深部大断面巷道围岩注浆加固技术研究与应用

马新世，弓培林，李 超

(太原理工大学 矿业工程学院，山西 太原 030024)

巷道支护技术发展至今已有150余年历史，主要经历了由被动支护向主动支护转变的过程，支护技术、工艺日趋成熟、稳定，其中以锚杆索为核心的巷道支护成套技术现已成为一些浅埋地质条件下围岩相对完整煤矿巷道的支护趋势，锚杆索支护由于其具有主动加固调动围岩承载能力，以及良好的经济性、支护的有效性，解决了浅埋地质条件下各类巷道的支护问题[1-2]。但随着开采深度的增加，不少采用锚杆索支护的巷道由于埋深大、应力高、断面大、煤层松软破碎、构造复杂等因素影响，往往出现片帮、底鼓、塌顶等强烈的矿压显现现象，需要经过多次维修才能保证巷道的安全使用，对巷道支护提出了更高的要求[3-5]。

基于各类工程实践，国内专家提出联合支护理论，指出锚杆索支护要充分结合矿井实际地质条件，摒弃仅仅提高支护刚度的理念，实现刚柔并济、柔让结合、稳定支护，充分利用围岩自身承载力，最大限度地提高巷道围岩整体性及稳定性。这一理论标志着巷道支护由单纯的锚杆索支护向联合支护发展，由此出现了锚喷网支护、锚杆索+注浆等联合支护技术[6-12]，并在各类矿井工程实践中得到成功应用。

1 工程背景

长平煤业井田范围内主要可采煤层为3#煤层和15#煤层，3#煤层为目前矿井主采煤层，其强度低，节理、裂隙发育，大断面巷道埋深约为700 m，上距 2#煤层14.12～41.02 m，平均31.23 m。3#煤层厚度2.50～10.60 m，平均厚度5.58 m，煤层倾角1.5°～5.7°，平均倾角4°。该煤层含泥岩、炭质泥岩夹矸 0～3层，结构简单。顶板主要为泥岩、砂质泥岩；底板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩。

为了选择合理的巷道支护参数，利用水压致裂法对长平煤业大巷进行了围岩强度测试。测点布置于53021巷700 m处，采用锚网支护，巷道净高为3.15 m，巷道净宽为5.4 m。测试结果表明：五盘区大巷最大水平主应力为17.6 MPa，最小水平主应力为6.96 MPa，泥岩强度平均值为42.02 MPa，细粒砂岩强度平均值为77.82 MPa，3#煤层强度平均值为12.52 MPa。测点位置如图1所示。

图1 测点位置示意图

2 巷道围岩注浆改性机理

2.1 提高围岩强度

为了分析巷道注浆前后围岩体的强度变化,引入莫尔-库仑准则[13]，注浆前后莫尔应力圆包络线分别为K1、K2，极限平衡状态明显发生变化，说明注浆加固后的破碎围岩黏聚力和内摩擦角明显增大，注浆加固后浅部松散破碎带和深部塑性区受注浆凝固作用形成了黏结的破碎带围岩和加固的塑性区围岩，提高了破碎带围岩和塑性区围岩的内摩擦角及黏聚力，有效改善了围岩的抗剪强度和整体性，增加了煤岩体的承载能力，注浆的煤岩体能够承担更大的切向应力和径向应力。破碎岩体注浆前后莫尔应力圆包络线如图2所示。

K1—注浆前莫尔应力圆包络线；K2—注浆后莫尔应力圆包络线；φ—内摩擦角；C—黏聚力。

2.2 减小巷道围岩松动圈

巷道开挖后由于破坏了原岩应力的极限平衡状态，导致围岩应力重新分布，致使岩石强度大幅度下降，直到围岩出现一个松弛破碎带，因此产生围岩松动圈，在一定程度上巷道围岩松动圈可反映巷道支护的难易情况。注浆加固后浆液凝固体为巷道围岩充当骨架起到支承作用，从而有效提高了煤岩体的残余强度，减小了围岩体松动圈，削弱了巷道临空区支护结构的应力集中程度，提高了破碎巷道的围岩稳定性[14-15]。

2.3 改善主动支护效果

在巷道破碎带注浆岩体开挖后，需对巷道围岩及时提供主动支护。而注浆加固后松散破碎煤岩体能够为锚杆或者锚索提供较大范围的锚固区域；且注浆加固后浆液凝固体在较大程度上削弱了锚杆索的剪切作用力，使注浆加固后的煤岩体不会相互错动，从而增强巷道围岩的自承能力。在锚杆索加固圈和巷道煤岩体加固圈的共同作用下，重叠区域的承载极限明显增大，且远远大于锚杆索或者巷道注浆单独作用时的承载能力。

