新元煤礦膠帶大巷圍巖變形與注漿加固技術

柳軍濤

(山西新元煤炭有限責任公司,山西 壽陽 045400)

巷道是地下煤炭開采過程中的重要通道,保證巷道暢通和圍巖穩定是井下煤炭安全高效開采的必要前提[1-2]。地下巷道圍巖處于復雜應力場中,隨著煤炭資源的大規模開采出現了越來越多難以支護的巷道,控制巷道圍巖變形逐漸成為困擾工作人員的重大難題[3]。大巷作為井下生產的重要通道,當其產生大變形且難以支護時,必須研究其變形機理及原因,制定出科學合理的支護對策維護大巷的長期穩定。

近年來,我國學者在巷道圍巖穩定性方面進行了不斷探索與實踐,并取得了卓越的成就。袁亮[4]等分析了深部巷道圍巖在“三高”條件下圍巖變形破裂規律,并提出深部圍巖分級方法與控制理論原則;康紅普[5]通過分析深部礦井地應力分布規律與特征,對深部礦井巷道支護技術做了介紹;謝生榮[6]等提出了大巷穿過采空區時在采空區頂板與采空區內的支護技術,并闡明了支護機理。本文針對新元煤礦3#煤層集中膠帶大巷頂板基本保持穩定,而兩幫和底板變形嚴重的難題,通過數字式全景窺視儀觀察膠帶大巷幫部及底板的煤巖體特征,分析引起大變形的原因,基于原支護方案提出注漿+強力錨索組合加固技術控制幫部與底板變形,分別闡述了注漿與強力錨索支護的機理,通過礦壓監測得出,注漿+強力錨索組合加固技術有效控制了大巷的變形,保證了大巷的長期穩定。

1 工程概況

1.1 工程地質條件

新元煤礦3#煤層埋深550 m～600 m,平均埋深約580 m,煤層厚度2.70 m～3.10 m,平均厚度約2.90 m,煤層傾角1°～4°,平均傾角為3°,3#煤層屬中硬煤層。煤層直接頂為2.79 m的砂質泥巖,基本頂為中粒砂巖,厚度為2.35 m。直接底板為0.7 m的粉砂巖,基本底為5.62 m砂質泥巖,3#煤地質柱狀圖見圖1。新元煤礦南區集中膠帶大巷布置在3#煤層中,大巷沿煤層頂板掘進。

圖1 3#煤地質柱狀圖Fig.1 Column map of coal geology in No.3 coal seam

1.2 大巷原支護技術與變形情況

膠帶大巷采用矩形斷面,寬5.64 m,高3.82 m,斷面積約21.54 m2。新元煤礦膠帶大巷原支護方案為:頂板采用鋼帶、金屬網、2根D21.6 mm×10 300 mm錨索和5根D17.8 mm×6 300 mm錨索聯合支護,排距900 mm;幫部采用金屬網、2 m槽鋼、鋼筋鋼帶、錨桿、D17.8 mm×4 200 mm錨索聯合支護,間排距1 000 mm×900 mm,支護完成后底板進行噴漿硬化。原支護方案見圖2。

圖2 膠帶大巷原支護斷面圖Fig.2 Cross-section of original support in the main roadway with belt

大巷掘出后在原有支護方案基礎上部分變形嚴重區域示意圖見圖3,頂板基本穩定,底板隆起相當嚴重,底臌量達到2 000 mm左右,底臌率為52.36%,兩幫移近量超過1 500 mm,表現出整體移近的特征。大巷圍巖破壞深度較深,整體性差,導致淺部圍巖承載能力低,維護困難,返修投入劇增,大巷處于不穩定狀態。因此有必要分析其破壞深度，及時采取相應的支護加固措施對大巷進行修復。

圖3 膠帶大巷變形嚴重區域示意圖Fig.3 Serious deformation areas in the main roadway with belt

2 膠帶大巷圍巖窺視與分析

2.1 大巷圍巖窺視結果

為準確了解新元煤礦膠帶大巷深部圍巖結構與破壞情況,采用數字式全景窺視儀對大巷幫部和底板圍巖進行觀察。

圖4是膠帶大巷31005工作面中部橫川以南28 m處幫部(以西幫為例)窺視鉆孔觀察結果。結果顯示,距離孔口0～1 m處,煤體非常破碎,裂隙發育,且該范圍內鉆孔被嚴重刷大,直徑能達到50 mm左右;1 m～3.6 m范圍內煤體破壞同樣較為嚴重,且該范圍內存在破碎帶或結構面;3.6 m～9.4 m深部煤體破壞相對淺部較輕,但煤體結構仍不完整。綜合分析得出,整個10 m范圍內幫部煤體都比較松軟破碎。

圖4 膠帶大巷31005工作面中部橫川以南28 m西幫窺視圖(單位:m)Fig.4 West sidewall borehole image at 28 meters to the south of Yokogawa in the belt roadway in the 31005 working face

圖5是新元煤礦膠帶大巷底板窺視結果圖。從現場鉆孔鉆進時的孔內反水情況可知,底板表面200 mm左右范圍內是比較松散的回填層,距底板表面2 000 mm多預估有一層煤線,距離大巷底板2 000 mm～8 000 mm之間屬于泥質砂巖,距大巷底板8 m～10 m之間是白砂巖。從圖5可以看出:距離底板表面3 000 mm范圍內底板破壞極其嚴重,離層和裂隙尤為發育,3 000 mm深處底板破壞相對較輕,除4.1 m處有一明顯的破壞之外,其它層位均沒有特別明顯的破壞。

