松散破碎围岩锚喷注联合加固技术

朱国宏

(山西煤炭职业技术学院采矿工程系，山西 太原 030031)

松散破碎围岩锚喷注联合加固技术

朱国宏

(山西煤炭职业技术学院采矿工程系，山西 太原 030031)

摘要：为解决九轨下山部分地段变形严重的问题，结合现场实际情况，得出该巷道持续剧烈变形的原因是断层构造多、围岩强度低和巷道施工质量差。分析认为，锚喷巷道在径向上存在分区，由外向里依次为锚喷层、散体层和深部裂隙层。散体层内围岩松散破碎，深部裂隙层内裂隙发育，贯通率高，这些是导致巷道后期失稳的主要因素。注浆加固的机理是固结浅部围岩，充填深部裂隙，为锚杆(索)提供稳定的着力基础，使得松散破碎的围岩与锚杆(索)成为整体，形成复合承载结构，从而提高巷道的稳定性。现场应用表明，九轨下山采用锚喷注加固40d后变形基本稳定，两帮移近量为67mm，顶底板移近量为45mm，满足了生产需求。

关键词：松散破碎；锚喷注支护；分步注浆；加固机理

研究表明，破碎程度较大或者围岩松散软弱的巷道，开掘后将产生蠕变和原生裂隙的扩展贯通，围岩进一步受到破坏，导致巷道失稳[1-5]。而采用单独的锚杆索或锚喷支护均无法解决其变形破坏严重的问题。即使通过缩小锚杆间排距等方式增加支护强度，也无法实现对巷道软弱围岩的有效支护，不仅造成了支护材料的浪费，而且巷道反复维修，严重影响生产。而将锚喷与注浆加固技术相结合，是维护该类巷道稳定的有效途径。

1工程概况

某矿九采区九轨下山是采区运料、行人、进风的重要准备巷道。巷道投入使用后，由九轨行人联巷与九轨下山交叉口往下约100m(导36点～42点)的地段变形严重，如图1所示，平均半年就整修一次，对九采区的正常生产造成了影响。

图1　九轨下山严重变形段

1.1原巷道支护及矿压显现

九轨下山的掘进断面为半圆拱形，规格为3.4m×3.0m(宽×巷中高)，最初掘进时采用的是锚喷支护，喷厚120mm；锚杆为Ф16mm×1500mm圆钢锚杆，配一卷Z2360树脂药卷和1.5m×1.0m菱形金属网，间排距800mm×800mm，金属梯子梁为Ф12mm×1800mm，由一条主筋和中间的横筋焊接而成，主筋首尾焊接长度不小于0.1m，主筋间距为50mm。

九轨下山的维修断面规格为3.8 m×3.2m(宽×巷中高)，曾采用锚杆加锚索或U钢加锚索等多种支护方式，但出现了顶帮喷层开裂脱皮甚至掉块、托盘变形、锚梁弯曲等锚固结构破坏失效等现象，巷道断面变小，无法满足正常的生产需求。

1.2巷道破坏原因分析

造成该段巷道剧烈变形的原因主要有三个方面。

1)断层的影响。由如图2所示的巷中素描可知，该段巷道处于断层构造密集区，构造应力显现剧烈。在100m长的巷道内揭露有四条断层，并且F35和dF6两条断层的落差分别为6m和5m，大于巷道的高度，严重影响巷道稳定。断层附近围岩破碎，尤其是在断层破碎带中，其充填物由松散、破碎或完整性差的碎块岩体和泥岩组成，破碎软弱，承载能力差。

图2　九轨下山严重变形段巷中素描

2)围岩岩性的影响。从该段巷道的素描图可以看出，巷道纵跨的围岩以砂质泥岩和粉砂岩为主，砂质泥岩性脆较破碎，而粉砂岩或松软破碎或含有夹矸。围岩本身松散破碎，又经过长时间蠕变的影响，内部节理裂隙发育，围岩自稳能力和承载能力大大降低。

3)施工的影响。九轨下山为岩巷，采用炮掘施工，巷道成型差，超挖严重。并且当初的巷道掘进中追求进尺，整个巷道采用的是同一种支护方式，对围岩破碎、断层等地段只是简单的补打锚索，没有采取合适有效的支护措施。围岩变形破坏之后，维修方法不当，导致了破坏—维修—变形—再维修的循环。

