芦沟矿底抽巷锚注加固技术应用与研究

刘玉卫，商铁林，张 沛，张亚峰，龚 剑，刘应然

(1.郑州工程技术学院，河南 郑州 450044； 2.郑煤集团 工程技术研究院，河南 郑州 450042；3.榆林学院，陕西 榆林 719000； 4.西安科技大学，陕西 西安 710054)

我国注浆技术的研究与应用相对较晚，20 世纪50年代初开始起步，1996年锚注技术才发展起来，之后，在工程中进行了大规模应用[1]。近几年，锚注支护技术在断层破碎、软岩、高预应力、沿空掘巷、高强支护等方面取得一定的进展。潘锐[2]对深部巷道破碎围岩锚注机制及控制效果进行了研究，明确破碎岩体锚注支护机制；王辉[3]基于高强锚注支护技术对巷道稳定性的研究，分析了新型中空注浆锚索、中空注浆锚杆、水泥注浆添加剂以及施工设备；张亮等[4-6]对不同的软弱围岩材料进行了研究；耿耀强等[7-8]对断层破碎区巷道锚注进行了研究；张进鹏等[9]基于预应力锚和自应力注的松软煤体锚注加固方法，分析了新型预应力锚注加固异型切眼的有效性；万军等[10-12]对深井大埋深软岩巷道的锚注支护技术及机理进行了探索。

我国煤矿软岩巷道比较多，锚注支护技术具有较好的应用前景[1]。芦沟煤矿地处豫西三软煤层矿区，煤岩层松软破碎，且矿井属于煤与瓦斯突出井，按照规范要求开采前要对工作面进行瓦斯疏放、施工底板瓦斯抽放巷，对区域瓦斯治理具有重要作用，因此开展对底抽巷的稳定性研究具有重要意义。

1 工程概况

芦沟矿32141工作面位于该矿32采区西翼下部，为32采区第5个正规工作面，也是32081工作面的接替面。该面位于32运输下山以西，北部为32121工作面采空区，南部为魏寨断层及其支断层保护煤柱。工作面标高-321～-261 m，地面标高+215～+230 m，对应地表东南部为五星水库，西部为王家门，以南为马沟村住房及村小学，北部为五星水库及果园。工作面沿煤层走向布置，平均倾斜长120 m、可采走向长354 m，面积44 340 m2，煤层厚2.0～12.5 m，平均厚5.9 m，可采储量35万t。32141底抽巷主要作为32141工作面掘进前及回采前在二1煤层底板内的瓦斯抽放巷，该巷位于32采区3条下山以西，32141探水巷外段以北(图1)。

图1 底抽巷工作面示意Fig.1 Floor drainage roadway working face

该巷设计工程量473 m，掘进层位在L7-8灰岩内，底抽巷井下平均埋深526 m。

2 底抽巷原支护情况

32141底抽巷设计采用直墙半圆拱形和矩形断面。当岩层破碎或巷道顶板距离煤层底板距离小于10 m时，采用14 m2的U型钢支护或U型钢+锚网索；大于10 m段，采用全锚网支护。

(1)U型钢支护(图2)。原支护参数：U型钢支护设计净宽4.7 m、净高3.5 m，掘进宽度5.00 m、掘进高度3.95 m，棚距600 mm，柱窝深度200 mm，梁腿搭接450 mm，菱形网、椽子护帮顶，椽子每棚34～40根，铁拉杆每棚3套，卡缆每帮各3套，木鞋规格300 mm×200 mm×50 mm。

图2 U型钢支护Fig.2 U-steel supporting

(2)U型钢+锚网索联合支护(图3)。原支护参数：半圆拱形部分每排打设5根锚杆，间距1.0 m，以半圆拱中线为中两侧对称布置，每棚打设3根锚索，间距2.0 m，锚索规格为φ17.8 mm×6 200 mm(地质条件变化时长度变为8 200 mm)，排距与U型钢棚距一致；两帮每排打设3根锚杆，间距900mm，排距与U型钢棚距一致，锚索为φ17.8mm×4 200 mm预应力钢绞线。锚杆为φ20 mm×2 400 mm的左旋无纵筋锚杆。

