大陽泉礦回采巷道錨注一體化技術研究與應用

古慶華

(山西陽泉盂縣躍進煤業有限公司，山西 盂縣 045100)

與傳統的U鋼、工字鋼等支護相比，錨桿支護是一種主動支護方式。自引進以來，以其工藝簡單、成本低廉、支護效果好在全國煤礦得到了應用。但對一些軟巖或松散破碎的圍巖，由于圍巖本身整體性差、承載能力低，普通的錨桿索支護效果并不理想。為此錨注支護技術逐漸推廣開來。與傳統的框架結構支架及錨桿索支護相比，錨注支護將破碎煤巖體與錨桿膠結到一起，提高支護系統的承載能力，在松散、軟弱、破碎圍巖中取得了理想的支護效果[1-5]。大陽泉礦15號煤采用綜放開采，頂板強度低且相對破碎，常規的錨桿索支護變形量大，影響生產，為此開展了錨注一體化技術的研究。

1 工程概況

山西南煤集團大陽泉礦8133工作面位于15號煤采區北翼，工作面埋藏深度343～590 m。開采煤層為15號煤，煤層均厚5.8 m，煤層傾角5～16°，平均10°，煤層頂底板巖性如圖1所示。

圖1 15號煤頂底板巖性

8133工作面進風巷掘進斷面5.0 m×3.3 m(寬×高)，巷道為矩形，沿煤層底板掘進。

2 原巷道支護狀況調查

2.1 原支護設計

巷道原設計采用錨桿索支護。錨桿為D18 mm×2 000 mm的高強螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×900 mm，頂錨桿每排7根錨桿，用梯子梁接連，靠近兩幫的兩根錨桿向采空區方向傾斜10°，其余垂直頂板布置。錨索規格為D17.8 mm×6 000 mm，每排布置兩根，間排距為2 500 mm×1 800 mm。

幫錨桿為D18 mm×2 000 mm的螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×900 mm，每排布置4根，底角錨桿向底板方向傾斜10°，錨桿之間用梯子梁連接。

2.2 變形特征

1) 巷道變形階段性明顯。掘進后7 d內巷道變形劇烈，該階段的頂板下沉和兩幫收斂占巷道總變形的60%左右，之后巷道變形速率逐漸減少，15 d左右達到穩定，一個月之后的變形值較小，約占10%.

2) 巷道變形量大。巷道頂板下沉劇烈，頂底板移近量最大達到900 mm，主要為頂板下沉，最大下沉量為725 mm，底鼓相對較小。離層儀顯示，頂板淺部和深部均有離層，巷道中部離層值最大。巷道兩幫鼓幫嚴重，平均幫鼓量在600 mm以上，最大達到960 mm。

3) 部分支護構件發生嚴重破壞。受巷道大變形的影響，兩巷頂板和兩幫均出現了錨桿斷裂、托盤外翻甚至脫落，錨索被拉斷的現象，部分地段網兜多并且體積大，具有一定的安全隱患。

2.3 原因分析

1) 煤巖體強度低。對頂板打鉆取芯，在實驗室測試其單軸抗壓強度，結果表明如表1所示。

表1 巷道直接頂煤巖體的強度

結果表明，15號煤及偽頂的強度較低，普氏系數僅為1，而巷道頂板之上為2m的煤層及0.3 m的泥巖，巷道掘進后緊靠錨桿索支護難以保持穩定。

2) 地應力影響。對該礦15號煤進行地應力測試，結果表明，該煤層的最大水平主應力為19.7 MPa，而垂直應力為12.6 MPa，側壓系數為1.5。由于巷道的直接頂板和兩幫均為煤體，強度較低，在強地應力作用下，兩幫形成應力集中發生剪切破壞向巷道內突出，弱化了對頂板的支撐作用，頂板承載基礎的變形加劇了頂板的下沉，對煤幫的作用力增大，促進了煤幫的變形，形成了惡性循環。

3) 原支護設計不合理。8133進風巷的高度為3.3 m，巷道的直接頂板為2 m后的煤層，而頂錨桿的設計長度為2.0 m，端部位于偽頂范圍內，錨固點不穩定，不利于支護效果的發揮。

2.4 控制對策

1) 提供足夠的支護阻力。根據錨桿支護理論，對于破碎圍巖，錨桿可以提高巖體結構弱面的抗剪強度，減少頂板的應力集中，使得錨固區內的上覆巖層形成穩定的預應力承載結構，同時，控制弱面的離層，維持頂板的完整，避免出現網兜甚至冒頂。

2) 提高煤巖體的自承能力。15號煤的強度低，存在一層偽頂，破壞了頂板的完整性。對于此類破碎煤巖體，在加強支護強度基礎上，還應該提高其自身的承載能力，通過注漿等提高煤巖體的內聚力，封閉煤巖體中的節理裂隙，增強抵抗變形的能力。

