朱世奎，丁 可

（1.淮北矿业股份有限公司，安徽 淮北 235000；2.中国矿业大学 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，江苏 徐州 221116）

在井下巷道掘进过程中，由于地下水与巷道围岩中岩石矿物产生物理、化学作用，在富水岩层，岩石遇水浸泡后强度不断衰减，围岩承载力也随之降低，容易引起巷道内围岩的变形[1-4]。特别是在软岩巷道中，膨胀性软岩吸水并造成大面积变形，支护难度较大，对煤矿开采构成严重威胁[5-9]。张农等[10-11]以岩石全应力-应变加载过程为基础，对地下水影响不同巷道岩石裂隙渐次开发的过程进行了分析；Chen等[12]探讨了水浸弱化岩石的力学特性；周翠英等[13]则对富水软岩的软化作用进行了研究；刘长武等[14]针对富水巷道围岩泥化的机制进行了分析；冯志强和康红普等[15]发明了1种有机材料对富水巷道围岩进行了支护；Gao和Xu[16-17]采用锚网索喷的支护方式对富水巷道进行支护研究；李桂臣等[11]根据富水巷道围岩破坏特征，提出了富水巷道重点强化支护技术；Zeng等[18-19]针对富水软岩巷道特点，对巷道的支护参数进行了修正；吴智明等[20-21]则从预防巷道冒顶的角度，针对富水巷道顶板围岩强度降低的特征，提出了普通锚杆支护+锚注的巷道支护方案，效果显著。上述研究表明，地下水对岩石有一定的弱化作用，采用锚注支护方式进行富水巷道支护可以有效控制巷道围岩变形，但是，对于锚注支护参数的选择以及巷道注浆加固范围没有明确的依据，容易出现支护过度或支护不足的情况，造成支护材料的浪费或支护效果不达标的问题。为此，以桃园煤矿Ⅱ1采区边界上山为研究对象，运用理论分析、数值模拟和现场监测等方法，基于注浆加固圈厚度对富水巷道的锚注支护参数进行优化，得到最佳锚注支护方案，对今后矿井此类富水巷道的锚注支护参数选择提供了一定的依据。

1 工程概况

1.1 工程地质概况

桃园煤矿Ⅱ1采区边界上山，位于Ⅱ1采区，10#煤层顶板岩层中，地面标高为23.2～26.8 m，巷道标高-581.8～-799.2 m，巷道上有Ⅱ1001工作面，北为零采区轨道石门，南现无采掘活动。巷道是在10#煤层顶板施工，岩层倾角17°～22°，巷道倾斜长818 m，在施工中以细沙岩和粉砂岩为主，局部为泥岩。巷道所在岩层及相邻岩层之间层序关系如图1。

图1 桃园矿Ⅱ1边界上山综合柱状图Fig.1 Comprehensive histogram ofⅡ1 boundary roadway in Taoyuan Mine

1.2 原支护

桃园煤矿Ⅱ1采区边界上山掘进期间受地下水影响，巷道围岩强度弱化。其主要充水因素为砂岩裂隙水，涌水方式主要为淋、渗水。

桃园矿Ⅱ1边界上山原支护情况如图2。巷道原支护设计采用2次锚网喷支护。即一次支护为锚网喷支护，全断面挂网，锚杆型号为GM22/2400-490型锚杆，间排距800 mm×800 mm，底脚锚杆沿底板布置，水沟锚杆沿水沟底布置。二次支护为锚带网喷支护，全断面挂网，锚杆型号为GM22/3000－490，间排距800 mm×800 mm；钢带型号GDM200/3600，排距800 mm。

图2 桃园矿Ⅱ1边界上山原支护情况Fig.2 Original support structure diagram ofⅡ1 boundary roadway in Taoyuan Mine

在Ⅱ1采区边界上山采用原支护设计方案进行支护加固时，由于地下水影响，出现了支护施工困难，顶板下沉、底鼓和锚网开裂严重的情况，影响长期稳定和安全性。因此，现场采用锚注支护方式，实现巷道稳定，但现场对于锚杆－锚注协调支护机理认识不足，导致锚注支护参数选取上缺乏可靠理论依据，不能很好地指导现场支护设计。因此，需要对锚杆－锚注协调支护机理进行分析研究，保证巷道稳定性的基础上，进行支护参数优化设计，实现工作面经济、安全、高效生产。

