基于注漿加固圈厚度的富水巷道支護參數優化

朱世奎，丁 可

（1.淮北礦業股份有限公司，安徽 淮北 235000；2.中國礦業大學 深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室，江蘇 徐州 221116）

在井下巷道掘進過程中，由于地下水與巷道圍巖中巖石礦物產生物理、化學作用，在富水巖層，巖石遇水浸泡后強度不斷衰減，圍巖承載力也隨之降低，容易引起巷道內圍巖的變形[1-4]。特別是在軟巖巷道中，膨脹性軟巖吸水并造成大面積變形，支護難度較大，對煤礦開采構成嚴重威脅[5-9]。張農等[10-11]以巖石全應力-應變加載過程為基礎，對地下水影響不同巷道巖石裂隙漸次開發的過程進行了分析；Chen等[12]探討了水浸弱化巖石的力學特性；周翠英等[13]則對富水軟巖的軟化作用進行了研究；劉長武等[14]針對富水巷道圍巖泥化的機制進行了分析；馮志強和康紅普等[15]發明了1種有機材料對富水巷道圍巖進行了支護；Gao和Xu[16-17]采用錨網索噴的支護方式對富水巷道進行支護研究；李桂臣等[11]根據富水巷道圍巖破壞特征，提出了富水巷道重點強化支護技術；Zeng等[18-19]針對富水軟巖巷道特點，對巷道的支護參數進行了修正；吳智明等[20-21]則從預防巷道冒頂的角度，針對富水巷道頂板圍巖強度降低的特征，提出了普通錨桿支護+錨注的巷道支護方案，效果顯著。上述研究表明，地下水對巖石有一定的弱化作用，采用錨注支護方式進行富水巷道支護可以有效控制巷道圍巖變形，但是，對于錨注支護參數的選擇以及巷道注漿加固范圍沒有明確的依據，容易出現支護過度或支護不足的情況，造成支護材料的浪費或支護效果不達標的問題。為此，以桃園煤礦Ⅱ1采區邊界上山為研究對象，運用理論分析、數值模擬和現場監測等方法，基于注漿加固圈厚度對富水巷道的錨注支護參數進行優化，得到最佳錨注支護方案，對今后礦井此類富水巷道的錨注支護參數選擇提供了一定的依據。

1 工程概況

1.1 工程地質概況

桃園煤礦Ⅱ1采區邊界上山，位于Ⅱ1采區，10#煤層頂板巖層中，地面標高為23.2～26.8 m，巷道標高-581.8～-799.2 m，巷道上有Ⅱ1001工作面，北為零采區軌道石門，南現無采掘活動。巷道是在10#煤層頂板施工，巖層傾角17°～22°，巷道傾斜長818 m，在施工中以細沙巖和粉砂巖為主，局部為泥巖。巷道所在巖層及相鄰巖層之間層序關系如圖1。

圖1 桃園礦Ⅱ1邊界上山綜合柱狀圖Fig.1 Comprehensive histogram ofⅡ1 boundary roadway in Taoyuan Mine

1.2 原支護

桃園煤礦Ⅱ1采區邊界上山掘進期間受地下水影響，巷道圍巖強度弱化。其主要充水因素為砂巖裂隙水，涌水方式主要為淋、滲水。

桃園礦Ⅱ1邊界上山原支護情況如圖2。巷道原支護設計采用2次錨網噴支護。即一次支護為錨網噴支護，全斷面掛網，錨桿型號為GM22/2400-490型錨桿，間排距800 mm×800 mm，底腳錨桿沿底板布置，水溝錨桿沿水溝底布置。二次支護為錨帶網噴支護，全斷面掛網，錨桿型號為GM22/3000－490，間排距800 mm×800 mm；鋼帶型號GDM200/3600，排距800 mm。

圖2 桃園礦Ⅱ1邊界上山原支護情況Fig.2 Original support structure diagram ofⅡ1 boundary roadway in Taoyuan Mine

在Ⅱ1采區邊界上山采用原支護設計方案進行支護加固時，由于地下水影響，出現了支護施工困難，頂板下沉、底鼓和錨網開裂嚴重的情況，影響長期穩定和安全性。因此，現場采用錨注支護方式，實現巷道穩定，但現場對于錨桿－錨注協調支護機理認識不足，導致錨注支護參數選取上缺乏可靠理論依據，不能很好地指導現場支護設計。因此，需要對錨桿－錨注協調支護機理進行分析研究，保證巷道穩定性的基礎上，進行支護參數優化設計，實現工作面經濟、安全、高效生產。