3 巷道围岩注浆加固力学分析

围岩注浆后改变了巷道浅部应力状态，围岩应力由浅部向两帮深部转移，提高了破碎围岩的承载能力，形成了新的承载结构体，如图3所示。

图3 矩形巷道注浆模型图

根据力学平衡原理，得：

(1)

(2)

式中：T1为顶板水平压力，MPa；R为破碎区界面巷道拱底围岩支承压力，MPa；L2为注浆后承载层长度，m；L1为巷道破碎区厚度，m；H1为巷道高度，m；W为巷道宽度，m。

整理得：

(3)

(4)

由上述力学分析可知，巷帮注浆后形成新的承载层，底部支承点向巷道两帮深部稳定岩体转移，浅部破碎区围岩受力减小。由式(3)、式(4)可知，注浆后承载层L2越大，则破碎区界面巷道拱底围岩支承压力R越大，垂直方向承载力越大；巷道破碎区厚度L1越大、巷道高度H1越小，则顶板水平压力T1越大，即水平方向承载力越大，巷道越稳定。因此可通过增加承载层长度来实现巷道围岩稳定。

4 巷道支护方案数值模拟

4.1 数值模型及方案

根据巷道围岩注浆改性机理、力学分析及现场经验，提出4种支护方案，并针对不同方案进行模拟研究[16-19]。由长平矿五盘区大巷的实际工程地质条件及巷道断面尺寸，建立矩形巷道模型。沿模型水平方向为x轴，坐标范围为(0,0,0)～(30,0,0)，长度30 m；高度方向为z轴，坐标范围为(0,0,0)～(0,0,35)，高度35 m；y轴沿巷道轴向，坐标范围为(0,0,0)～(0,1,0)，长度1 m。为了能获得更好的计算精度和计算效率,模型共计剖分35 937个节点，23 520个单元。

具体支护方案如下：

方案一：采用分层掘进的方式，先掘5.8 m×3.8 m断面，然后再挖底至设计断面，顶板采用锚杆和锚索联合支护，巷帮未注浆。

方案二：采用一次成巷掘进的方式，掘进断面为5.8 m×5.6 m，顶板采用锚杆和锚索联合支护，巷帮未注浆。

方案三：采用分层掘进的方式，先掘5.8 m×3.8 m断面，顶板采用全锚索支护，待围岩稳定后，巷帮注浆加固，注浆完成后挖底成巷。

方案四：采用一次成巷掘进的方式，掘进断面为5.8 m×5.6 m，顶板采用全锚索支护，巷帮注浆加固。

锚杆选用ø22 mm×2400 mm锚杆，顶板锚索选用ø22 mm×6 300 mm锚索，锚杆间排距1 000 mm×1 000 mm，锚索间排距2 000 mm×1 000 mm；巷帮采用ø22 mm×2 400 mm锚杆，锚杆间排距1 000 mm×1 000 mm，选用ø22 mm×5 300 mm锚索，锚索间排距1 500 mm×1 000 mm。锚杆转矩400 N·m，锚索预紧力320 kN。

注浆孔布置：五盘区大巷两帮注浆钻孔成排布置，排距1 500 mm，钻孔间距1 400 mm或1 600 mm，帮部钻孔距顶底板均为500 mm或1 100 mm。钻孔采用锚杆(锚索)钻机施工，钻头直径42 mm，孔深 6 000 mm。巷帮靠近顶底板的注浆孔上仰或下扎10°，巷帮其余钻孔垂直煤面。支护材料参数见表1，经现场注浆试验原位测定巷帮煤体注浆加固后煤体参数见表2。考虑到模型建立尺寸与实测浆液扩散半径，模型中煤体参数全部按照加固后煤体参数赋值。

表1 锚杆和锚索力学参数

表2 注浆煤体物理力学参数

4.2 数值模拟分析

从模拟结果来看，4种支护方案下巷道变形量明显不同，支护效果和围岩变形量有较大差异。

支护方案一的模拟结果如图4所示。采用支护方案一时，顶板变形量不大，巷帮破坏范围明显较小，巷帮塑性区范围在3.5 m左右，巷帮破坏范围超过了锚杆的支护范围，锚杆支护效果差。巷帮应力集中程度达到31 MPa左右，顶板下沉量为230 mm，巷帮收缩量为 290 mm，巷帮变形量较大。

