吳小斌
(山西焦煤集團有限責任公司官地煤礦,山西 太原 030024)
進入21 世紀以來,錨桿索主動支護方式已成為煤礦巷道的主流支護方式,為煤礦安全生產提供了有力保障[1]。然而,對于軟巖巷道圍巖破碎、軟弱和變形大的特點,如何選擇合理的支護強度始終是困擾現場施工的難題,有不少學者通過對軟巖巷道圍巖與錨桿錨索之間的聯系進行研究,提出了相應軟巖巷道的支護設計方案[2-3]。本文基于和善煤礦軟巖巷道特點,在借鑒前人[4-5]研究的基礎上,采用FLAC3D數字模擬分析,為巷道圍巖的穩定性選擇合理的支護設計參數,同時引入注漿錨索新型支護技術,為巷道長期服務生產提供有力保障。
山西汾西礦業集團正新煤焦有限責任公司和善煤礦(以下簡稱“和善煤礦”)地處山西省長治市沁源縣,礦井井田面積12.65 km2,生產規模180 萬t/a,服務年限24.37 a,采用斜井開拓方式。和善煤礦目前主要回采6#煤層,該煤層賦存較穩定,有玻璃光澤,斷口呈現階梯狀,裂隙相對較發育,為條帶狀結構。煤層平均厚度1.2 m,埋深約130 m。基本頂為粉砂巖,直接頂為泥巖,直接底為泥巖,基本底為細粒砂巖。頂底板巖性情況見表1。

表1 頂底板巖性表
和善煤礦6#煤原有的采區運輸順槽支護設計采用Φ20 mm×2400 mm 規格的螺紋鋼錨桿,間排距為600 mm×800 mm,錨索規格為Φ21.8 mm×6300 mm,間排距為800 mm×1000 mm。雖然該支護方式能保證巷道的安全,但對于該煤層頂板明顯偏強,過密的支護方式不僅增加了巷道支護費用,而且對掘進效率影響較大,是一種不科學、不合理的支護方案。因此,需對巷道重新進行支護設計研究,在保證巷道頂板安全的基礎上提高掘進效率。
基于和善煤礦的煤層結構,利用FLAC3D數值模擬軟件進行研究分析,建立計算模型,如圖1所示。模型尺寸為100 m×200 m×120 m,開挖巷道距離邊界超過10 倍巷寬。巷道埋深為130 m,根據地應力計算公式,得出巷道的垂直應力為2.676 MPa,側壓系數取1,將此應力分別施加在數值計算模型的頂部和幫部。巷道圍巖物理力學參數見表2。

圖1 巷道數值計算模型

表2 巷道圍巖物理力學參數統計表
當巷道沒有支護時,對巷道圍巖的應力變化情況進行分析,如圖2 所示??梢钥闯觯绍浿苯禹敶嬖诶瓚?,最大達到1.75 MPa,說明松軟頂板具有離層趨勢。而底板也存在較大拉應力,具有壓曲的趨勢。兩幫圍巖發生卸載,壁面附近壓應力為1 MPa。在煤巷四個角點處,剪應力最大,可達1.06 MPa,說明在煤巷角點處的圍巖最易發生剪破壞。因此,需要對圍巖進行加強支護,減弱巷道圍巖應力集中現象,提高巷道圍巖的穩定性。


圖2 圍巖應力分布圖
通過結合目前巷道過于強調支護強度,錨桿間排距較小,致使巷道支護耗材成本高,掘進速度慢的錨桿錨索參數選擇情況,提出了表3 所示的支護設計方案。通過FLAC3D數值模擬分析得出了不同支護設計方案下巷道圍巖頂板、底板和兩幫的變形情況,如圖3。

