煤柱尺寸優化與注漿錨索加強支護研究與應用

韓新明

（山西霍寶干河煤礦有限公司，山西 臨汾 041600）

鄰近采空區巷道保護煤柱留設及加強支護是井工開采不可避免的問題，煤柱大小與護巷效果、資源回采率息息相關，加強支護是受動壓影響巷道控制圍巖變形的常用手段。傳統的工字鋼架棚支護、單體液壓支柱+π 型梁支護均屬于被動支護，工藝環節較為繁瑣，勞動強度大，且占用巷道空間較多，影響留設巷道后期通風、行人及運輸。另外，在采動動壓影響下，有可能起不到加強支護的作用，造成巷道變形大而失穩，影響巷道使用或導致安全事故。錨索支護是一種及時主動、強度大且具有一定讓壓能力的簡單易操作的支護方式，是井工礦加強支護的首選。同時，提高圍巖自穩能力對于動壓影響巷道穩定性起重要作用，而注漿加固技術是提高圍巖自穩能力的有效手段，故注漿錨索（具備注漿加固能力的錨索）加強支護技術對動壓影響巷道加強支護具有很好的適用性。

通過注漿錨索圍巖控制技術和煤柱尺寸優化設計綜合考慮的方式，在保持巷道圍巖可控變形的前提下，實現煤柱尺寸最小化，資源回采率最大化的目的。該文結合干河礦2-301 聯巷末采護巷小煤柱留設及注漿錨索圍巖控制技術進行研究。

1 工程概況

干河礦2-301 工作面地表以農田耕地為主，局部為黃土丘陵，黃土覆蓋厚度47.2～59.5 m，基巖厚400～409 m。井下相對位于三采區左翼，工作面南側為實體煤，北側以實體煤為主，留有已采工作面系統巷道。

位置關系如圖1，設計切眼長150 m，走向長500 m，2-3012 巷與2-1181 巷留設6.5 m 煤柱。2-301運輸聯巷、2-301 聯巷在工作面回采結束后作為采區末端車場、采區末端變電所通風聯巷需留設。

圖1 2-301 聯巷位置關系圖

2 工作面地質條件

2-301 工作面煤層賦存較穩定，沿煤層走向整體呈背斜構造，煤層傾角平均3.5°，煤層平均厚度3.6 m，兩順槽均沿2#煤層頂板掘進，走向長壁一次采全高，全部垮落法管理頂板。工作面水患主要水源是煤層頂板K8、K9 砂巖含水層含水，K8、K9 巖層含水性相對較弱，但遇構造、裂隙頂板有輕微淋水現象，水量小于10 m3/h。工作面煤層為低瓦斯煤層，正?；夭善陂g預計瓦斯涌出量為0.41 m3/min。煤層自燃傾向為Ⅱ類自燃，煤塵有爆炸性，煤層無沖擊地壓危險。

2-301 聯巷距三采區膠帶輸送機巷83 m，與2-301 切眼平行，沿2#煤層頂板掘進。頂底板巖性見表1。

表1 頂底板巖性表

3 確定煤柱尺寸

煤柱的大小需要綜合考慮各方面的因素。首先，被保護巷道主要用途決定了允許變形量的大小進而直接影響煤柱大??；其次，巷道所處應力環境以及巷道原永久支護方式也在一定程度上影響煤柱大??；另外是否受采動影響也必須考慮[1]。只有充分考慮上述各種因素與巷道穩定性之間的相互關系，才能確保留設的煤柱尺寸既有利于控制被保護巷道合理形變量，又能適當減少資源浪費。因此2-301聯巷保護煤柱的留設主要考慮以下三個因素：

1）巷道所處超前支承壓力位置。采場煤體采出后壓力重新分布，形成超前支承壓力、側向支承壓力、后方殘余支承壓力。超前支承壓力（距煤壁由近及遠）分為應力減小區、應力增大區、原巖應力區，其中應力增大區又可分為應力增大顯著區、應力增大不顯著區?？紤]巷道圍巖應力因素，巷道所處位置應該避開應力增大顯著區[2]。

基于2-301 聯巷地質賦存資料和該采區鄰近聯巷的地應力測試數據，建立對應的FLAC3D數值模型，模型尺寸為300 m×30 m×50 m，劃分為45 300 個單元，70 668 個節點。三維模型的邊界條件：上部自由邊界，四周和底部鉸支[3]。數值模擬結果顯示工作面回采后超前支承應力分布情況如圖2。根據超前支承應力分布曲線選取12 個測點列表統計數據見表2。由此可知，工作面前部煤體內0～1 m 范圍為應力減小區，煤體裂隙發育，處于塑性狀態；工作面前部2～29 m 范圍為應力增大區，處于彈性狀態；工作面前部29 m 以外范圍為原巖應力區。其中2～7 m 為應力增大顯著區，應力集中系數介于1.31～1.86 之間。綜合考慮應力集中情況及資源回收率，2-301 聯巷與2-301 工作面停采線之間凈煤柱寬度留設為8～15 m，應力集中系數介于1.12～1.23之間。