(3)全锚网支护段支护(图4)。原支护参数：巷道断面设计为矩形，断面宽4.5 m、巷高3.0 m，排距0.8 m(遇围岩坚硬完整，调为1.0 m)，支护方式为全锚网支护。①顶板采用6根锚杆和3根锚索配合钢筋网、钢筋梯子梁支护，锚杆规格为φ20 mm×2 400 mm的左旋无纵筋锚杆，间排距800 mm×800 mm；顶锚索规格为φ17.8 mm×6 200 mm的预应力钢绞线(遇断层及地质破碎带时长度变为8 200 mm)，间排距1 500 mm×800 mm，以巷顶中线为中两侧对称布置。②帮部锚杆间排距800 mm×800 mm，当煤厚超过1.5 m时，在煤厚中间位置打设1根锚索，排距800 mm，帮部煤厚3 m时，以巷高中线为中上下对称打设2根锚索，间排距为1 500 mm×800 mm，规格为φ17.8 mm×5 200 mm的预应力钢绞线，全岩段巷道帮部不再打设锚索。

图3 U型钢+锚网索支护Fig.3 U-steel+bolt & cable supporting

图4 锚网索支护Fig.4 Bolt & cable supporting

3 32141底抽巷破坏分析

3.1 岩样水理性分析

分别在32141上底抽巷掘进面顶板、巷道上帮部距离顶帮角约1.2 m处和底抽巷底板进行现场取样(图5)。

图5 不同部位取样Fig.5 Rock specimen of different parts

3种岩样置水后情况如图6所示。对于取于不同位置的3种岩样置水后，由图6(a)看出，40 min内帮部炭质泥岩和底板泥岩在遇水后立即发生了变化，特别是底板泥岩泥化现象严重；由图6(b)、图6(c)可以看出，10～20 min帮部炭质泥岩发生崩解，沿层理破碎成小块状，底板泥岩继续泥化，强度进一步降低；由图6(d)可以看出，40 min后帮部炭质泥岩泥化程度更高，而底板泥岩则彻底泥化。顶板灰岩从始至终却没有多大变化。

图5 3种岩样置水后情况Fig.6 Situation of three kinds of rock in water

3.2 岩样电镜扫描及矿物分析

对顶板砂岩进行电镜扫描显示：在放大500倍时，可见样品比较致密，裂隙较少；在放大3 000倍时，缝中见长石晶体。巷帮炭质泥岩电镜扫描显示：在放大500倍时，样品相对比较致密；放大到3 000倍时，可观察到5～10 μm的裂纹，连通较好，还可见片状高岭石及裂隙，继续放大时可见粒表片状伊蒙混层与溶蚀孔。巷道底板泥岩，电镜扫描显示：在放大500倍时，可观察到5～10 μm的裂纹，连通较好，还可见片状高岭石及裂隙；放大到1 000倍时，可见粒表片状伊蒙混层与溶蚀孔(图7)。

根据对巷道炭质泥岩和泥岩作的X射线衍射分析，可知炭质泥岩和泥岩中黏土矿物含量高达78.6%，石英含量为14%，菱铁矿、斜长石、钾长石含量较少，分别为5.1%、1.6%和0.7%。黏土矿物中伊/蒙混层含量为51%，高岭石和伊利石含量分别为45%和4%。

图7 围岩电镜扫描Fig.7 SEM of surrounding rock

由此可知，巷道泥岩中伊/蒙混层含量为40.1%，可见该地段中泥岩膨胀性较强，遇水易膨胀、泥化，这是造成巷道大变形破坏的主要原因之一，泥岩主要由非晶态物质组成，黏土矿物含量高达75%，并含有少量的菱铁矿(1.8%)及云母(0.5%)。黏土矿物以高岭石为主，含量高达83%，伊/蒙混层含量为16%，伊利石含量仅为1%，具有一定的膨胀性。

4 底抽巷围岩数值模拟

根据现有地质采矿条件和数值模拟研究的重点，综合考虑各方面因素，建立长45 m、宽45 m、高 45 m平面应变模型，共划分12 960个单元，采用FLAC数值软件进行模拟[13-14]，如图8所示。

图8 数值模型Fig.8 Numerical model

数值计算岩体力学参数见表1，锚杆锚索力学参数见表2，注浆后岩体物理力学参数见表3。

表1 计算模型的岩体力学参数Tab.1 Rock mass mechanical parameters

表2 锚杆锚索力学参数Tab.2 Mechanical parameters of bolt and cable

表3 注浆后岩体物理力学参数Tab.3 Rock mass mechanical parameters after grouting

4.1 模拟方案

结合32141工作面底抽巷的实际工程情况，选择3种方案进行模拟分析：①锚网+喷浆支护形式；②锚网喷+锚索支护形式；③锚网喷+锚索+锚注支护。

通过模拟[15]对比3种不同支护形式的水平、垂直位移得知，采用方案①支护，水平位移和垂直位移分别为167、164 mm；采用方案②，最大水平位移和垂直位移分别为150、141 mm，支护有所改善，但不明显；采用方案③，最大水平位移和垂直位移分别为129、102 mm，位移降幅较大，说明采用方案③支护效果更好。