2加固机理研究

2.1加固方案的选择

近年来，锚喷注为巷道支护开辟了一条新的途径，在破碎巷道的修复与加固中得到广泛应用[6-9]。而该段巷道多次维修的实践也表明，对围岩松散破碎的巷道，采用单一的锚杆索或U钢支护已经不能保证巷道的稳定性，应该从改变围岩特性入手，通过注浆等手段增强围岩的自承载能力，提高围岩的抗变形能力及强度。因此，结合现场的实际情况，决定在锚网喷支护的基础上，对巷道进行深浅孔分步注浆，保证巷道的稳定。

2.2注浆加固机理

为充分发挥围岩自身的承载能力，首先采用高强预应力锚杆进行支护，并且挂网之后喷射混凝土层对巷道围岩进行封闭，防止跑浆，同时提高锚杆托盘与围岩的密贴性，提高锚杆支护效果。锚喷之后的巷道围岩在径向上可以分为三个部分，由巷壁向里依次为锚喷层、浅部的散体层和深部的裂隙层，如图3所示。散体层内围岩破碎，自稳能力差，而深部裂隙层内裂隙高度发育，贯通率高，是导致巷道后期失稳的主要因素，是注浆加固的关键。

对锚喷之后的巷道进行分布注浆，机理如图4所示。第一步为浅部注浆，主要作用是在混凝土的基础上进一步封闭巷道围岩表面裂隙及煤壁破损位置，同时固结散体层的碎石，提高松散破碎围岩的可钻性，为深部注浆提供条件；第二步深部注浆，主要作用是封闭围岩中的裂隙，尤其是深部的已贯通裂隙。通过注浆，可显著提高岩体强度，为锚杆(索)提供稳定的着力基础，加强锚杆对破碎围岩的锚固作用。同时注浆使得松散破碎的围岩与锚杆(索)胶结为整体，围岩成为支护结构的一部分，两者共同形成复合承载结构，稳定性和承载能力得到大幅提高，从而解决破碎围岩的持续大变形问题。

图3锚喷巷道破碎围岩区分层示意图

图4锚喷注加固机理示意图

3锚喷注联合加固方案及效果监测

3.1锚网喷支护

采用Φ22mm×2000mm左旋螺纹钢强力锚杆配金属梯子梁(Φ14mm的A3圆钢)加一卷Z2360和一卷Z2345树脂药卷加长锚固，间排距800 mm×800mm。金属网为直径3.5mm的冷拔铁丝制作，规格1800 mm×1000mm(长×宽)，相邻两块网之间的搭接长度不小于100mm，连接点间距不大于200mm。视顶板情况补打Φ17.8mm×9000mm单体锚索配300 mm×300 mm×20mm(长×宽×厚)大托盘加强支护。

锚杆(索)支护完成后喷射混凝土封闭，采用42.5型普通硅酸盐水泥，配比为水∶砂子∶水泥=1∶2∶2；速凝剂为J85型，掺入量为水泥重量的2%～4%。喷浆厚度120mm，初喷厚度为50～70mm，复喷间隔时间不得超过2h。

3.2二次注浆加固

1)注浆材料及配比。注浆材料选用水泥—水玻璃双液浆，同时加入一定量的添加剂。其主要参数为水玻璃模数M=3.01～3.2，溶液浓度Be’=40，水泥浆的水灰比W/C=(0.6～1)∶1(重量比)，水泥浆与水玻璃的体积比应控制在1∶(0.1～0.3)之间。

2)注浆孔的布置。注浆孔的布置主要考虑的是注浆孔的间排距。浆液的扩散半径决定了注浆孔的间排距。为达到良好的注浆效果，两注浆孔的间距应保证注浆后浆液渗透范围有一定的交叉，所以应小于2倍的扩散半径。为了保证注浆质量，拟将注浆液的扩散半径控制在1.0m以内，注浆孔的布置如图5所示。浅部注浆孔沿巷道走向成排布置，排距3m，每排布置7个钻孔：巷道正顶一个，两肩、两腰及两底各一个。深部注浆孔布置在浅孔中间，与相邻浅孔呈五花形，排距3m，每排6个。

图5注浆孔布置示意图(单位：mm)

