1、482023 年第 2 期破碎围岩巷道注浆加固技术研究与实践韩蓬蓬 （山西天地王坡煤业有限公司，山西 晋城 048000）摘 要 为解决王坡煤矿运输顺槽破碎围岩巷道变形破坏严重、支护失效的问题，基于破碎围岩巷道变形失稳机理，提出了“中空注浆锚索+锚杆”联合支护方案。采用该联合支护技术后，提高了破碎岩体的完整性，有效控制了巷道围岩变形，巷道顶板最大下沉量约为 34.7 mm，巷道底板底鼓量最大约为 31.4 mm，巷道左、右帮围岩变形最大约为 25.2 mm、24.5 mm，保证矿井安全生产。关键词 破碎；巷道；注浆；支护中图分类号 TD353 文献标识码 B doi:10.3969/j.iss
2、n.1005-2801.2023.02.018Research and Practice on Grouting Reinforcement Technology of Broken Surrounding Rock RoadwayHan Pengpeng(Shanxi Tiandi Wangpo Coal Industry Co.,Ltd.,Shanxi Jincheng 048000)Abstract:In order to solve the problems of serious deformation and destruction and support failure of br
3、oken surrounding rock roadway in transportation channel of Wangpo Coal Mine,based on the deformation and instability mechanism of broken surrounding rock roadway,the combined support scheme of“hollow grouting anchor cable+anchor rod”is put forward.After adopting the combined support technology,the i
4、ntegrity of broken rock mass is improved and the deformation of roadway surrounding rock is controlled effectively.The maximum subsidence of roadway roof is about 34.7 mm,the maximum floor heave of roadway floor is about 31.4 mm,and the maximum deformation of surrounding rock on the left and right s
5、ide of the roadway is about 25.2 mm and 24.5 mm,which ensures the safety of mine production.Key words:broken;roadway;grouting;support收稿日期 2022-07-26作者简介 韩蓬蓬（1982），男，山西晋城人，2018 年毕业于山东理工大学采矿工程专业，本科，助理工程师，现在山西天地王坡煤业有限公司从事煤矿调度管理工作。韩蓬蓬：破碎围岩巷道注浆加固技术研究与实践韩蓬蓬：破碎围岩巷道注浆加固技术研究与实践矿井深部地层巷道处于复杂的力学环境，难免出现松动破碎现象，长期
6、以来，国内外学者对破碎围岩的支护技术做了大量的研究，并得出许多技术成果1-5。以王坡煤矿 3304 运输顺槽破碎围岩巷道为工程背景，对原支护技术方案进行优化设计，提出“中空注浆锚索+锚杆”联合支护方案对破碎围岩进行加固支护。1 工程概况王坡煤矿主采 3#煤层，平均厚度 5.8 m，平均埋深约600 m。3#煤层基本顶为中砂岩，平均厚度8.9 m；直接顶为砂质泥岩，平均厚度 4.1 m；伪顶为碳质泥岩，平均厚度 0.3 m。直接底为泥岩，平均厚度 2.1 m；基本底为中砂岩，平均厚度 3.2 m。3304运输顺槽沿 3#煤层顶板掘进巷道，矩形断面，尺寸为 5.0 m3.8 m。现场实测发现，上一
