煤柱尺寸优化与注浆锚索加强支护研究与应用

韩新明

（山西霍宝干河煤矿有限公司，山西 临汾 041600）

邻近采空区巷道保护煤柱留设及加强支护是井工开采不可避免的问题，煤柱大小与护巷效果、资源回采率息息相关，加强支护是受动压影响巷道控制围岩变形的常用手段。传统的工字钢架棚支护、单体液压支柱+π 型梁支护均属于被动支护，工艺环节较为繁琐，劳动强度大，且占用巷道空间较多，影响留设巷道后期通风、行人及运输。另外，在采动动压影响下，有可能起不到加强支护的作用，造成巷道变形大而失稳，影响巷道使用或导致安全事故。锚索支护是一种及时主动、强度大且具有一定让压能力的简单易操作的支护方式，是井工矿加强支护的首选。同时，提高围岩自稳能力对于动压影响巷道稳定性起重要作用，而注浆加固技术是提高围岩自稳能力的有效手段，故注浆锚索（具备注浆加固能力的锚索）加强支护技术对动压影响巷道加强支护具有很好的适用性。

通过注浆锚索围岩控制技术和煤柱尺寸优化设计综合考虑的方式，在保持巷道围岩可控变形的前提下，实现煤柱尺寸最小化，资源回采率最大化的目的。该文结合干河矿2-301 联巷末采护巷小煤柱留设及注浆锚索围岩控制技术进行研究。

1 工程概况

干河矿2-301 工作面地表以农田耕地为主，局部为黄土丘陵，黄土覆盖厚度47.2～59.5 m，基岩厚400～409 m。井下相对位于三采区左翼，工作面南侧为实体煤，北侧以实体煤为主，留有已采工作面系统巷道。

位置关系如图1，设计切眼长150 m，走向长500 m，2-3012 巷与2-1181 巷留设6.5 m 煤柱。2-301运输联巷、2-301 联巷在工作面回采结束后作为采区末端车场、采区末端变电所通风联巷需留设。

图1 2-301 联巷位置关系图

2 工作面地质条件

2-301 工作面煤层赋存较稳定，沿煤层走向整体呈背斜构造，煤层倾角平均3.5°，煤层平均厚度3.6 m，两顺槽均沿2#煤层顶板掘进，走向长壁一次采全高，全部垮落法管理顶板。工作面水患主要水源是煤层顶板K8、K9 砂岩含水层含水，K8、K9 岩层含水性相对较弱，但遇构造、裂隙顶板有轻微淋水现象，水量小于10 m3/h。工作面煤层为低瓦斯煤层，正常回采期间预计瓦斯涌出量为0.41 m³/min。煤层自燃倾向为Ⅱ类自燃，煤尘有爆炸性，煤层无冲击地压危险。

2-301 联巷距三采区胶带输送机巷83 m，与2-301 切眼平行，沿2#煤层顶板掘进。顶底板岩性见表1。

表1 顶底板岩性表

3 确定煤柱尺寸

煤柱的大小需要综合考虑各方面的因素。首先，被保护巷道主要用途决定了允许变形量的大小进而直接影响煤柱大小；其次，巷道所处应力环境以及巷道原永久支护方式也在一定程度上影响煤柱大小；另外是否受采动影响也必须考虑[1]。只有充分考虑上述各种因素与巷道稳定性之间的相互关系，才能确保留设的煤柱尺寸既有利于控制被保护巷道合理形变量，又能适当减少资源浪费。因此2-301联巷保护煤柱的留设主要考虑以下三个因素：

1）巷道所处超前支承压力位置。采场煤体采出后压力重新分布，形成超前支承压力、侧向支承压力、后方残余支承压力。超前支承压力（距煤壁由近及远）分为应力减小区、应力增大区、原岩应力区，其中应力增大区又可分为应力增大显著区、应力增大不显著区。考虑巷道围岩应力因素，巷道所处位置应该避开应力增大显著区[2]。

基于2-301 联巷地质赋存资料和该采区邻近联巷的地应力测试数据，建立对应的FLAC3D数值模型，模型尺寸为300 m×30 m×50 m，划分为45 300 个单元，70 668 个节点。三维模型的边界条件：上部自由边界，四周和底部铰支[3]。数值模拟结果显示工作面回采后超前支承应力分布情况如图2。根据超前支承应力分布曲线选取12 个测点列表统计数据见表2。由此可知，工作面前部煤体内0～1 m 范围为应力减小区，煤体裂隙发育，处于塑性状态；工作面前部2～29 m 范围为应力增大区，处于弹性状态；工作面前部29 m 以外范围为原岩应力区。其中2～7 m 为应力增大显著区，应力集中系数介于1.31～1.86 之间。综合考虑应力集中情况及资源回收率，2-301 联巷与2-301 工作面停采线之间净煤柱宽度留设为8～15 m，应力集中系数介于1.12～1.23之间。