圖3 不同支護方案下巷道圍巖變形情況統計圖

表3 錨桿(錨索)參數確定模擬方案
通過圖3 得出以下結論:
1)錨桿長度??梢钥闯觯锏理敯逑鲁亮?、底鼓量、兩幫移近量均隨著錨桿長度的增加而降低。當錨桿長度由1800 mm 逐步增加到2000 mm 時,煤巷表面位移呈明顯降低趨勢,頂板下沉量由58.0 mm 降低到50.6 mm,底鼓量由44 mm 降低到38 mm,兩幫移近量由74 mm 降低到68.6 mm。然而當錨桿繼續增加長度至2000 mm、2400 mm 時,巷道圍巖變形量曲線出現拐點,不再明顯降低。因此選定錨桿長度為2000 mm。
2)錨桿間排距。從圖中可以看出,巷道頂板下沉量、底鼓量、兩幫移近量均隨錨桿間排距的增加而升高。當錨桿間距由600 mm 增加到800 mm 的過程中,巷道圍巖變形量變化較小,當繼續增加到1200 mm 時,巷道圍巖最大變形量已由67 mm 上升到了78 mm,曲線出現拐點,巷道圍巖發生較大變形。因此錨桿間距取值為800 mm。同理,錨桿排距由800 mm 變化到1200 mm 時,錨桿排距1000 mm 再次出現了煤巷圍巖控制拐點,因此錨桿排距取值為1000 mm。
3)錨索數量。以分析確定的錨桿支護參數為基礎,來確定錨索支護參數。結果表明,每間隔2排錨桿加強支護2 根錨索時圍巖變形曲線出現拐點,此時對圍巖穩定性有顯著控制效果。考慮到掘進成本和施工速度等因素,選用每2 排錨桿加2 根錨索進行圍巖支護。
錨索的作用主要表現為通過錨固在深部堅硬(完整)巖層上的錨索將下部有滑落移動趨勢的潛在圍巖、錨網支護體進行懸吊支護。根據懸吊原理,可確定錨索長度:
式中:L為錨索長度;L1為堅硬巖層內的錨固段長度,可按工程類比法取1.0~1.5 m,也可根據黏結劑同錨索索體或鉆孔巖壁間的黏結強度來計算確定;Lmax為考慮需懸吊直接頂的厚度;L2為錨索外露長度,0.3 m。
由于該礦井6#煤直接頂厚度為4.95 m,根據計算,確定錨索長度為6.3 m。
通過以上的數值模擬分析,最終確定了和善煤礦6#煤采區順槽錨桿的初步設計方案,見表4。

表4 巷道圍巖支護參數統計表 mm
隨著巷道服務年限不斷延長,巷道礦山壓力顯現的影響愈加顯著,特別是在采動影響范圍內,巷道位于應力環境不穩定巖體中,隨時間效應,巷道變形現象更為嚴重,表現為頂板下沉、兩幫回擠、底板鼓起。這些變形降低了圍巖強度和穩定性,給巷道圍巖控制帶來挑戰,常規錨桿/錨索支護效果發揮受到限制。
錨注加固技術作為一種有效的支護方法,在井巷工程中得到了廣泛應用,并取得了顯著的工程實效。通過將錨索支護技術和注漿技術進行結合,利用中空錨索做為注漿管,配合注漿材料提升巷道圍巖的力學性質,強化圍巖的強度和自承能力。
和善煤礦采區巷道服務年限預計超過10 a,受到采掘活動多次疊加應力影響及圍巖蠕動變形影響,會對采區巷道頂板造成逐步破壞,最終造成巷道的大變形,因此在設計巷道支護中采取了使用注漿錨索替代普通錨索的新型技術。
錨注加固結構承載機理主要體現在以下兩個方面:
1)漿液可以改善破碎圍巖的物理力學狀態,對圍巖中的裂隙進行充填,防止圍巖裂隙的進一步發育;同時,漿液可將松散破碎圍巖重新加固,改善巖體內聚力和內摩擦角,提高巖體的承載能力。
2)注漿錨索在注漿施工后可由加長錨固形式轉變為全長錨固形式,增加了被錨固巖體的錨固性能,提高了錨索抗剪切能力。
主要用于礦山深井、軟巖、高應力或應力集中區、松散破碎區巷道、隧道、基坑等地下工程的支護或修復。
1)采用樹脂端錨,張拉預緊,預緊力高且立即承載,攪拌、安裝與普通樹脂錨索完全相同,無需增加任何設備。
2)由于索體是一種新型的中空結構,里面有高壓注漿管,在安裝時,會采用反向注漿的方式,把水泥漿或化學漿液注入到鉆孔里面,這樣就能讓錨索在整個長度上牢固地錨固在巖石上,還能增強周圍巖石的穩定性。
3)注漿錨索的索體使用高強的螺旋肋預應力鋼絞線加工,可以提高錨固的強度和索體的延伸率。
4)索體上端用樹脂固定,中間注入漿液,底部用螺紋鎖緊,里錨外注。安裝和預緊的方式跟樹脂錨索基本一致。
5)索體尾部有注漿接頭,可直接與注漿泵連接進行高壓注漿,省去了現場綁匝注漿管、排氣工序,使施工工序大大簡化。
6)實現了小孔徑、大噸位,索體結構本身滿足高壓注漿的要求,實現了錨注一體化。
1)選用錨桿鉆機在指定的位置上打設鉆孔??椎闹睆揭湾^索直徑相配合。
2)在鉆孔的時候,要保證圍巖表面平直,托片安裝時不會覆蓋雜物,同時不要在破裂的圍巖表面打設,否則孔口封不住,注漿時會出現漏漿現象。
3)鉆孔的時候,等待鉆頭完全進入煤巖體內后,再打閥門。這樣可以防止前期水流把孔口的煤體或巖體沖散,讓孔徑變大,造成堵漿失效。
4)鉆孔時,如果圍巖比較破碎,容易造成孔口擴大,這時要用錨固劑等材料配合橡膠止漿塞,保證注漿的質量。封孔質量對注漿的效果起關鍵作用。
1)在安裝之前,必須計算出樹脂錨固劑的有效錨固長度。結合錨索長度,設計了兩個出漿口,一個在錨索前段的2 m 處,另一個在3.5 m 處。
2)安裝注漿錨索時不要蠻力操作,防止錨固劑提前破損造成錨索安裝失效或堵塞注漿口。
3)要嚴格控制錨索孔的間排距,預緊要求同普通錨索。安裝失效后要及時補打錨索,進行補強支護。
4)封孔
① 樹脂錨固劑完全錨固之后,就可以進行封口工序。封口之前,首先檢查孔口情況,保證孔口表面平整度。
② 封口時,把塔狀止漿塞穿到注漿錨索中,并將錨索錐狀止漿塞頂緊,以實現止漿功能。
③ 止漿塞裝好后,按正常順利完成錨索托片安裝及預緊。
1)確保注漿連接器和煤柱錨索緊緊連在一起,首先將注漿管與注漿連接器連接后,擰到中空錨注錨索尾端的內絲扣里,然后慢慢扭緊,最后再用鐵絲進行固定,防止注漿時產生的高壓將注漿連接器崩脫。
2)在注漿期間,施工點5 m 范圍內禁止站人,以免發生意外。注漿順序為從兩幫至頂板,從下至上。
3)啟動注漿泵的時候要逐步提速,切忌一開始就把注漿閥門開到最大。同時要邊攪拌漿液邊進行注漿,當首次出現壓力升高現象后,停泵2~3 min 后繼續二次注漿,直到再次注滿為止。最后將錨索注漿口用螺絲堵上,避免漿液流出。
4)在注漿的過程中,要隨時注意注漿壓力的變化。如果壓力達到了5 MPa 以上,立即停止注漿。此時如果錨索已經注滿,結束注漿工作;如果不是,需解決問題后,等待4~5 min 繼續注漿。
5)在注漿的時候要注意觀察有沒有漏漿的情況,如果有漏漿現象需要及時封堵。如果漏漿的面積過大,需停止注漿,等30 min 后,再對漏漿的錨索進行補注工作。
6)在注漿時最好采用隔排注漿的模式,盡量減少串漿的情況。同時,在初次注漿之后建議全部進行二次補注,可以進一步增加注漿量。
7)注漿時機的選擇也是發揮注漿錨索作用的重要一環。當工作面迎頭頂板較為破碎時,應選擇在打設完注漿錨索后立即注漿;當工作面迎頭頂板較為完整,無明顯發育裂隙時,可選擇滯后工作面50 ~100 m 處,待巷道頂板略有離層時進行注漿;如若此時仍不能有效注漿,則需長期進行礦壓觀測,待采動影響后,再進行注漿。
將研究分析所得的支護設計參數運用于現場實際,最終通過為期60 d 礦壓觀測,得出了巷道圍巖的變形情況統計圖,如圖4。