7、采面的 3301运输顺槽顶板下沉量最大可达 98 mm，顶板冒落、两帮片帮现象较普遍。2 巷道变形破坏机理分析2.1 巷道原支护方案（1）顶板支护。顶板采用直径 22 mm、长度2000 mm 的螺纹钢锚杆，锚杆排距 800 mm，间距800 mm，“六六”型布置。顶板边角锚杆打设时与顶板之间的角度不小于 75，其余锚杆打设时与顶板相互垂直。锚杆配套 150 mm150 mm10 mm 可调心拱形高强度托盘，球形垫圈配减摩垫圈叠加安装。每根锚杆配套使用两支药卷，上部一支492023 年第 2 期韩蓬蓬：破碎围岩巷道注浆加固技术研究与实践韩蓬蓬：破碎围岩巷道注浆加固技术研究与实践为 CK2355
8、 的药卷，下部一支为 K2355 的药卷。每排锚杆配套使用 BHW280-4.54800mm 的钢带。采用直径 18.9 mm、长度 8300 mm 的高强度低预应力锚索，间距 1200 mm，排距 1600 mm。锚索托板采用长 宽 厚=300 mm300 mm14 mm的拱形高强度铁板，球形垫圈配减摩垫圈叠加安装。每根锚索配套使用三支药卷，上部一支为 CK2355的药卷，下部两支为 K2355 的药卷。（2）帮锚支护。两帮采用直径 22 mm、长度2000 mm 的螺纹钢锚杆进行支护，间距 700 mm，排距 800 mm，“三三”型矩形布置。每根锚杆配套使用 2 支 K2355 树脂药卷
9、，锚杆安装时采用BHW280-4.5400mm 的钢带托板与 150 mm150 mm10 mm 的可调心拱形高强度托盘，球形垫圈配减摩垫圈叠加安装，钢带托板要密贴煤帮，不松动。2.2 巷道变形破坏原因3301 运输顺槽埋深约 591 m，所受垂直应力和水平应力较大。3#煤层内部节理裂隙较发育，煤层局部范围内破碎松软。3#煤层直顶为砂质泥岩，直接底为泥岩，本身的抗稳定性较低。3301 运输顺槽在高应力环境下受开挖以及采动的影响下，巷道围岩裂隙进一步扩展、贯通，加剧了巷道的破碎程度，破碎围岩在集中应力的作用影响下，发生变形直至失稳破坏。传统的锚网索支护方案，锚杆索受力易被拉断。3 优化支护方案3
10、.1 支护方式在 3304 运输顺槽采用“中空注浆锚索+锚杆”联合支护方案。顶板锚杆采用直径 22 mm、长度 2400 mm 的螺纹钢锚杆，锚杆排距 800 mm、间距 800 mm，“六六”型矩形布置，顶板锚索设计同原支护设计。在每两排的锚杆中间设置两根直径 21.6 mm、长度 6000 mm 中空注浆锚索，锚索排距 2000 mm、间距 1600 mm。两帮采用直径 21.6 mm、长度 6000 mm 的中空注浆锚杆，排距1000 mm、间距 800 mm。采用锚杆机打设直径 27 mm、深度 4.0 m 的注浆锚索孔，每个钻孔使用两支MSK2360的中速树脂药卷进行锚固，锚固长度为
11、2.5 m，中空注浆锚索的预紧力需大于 160 kN。3.2 注浆材料注浆孔在进行钻进时，需要保证钻孔与围岩表面相互垂直，注浆压力 4.8 MPa。注浆材料采用水泥-水玻璃双液浆，水灰比大约为 0.8，水玻璃的浓度大约为 50 B 左右，水玻璃与水泥浆液的体积之比为 0.5:1。4 工业性试验将“中空注浆锚索+锚杆”联合支护方案应用于3304运输顺槽，在运输顺槽掘进过程中，采用“十字布点法”进行巷道围岩变形的监测。使用红色油漆在每个测站的巷道顶部及两帮位置的锚索托盘处作醒目标记作为测点，采用激光测距或者卷尺进行监测点处位移的测量。巷道变形曲线如图 1，为了探明注浆后围岩固结效果，对巷道顶板采用