采用理論分析、數值模擬及現場實測相結合的研究手段，揭示錨桿-錨注協調支護機理，基于注漿加固圈厚度分析，最終確定錨注支護參數，進行現場試驗，驗證圍巖控制效果。

2 基于注漿加固圈厚度的錨注支護分析

以桃園煤礦Ⅱ1采區邊界上山為工程背景，結合錨桿、錨注協同支護原理，從載荷方面確定注漿加固圈厚度，進而確定錨注支護參數。

考慮錨桿、錨注支護方式不同，分析錨注加固機理，如圖3。注漿錨桿注漿后將浸水后松散破碎圍巖膠結成整體，可以提高巖體的黏聚力、內摩擦角及彈性模量，從而提高巖體強度，可以使圍巖本身作為支護結構的一部分，使加固范圍內破碎巖體形成1個整體，擴大支護結構的有效承載范圍，提高支護結構的整體性和承載能力。隨著加固圈厚度的增大，注漿擴散加固拱所提升巖體強度的范圍越大，承載載荷的能力也越大。

圖3 錨注加固支護機理示意圖Fig.3 Schematic diagram of bolt grouting reinforcement mechanism

因此，在進行錨注支護設計時，可以根據注漿加固厚度，對注漿擴散加固拱的整體承載能力進行判斷，進而對錨注支護參數進行優化。故根據加固圈受力狀況建立力學模型如圖4。

加固圈內徑向應力σr與周向應力σθ表達式[22]為：

式中：pa為錨桿錨固提供應力；pb為圍巖載荷；ra為等效巷道半徑；rb為注漿加固圈支護外徑。

巷道遇水浸泡后圍巖巖體較為松散破碎，以Hoek-Brown強度準則fg為判斷依據，準則判據表達式[23]如下：

式中：σci為完整巖石的單軸抗壓強度；mb、s、a為材料參數。

將式（1）與式（2）聯立可得：

fg會隨著注漿加固圈厚度增加而減小，為避免加固圈出現破壞，則fg＜0，而當圍巖應力、錨桿錨固力、注漿材料等參數一定，通過式（3）則可以得出強度準則fg＝0時的加固圈厚度，基于此結合桃園煤礦Ⅱ1采區邊界上山的支護情況對錨注支護參數進行優化。

結合桃園煤礦Ⅱ1采區邊界上山水淹后地質條件，參數選取如下。

等效巷道半徑ra＝2.0 m；錨桿錨固力pa＝15 MPa；圍巖載荷pb＝18.5 MPa；完整巖石的單軸抗壓強度σci＝20.7 MPa；材料參數mb＝2.64；材料參數s＝1；材料參數a＝2。計算得到注漿加固圈支護外徑rb＝3.5 m。

注漿加固圈厚度h為：

計算得到注漿加固圈厚度為1.51 m，取1.5 m。結合桃園煤礦Ⅱ1采區邊界上山支護情況，按照注漿加固圈厚度為1.5 m進行巷道錨注支護方案設計。

3 錨注支護方案模擬驗證

3.1 模擬模型和模擬方案

1）模擬模型。以桃園礦Ⅱ1采區邊界上山巷道為基礎，建立數值模型，模型本構關系采用莫爾-庫侖模型。計算模型如圖5，模型尺寸為50 m×40 m×30 m（長×寬×高），巷道附近網格加密。煤層及頂底板巖層物理力學參數見表1。錨桿采用cable單元，錨桿錨固力學參數見表2。巷道布置11根普通錨桿，間排距為800 mm×800 mm。

圖5 計算模型Fig.5 Calculation model

表1 計算模型物理力學參數Table 1 Physico-mechanical parameters for calculation model

表2 錨桿錨固力學參數Table 2 Mechanical parameters of roof bolts

2）模擬方案。主要研究基于注漿加固圈厚度的錨注支護方案設計問題。注漿加固圈厚度劃分0.5、1.0、1.5、2.0 m 4個水平。通過改變注漿錨桿間距實現對于漿液擴散范圍的控制，具體方案見表3。

表3 錨注支護模擬方案Table 3 Simulation scheme of bolt grouting support

3.2 模擬結果

通過模擬得出各方案下巷道圍巖塑性區分布情況如圖6。

由圖6可知，隨著注漿加固圈厚度的增加，巷道變形收斂時圍巖新產生塑性區范圍逐漸減小，由圖6（a）可以發現，圍巖注漿加固圈厚度為0.5 m，加固圈厚度較小，注漿加固后沒有在巷道周圍產生連續的加固圈，注漿無法將浸水后松散破碎圍巖膠結成為整體，無法在巷道表面形成組合拱結構，對巷道破裂圍巖產生的加固作用十分有限，巷道圍巖的承載能力較弱，導致注漿后巷道圍巖塑性區繼續向深部發展，巷道變形破壞嚴重。