圖4 巷道圍巖變形觀測統計圖
通過圖4 可知,在巷道開挖后,巷道圍巖變形量出現急劇增加,表現為兩幫移近量最大、頂板下沉量次之、底鼓量最小的特征。隨著時間推移,巷道變形量逐步變緩并最終在第42 天后趨于平衡。在巷道圍巖變形監測期間,巷道兩幫變形最大為66.2 mm,巷道頂板變形量最大為42.3 mm,巷道底板變形量最大為37.4 mm,且頂板注漿效果良好。通過變形情況監測可知,研究分析選用支護設計參數合理,能夠滿足巷道圍巖的穩定性要求,保障生產安全。
通過對巷道圍巖變形破壞及其不同支護參數方案數值模擬分析,得出了如下結論:
1)巷道沒有支護時。松軟直接頂應力集中較大,拉應力最大達到1.75 MPa,說明松軟頂板具有離層趨勢;底板也存在較大拉應力,具有壓曲的趨勢;兩幫圍巖發生卸載,壁面附近壓應力為1 MPa;在煤巷四個角點處,剪應力最大,可達1.06 MPa,說明在煤巷角點處的圍巖最易發生剪破壞。因此,針對此情況,需要對圍巖進行加強支護,減小巷道圍巖應力集中,保障巷道圍巖的穩定性。
2)錨桿(錨索)支護參數的確定。通過數字模擬分析最終確定了錨桿長度為2200 mm,間排距為800 mm×1000 mm;錨索長6300 mm,間排距為2000 mm×2000 mm。
3)工程實踐效果。將研究分析所得的支護設計參數運用于現場,并采用注漿錨索支護技術,通過現場支護設計效果監測表明,支護設計合理,不僅能夠保障巷道圍巖的穩定性,還在原有支護設計的基礎上提高了掘進速度,降低了支護成本。