圖2 2-301 工作面超前支承應力分布情況

2）巷道所處位置與停采線及周期來壓的關系。周期來壓是基本頂初次垮落后，隨著采煤工作面持續推進，基本頂懸露的跨度達到一定長度時，基本頂在其自重及上覆巖層載荷的作用下，將沿煤壁甚至在煤壁內發生折斷和垮落，隨工作面的推進基本頂周而復始垮落的現象[4]。周期來壓是基本頂受力狀態不斷由懸臂梁變為簡支梁周而復始的過程。其中，周期來壓初期即基本頂呈懸臂梁狀態時如圖3，大部分壓力傳遞至前方煤體，支架僅承受上方直接頂及部分基本頂壓力；周期來壓后期基本頂呈簡支梁時如圖4，支架作為一個支點承受上方直接頂及大部基本頂壓力，若此時停采，不便于末采撤架通道的支護及設備回撤，極易導致切頂冒落事故?？紤]停采線位置既要滿足護巷煤柱盡可能小的同時也要避開周期來壓，所以停采線應處于周期來壓初期即基本頂斷裂后繼續往前推進10 m 以內，此時基本頂處于懸臂梁狀態，且懸臂長度較短，煤體承受壓力較小，便于巷道維護。

圖3 2-301 工作面周期來壓頂板示意圖

圖4 2-301 工作面非周期來壓頂板示意圖

根據2-301 工作面礦壓觀測分析報告知基本頂初次來壓步距為38 m，周期來壓步距介于26～30 m之間，平均為28 m，步距受推采速度影響不明顯，推采較慢時步距為26 m，因此末采期間周期來壓步距按26 m 計算，預計工作面末采開始前最后一次周期來壓時煤壁至聯巷之間煤柱為42 m。繼續推進26 m 后基本頂斷裂，周期來壓，剩余煤柱16 m，此時工作面頂板壓力較大，不便于撤架通道維護及回撤。繼續推進6～8 m 停采，此時基本頂處于懸臂梁狀態，且懸臂長度較短，煤體承受壓力較小，便于撤架通道維護及回撤。綜合考慮回采超前支承壓力分布規律、周期來壓頂板狀態及資源回收率，2-301聯巷與2-301 工作面停采線之間凈煤柱寬度留設為8 m。

3）巷道圍巖控制方式。這里主要是指在原有錨網梁支護的基礎上進行二次加強支護，考慮采動影響、圍巖應力集中以及巷道后期僅作為通風聯巷（允許一定量的幫鼓及底鼓）的因素，圍巖控制以頂板控制為主。礦井現有支護方式主要有單體液壓支柱+π 型梁支護、工字鋼梯形棚支護、注漿錨索支護，前兩種支護為被動支護，費用高、勞動強度大，注漿錨索為主動支護，是集錨索高強錨固與注漿加固圍巖為一體的新型支護形式。一方面錨索安裝后能夠及時施加預緊力，為圍巖提供支護阻力；另一方面通過注漿實現了錨索的全長錨固，在錨索支護的基礎上利用漿液封堵充填圍巖裂隙，將圍巖膠結成整體，提高了巖體的內聚力、內摩擦角及彈性模量，從而提高了巖體強度[5]。

4 注漿錨索圍巖加固原理

1）形成組合拱加固圈支護體系

注漿錨索漿液能夠充分充填錨固端與止漿塞之間（主要是塑性形變區域）因礦山壓力顯現而形成的圍巖裂隙，將各分層與分層之間或者分層內部裂隙粘結成組合加固拱，有效提高圍巖自承載能力[6]。

2）密閉防風化潮解作用

注漿錨索漿液對圍巖裂隙（主要是松動圈）的充填，能有效阻隔潮濕空氣對內部巖層的風化潮解作用，大大減少因風化潮解引起的巖體膨脹自承載能力下降。

3）提高圍巖殘余強度

注漿錨索漿液在圍巖裂隙之間固結形成網絡骨架，提高了巖體的內聚力、內摩擦角及彈性模量，從而提高巖體殘余強度，大大提高巖體自承載能力[7]。

4）均衡受力，避免局部破壞

圍巖裂隙之間漿液固結形成的骨架，將大范圍巖層固結成一個整體，軟弱巖層強度得到提高，分層之間強度均衡化，再加上原永久支護錨桿、錨索以及注漿錨索的懸吊擠壓加固作用，使圍巖受力均衡，減少因局部軟弱巖層或應力集中引起的破壞。

5 注漿錨索支護參數

1）原支護參數

2-301 聯巷采用錨網索+錨梁聯合支護形式，斷面為矩形，掘寬5 m，凈寬4.8 m，掘高3.8 m，凈高3.7 m，毛斷面19 m2，凈斷面17.76 m2。

①錨桿。每排共布置17 根錨桿，頂部7 根Φ22 mm×2500 mm 左旋無縱肋螺紋鋼錨桿配合七孔錨梁支護，兩幫各5 根Φ20 mm×2000 mm 左旋無縱肋螺紋鋼錨桿配合五孔錨梁支護，錨桿間排距為800 mm×900 mm，每根錨桿均采用1 條CKb2340 和1 條Z2360 樹脂錨固劑錨固。

