轨道运输、胶带输送机的正常运行。此外，采区泵房、变电所、避难硐室等重要场所，硐室顶、帮受采动影响，最大底鼓量达到300mm，单帮最大帮鼓量达到400mm，导致机电设备发生倾斜，设备安全间隙不符合要求，设备运行的安全系数大大降低。

2.万家庄煤业软岩巷道变形破坏原因分析

软岩巷道表现出大变形、难支护的主要影响因素分为两个方面，即：煤岩本身的自然影响因素和后期开采技术影响因素。

（1）自然影响因素分析。自然影响因素主要是指岩体本身的物理力学性质、煤层埋藏深度、断层等地质构造发育及地下含水层等，岩体力学性质是指岩体在受力状态下抵抗变形和破坏的能力。万家庄井田位于河东煤田，煤层倾角 0～8°，2#煤层平均埋藏深度500～600m之间。井田范围内已探明落差大于5m的有16条，断层带顶、帮破碎，影响围岩的稳定性，主要表现为煤埋藏深、煤层顶、底板岩性结构松软，顶板岩石强度较低，受压变形后，容易发生冒顶事故。

（2）开采技术影响因素。开采技术因素主要包括工作面设计、采高、采空区管理形式及开挖次序等方面。不同的工作面设计方式对煤岩的完整性和煤柱的支承受能力影响较大，工作面开采后，不同的开采次序引起的应力重新分布情况大不相同，矿压显现受采高、回采速度影响显著。

①煤岩完整性、支承能力减弱。万家庄煤业矿井大巷东西向布置，回风大巷沿煤层顶板掘进。轨道大巷与运输大巷水平间距为30m，轨道大巷与回风大巷水平间距为25m，南北两翼布置工作面，联络巷道布置密集，交岔点较多，煤岩完整性遭到严重破坏，随着开采深度增大，巷道上覆岩层重量增大，形成的支撑力较大，煤柱的支承能力减弱，不能有效控制顶板，造成巷道变形严重。

②工作面开采应力叠加。矿井采取两翼同时开采，而且回采工作面由东到西顺序开采，巷道受工作面采动影响，煤体受压导致强度和承载能力降低，支承压力随工作面不断向前推进的过程，工作面前方原来的应力平衡状态不断被打破，压力形成叠加效应，直接顶被迫下沉。因此巷道及顺槽帮鼓、底鼓显现较为明显，是导致巷道变形的重要原因。

3.软岩巷道围岩控制对策

(1)交错式工作面开采顺序

万家庄煤业开采顺序调整为在北翼综采工作面由西向东后退式开采，在南翼综采工作面由东向西前进式开采；即北翼工作面开采顺序依次为：20201→20203→20205......，南翼工作面开采顺序依次为：20102→20104→20106......，避免两翼工作面同时回采后应力叠加，最大限度减小采区大巷受采动压力影响。

(2)工作面末采深孔预裂爆破切顶卸压

作面回采完毕后，其采空区会在工作面顶板形成悬臂梁结构，悬臂梁结构产生的应力集中使工作面回采巷道围岩应力增加，受到该临空动压的影响，回采工作面超前段巷道变形量大，增加了维护难度。末采结束后，通过沿撤架通道煤柱侧顶板采取深孔预裂卸压，有效阻断采空区顶板降低长悬臂岩梁对工作面与采区大巷煤柱的作用力，大大减弱由于工作面悬臂梁结构而造成的大巷煤柱应力集中，从而进一步降低大巷围岩受力，使其围岩受力始终处于围岩流变扰动阈值以下，达到控制巷道围岩变形量的目标。

切顶卸压方案：切顶深度为10m，切顶角度为20°，工作面预裂炮孔间距取0.5m，炮孔组距取为2m，每组三个孔，布满整条试验巷道，为方便施工炮孔打设位置为远离煤柱侧1m。深孔预裂爆破炮孔布置设计如图1所示。

