二次采動軟煤巷道變形規律及錨注加固技術

李飛鵬

(山西晉煤集團趙莊煤業有限責任公司，山西 晉城 048000)

大采高綜采具有回采工藝簡單，資源回收率高等優點，目前已經成為我國3.5 m～6 m左右厚煤層安全高效開采的主要技術手段。其回采巷道布置多采用沿空留巷的布置方式，即上一工作面的運輸(回風)順槽通過加強維護保留下來作為下一工作面回風(運輸)順槽復用[1-2]。復用巷道通常服務年限約2～3 a，期間先后經歷本工作面和下一工作面回采兩次采動影響，尤其是下一工作面回采期間，復用巷道受到二次采動和采空區應力疊加影響，變形破壞嚴重，需反復維修，影響正常生產和采掘銜接[3-7]。

錨注加固漿液滲入巖體裂隙，既提高了破碎圍巖的完整性有效改善巖體的承載能力，又可封閉淺部圍巖、防止水分遷移以及風化作用引發的圍巖崩解碎裂，與此同時，錨桿(索)通過預應力擠壓將淺部圍巖和深部圍巖聯結成一個整體，很好的發揮淺部圍巖的承載能力，錨固體通過錨桿(索)的約束和抗剪作用，顯著提高圍巖的殘余強度和承載力，進而維持巷道長期穩定[8-13]。換言之，注漿為錨桿(索)提供有效的著力點和均勻受力環境，錨桿(索)提高錨固體的抗剪切能力，二者相互配合協調進而發揮最佳支護加固效果[14-16]。目前煤礦相關工程技術人員對錨注加固的注漿加固時機、注漿材料選擇、注漿和錨固的實施順序以及錨桿(索)預緊力等方面的認識存在不足甚至是誤解[17-18]。本文針對趙莊煤業13092復用巷道，在研究其變形規律的基礎上，給出相應的錨注加固參數，并通過現場實測證明其合理性和有效性，可為同類條件下復用巷道圍巖穩定性控制提供參考，具有重要的工程應用價值。

1 復用巷道變形規律

1.1 工程背景

趙莊煤業13092巷為1309工作面回風順槽，全長約2 860 m，為1309和1310兩個工作面服務，1309工作面正在回采，1310工作面尚未回采。13091巷和13092巷間留設60 m寬的保護煤柱，保護煤柱下方提前掘進1條底抽巷預抽瓦斯，以掩護13091巷和13092巷掘進。巷道與工作面位置關系見圖1。

13092巷為矩形斷面，凈寬5 m，凈高4.5 m。頂板每排5根錨索，間距1.1 m，排距0.6 m，錨索長度8.4 m；兩幫每排5根錨桿，間距0.95 m，排距1.2 m，錨桿長度2.4 m，幫錨索每排2根，間距2 m，排距2.4 m，幫錨索長度5.4 m。

1.2 復用巷道變形破壞規律

為有效觀察13092復用巷道的變形破壞規律，在巷道內布置5組表面位移測點，測點起始位置為切眼前方400 m，相鄰測點間隔50 m，觀測范圍為工作面前方100 m至工作面后方1 200 m。兩幫變形量、變形速度與工作面位置關系分別見圖2-a、圖2-b。

圖1 13092巷與工作面位置關系圖Fig.1 Position relationship of 13092 roadway and working face

2-a 兩幫變形量與工作面位置關系

2-b 兩幫變形速度與工作面位置關系圖2 兩幫變形曲線圖Fig.2 Deformation curves of two walls

由圖2-a可以看出，觀測范圍為50 m～-1 200 m，兩幫累計移近量1 203.5 mm，根據現場統計，煤柱一側變形量約900 mm～1 000 mm，超過兩幫總變形量的75%。由圖2-b可以看出，兩幫變形速度具有明顯的分區特征：

1)初始影響區(50 m～-200 m)，兩幫移近量量不足150 mm，變形速度平均約4mm/d。

2)劇烈影響區(-200 m～-600 m)，兩幫劇烈變形，移近量約679 mm，變形速度平均約12.1 mm/d，在-350 m～-450 m達到峰值，平均15.3 mm/d。