采用理论分析、数值模拟及现场实测相结合的研究手段，揭示锚杆-锚注协调支护机理，基于注浆加固圈厚度分析，最终确定锚注支护参数，进行现场试验，验证围岩控制效果。

2 基于注浆加固圈厚度的锚注支护分析

以桃园煤矿Ⅱ1采区边界上山为工程背景，结合锚杆、锚注协同支护原理，从载荷方面确定注浆加固圈厚度，进而确定锚注支护参数。

考虑锚杆、锚注支护方式不同，分析锚注加固机理，如图3。注浆锚杆注浆后将浸水后松散破碎围岩胶结成整体，可以提高岩体的黏聚力、内摩擦角及弹性模量，从而提高岩体强度，可以使围岩本身作为支护结构的一部分，使加固范围内破碎岩体形成1个整体，扩大支护结构的有效承载范围，提高支护结构的整体性和承载能力。随着加固圈厚度的增大，注浆扩散加固拱所提升岩体强度的范围越大，承载载荷的能力也越大。

图3 锚注加固支护机理示意图Fig.3 Schematic diagram of bolt grouting reinforcement mechanism

因此，在进行锚注支护设计时，可以根据注浆加固厚度，对注浆扩散加固拱的整体承载能力进行判断，进而对锚注支护参数进行优化。故根据加固圈受力状况建立力学模型如图4。

加固圈内径向应力σr与周向应力σθ表达式[22]为：

式中：pa为锚杆锚固提供应力；pb为围岩载荷；ra为等效巷道半径；rb为注浆加固圈支护外径。

巷道遇水浸泡后围岩岩体较为松散破碎，以Hoek-Brown强度准则fg为判断依据，准则判据表达式[23]如下：

式中：σci为完整岩石的单轴抗压强度；mb、s、a为材料参数。

将式（1）与式（2）联立可得：

fg会随着注浆加固圈厚度增加而减小，为避免加固圈出现破坏，则fg＜0，而当围岩应力、锚杆锚固力、注浆材料等参数一定，通过式（3）则可以得出强度准则fg＝0时的加固圈厚度，基于此结合桃园煤矿Ⅱ1采区边界上山的支护情况对锚注支护参数进行优化。

结合桃园煤矿Ⅱ1采区边界上山水淹后地质条件，参数选取如下。

等效巷道半径ra＝2.0 m；锚杆锚固力pa＝15 MPa；围岩载荷pb＝18.5 MPa；完整岩石的单轴抗压强度σci＝20.7 MPa；材料参数mb＝2.64；材料参数s＝1；材料参数a＝2。计算得到注浆加固圈支护外径rb＝3.5 m。

注浆加固圈厚度h为：

计算得到注浆加固圈厚度为1.51 m，取1.5 m。结合桃园煤矿Ⅱ1采区边界上山支护情况，按照注浆加固圈厚度为1.5 m进行巷道锚注支护方案设计。

3 锚注支护方案模拟验证

3.1 模拟模型和模拟方案

1）模拟模型。以桃园矿Ⅱ1采区边界上山巷道为基础，建立数值模型，模型本构关系采用莫尔-库仑模型。计算模型如图5，模型尺寸为50 m×40 m×30 m（长×宽×高），巷道附近网格加密。煤层及顶底板岩层物理力学参数见表1。锚杆采用cable单元，锚杆锚固力学参数见表2。巷道布置11根普通锚杆，间排距为800 mm×800 mm。

图5 计算模型Fig.5 Calculation model

表1 计算模型物理力学参数Table 1 Physico-mechanical parameters for calculation model

表2 锚杆锚固力学参数Table 2 Mechanical parameters of roof bolts

2）模拟方案。主要研究基于注浆加固圈厚度的锚注支护方案设计问题。注浆加固圈厚度划分0.5、1.0、1.5、2.0 m 4个水平。通过改变注浆锚杆间距实现对于浆液扩散范围的控制，具体方案见表3。

表3 锚注支护模拟方案Table 3 Simulation scheme of bolt grouting support

3.2 模拟结果

通过模拟得出各方案下巷道围岩塑性区分布情况如图6。

由图6可知，随着注浆加固圈厚度的增加，巷道变形收敛时围岩新产生塑性区范围逐渐减小，由图6（a）可以发现，围岩注浆加固圈厚度为0.5 m，加固圈厚度较小，注浆加固后没有在巷道周围产生连续的加固圈，注浆无法将浸水后松散破碎围岩胶结成为整体，无法在巷道表面形成组合拱结构，对巷道破裂围岩产生的加固作用十分有限，巷道围岩的承载能力较弱，导致注浆后巷道围岩塑性区继续向深部发展，巷道变形破坏严重。