图1 深孔预裂爆破施工设计图

(3)变形巷道“锚注一体”全断面修复治理

①全断面锚注加固技术理论

由于巷道原支护方式特别强调顶板的加固，而两帮的支护强度明显不足，底板是完全放开，造成两帮、底板弱支护问题，要解决巷道帮鼓、底鼓变形破坏问题，除围岩自身性质对巷道变形有重要影响外，其两帮和底板弱支护结构是导致巷道底鼓甚至整体失稳的重要原因。在整个支护结构中，巷道两帮、底板的弱支护是其中的薄弱环节，所以必须要对其采取十分有效的支护及加固措施，实现对全断面的支护加强，采用“高强注浆锚杆+高强抗弯剪锚索+W型钢带+钢筋网+喷浆+注浆”的技术方案进行全断面支护，实现巷道整体围岩形成可靠的联合支护体系。

②全断面锚注加固施工方案

一采区变电所布置在轨道大巷与回风大巷之间，岩（煤）柱距离在8.5m左右，围岩不稳定、裂隙发育以及受采动等因素的影响，硐室出现底鼓、帮部突出等现象，致使部分设备倾斜，设备检修空间不足。一采区变电所修复长度80m，原支护采用锚网索喷联合支护。顶、帮锚杆规格为：φ20mm×2000mm，间排距900mm×900mm；锚索规格为：φ17.8mm×6300mm，间排距1800mm×1800mm；钢筋网φ6mm×1000mm×2000mm钢筋网，网格100mm×100mm；喷浆用C20混凝土喷射，厚度100mm；用C15混凝土铺底，厚度200mm。

结合现场实际变形破坏情况，考虑采用“高强度锚注一体”方案进行巷道修复治理，具体支护方案为：巷道全断面整修后，采用“高强注浆锚杆+高强抗弯剪锚索+W型钢带（底板为M型）+钢筋网+喷浆+注浆”的技术方案进行支护。

A.顶部支护要求：选用高强螺纹钢锚杆配合注浆装置，来实现“锚-注”一体化支护功能。其中，高强体螺纹钢锚杆选择规格为φ22mm×2600mm，注浆装置规格为φ28mm×300mm，锚杆间排距750mm×800mm，肩部两根向两侧倾角15°。每根锚杆采用1卷K2335和1卷Z2360型树脂锚固剂加长锚固。锚杆扭矩不小于300N·m，不超过500N·m。

顶锚索选择高强度低松弛预应力钢绞线锚索（1×19股）配合抗弯剪装置，来实现抗弯剪功能。顶锚索规格为φ21.8mm×9300mm，配套的抗剪装置规格为φ28mm×2500mm，间距1500mm，排距800mm，每排布置2根。每根锚索采用1卷MSK2335和2卷MSZ2360树脂药卷锚固；锚索预张力不低于200kN。

B.两帮支护要求：锚杆规格为φ22mm×2600mm，采用φ8mm×1000mm×2000mm钢筋点焊而成的钢筋网，网孔规格100mm×100mm，钢筋网搭接100mm，每100mm一个扎点，三花布置。锚杆间排距800mm×800mm，帮锚杆每排2根。每根锚杆采用1卷K2335和1卷Z2360型树脂锚固剂加长锚固。锚杆扭矩不小于300N·m，不超过500N·m。注浆装置规格为φ28mm×300mm。

帮部锚索规格为φ21.8mm×6300mm，配套抗剪装置分别为φ28mm×2000mm。帮部中间锚索垂直于煤壁，靠近顶、底板的两根锚索分别向顶、底板倾斜45°，锚索预张力不低于200kN。

C.底板支护要求：底板锚杆规格同顶板锚杆，注浆装置规格为φ28mm×300mm，间排距750mm×800mm，锚杆扭矩不小于300N·m，不超过500N·m。铺底：铺底厚度300mm，强度C30。顶、帮、底均顶锚杆、锚索均采用W型钢带连接，底板锚杆同样采用M型钢带连接。W型（M型）钢带宽度280mm，厚度5mm。支护完成后喷浆封闭，喷浆强度C20，厚度为100mm。