3)穩定區(-600 m～)，兩幫變形速度逐漸下降，變形量388.5 mm，變形速度平均約4.6 mm/d。劇烈影響區和穩定區變形量占兩幫總變形量的89.2%。

1.3 變形原因分析

1)高地應力。煤層埋深超過750 m，最大水平主應力為18.25 MPa，最小水平主應力為9.15 MPa，垂直應力為21.82 MPa。

2)煤質酥軟。3#煤平均抗壓強度值為7.07 MPa，強度測試曲線波動范圍較大，反映出煤體松散、破碎，完整性差等問題。

3)煤體結構松散破碎。13092巷掘巷前通過底抽巷預抽瓦斯，煤柱一側巷幫內部空洞大、異常破碎。

4)工作面后方側向支承壓力長期影響。1309工作面采高4.6 m，大采高綜采一次采全高。回采后，礦壓顯現劇烈，頂板上方30 m以下不穩定巖層一次垮落。動載系數大，達到1.9。主關鍵層位于工作面上方65 m處，覆巖活動周期長，在工作面后方350 m～450 m才達到峰值。

5)幫部支護強度不足。幫錨索錨固力測試僅余5 MPa～8 MPa，巷幫整體鼓出，證明支護強度不足，無法阻止變形破壞向深部擴展，錨索長度不足，無法有效錨固。其中3)、4)、5)是造成煤柱一側變形量極大的主要原因。

2 注漿加長錨固試驗

錨索在巷幫支護當中發揮關鍵作用，必須提高錨索錨固力。根據現場測試，即使在采動影響區之外超前進行幫錨索補強，錨固力也僅有8 MPa～15 MPa，錨索沒有起到應有的支護作用。究其原因有以下幾點：1)煤體松散破碎，錨索錨固端無有效著力點；2)覆巖垮落高度達到30 m,遠遠超出錨索的有效長度；3)錨索采用端頭錨固，錨固長度不夠，所提供的錨固力不足，需要加長錨固長度。

針對以上不足，現場進行注漿加長錨固試驗，以提高錨索錨固力。

第一步：選擇錨索合理長度。在覆巖垮落穩定區域進行不同長度錨索的拉拔力測試，錨索采取端頭錨固方式，使用相同的錨固劑量，錨索長分別取5.4 m、6.4 m、7.4 m、8.4 m、9.4 m，錨固力測試結果分別為8 MPa、10 MPa、12 MPa、16 MPa、17 MPa，從中可以看出，隨錨索長度增加錨固力呈增大趨勢，其中錨索長度由7.4 m增加到8.4 m時錨固力增幅最大，達到4 MPa/m，由8.4 m增加到9.4 m時，增幅回落到2 MPa/m。然而，即使錨索長度增加到9.4時，錨固力也僅為17 MPa，遠低于25 MPa的設計要求。顯然通過一味增加錨索長度來提高錨固力是不適合實際要求的，即單一通過加長錨索，無法使錨固力達到要求。

第二步：注漿深度的確定。綜合考慮現場各因素，取錨索長度為8.4 m。進行三個不同注漿區域的錨索拉拔力對比測試。

1)未注漿區域，端頭錨固方式，如圖3所示。錨固力16 MPa，效果差，說明煤體內部空洞、破碎嚴重，必須通過注漿改善煤體內部結構。

圖3 8.4 m錨索錨固劑端錨示意圖Fig.3 8.4 m anchor cable and anchoring agent

2)注漿區域，端頭錨固方式，錨固力約18 MPa～22 MPa，相比未注漿區域，錨固力提升作用較明顯，可見注漿后有效改善了煤巖體的孔裂隙結構，錨固劑和煤巖體間的粘結力增強。

