巷道破碎顶板注浆加固技术研究

范文生，王 众

(1.山西焦煤集团有限责任公司， 山西 太原 030024； 2.中国矿业大学 矿业工程学院， 江苏 徐州 221116)

随着开采强度和深度的增加，矿井地应力水平增加，巷道掘进后围岩破碎程度愈发严重，尤其受到断层和采动应力的影响，巷道的支护和保持长期稳定难度急剧增加[1,2]. 破碎顶板松散不具备自稳能力，巷道开挖后容易造成失稳、冒顶等事故[3,4].

注浆技术应用于煤矿破碎围岩巷道维护，能够有效控制围岩变形，显著改善支护效果，成为一种极具潜力的巷道围岩控制技术[5,6]. 大量的工程实践表明，高强度的锚索将破碎围岩悬挂在深部稳定岩层中，或者采用金属支架来控制破碎顶板也能起到一定的控制作用[7]，但这种被动支护方式并不能适应破碎顶板的长期大变形。注浆加固不但提高岩体的强度，而且还能提高锚杆本身的力学性能，改善普通锚杆的受力状态，使锚杆工作特性适应围岩变形规律，锚杆能及时向围岩提供支护阻力。锚杆和注浆共同作用可提高围岩结构的整体性及其力学性能。浆液在裂隙中充填，固结后封闭裂隙，阻止围岩因风化而强度降低[8]. 注浆作为一种主动支护手段，注浆后将松散岩石胶结成整体，提高了岩体的内聚力和内摩擦角，使岩体本身成为支护结构，参与巷道变形与稳定过程，控制围岩变形效果良好。

以某矿6223-2工作面破碎顶板为工程背景，采用数值模拟方法分析注浆加固对破碎顶板的机理，提出注浆方案并进行工业性试验，通过现场观测证明注浆的有效性。

1 生产地质条件

某矿二层采用分层放顶煤开采技术，分层间巷道采用重叠布置方式，上分层6223-1工作面已开采完毕1年左右，下分层6223-2工作面正在回采，埋深约800 m，该工作面进风巷从施工巷口往西约200 m，由于采用木棚被动支护，护顶效果差，顶煤破碎、冒落后，进风巷顶板为上分层冒落的矸石，巷道变形严重。在该范围内工作面有一斜穿正断层F4，落差6～10 m. 为实现工作面安全高效开采，对工作面破碎顶板和进风巷进行注浆固化，见图1.

图1 6223-2工作面示意图

用钻孔窥视仪观察6223-2工作面进风巷围岩浅部煤体的破碎情况，见图2. 由图2可知，围岩浅部的煤体非常破碎，裂隙发育，大量的环向裂隙和轴向裂隙交错纵横，部分地方还出现了塌孔、空洞的现象，对进风巷的稳定有很大影响。通过注浆可以充填塌孔、空洞，有效地胶结破碎煤体，改善围岩结构，提高围岩的整体性和力学参数。

图2 进风巷浅部围岩煤体破碎情况图

2 注浆加固控制巷道围岩稳定性分析

2.1 注浆对围岩应力状态的影响

建立UDEC数值模型，数值模拟中主要是改变煤体周围的力学参数，实现注浆后的围岩应力状态改变。为了更加真实的模拟变化情况，在实验室做注浆固结体的实验，以确定注浆后煤岩体力学参数的提高量。这里仅考虑煤体的力学参数变化，即仅作煤体在加固后的实验，加固前后煤体力学参数见表1. 分析注浆前后巷道围岩应力分布特征，见图3. 由图3可知，注浆改善了进风巷围岩周围的应力状况，注浆前断层附近应力最大为45 MPa，靠近断层侧巷帮的应力降低区宽度为4 m，顶板和右帮约为2 m，底板为4 m. 注浆后断层附近应力降低为4 MPa，靠近断层侧巷帮的应力降低区宽度为2.5 m，顶板和右帮约为2.4 m，底板为2.2 m. 注浆提高煤体强度使巷道周围岩体由原来的低应力状态转变为高应力状态，应力降低区明显减小，尤其是在断层附近，应力峰值降低11%.可见，注浆加固可以提高断层附近处进风巷围岩的承载能力，抑制进风巷围岩变形的后续变形和破坏，增强进风巷的围岩稳定性。

表1 注浆前后煤体力学参数表

2.2 注浆对围岩塑性区分布的影响

注浆加固前后进风巷塑性区分布特征见图4. 由图4可知，注浆后进风巷围岩的塑性区分布发生了明显的变化，左帮和顶板的肩角处塑性区从9 m减小到2 m，巷道靠近断层侧左帮的变形量由1 000 mm降低到400 mm，效果明显。对于6223-2工作面进风巷来说，注浆加固参与围岩的变形与稳定过程主要起两个作用：直接加固岩体形成承载能力，抑制围岩破坏区的后续发展。

3 注浆加固技术参数

1) 滞后注浆时间。

注浆主要是低围压条件下宏观裂隙内的渗透注浆，渗透系数随巷道开挖处于变动之中，主要受裂隙张开度和密度控制，并在某一时刻达到最大限度，因而存在一个有利于注浆的时机，6223-2工作面进风巷在掘进时巷道变形量已经很大，当围岩变形趋于稳定时，裂隙的发育也基本停止，围岩内部的结构基本不再有大的变化，这时注浆浆液能够充分渗透到宏观裂隙区，在时间上和空间上都较为有利。根据某矿的矿压观测数据可知，进风巷掘进后60天左右围岩变形达到稳定，所以滞后注浆时间确定为滞后掘进迎头60天。

图4 注浆前后进风巷塑性区分布图

2) 注浆孔深度。

围岩松动圈的最大半径R按修正的芬纳公式计算[9]:

(1)

式中：

P—巷道所受地应力，MPa；

φ—内摩擦角，(°)；

C—岩石的黏结力，MPa；

r—主巷碹拱半径，m；

Ps—支护反力，MPa，注浆时取0.