12、钻孔窥视仪进行观测，顶板注浆效果如图 2。由图 1 可以看出，在 3304 运输顺槽掘进后的前 33 d，巷道顶板最大下沉量约为 34.7 mm，巷道底板底鼓量最大约为 31.4 mm，巷道左、右帮围岩变形最大约为 25.2 mm、24.5 mm，3304 运输顺槽的变形量满足安全生产需要。图 1 巷道围岩变化曲线图 2 中，黑色的为煤炭，灰白色的为岩石，白色的为注浆液固结体。可以发现，在距离孔口 3 m范围内，顶板破碎岩体裂隙由注浆液填充密实，孔壁完好规整，注浆效果十分明显；在距离孔口 36 m 范围内，围岩破碎程度相对减轻，但少量裂隙仍然被注浆液所填充，对围岩体起到一定的加固作用；在距离孔
13、口 6 m 之外，钻孔壁完整，基本无裂隙，围岩较好。（1）距离孔口 1 m （2）距离孔口 2 m （3）距离孔口 3 m（4）距离孔口 4 m （5）距离孔口 6 m （6）距离孔口 8 m图 2 巷道围岩不同深处钻孔情况（下转第 52 页）522023 年第 2 期5 结语（1）通过对破碎围岩变形破坏机理分析，对原支护技术参数进行优化，并确定了“中空注浆锚索+锚杆”联合支护方案。（2）现场工业性试验结果显示，3304 运输顺槽的变形量满足安全生产需要。从现场钻孔窥视结果可知，采用“中空注浆锚索+锚杆”联合支护方案可以有效提高破碎岩体的完整性，表明该支护技术对破碎围岩巷道进行加固的适用性。（
14、上接第 49 页）平间距为 0 m 时较高；右帮垂直应力随水平间距的增大而减小；顶板水平应力随水平间距的增大而增大；底板水平应力随水平间距的增大而减小。经过巷道围岩应力对比得出，建议掘巷位置可选 4 m、10 m、20 m。（2）位移分析对不同掘巷位置条件下巷道顶板、底板、左帮、右帮位移进行监测，结果显示，不同掘巷位置条件下左帮位移为 1.252.0 mm，间距 4 m 和 20 m 时左帮位移较小；右帮位移为 27 mm，间距 4 m 和 20 m 时位移较小；顶板位移为 1252 mm，间距 0 m和 40 m 时位移较小；底板位移为 224 mm，间距 0 m 和 4 m 时位移较小。总
15、的趋势是掘巷位置到上采空区边界的水平间距越大，巷道两帮的位移越小，顶底板的位移越大。经过巷道围岩应力对比，建议掘巷位置可选 4 m、20 m。综上，考虑上层工作面开采后底板及下层煤的应力分布，结合不同位置的巷道位移分布，可以看出掘巷位置到上层采空区的水平距离不宜过小，认为取 4 m 水平间距掘巷可行，取 510 m 较优。4 结论（1）考虑选取巷道为内错式布置，使巷道处于采空区下部，上部采空区垮落稳定后上覆顶板岩层被卸压，减小了 3下煤层巷道的压力。（2）考虑上层工作面开采后底板及下层煤的应力分布，结合不同位置的巷道位移分布，可以看出掘巷位置到上层采空区的水平距离不宜过小，认为取 4 m 水平
16、间距掘巷可行，取 510 m 较优。【参考文献】1 程辉，赵洪宝，张欢，等.近距离煤层工作面煤柱合理留设与巷道围岩控制技术 J.工程科学学报，2022，44（07）：1147-1159.2 程辉，赵洪宝，张欢，等.近距离煤层回采巷道底臌机理与防治技术研究 J.中南大学学报（自然科学版），2022，53（04）：1392-1405.3 孙胜，赵春景，贺健宇，等.范各庄矿近距离煤层开采工作面巷道布置研究 J.煤炭工程，2022，54（02）：12-18.4 何富连，康庆涛，殷帅峰，等.近距离煤层顶板煤柱集中应力影响机制J.采矿与安全工程学报，2020，37（06）：1077-1083.5 王厚柱，鞠远江，秦坤坤，等.深部近距离煤层开采底板破坏规律实测对比研究 J.采矿与安全工程学报，2020，37（03）：553-561.6 彭高友，高明忠，吕有厂，等.深部近距离煤层群采动力学行为探索 J.煤炭学报，2019，44（07）：1971-1980.7 王龙飞，常泽超，杨战标，等.深井近距离煤层群采空区下回采巷道联合支护技术 J.采矿与安全工程学报，2018，35（04）：686-692.8 曹