(a)塑性区分布

(b)应力场分布

(c)变形量分布

支护方案二的模拟结果如图5所示。采用支护方案二时，顶板塑性区范围与方案一差别不大，但由于是一次开挖成巷，巷帮变形严重，巷帮塑性区破坏范围达到4.5 m，破坏范围明显超过了锚杆支护范围，导致锚杆支护范围大幅度减小，锚杆基本已经失效，破坏范围接近巷帮锚索锚固段。巷帮应力集中程度达到 33 MPa，应力集中程度高，围岩应力状态较差，顶板下沉量为290 mm，巷帮收缩量为400 mm，巷帮变形极其严重。

(a)塑性区分布

(b)应力场分布

(c)变形量分布

支护方案三的模拟结果如图6所示。采用支护方案三时，顶板塑性区范围与上述两种方案差异不大，但巷帮塑性区范围最小，塑性区深度仅2 m左右，巷帮破坏范围较浅。巷帮应力集中程度达到 27 MPa，应力集中程度低，巷道受力状态良好，顶板下沉量200 mm，巷帮收缩量230 mm，巷帮变形较小，巷道整体稳定性最好。

(a)塑性区分布

(b)应力场分布

(c)变形量分布

支护方案四的模拟结果如图7所示。采用支护方案四时，顶板塑性区变化不大，由于巷道采用一次开挖方式，进行注浆加固后，巷帮破坏范围有一定减小，但破坏范围大于方案三。巷帮应力集中程度为29 MPa，应力集中程度略大于方案三，但小于方案一和方案二，这说明注浆改善了巷道围岩的应力分布状态。巷道顶板下沉量为210 mm，巷帮收缩量为250 mm，巷道变形量中等，仅次于方案三，巷道整体稳定性较好。

(a)塑性区分布

(b)应力场分布

(c)变形量分布

5 工程应用

5.1 支护方案

根据现场调研，结合理论分析及数值模拟，确定采用“分层掘进+滞后高压注浆+强力锚索支护”的综合支护方案。高压注浆能够充填围岩内部裂隙，恢复围岩内部结构完整性，形成连续结构体，但此时围岩承载力较弱，巷帮变形较大，须采用强力锚索加强对巷道围岩的主动支护，提高围岩承载力，保证围岩稳定。

5.2 支护效果分析

采用上述支护方案后，对巷道表面位移进行了监测，结果如图8所示。

(a)掘进期间表面位移

(b)回采期间表面位移

由图8(a)可见，掘进期间五盘区巷道围岩变形量随时间变化而逐渐变大。顶板下沉量在0～50 d内呈线性增长关系，在50 d左右达到最大值，而后随着时间推移趋于稳定，顶板下沉量最大值为 51 mm。两帮移近量在0～70 d内呈线性增长关系，基本在60～70 d达到最大值，而后随着时间推移趋于稳定，两帮移近量最大值为140 mm。底鼓量在 0～70 d内呈线性增长关系，基本在60～70 d达到最大值，而后随着时间推移趋于稳定，底鼓量最大值为75 mm。掘进期间巷道变形以两帮变形为主，顶板下沉量和底鼓量不大，巷道围岩完整性良好。

由图8(b)可见，回采期间五盘区巷道围岩变形随时间变化而逐渐变大。顶板下沉量在0～175 d内呈线性增长关系，在150～175 d内达到最大值，而后随着时间推移趋于稳定，顶板下沉量最大值为126 mm。两帮移近量在0～200 d内呈线性增长关系，基本在190～200 d达到最大值，而后随着时间推移趋于稳定，两帮移近量最大值为 452 mm。底鼓量在0～150 d内呈线性增长关系，基本在150 d左右达到最大值，而后随着时间推移趋于稳定，底鼓量最大值为176 mm。回采期间巷道变形以两帮变形为主，由于煤体强度低，两帮变形略为严重，但整体巷道变形不大，围岩完整性较好。

6 结论

1)通过巷道围岩注浆改性机理分析得出，注浆可提高围岩强度、起骨架支撑作用、减小巷道围岩松动圈，改善主动支护效果；利用力学平衡原理分析计算巷道围岩注浆力学模型，得出可通过增加承载层长度来实现巷道围岩稳定。

2)通过数值模拟得出，分层掘进有利于围岩的稳定和围岩应力的缓慢释放；而一次掘进时，巷道围岩应力释放过快，导致巷道变形严重；锚杆、锚索和注浆联合支护可提高煤岩体的黏聚力，抑制煤岩体两帮挤出，改善其整体性，在预应力锚索的悬吊及两帮煤岩体的支撑共同作用下，有效控制了巷道围岩变形。

3)工程应用试验得出，“分层掘进+滞后注浆+锚索补强”的支护方案效果最佳。回采期间，巷道两帮移近量为452 mm，顶板下沉量为126 mm，底鼓量为176 mm，巷道变形整体处于可控状态。