图2 2-301 工作面超前支承应力分布情况

2）巷道所处位置与停采线及周期来压的关系。周期来压是基本顶初次垮落后，随着采煤工作面持续推进，基本顶悬露的跨度达到一定长度时，基本顶在其自重及上覆岩层载荷的作用下，将沿煤壁甚至在煤壁内发生折断和垮落，随工作面的推进基本顶周而复始垮落的现象[4]。周期来压是基本顶受力状态不断由悬臂梁变为简支梁周而复始的过程。其中，周期来压初期即基本顶呈悬臂梁状态时如图3，大部分压力传递至前方煤体，支架仅承受上方直接顶及部分基本顶压力；周期来压后期基本顶呈简支梁时如图4，支架作为一个支点承受上方直接顶及大部基本顶压力，若此时停采，不便于末采撤架通道的支护及设备回撤，极易导致切顶冒落事故。考虑停采线位置既要满足护巷煤柱尽可能小的同时也要避开周期来压，所以停采线应处于周期来压初期即基本顶断裂后继续往前推进10 m 以内，此时基本顶处于悬臂梁状态，且悬臂长度较短，煤体承受压力较小，便于巷道维护。

图3 2-301 工作面周期来压顶板示意图

图4 2-301 工作面非周期来压顶板示意图

根据2-301 工作面矿压观测分析报告知基本顶初次来压步距为38 m，周期来压步距介于26～30 m之间，平均为28 m，步距受推采速度影响不明显，推采较慢时步距为26 m，因此末采期间周期来压步距按26 m 计算，预计工作面末采开始前最后一次周期来压时煤壁至联巷之间煤柱为42 m。继续推进26 m 后基本顶断裂，周期来压，剩余煤柱16 m，此时工作面顶板压力较大，不便于撤架通道维护及回撤。继续推进6～8 m 停采，此时基本顶处于悬臂梁状态，且悬臂长度较短，煤体承受压力较小，便于撤架通道维护及回撤。综合考虑回采超前支承压力分布规律、周期来压顶板状态及资源回收率，2-301联巷与2-301 工作面停采线之间净煤柱宽度留设为8 m。

3）巷道围岩控制方式。这里主要是指在原有锚网梁支护的基础上进行二次加强支护，考虑采动影响、围岩应力集中以及巷道后期仅作为通风联巷（允许一定量的帮鼓及底鼓）的因素，围岩控制以顶板控制为主。矿井现有支护方式主要有单体液压支柱+π 型梁支护、工字钢梯形棚支护、注浆锚索支护，前两种支护为被动支护，费用高、劳动强度大，注浆锚索为主动支护，是集锚索高强锚固与注浆加固围岩为一体的新型支护形式。一方面锚索安装后能够及时施加预紧力，为围岩提供支护阻力；另一方面通过注浆实现了锚索的全长锚固，在锚索支护的基础上利用浆液封堵充填围岩裂隙，将围岩胶结成整体，提高了岩体的内聚力、内摩擦角及弹性模量，从而提高了岩体强度[5]。

4 注浆锚索围岩加固原理

1）形成组合拱加固圈支护体系

注浆锚索浆液能够充分充填锚固端与止浆塞之间（主要是塑性形变区域）因矿山压力显现而形成的围岩裂隙，将各分层与分层之间或者分层内部裂隙粘结成组合加固拱，有效提高围岩自承载能力[6]。

2）密闭防风化潮解作用

注浆锚索浆液对围岩裂隙（主要是松动圈）的充填，能有效阻隔潮湿空气对内部岩层的风化潮解作用，大大减少因风化潮解引起的岩体膨胀自承载能力下降。

3）提高围岩残余强度

注浆锚索浆液在围岩裂隙之间固结形成网络骨架，提高了岩体的内聚力、内摩擦角及弹性模量，从而提高岩体残余强度，大大提高岩体自承载能力[7]。

4）均衡受力，避免局部破坏

围岩裂隙之间浆液固结形成的骨架，将大范围岩层固结成一个整体，软弱岩层强度得到提高，分层之间强度均衡化，再加上原永久支护锚杆、锚索以及注浆锚索的悬吊挤压加固作用，使围岩受力均衡，减少因局部软弱岩层或应力集中引起的破坏。

5 注浆锚索支护参数

1）原支护参数

2-301 联巷采用锚网索+锚梁联合支护形式，断面为矩形，掘宽5 m，净宽4.8 m，掘高3.8 m，净高3.7 m，毛断面19 m2，净断面17.76 m2。

①锚杆。每排共布置17 根锚杆，顶部7 根Φ22 mm×2500 mm 左旋无纵肋螺纹钢锚杆配合七孔锚梁支护，两帮各5 根Φ20 mm×2000 mm 左旋无纵肋螺纹钢锚杆配合五孔锚梁支护，锚杆间排距为800 mm×900 mm，每根锚杆均采用1 条CKb2340 和1 条Z2360 树脂锚固剂锚固。