D.注浆施工工艺。a.水泥注浆系统。采用双液注浆系统，主要设备有气动双液注浆泵、水泥搅浆机等，注浆设备放在轨道大巷与变电所通道右侧。b.水泥注浆主要工序。(a)制输浆：最大注浆压力不超过3.0MPa，一般单孔注浆时间取为3～5min。顶、底板注浆材料采用425#普通硅酸盐水泥，配合高性能浆液改性剂，煤帮注浆材料采用高分子有机注浆材料，或者采用超微细无机复合注浆材料+高性能浆液改性剂，浆液水灰比为0.5～0.6，外加剂用量为10%～15%。(b)压注：根据注浆情况确定压注设备的初始排量，压注过程中要时刻注意观察注浆孔周围的情况，发现跑浆要及时处理，同时密切注意注浆泵的工作情况，发现异常立即处理，浆液的浓度控制原则均为先稀后浓，一般情况下，注浆压力升至设计注浆压力并维持5min即可结束注浆。(c)系统清洗：每次注浆完毕，通过将吸浆管置入清水桶，吸取清水冲洗管路和注浆泵腔，清洗不少于10min。

4.巷道围岩变形观测及分析

（1）巷道钻孔窥视分析。采用钻孔窥视镜对已经进行帮顶注浆加固的巷道进行钻孔窥视，检测注浆效果及松动破坏活动发展深度。

根据图2钻孔窥视结果分析，在2.0～2.2m范围乃至更深部位，孔壁围岩性状和原岩的特征类似，而在1.2～1.8m范围内明显观测到注浆加固痕迹，1.8m至孔口范围内破碎围岩重新粘结作用明显。

图2 注浆巷道顶板钻孔窥视截图

结果表明围岩松动破坏深度大约在1.8～2.0m范围，而且巷道注浆对破碎岩体的粘合作用效果较好，充分验证了对巷道顶、帮部位进行注浆加固的必要性。

（2）巷道围岩变形观测。采用全断面锚注加固支护技术对万家庄煤业三条大巷及一采区变电所等失修巷道进行注浆加固修复，对巷道围岩变形进行了监测。在锚注加固区段巷道每隔30m巷道设计布置2个测站，每个测站设2个观测面，测面间距0.8m，采用十字布点法监测围岩表面位移。本次采集观测周期共分两个阶段，每个阶段监测时间为一个月，第一阶段每周采集一次监测数据，第二阶段每两周采集一次监测数据。矿压观测期间的巷道围岩变形量及变形速率如图3所示。

图3 巷道变形量、变形速率折线图

经过两个月的持续观测，从图3中可以看出，巷道在第一周变形量最大，顶板变形量和两帮移近量分别为16mm和11mm，此时，巷道变形速率超过了2mm/d，达到最大值；在第二、三周，变形速率明显减小，降幅达到56%；在第五周，围岩变形趋于稳定。由此可见，通过对巷道的顶板、两帮、底脚以及底板同时加强支护，实现了全断面的加强支护稳定结构，从而提升了围岩整体承载能力，巷道围岩变形控制效果非常显著。

5.结论

通过深入研究分析深部软岩巷道失稳破坏机理，针对性的提出了多种围岩控制对策，通过充分降低了回采扰动及采空区悬臂等因素对采区大巷及主要硐室造成的应力集中，同时，研究采用“锚注一体”全断面支护技术对变形严重巷道进行修复治理，有效提升围岩整体完整性及承载能力，有效控制了巷道围岩变形，保障了巷道使用的安全性。主要结论有几下几点：

（1）分析了软岩巷道围岩破坏影响因素，除了自然影响因素外，开采技术因素是影响控制软岩巷道变形的重要方面。（2）交错式工作面开采顺序，可避免两翼相对工作面回采导致的应力叠加，进而加剧围岩松动破坏的扩散，最大限度减小巷道受采动压力的影响程度。（3）回采后沿撤架通道深孔预裂爆破切顶卸压，可有效阻断工作面采空区悬臂支承压力向大巷煤柱转移，进一步降低了围岩支护难度。（4）采用全断面锚注加强支护技术对变形严重巷道进行修复治理，实现了对巷道全断面支护效果，强化了弱支护部位，提升了围岩整体结构性，形成可靠的联合支护体，极大提升了巷道围岩承载能力。