3)注漿區域，端頭錨固方式，將前述錨索孔孔徑由28 mm擴孔到42 mm或50 mm，錨索(直徑22 mm)桿體與鉆孔之間的間隙采用雙液插管注漿，漿材選用晉煤技術研究院研制的聯邦加固1號，如圖4所示。測試結果顯示：擴孔注漿長度0.5 m時，錨固力18 MPa～20 MPa；擴孔注漿長度2 m時，錨固力20 MPa～25 MPa；擴孔注漿長度4 m時，錨固力25 MPa～30 MPa；擴孔注漿長度6 m時，錨固力26 MPa～30 MPa。可見4 m以后繼續增大擴孔注漿長度對錨索錨固力的增加不再產生大的影響。

綜合考慮，現場實施采用錨索長度為8.4 m、先注漿、正常端錨、擴孔注漿長度不小于4 m。

圖4 8.4 m錨索擴孔段注漿加長錨固示意圖Fig.4 Grouting and lengthening anchoring of 8.4 m anchor cable expanding section

3 二次錨注加固機理及加固方案

3.1 二次錨注加固機理

允許圍巖塑性區有控制的適度擴展，釋放部分圍巖集聚能，充分調動圍巖的自身承載能力，可有效降低維持圍巖塑性區極限平衡狀態所需要的支護抗力[19-20]。強調錨注時機、錨注工序、錨注方式的重要性，其關鍵在于以下幾個方面。

1)錨注時機與圍巖變形相協調。注漿與圍巖裂隙發育密切相關，1309工作未回采前，圍巖受巷道掘進期的影響相對要小得多，基本保持原始孔裂隙狀態，注漿效果差；1309工作面回采之后，受礦山支承壓力影響，圍巖內裂隙萌生、發育、擴展，形成嚴重破壞，此時注漿量大，但原錨桿(索)錨固失效，圍巖破碎，完整性降低，即使注漿也無法完全恢復圍巖的承載能力，因此一次錨注最佳時機應當在1309工作面回采影響初期。同時錨索補強應及早進行，越滯后煤體裂隙越發育，錨固力越不足；在經歷1309工作面采動的劇烈影響期之后，錨固區煤巖體內部重新生成大量裂隙，應當及時進行二次補漿。

2)錨注方式與圍巖變形相協調。一次錨注的目的是增強塑性破壞區圍巖的完整性，發揮圍巖的承載能力，通常塑性破壞區深度較小，采用淺孔注漿、錨索補強為主；受1309工作面回采的劇烈影響，圍巖裂隙向縱深發展，破壞深度加大，因此，二次加固時，需要進行深孔注漿。

3)錨注工序與圍巖變形相協調。當錨固力足夠時，應先錨索補強再注漿；當錨固力不足時，先注漿改善煤體結構，然后，錨索補強立即進行，及時起到圍巖控制作用。要求注漿材料應具備強度快速增長、快速提高錨固力的特性。

根據13092巷變形規律發現，兩幫總變形量的89.2%集中在劇烈變形區和穩定區，劇烈變形區產生大變形的根本原因是一次支護強度不足，而穩定區變形量較大的主要原因是圍巖破壞深度增大，一次支護錨桿索失效，圍巖喪失大部分承載能力，即使穩定區頂板壓力降低，圍巖也無法有效承載，始終維持在相對較高的變形速度。因此，二次錨注加固的根本應在于提高一次支護強度，由于錨索錨固力不足，錨注必須在初始影響區之前進行，減小劇烈影響區巷道變形量和破壞深度，在穩定區及時進行二次注漿，提高殘余承載能力，使圍巖進入穩定狀態。

3.2 一次超前錨注加固方案

13092煤巷錨固力不足，采取先注漿、后錨索補強的方式進行支護加固。

1)鉆孔布置。鉆孔分4 m和8.5 m兩種孔深，錯層交叉布置，均垂直于煤幫鉆進，見圖5。其中4 m注漿孔主要為封堵圍巖淺部裂隙，8.5 m注漿孔主要為強化錨索錨固段圍巖的膠結和完整性。