4.2 注浆前后围岩加固对比分析

(1)水平方向应力分析。水平方向应力云图如图9所示。由图9(a)可知，在对围岩实施锚杆注浆前，围岩塑性区外围易形成应力集中区，最大水平应力值28 MPa，在巷道两帮为拉应力区，拉应力0.16 MPa。从图9(b)中可知，在实施锚杆注浆后，巷道围岩塑性区外最大水平应力为13.9 MPa，巷道两帮拉应力1.25 MPa，此时，锚杆和锚索均锚固在加固后的围岩压应力区。

图9 水平方向应力云图Fig.9 Horizontal stress nephogram

(2)垂直方向应力分析。垂直方向应力云图如图10所示。从图10(a)可以看出，锚注前，在底抽巷两帮塑性范围内垂直应力下降形成卸压区，而应力集中区在塑性区外3～4 m形成，最大垂直应力为21.6 MPa，巷道顶板应力小于底板，底板拉应力为0.22 MPa；从图10(b)中可以看出，锚注后，在两帮塑性区范围内形成卸压区应力降低，与锚注前相比较，底抽巷围岩两帮应力增高区减小，应力增高区在塑性区外1.0～2.0 m形成，最大应力为22.4 MPa，巷道底板拉应力为1.34 MPa大于顶板拉应力值。

从巷道围岩应力分析结果看，锚注支护巷道围岩的应力比注浆前要低，这说明实施锚注后破碎围岩在浆液的作用下进行了加固，提高了自身强度，有助于发挥围岩自承载能力。

4.3 底板注浆加固分析

芦沟矿32141底抽巷采用“锚网喷+锚索+锚注”支护技术，顶板、两帮由于控制到位，应力通过两帮传递到巷道底板，底板在无支护的情况产生变形，变形向空区发展形成向上的压力拱，这是造成巷道底鼓的根本原因[16-20]。所以，对实际支护时要重视巷道底板的控制，锚注能显著增强巷道底板的强度。

图10 垂直方向应力云图Fig.10 Vertical stress nephogram

从图11可以看出，底抽巷底板在未进行注浆加固以前，顶板和两帮由于锚杆锚索的协同支护作用相对比较稳定，由顶板传递下来的应力通过两帮向底板转移，由于底板未进行有效的控制，围岩的变形主要向底板的临空面运动，通过垂直和水平方向的位移矢量图可以看出，巷道底板中心是运动最大值出现的地方，巷道底板中心垂直方向上鼓起的最大模拟值达到25 mm，巷道底板水平方向上鼓起最大模拟值达到了22 mm。由此可以看出：只对顶板和两帮进行有效支护，并不能稳定地控制巷道围岩运动，重视对底板围岩的处理，控制围岩变形从底板突破十分必要。

图11 底板注浆前位移矢量图Fig.11 Nephogram of floor before grouting

注浆加固后垂直应力云图如图12所示。从图12可以看出，通过注浆锚杆注浆后巷道底板围岩的受力对称、均匀，重心上移，配合顶板和两帮稳定结构，形成了一个共同的承载体系，充分发挥围岩的自承载能力，达到巷道的稳定。

图12 注浆加固后垂直应力云图Fig.12 Vertical stress nephogram after grouting

5 底抽巷锚注支护方案

根据芦沟煤矿32141回采工作面下底抽巷变形破坏特点及模拟分析，采用“锚网喷+锚索+锚注”耦合支护方案(图13)，以适应围岩的变形特征，最大限度地发挥围岩的自承载能力。

图13 锚网索喷+锚注支护方案Fig.13 Supporting scheme of bolt & cable+grouting

5.1 支护参数确定

32141底抽巷采用直墙半圆拱形断面，净宽5.0 m、净高3.5 m，喷浆厚度150 mm。支护方式为全锚网(索)支护，巷道顶板采用锚杆(索)、钢筋网(顶板破碎时采用菱形网)，两帮采用锚杆(索)、钢筋网支护，底板帮脚采用锚杆和注浆锚杆支护。