相比图6（a），图6（b）中围岩注浆加固圈厚度为1.0 m，由于注浆加固圈厚度的增加，注浆加固圈可以将浅部破碎围岩胶结成为1个整体，在巷道周围形成1圈较薄的注浆加固圈，隔绝空气，防止浸水后围岩进一步风化而降低围岩强度，但由于加固圈厚度太薄，其承载能力有限，不能有效阻止遇水浸泡后巷道围岩的进一步变形破坏，注浆后随着巷道围岩的进一步变形，注浆加固圈承载载荷逐渐增加，当承载载荷超过薄加固圈的强度，加固圈发生破坏，巷道围岩塑性区向深部扩展，导致巷道最终变形破坏依然很严重。

图6 巷道围岩塑性区分布图Fig.6 Plasticity distribution of roadway surrounding rock

相比图6（a）、图6（b），图6（c）中注浆加固圈半径达到1.5 m，注浆后巷道围岩基本没有再产生新的塑性区，浆液将浸水后松散破碎围岩胶结成整体，注浆加固圈承载载荷始终未达到其破坏强度，巷道变形得到有效地控制。

而相比图6（a）、图6（b），图6（d）中注浆后巷道围岩基本没有再产生新的塑性区，巷道变形也得到了有效地控制，与图6（c）中塑性区分布情况相似。

不同方案下巷道围岩位移如图7。综合以上4组模拟结果，同时结合不同方案下巷道围岩位移变化，可以发现，随着注浆加固圈厚度的增加，巷道顶板、两帮及底板变形都逐渐减小；且巷道注浆加固圈厚度大于1.5 m时，巷道变形随注浆加固圈厚度的增加不再有明显的变化。因此，在锚注支护设计过程中，应保证注浆加固后能在巷道周围形成不小于1.5 m厚的注浆加固圈，综合考虑支护效果和注浆浆液扩散，建议选用方案3进行桃园煤矿Ⅱ1采区边界上山锚注支护。

图7 不同方案下巷道围岩位移Fig.7 Surrounding rock displacement of roadway under different schemes

4 现场应用

4.1 现场支护参数

巷道断面具体支护参数如图8。

图8 巷道支护参数Fig.8 Roadway support parameters

据以上分析，在巷道原支护设计锚杆一次支护的基础上，确定了桃园煤矿Ⅱ1采区边界上山锚注支护参数，具体为：注浆锚杆采用中空螺纹钢注浆锚杆进行注浆加固，注浆锚杆的直径为25 mm，长度为2 500 mm，锚杆注浆孔直径为6 mm；顶板布置4根注浆锚杆，间排距为1 400 mm×1 600 mm，两帮各布置2根注浆锚杆，底板布置3根注浆锚杆，其中底角锚杆距底板200 mm，并与水平方向成30°角斜打。

而注浆材料采用普通硅酸盐水泥加添加剂，水泥选用淮北矿业集团水泥厂生产的PC32.5水泥。为了增加水泥浆液的和易性、流动性、微膨胀性，提高水泥浆液的结石率和锚注岩体的强度，采用ACZ-1型水泥添加剂，用量为水泥质量的4%～6%，浆液水灰比为0.7∶1～1∶1，单孔注浆时间取为3～5 min，注浆压力根据以往经验，注浆压力为2.0～3.0 MPa，最大注浆压力为3.0 MPa。

4.2 围岩控制效果

为验证围岩控制效果，在桃园煤矿Ⅱ1采区边界上山中布置测站，对顶底板移近量进行现场监测及探测，顶底板移近量监测曲线如图9。

图9 顶底板移近量监测曲线Fig.9 Monitoring curves of displacement between roofand floor

掘进期间巷道两帮及顶底板移近量随掘进时间增加，距掘进工作面距离增大，巷道两帮及顶底板移近量逐渐增大，最终趋于稳定。

顶底板位移量经过了急剧升高段和趋于稳定段，稳定段位于支护后35 d，巷道顶底板移近速度达到4.3 mm/d，巷道两帮移近速度达到3.0 mm/d；巷道进入变形稳定阶段，顶底板移近量稳定在140～160 mm，两帮移近量稳定在100～110 mm。

5 结语

1）现场监测发现，在锚杆支护方式中，地下水对巷道围岩稳定性影响较大，采用普通锚杆支护不能有效控制富水巷道围岩变形，需要进行锚注支护。

2）基于注浆加固圈厚度进行分析，得到注浆加固圈厚度与注浆加固体承载能力的关系式，最终确定注浆锚杆布置方式，顶板布置4根注浆锚杆，两帮各布置2根注浆锚杆，底板布置3根注浆锚杆。

3）现场监测发现，采用确定的锚注支护方案后，支护作用得到充分发挥，巷道完整性大大提高，围岩变形得到有效控制。