不考虑支护反力，可以最大程度地评估巷道的松动圈半径，在选取注浆孔深度时保留有足够的富余系数，确保注浆能够大范围地加固破碎围岩。

根据试验巷道的参数，在计算时巷道按无支护的情况来处理，也就是Ps=0.6223-2工作面煤层巷道埋深800 m，压力P=20 MPa，内摩擦角φ为24°，黏结力C=1 MPa，巷道半径取2 m，则计算出R=2.9 m. 因此，取注浆钻孔的深度为3 m.

3) 注浆压力。

岩体有明显的裂隙时，注浆压力一般不超过2 MPa，围岩裂隙发育严重破碎时一般不超过1 MPa，裂隙开度较小时可采用1～2 MPa. 由于6223-2工作面进风巷的煤体较破碎，注浆压力不宜过大，同时，压力过小浆液难以保障扩散效果，因此确定注浆压力为1～2 MPa.

根据文献[10]给出的浆液扩散半径计算公式可知，当注浆压力为0.5 MPa时，扩散半径为0.53 m；当注浆压力为1～2 MPa时，扩散半径为1.06～2.12 m.

4) 注浆管。

采用DN15钢管制作，注浆管长2 000 mm，内径10 mm，壁厚2.5 mm，端头加工30 mm外螺纹，注浆管结构设计见图5.

图5 注浆管加工示意图

5) 注浆工艺。

制浆地点在6223-2工作面施工巷内，制浆时加甲料与甲料混合形成甲料浆，加乙料与乙料混合形成乙料浆，需要分别加水搅拌输送，在6223-2工作面施工巷进行混合，到达注浆孔位置后进行注浆。甲料和加甲料以质量比10∶1按照1.5∶1的水灰比加水混合搅拌后形成甲料浆液。乙料和加乙料以质量比10∶1按照1.5∶1的水灰比加水混合搅拌后形成乙料浆液。为防止浆液在搅拌、运输过程中凝结、堵塞管路和充填泵等设备，需分别搅拌和泵送甲料浆、乙料浆。在注浆孔位置进行混合，高水材料在使用过程中要求甲料浆和乙料浆必须等量进浆、混合均匀，其强度才能达到最大。因此，浆液输送应采用双液等量注浆泵。

采用马丽散封孔。封孔长度1.0 m. 封孔20 min后，即可进行注浆。为了防止串浆，采用间隔打孔、间隔注浆，注浆时间控制在10 min左右。每班注浆完成后需对注浆管进行清洗，防止注浆管路堵塞，清洗时直到管路最末端出清水，清洗结束。

6) 进风巷注浆孔布置参数。

钻孔用综合扇形布置方式，在进风巷一侧每隔5 m设计两组综合布置方式的扇形钻孔，间隔布置。第一组扇形钻孔从进风巷离顶板1 m向工作面内顶煤上方水平距离5 m、25 m、30 m依次布置3个钻孔进行注浆，①号孔和②号孔布置在一个断面上，③号孔距①②号孔0.3 m；第二组扇形孔从回风巷离顶板1 m向工作面内顶煤上方水平距离15 m、35 m、40 m依次布置3个钻孔进行注浆，①号孔和②号孔布置在一个断面上，③号孔距①②号孔0.3 m；两组孔间距为3 m，见图6.

图6 进风巷钻孔布置示意图

4 工业性试验

现场进行注浆后，进风巷浅部围岩破碎的煤体得到了有效加固，原来较发育的裂隙都由高水材料充填，提高了煤岩体的强度。说明设计的注浆孔深和布置方式是基本符合进风巷具体条件的，保证了进风巷围岩浅部裂隙的加固，形成了承载结构，改变了锚杆的受力环境，保证了工作面在回采时进风巷满足正常的生产需求。

6223-2工作面回采期间注浆段进风巷围岩变形曲线见图7. 由图7可知，在工作面前方40 m进风巷受采动影响，随着与工作面距离越近，采动影响越剧烈，在工作面附近，进风巷回采期间顶底板相对移近总量约497 mm、两帮相对移近总量约650 mm. 采用注浆加固和锚杆支护效果显著，提高了围岩自身承载能力，巷道变形量显著减小，减小了巷道超前维护难度，减少了巷道返修量，巷道断面能够满足生产要求。

图7 6223-2工作面进风巷围岩变形曲线图

5 结 论

1) 根据6223-2工作面顶板及进风巷围岩破碎的特点，注浆后前断层附近应力最大由45 MPa降低为40 MPa，应力峰值降低11%. 靠近断层侧巷帮降低区宽度由4 m降低为2.5 m. 注浆能够有效提高巷道围岩稳定性。

2) 采用理论分析和现场观测的方法确定了进风巷合理的注浆时间为滞后迎头60天,注浆孔深度3 m,注浆压力1～2 MPa, 注浆孔扇形布置。

3) 工业性试验结果表明：在工作面前方影响范围为40 m，回采期间顶底板相对移近总量约497 mm、两帮相对移近总量约650 mm，采用注浆加固和锚杆支护效果显著，工作面顶板基本没有发生冒顶，达到了注浆的预期效果。