(1)顶板锚杆锚索。杆体为20号左旋无纵筋螺纹钢筋，直径20 mm，长2.4 m。锚索为φ17.8 mm×6 000 mm的预应力钢绞线，间排距为1 200 mm×800 mm，以巷顶中线为中两侧对称布置。

(2)两帮锚杆(索)。杆体间排距600 mm×800 mm；两帮各打设3根锚索，间距1 200 mm，排距800 mm，帮锚索规格为φ17.8 mm×3 000 mm的预应力钢绞线。锚杆间距0.6 m，每排9根锚杆，排距0.8 m。采用树脂锚固，1支Z2350型锚固剂。钻孔直径28 mm，锚固长度800 mm，实测锚固力可达80 kN以上。锚杆垂直巷道岩壁安装，且要贴合。钢筋托梁采用φ12 mm的钢筋焊接而成，宽度80 mm，长度3.4 m。在安装锚杆的位置(间距800 mm)处焊上2段纵筋(间隔80 mm)连接，以便安装锚杆。每环安装2条钢筋托梁，每条托梁连接一侧的5根锚杆，2条钢筋托梁从顶部搭接。采用煤矿现有托盘。金属网1 200 mm×800 mm，采用φ6 mm的钢筋焊接而成，网格为100 mm×100 mm。

喷浆混凝土强度等级为C20，初喷层厚度80 mm，复喷厚度70 mm。

5.2 围岩变形监测分析

为了掌握巷道支护后的变形规律，在32141工作面底抽巷回风巷布置了2个表面位移测试断面，巷道围岩表面的位移量观测主要包括：巷道围岩顶底板相对移近量、两帮相对移近量、顶板下沉量、底鼓量等，通过这些数据以便掌握围岩变形的速率。测试结果如图14所示。

通过图14可知，底抽巷围岩的底板下沉量最小，平均为22 mm；两帮位移量相对较小，平均为85 mm，最大为90 mm；巷道的底鼓量相对较大，平均107 mm，最大115 mm；顶板下沉量则最小，平均为32 mm，最大仅39 mm。巷道锚注后两帮平均变形速率仅0.388 mm/d，顶底平均变形速率仅0.649 mm/d。锚注支护有效提高了支护结构的整体性和承载能力，有效控制了深部高应力极软岩巷道的大变形，保证了巷道稳定和矿井正常生产。

6 结论

(1)通过对芦沟矿32141工作面底抽巷围岩分析可知，顶板岩性为层状灰岩且含化石云母，原岩应力状态岩石强度较高，受采掘活动影响，易分层碎质泥岩到泥岩的过渡，强度由强变软，特别是遇水后强度降低更快，受顶板压力的影响巷道底帮突出；底板裂，但单个岩块强度依然比较高；两帮自上而下为炭质泥岩到泥岩的过渡，强度由强变软，特别是遇水后强度降低更快，受顶板压力的影响巷道底帮突出；底板岩性主要是泥岩，遇水变软易膨胀，受两帮传递的压力，易造成底鼓，因此对底板适当增加反底拱措施是底板围岩稳定控制的一项重点工作。

图14 测试断面围岩表面位移Fig.14 Displacement of surrounding rock surface

(2)由电镜扫描和X衍射分析结果可知，帮部和底板的泥岩是此次围岩控制的重点，泥岩成分主要以黏土为主，占70%以上，且含有高岭石和伊利石等膨胀性矿物质成分，在遇水后易软化发生变形。因此，支护时要考虑围岩的及时封闭，尽量做到少见水甚至不见水，以免影响围岩控制质量。

(3)由于32141底抽巷围岩极其破碎，围岩破碎范围部分大于锚杆的长度，降低了锚杆锚固力，难以形成有效的支护结构，围岩变形量大，不得不采用帮部锚索共同支护。

(4)根据数值模拟分析可知，由于锚注浆液的胶结作用，使破碎围岩重新胶结为一个整体，围岩强度与自承能力得到了提高；而胶结后的围岩整体有助于提高锚杆的锚固能力。

(5)通过现场监测分析可知，巷道实施锚注支护后，巷道围岩两帮移近量相对较小，底鼓量相对较大，顶板下沉量则最小，顶底平均变形速率仅为0.649 mm/d。可见锚注支护能有效控制深部高应力极软岩巷道的大变形。

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