② 菱形网。每排共布置3 片菱形网，其中顶部规格为5600 mm×1000 mm，左右两侧菱形网向下折叠300 mm；帮部规格为3400 mm×1000 mm，网与网之间搭接不少于100 mm，每隔100 mm 采用双股16#镀锌联网丝联接一道，拧紧不少于3 圈。

③锚索。巷道顶部采用3 根Φ21.8 mm×8200 mm 钢绞线锚索支护， 锚索间排距为1700 mm×1800 mm，配合拱形高强度锚索托板支护，每根锚索采用2 条CKb2340 和2 条Z2360 树脂锚固剂。

2）注浆锚索支护参数

按照锚索加固机理，锚索越长，越能调动深部岩体的自承能力，但锚索过长不但不利于施工和端部锚固，也不利于施加较大的预应力。锚索锚固力的大小与端部锚固质量密切相关，锚索端部锚固位置岩性及其强度对锚固效果影响极大，锚固端尽可能锚固在顶板坚硬岩层之中。2#煤层顶板往上0～5 m 为泥岩、1#煤、砂质泥岩，整体强度较低，锚固性能较差；而5～12 m 基本顶属于细粒砂岩，强度较高，锚固性能较好，适合选择在此层位锚固。基于锚索长度与预紧力之间关系，并考虑锚固顶板岩层岩性，锚索选用SKZ22-1/1860 型中空注浆锚索，长度选定L=7300 mm，锚固深度7000 mm，外露300 mm。

鉴于原永久支护锚索和新施工加强支护注浆锚索在动压影响下的实际工作效率，为安全起见，注浆锚索布置呈“二·二”型布置，注浆锚索间距2400 mm，排距1800 mm，如图5 所示。另外，两巷原永久支护锚索长度8200 mm，在受动压影响初期原支护锚索能充分发挥其过剩承载能力，最终与注浆锚索共同承载，抵抗动压影响。

图5 2-301 联巷注浆锚索支护断面图（mm）

注浆锚索施工先决条件是围岩产生裂隙且处于自稳状态，施工时间要在动压来临前，因此2-301联巷注浆锚索施工需在工作面停采前50 m 前完成，确保围岩有足够的强度抵御动压影响。

注浆泵采用ZBQ-15/6 型煤矿用气动注浆泵，额定注浆压力为6 MPa，主要由注浆泵体、气动搅拌器、搅拌桶等部分组成。

注浆液采用水泥浆液加添加剂配制，即选用标号425 普通硅酸盐水泥按照1 袋水泥（50 kg）兑70 L 水，加5 kg 添加剂配制。

注浆液配制及注浆管连接好后缓慢开启注浆泵，在浆液充满裂隙前，压力正常为 0.5～1.5 MPa，当压力达到4.0 MPa 以上并稳定5 min（裂隙已注满）可停止注浆。当出现围岩表面漏浆情况，可暂停注浆，先行对其他锚索注浆，待表面裂隙内浆液凝固后再行复注。

6 矿压监测和支护效果评价

支护的主要目的是减少矿山压力显现，矿山压力显现最直观的表现就是巷道围岩表面位移以及支护体变形或压力变化。通过建立矿压监测站，收集相关数据，可以反映出支护体受力状态与围岩状态（回采进度）之间的关系，是验证支护设计合理与否的关键数据，是发现工程隐患的预兆指标，也是工程验收的必要条件[8]。

2-301 联巷长150 m，每隔25 m 建一组矿压监测站（主要监测巷道表面位移、注浆锚索应力），共建立六组矿压监测站，距工作面65 m 开始监测。其中第四组数据变化最大，具备代表性。详细数据如图6、图7。

图6 表面位移量与回采进度关系图

图7 锚索应力与回采推进度关系图

表面位移监测数据显示，2-301 联巷顶板最终累计下沉量为20 mm，底板累计鼓出量为115 mm，左帮累计回缩量为70 mm，右帮（采空区侧）累计回缩量为80 mm，顶板及两帮变化较平缓，底板变化加剧从距工作面20 m 开始。注浆锚索应力监测数据显示，前期应力基本不变化，工作面推进至距监测站25 m 时应力开始增加，最终增加20 kN。

7 结论

通过采场超前压力分布、工作面周期来压顶板受力分析及注浆锚索围岩控制技术应用，确定2-301联巷保护煤柱宽度为8 m，既保证撤架通道位于顶板压力较小阶段，便于末采回撤施工，又确保联巷回缩变形均小于120 mm，达到小煤柱留巷安全可靠的目的。注浆锚索加固护巷支护方案给同类型开采条件的巷道采用注浆锚索实施围岩加强支护提供了实践基础和技术参考。