圖5 膠帶大巷31005回風以南底板窺視圖(單位:m)Fig.5 Floor borehoe images to the south of return airway in the belt roadway in the 31005 working face

結合幫部和底板窺視結果分析得出:大巷幫部破壞深度超過10 m,破壞嚴重區域在3 600 mm范圍內,底板破壞深度在4 000 mm以內,膠帶大巷圍巖破壞均比較嚴重?；诖?支護加固大巷時底板注漿深度建議為4 m,錨索的深度建議為5 m,巷幫采用淺孔結合深孔進行注漿,淺孔深度建議為3 m,深孔為8 m。

2.2 圍巖變形影響因素分析

任何一條巷道的破裂變形都是由多方面原因綜合作用形成的,總結起來主要有原巖應力、巷道布置與設計形式、開采擾動[7-8]等。綜合分析總結出新元煤礦膠帶大巷變形原因主要有以下三點:

1)大巷埋深較大。新元煤礦膠帶大巷巷道埋深約580 m,埋深較大,井下大巷處于高地應力狀態,構造應力復雜,而且局部巷道可能出現應力集中現象,因此井下環境較淺埋深礦井更為復雜多變[9]。

2)施工設計不合理。集中膠帶大巷幫部支護簡單,底板沒有支護,在深部復雜應力條件下,必然造成大巷幫部大變形和底臌嚴重;同時采用右旋全螺紋鋼錨桿支護大巷幫部,預緊力低,不合理的支護構件加劇了大巷圍巖的破壞。

3)大巷維護不合理。高地應力條件下的大巷隨變形導致圍巖內部裂隙逐漸增多增大,此時支護構件的預緊力無法有效傳遞至深部圍巖中,支護系統僅是對大巷表面圍巖的一種擠壓和懸吊作用,沒有充分利用圍巖自身承載能力。

3 膠帶大巷圍巖加固機理

針對新元煤礦膠帶大巷破壞變形情況,參考已有支護系統構件及其強度大小,結合現場工程實踐的可靠性,在確保修復與加固工程質量并盡可能縮短修復工期的前提下,綜合考慮各因素后確定采用底板+兩幫注漿配合強力注漿錨索的綜合支護方案。

3.1 注漿作用機理

通過向大巷淺部圍巖進行注漿,將大巷遭到破壞的淺部圍巖裂隙進行充填,使破碎圍巖重新組合成一個新的整體連續承載結構體,提高大巷周圍破碎圍巖的自身承載能力,同時利于錨索在預緊狀態下力在圍巖中的有效傳遞,從而大幅度提高大巷的加固質量和支護效果。注漿加固圍巖是修復大巷的基礎,同時是保證加固質量效果的基礎條件。

3.2 強力錨索加固作用機理

注漿后破碎圍巖逐漸恢復其整體性和連續性,對巷道四周進行高強度錨索支護,將注漿后的淺部圍巖與錨索錨固區域圍巖體相互作用形成統一的整體承載結構,使巷道周圍巖體整體上具有較強的承載能力[10],同時可提高錨固體的整體力學參數,改善被錨固圍巖體的各項力學性能,高強度錨索支護使大巷圍巖尤其是處于峰后區圍巖強度得到有效強化作用,提高了殘余強度和峰值強度,從而阻止圍巖再次發生破壞[11]。

4 支護加固工藝與效果

4.1 加固工藝及參數

膠帶大巷修復與加固技術是在原有支護方案基礎上進行的。兩幫與底板采用深孔淺孔注漿,淺孔注漿孔孔深3 000 mm,深孔8 000 mm。底板采用D22 mm×5 300 mm的強力注漿錨索垂直向下打設進行支護,錨索間排距1 600 mm×1 500 mm,預緊力≥200 kN,采用分次全長錨固。鋼筋網片采用D6.5 mm鋼筋焊接而成,網孔規格100 mm×100 mm,網片規格為3 000 mm×1 700 mm。巷幫采用D22 mm×6 300 mm的強力注漿錨索對稱支護,錨索角度全部垂直巖面布置,預緊力≥250 kN。鉆孔深度6 000 mm±100 mm,鉆頭直徑D30 mm,錨固方式采用樹脂端部錨固,預應力注漿錨索沿巷道斷面成排布置,間排距1 000 mm×1 000 mm。在原有支護方案基礎上膠帶大巷加固斷面見圖6。

圖6 加固后的膠帶大巷支護斷面圖Fig.6 Cross-sectional view of support in belt roadway after reinforcement

4.2 加固效果分析

由圖7大巷表面位移觀測曲線可知:膠帶大巷在支護加固66 d后基本保持穩定,兩幫最大移近量為104 mm,底板最大移近量為85 mm,與支護加固前相比大大降低了大巷的變形量。因此,注漿+強力錨索組合加固技術有效控制大巷兩幫與底板的變形,使大巷變形維持在正常水平范圍內,大巷能夠正常投入使用。

圖7 加固后大巷表面位移觀測曲線Fig.7 Observational curves of surface displacement of the belt roadway after reinforcement

5 結論

1)窺視結果表明,膠帶大巷幫部破壞嚴重區域在3 600 mm范圍內,底板破壞深度在4 000 mm以內,整個膠帶大巷圍巖破壞都比較嚴重。

2)在大巷原支護方案基礎上,注漿使破壞的淺部圍巖裂隙得到充填,破碎圍巖重新組合成一個新的整體承載結構,同時補打錨索,有效控制了兩幫和底板的變形,使兩幫最大移近量為104 mm,底板最大移近量為85 mm,使變形控制在允許的范圍之內,保證了膠帶大巷的安全生產,同時驗證了支護加固理論的正確性。