3) 加強關鍵部位支護。現場調研表明，8133進風巷的巷道變形主要集中在兩幫，因此，應當加強兩幫的支護，為頂板提供穩定的承載基礎。另外，軟弱夾層巷道頂板中部的離層最先發生并且離層值最大，應當加強支護。

3 錨注一體化支護技術

3.1 支護方案

通過對巷道變形特征、變形原因的分析，確定采用頂板高強錨桿+巷幫錨注一體化的支護方案，支護設計如圖2所示。

圖2 錨注一體化支護方案(mm)

1) 頂板支護。頂錨桿采用D20 mm×2 400 mm的高強螺紋鋼錨桿，每根錨桿配兩卷Z2345樹脂錨固劑，間排距為900 mm×900 mm，每排6根，中間4根垂直頂板布置，其余2根向外傾斜15°。每排錨桿用4 800 mm×100 mm×5 mm(長×寬×厚)的W鋼帶連接。

頂錨索規格為D17.8 mm×7 300 mm，每根錨索使用4卷Z2345樹脂錨固劑，錨索呈“三一三”布置，排距為900 mm，位于巷道中間的錨索沿巷道走向利用W鋼帶連接到一起，增強對巷道中部的支護能力，其余兩根為單體布置。

2) 巷幫支護。幫錨桿為D20 mm×2 000 mm的高強螺紋鋼錨桿，配2卷Z2345樹脂錨固劑，間排距為900 mm×900 mm，每排布置4根，中間2根垂直巷幫，其余2根傾斜15°。

3) 幫錨索規格為D17.8 mm×4 300 mm，每根錨索使用3卷Z2345樹脂錨固劑，錨索呈五花布置，排距為900 mm，2根錨索間距為2 000 mm，利用W鋼帶豎向連接到一起。

3.2 注漿參數

巷道兩幫利用錨桿鉆孔和錨索鉆孔注漿，提高其支護強度。

1) 注漿材料。注漿材料為425硅酸鹽水泥制成的漿液，水灰比為0.7∶1。現場應用使用一個內徑700 mm、高度800 mm的攪拌桶，在360 mm處做標記。每次加水至該高度，配水泥4袋攪拌即可。

2) 注漿壓力。采用單液泵注漿，錨桿孔注漿壓力不超過3 MPa，錨索孔的注漿壓力為6～8 MPa。注漿管路為專用的高壓注漿管，內徑8 mm，壁厚1.5 mm，耐壓強度可達10 MPa以上。

3) 孔深和孔徑。為便于下管注漿，錨桿采用D30 mm的鉆頭掘進，注漿管的長度為1 000 mm，錨索孔內注漿管的長度為3 000 mm，打孔時先采用D34 mm鉆頭鉆進3 m，然后用D30 mm鉆頭鉆進至7 000 mm深度。

4) 封孔方式。初期采用的是封孔器封孔，但由于煤層松軟，成孔后容易出現塌孔，封孔器無法插入，另外封孔器的成本較高，多次試驗后采用化學材料封孔的方式。將注漿管深入鉆孔中后，將提前備好的纏繞了棉絲的木棒蘸取化學材料后迅速深入孔中，化學材料即時發生反應，迅速膨脹，將鉆孔封住。一般要求木棒深入孔中300 mm。

對于部分錨桿索出現的煤壁跑漿現象，一般用干水泥對煤壁進行二次封堵即可。

3.3 注漿工藝

錨注一體化的注漿工藝如圖3所示。在錨桿索桿體進入鉆孔之后，將注漿管插入鉆孔中，然后封孔，對錨桿索施加預緊力安裝，完成之后進行注漿。

圖3 錨注一體化工藝流程

3.4 應用效果評價

在8133進風巷道掘進過程中設置測站，利用十字布點法對巷道表面位移進行礦壓觀測，結果如圖4所示。

圖4 巷道表面位移觀測結果

由圖4可以看出，采用錨注一體化注漿技術減沉控幫效果明顯。與其他工作面巷掘進相比，8133進風順巷道變形的階段性不明顯，巷道掘進后變形量呈線性緩慢增長，兩幫收斂速度約為3 mm/d，頂板下沉速度約為1.5 mm/d。10 d左右巷道變形逐漸穩定，最終頂板下沉量約為16 mm，兩幫移近量約為30 mm。

4 結 語

1) 大陽泉礦15號煤工作面頂板煤巖體的強度低，地應力復雜，巷道變形階段性明顯，以頂板下沉和兩幫收斂為主，變形量大且持續時間長。

2) 錨注支護能夠將煤巖體與錨桿膠結到一起，通過封堵煤巖體中的裂隙等提高支護系統的承載能力，維持巷道的穩定。

3) 8133進風巷道通過采用錨注一體化支護技術，巷道變形量小，滿足了煤礦的生產要求，可為松散、破碎、軟弱的圍巖支護提供參考。