注漿材料選用晉煤技術研究院研制的聯邦加固1號雙液注漿材料，水灰比1：1.25時，初凝時間1 min～3 min，終凝時間5 min～10 min，2 h凝固強度10 MPa以上，1 d凝固強度16 MPa以上。

圖5 一次注漿鉆孔布置示意圖Fig.5 Borehole layout of one grouting

2)煤柱一側幫錨索補強。工作面一側考慮采煤機割煤影響，不進行補強，只在煤柱一側進行幫錨索補強。布置方式：①在原兩排錨索正中補打一排錨索，補打錨索每排3根，新補打的一排錨索之間使用1根鋼筋托梁連接在一起。②在原錨索兩根之間正中位置再補打1根錨索，最終形成“三三三三三”錨索布置形式，補強錨索長度8.4 m，如圖6所示。

實施順序：超前工作面50 m進行，先進行注漿，再進行錨索補強，錨固力仍不足時配合注漿加長錨固法提高錨固力。

3.3 穩定區二次注漿方案

二次注漿滯后13092工作面煤壁600 m進行，注漿孔孔深12 m，孔徑42 mm，分上、下排兩排矩形布置，上排鉆孔位置距煤層頂板3 m，上仰5°；下排孔位置距煤層底板2 m，水平鉆進。

注漿材料選用晉煤技術研究院研制的聯邦加固單液超細注漿材料，20 min～30 min內材料可流動，流動時間長可確保漿液在裂隙中充分滲透擴散，初凝時間60 min～80 min，終凝時間360 min～480 min，1 d強度可達16 MPa以上，3 d強度可達25 MPa以上，可滿足圍巖加固的需要。

圖6 幫錨索補強示意圖Fig.6 Anchor cable reinforcement

4 注漿效果分析

4.1 注漿量

注漿孔深4 m一次注漿平均單孔注入0.2 t漿材，孔深8 m一次注漿平均單孔注入0.5 t漿材；二次注漿平均單孔注入1 t漿材。

4.2 巷道變形

1)注漿加固區域與未注漿加固區域相比，呈現相似的規律，注漿加固區域也可分為初始影響區(50 m～-200 m)、劇烈影響區(-200 m～-600 m)和穩定區(-600 m～)。

2)注漿區域巷道兩幫最終變形量598 mm，其中初始影響區變形量122 mm，占比20%；劇烈影響區變形量441 mm，占比74%，最大變形速度12 mm/d；穩定區變形量35 mm，占比6%，如圖7所示。

3)與未錨注區域相比，兩幫總變形量減小50%，其中，初始影響區減小2%，劇烈影響區變形量減小20%，穩定區減小28%。可以看出，一次錨注加固顯著減小了劇烈影響區內圍巖變形，并對穩定區圍巖變形起到了控制作用，穩定區二次注漿后，變形速度快速減小，圍巖快速進入穩定狀態。

7-a 兩幫變形量與工作面位置關系

7-b 兩幫變形速度與工作面位置關系圖7 注漿后兩幫變形曲線圖Fig.7 Deformation curves of two walls after grouting

5 結論

1)二次采動影響大采高煤巷變形可劃分為初始影響區(50 m～-200 m)、劇烈影響區(-200 m～-600 m)、穩定區(-600 m～)，劇烈影響區和穩定區變形量占兩幫總變形量的89.2%。

2)一次支護強度不足，劇烈影響區煤柱側破壞深度過大是造成圍巖變形量極大的根本原因。

3)采用注漿加長錨固提高錨固力試驗解決了錨索錨固力嚴重不足問題。

4)強調錨注時機、錨注工序、錨注方式與圍巖變形相協調，提出二次錨注加固方案，一次錨注加固在初始影響區之外進行，目的是提高一次支護強度，減小劇烈影響區圍巖破壞深度，二次注漿加固在穩定區進行，目的是提高殘余承載能力，使圍巖進入穩定狀態。

5)采用二次錨注加固方案后，兩幫最終變形量598 mm，與未錨注方式相比，兩幫總變形量減小50%，其中，劇烈影響區和穩定區減小48%。