② 菱形網。每排共布置3 片菱形網，其中頂部規格為5600 mm×1000 mm，左右兩側菱形網向下折疊300 mm；幫部規格為3400 mm×1000 mm，網與網之間搭接不少于100 mm，每隔100 mm 采用雙股16#鍍鋅聯網絲聯接一道，擰緊不少于3 圈。

③錨索。巷道頂部采用3 根Φ21.8 mm×8200 mm 鋼絞線錨索支護， 錨索間排距為1700 mm×1800 mm，配合拱形高強度錨索托板支護，每根錨索采用2 條CKb2340 和2 條Z2360 樹脂錨固劑。

2）注漿錨索支護參數

按照錨索加固機理，錨索越長，越能調動深部巖體的自承能力，但錨索過長不但不利于施工和端部錨固，也不利于施加較大的預應力。錨索錨固力的大小與端部錨固質量密切相關，錨索端部錨固位置巖性及其強度對錨固效果影響極大，錨固端盡可能錨固在頂板堅硬巖層之中。2#煤層頂板往上0～5 m 為泥巖、1#煤、砂質泥巖，整體強度較低，錨固性能較差；而5～12 m 基本頂屬于細粒砂巖，強度較高，錨固性能較好，適合選擇在此層位錨固?；阱^索長度與預緊力之間關系，并考慮錨固頂板巖層巖性，錨索選用SKZ22-1/1860 型中空注漿錨索，長度選定L=7300 mm，錨固深度7000 mm，外露300 mm。

鑒于原永久支護錨索和新施工加強支護注漿錨索在動壓影響下的實際工作效率，為安全起見，注漿錨索布置呈“二·二”型布置，注漿錨索間距2400 mm，排距1800 mm，如圖5 所示。另外，兩巷原永久支護錨索長度8200 mm，在受動壓影響初期原支護錨索能充分發揮其過剩承載能力，最終與注漿錨索共同承載，抵抗動壓影響。

圖5 2-301 聯巷注漿錨索支護斷面圖（mm）

注漿錨索施工先決條件是圍巖產生裂隙且處于自穩狀態，施工時間要在動壓來臨前，因此2-301聯巷注漿錨索施工需在工作面停采前50 m 前完成，確保圍巖有足夠的強度抵御動壓影響。

注漿泵采用ZBQ-15/6 型煤礦用氣動注漿泵，額定注漿壓力為6 MPa，主要由注漿泵體、氣動攪拌器、攪拌桶等部分組成。

注漿液采用水泥漿液加添加劑配制，即選用標號425 普通硅酸鹽水泥按照1 袋水泥（50 kg）兌70 L 水，加5 kg 添加劑配制。

注漿液配制及注漿管連接好后緩慢開啟注漿泵，在漿液充滿裂隙前，壓力正常為 0.5～1.5 MPa，當壓力達到4.0 MPa 以上并穩定5 min（裂隙已注滿）可停止注漿。當出現圍巖表面漏漿情況，可暫停注漿，先行對其他錨索注漿，待表面裂隙內漿液凝固后再行復注。

6 礦壓監測和支護效果評價

支護的主要目的是減少礦山壓力顯現，礦山壓力顯現最直觀的表現就是巷道圍巖表面位移以及支護體變形或壓力變化。通過建立礦壓監測站，收集相關數據，可以反映出支護體受力狀態與圍巖狀態（回采進度）之間的關系，是驗證支護設計合理與否的關鍵數據，是發現工程隱患的預兆指標，也是工程驗收的必要條件[8]。

2-301 聯巷長150 m，每隔25 m 建一組礦壓監測站（主要監測巷道表面位移、注漿錨索應力），共建立六組礦壓監測站，距工作面65 m 開始監測。其中第四組數據變化最大，具備代表性。詳細數據如圖6、圖7。

圖6 表面位移量與回采進度關系圖

圖7 錨索應力與回采推進度關系圖

表面位移監測數據顯示，2-301 聯巷頂板最終累計下沉量為20 mm，底板累計鼓出量為115 mm，左幫累計回縮量為70 mm，右幫（采空區側）累計回縮量為80 mm，頂板及兩幫變化較平緩，底板變化加劇從距工作面20 m 開始。注漿錨索應力監測數據顯示，前期應力基本不變化，工作面推進至距監測站25 m 時應力開始增加，最終增加20 kN。

7 結論

通過采場超前壓力分布、工作面周期來壓頂板受力分析及注漿錨索圍巖控制技術應用，確定2-301聯巷保護煤柱寬度為8 m，既保證撤架通道位于頂板壓力較小階段，便于末采回撤施工，又確保聯巷回縮變形均小于120 mm，達到小煤柱留巷安全可靠的目的。注漿錨索加固護巷支護方案給同類型開采條件的巷道采用注漿錨索實施圍巖加強支護提供了實踐基礎和技術參考。