3)注浆孔的尺寸。浅孔注浆使用的是注浆锚杆，孔深为2.5m，孔径为42mm。深孔采用孔口管注浆，由该段巷道安设的顶板离层仪可知，该段巷道靠离层主要发生在深部(6m以下)，因此确定深部孔深为8m，0～1m 段采用7655 风钻配Φ42mm一字形钻头施工；1～8m段使用锚杆机施工，配Φ28mm 钻头。

4)注浆压力。注浆压力受围岩特性、注浆性能、注浆方式等因素的影响。若注浆压力过小，浆液难以向围岩中扩散，达不到预期的注浆效果；若注浆压力过大，则会导致在注浆过程中巷道表面出现冒顶、片帮或开裂。因此根据围岩条件与类似工程经验，并考虑注浆系统的压力损失，设计浅孔注浆终压不大于2MPa，深孔注浆终压为5MPa。

5)注浆顺序。注浆顺序整体由下向上，即由如图2所示的导42点向导36点方向依次注浆。具体到每排是先帮后顶，即先注底脚孔，再注腰孔和肩孔，最后注顶孔。

3.3加固效果监测

为了检验加固效果，采用“十字”布点法对该段巷道表面位移进行了监测。现场共布置测点5个，其中三号测点位于该段巷道走向的中心位置，最能真实反映注浆的效果。

图6测点三巷道表面位移观测结果

由图6可以看出，由于该段巷道反复变形破坏、多次维修加固，围岩应力几乎得到了完全释放，因此采用锚注联合支护之后，顶板及两帮变形速率小，变形趋势基本一致，且曲线均比较平稳，无明显的阶段性特征。观测持续到40天左右，变形基本稳定，两帮移近量为67mm，顶底板移近量约为45mm，且以底臌为主，通过简单的卧底即可解决，完全能够满足生产需求。

4结论

1)锚喷支护的巷道分为三层：锚喷层、散体层和裂隙层，散体层内破碎的围岩和裂隙层内发育的裂隙是导致巷道后期失稳的主要因素。在锚网喷的基础上采用深浅孔注浆，可固结浅部围岩，充填深部裂隙，使围岩与锚杆(索)胶结为整体，形成复合承载结构，有效解决破碎围岩的持续变形问题。

2)现场实践表明，采用锚喷注联合加固技术，巷道围岩稳定，变形量小，返修率低，服务年限长。但该方案工序较多、成本相对较高，适用于开拓和准备巷道的掘进支护和维修加固。

3)本文针对锚喷巷道注浆加固机理做了定性的分析，注浆参数的设计上存在一定的盲目，应进一步研究围岩裂隙与浆液扩散的关系，以更好指导注浆设计。

参考文献

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The combined strengthen technology of bolt-shotcreting-grouting for loose and fractured surrounding rock

ZHU Guo-hong

(Department of Mining Engineering，Shanxi Vocational and Technical College of Coal，Taiyuan 030031，China)

Abstract:In order to solve the problem of serious deformation of dip track roadway in mining area No.9 and combined with the actual situation，the deformation reasons of this roadway were many fault structures，low rock intensity and poor construction quality.Based on the analysis，there existed partition in the radial direction of bolting and shotcrete roadway，which was the anchor spray layer，the granular layer and the deep fracture layer in turn.the loose and fractured surrounding rock in the granular layer and the fully developed fractures in the deep fracture layer were the main factors leading to instability in the later period of the roadway.By consolidating the rock and filling the cracks，grouting provided a stable foundation for the bolt (cable).Besides，the loose broken rock and anchor bolt (cable) were cemented as a whole by grouting，and a composite bearing structure was formed which improved the stability of the roadway.Field application has shown that the dip track roadway was basically stable 40 days after maintenance and reinforcement.The deformation of both sides and roof to floor were 67mm and 45mm respectively，meeting the needs of production.

Key words：loose and fractured；bolt-shotcreting-grouting support；two-step grouting；strengthen mechanism

收稿日期：2015-10-15

作者简介：朱国宏(1969-)，男，山西五寨人，讲师，山西煤炭职业技术学院采矿工程系。E-mail：zhugh6751@163.com。

中图分类号：TD353

文献标识码：A

文章编号：1004-4051(2016)05-0074-04