相比圖6（a），圖6（b）中圍巖注漿加固圈厚度為1.0 m，由于注漿加固圈厚度的增加，注漿加固圈可以將淺部破碎圍巖膠結成為1個整體，在巷道周圍形成1圈較薄的注漿加固圈，隔絕空氣，防止浸水后圍巖進一步風化而降低圍巖強度，但由于加固圈厚度太薄，其承載能力有限，不能有效阻止遇水浸泡后巷道圍巖的進一步變形破壞，注漿后隨著巷道圍巖的進一步變形，注漿加固圈承載載荷逐漸增加，當承載載荷超過薄加固圈的強度，加固圈發生破壞，巷道圍巖塑性區向深部擴展，導致巷道最終變形破壞依然很嚴重。

圖6 巷道圍巖塑性區分布圖Fig.6 Plasticity distribution of roadway surrounding rock

相比圖6（a）、圖6（b），圖6（c）中注漿加固圈半徑達到1.5 m，注漿后巷道圍巖基本沒有再產生新的塑性區，漿液將浸水后松散破碎圍巖膠結成整體，注漿加固圈承載載荷始終未達到其破壞強度，巷道變形得到有效地控制。

而相比圖6（a）、圖6（b），圖6（d）中注漿后巷道圍巖基本沒有再產生新的塑性區，巷道變形也得到了有效地控制，與圖6（c）中塑性區分布情況相似。

不同方案下巷道圍巖位移如圖7。綜合以上4組模擬結果，同時結合不同方案下巷道圍巖位移變化，可以發現，隨著注漿加固圈厚度的增加，巷道頂板、兩幫及底板變形都逐漸減小；且巷道注漿加固圈厚度大于1.5 m時，巷道變形隨注漿加固圈厚度的增加不再有明顯的變化。因此，在錨注支護設計過程中，應保證注漿加固后能在巷道周圍形成不小于1.5 m厚的注漿加固圈，綜合考慮支護效果和注漿漿液擴散，建議選用方案3進行桃園煤礦Ⅱ1采區邊界上山錨注支護。

圖7 不同方案下巷道圍巖位移Fig.7 Surrounding rock displacement of roadway under different schemes

4 現場應用

4.1 現場支護參數

巷道斷面具體支護參數如圖8。

圖8 巷道支護參數Fig.8 Roadway support parameters

據以上分析，在巷道原支護設計錨桿一次支護的基礎上，確定了桃園煤礦Ⅱ1采區邊界上山錨注支護參數，具體為：注漿錨桿采用中空螺紋鋼注漿錨桿進行注漿加固，注漿錨桿的直徑為25 mm，長度為2 500 mm，錨桿注漿孔直徑為6 mm；頂板布置4根注漿錨桿，間排距為1 400 mm×1 600 mm，兩幫各布置2根注漿錨桿，底板布置3根注漿錨桿，其中底角錨桿距底板200 mm，并與水平方向成30°角斜打。

而注漿材料采用普通硅酸鹽水泥加添加劑，水泥選用淮北礦業集團水泥廠生產的PC32.5水泥。為了增加水泥漿液的和易性、流動性、微膨脹性，提高水泥漿液的結石率和錨注巖體的強度，采用ACZ-1型水泥添加劑，用量為水泥質量的4%～6%，漿液水灰比為0.7∶1～1∶1，單孔注漿時間取為3～5 min，注漿壓力根據以往經驗，注漿壓力為2.0～3.0 MPa，最大注漿壓力為3.0 MPa。

4.2 圍巖控制效果

為驗證圍巖控制效果，在桃園煤礦Ⅱ1采區邊界上山中布置測站，對頂底板移近量進行現場監測及探測，頂底板移近量監測曲線如圖9。

圖9 頂底板移近量監測曲線Fig.9 Monitoring curves of displacement between roofand floor

掘進期間巷道兩幫及頂底板移近量隨掘進時間增加，距掘進工作面距離增大，巷道兩幫及頂底板移近量逐漸增大，最終趨于穩定。

頂底板位移量經過了急劇升高段和趨于穩定段，穩定段位于支護后35 d，巷道頂底板移近速度達到4.3 mm/d，巷道兩幫移近速度達到3.0 mm/d；巷道進入變形穩定階段，頂底板移近量穩定在140～160 mm，兩幫移近量穩定在100～110 mm。

5 結語

1）現場監測發現，在錨桿支護方式中，地下水對巷道圍巖穩定性影響較大，采用普通錨桿支護不能有效控制富水巷道圍巖變形，需要進行錨注支護。

2）基于注漿加固圈厚度進行分析，得到注漿加固圈厚度與注漿加固體承載能力的關系式，最終確定注漿錨桿布置方式，頂板布置4根注漿錨桿，兩幫各布置2根注漿錨桿，底板布置3根注漿錨桿。

3）現場監測發現，采用確定的錨注支護方案后，支護作用得到充分發揮，巷道完整性大大提高，圍巖變形得到有效控制。