深井強動壓作用巷道強化控制技術研究及應用

劉 毅,趙 帥

(晉能控股煤業集團胡底煤業有限公司,山西 晉城 048000)

隨著埋深較淺的煤炭資源的枯竭,煤炭資源的采掘不斷向深部延伸。煤系地層圍巖軟弱,在高地壓作用下開采深部煤層時,由于埋深大使得巷道的圍巖變形嚴重,巷道的頂板及底鼓量均大于淺埋深巷道,導致巷道的穩定性受到危害[1],地質條件惡化、破碎巖體增多、地應力增大、水頭壓力和涌水量加大、地溫升高,導致深部巷道圍巖穩定性控制與支護的難度加大、作業環境惡化,生產成本急劇增加,若不及時進行有效的支護,將影響頂幫的穩定,使得整個巷道失去穩定[2-3]。李剛[4]通過分析巷道變形破壞特征及影響因素提出采用“錨桿+錨索+錨網”聯合支護方式,使圍巖與支護體系協調統一,充分發揮支護效果。許得河[5]通過加長巷道幫部錨桿、施工底角錨桿、留設底煤配合底板鋪設土工膜防水措施對巷道圍巖變形現象進行綜合防治。李偉[6]和劉新江[7]通過數值模擬軟件對巷道錨桿索支護進行模擬,采用錨桿索配合注漿聯合加固的方式有效控制了巷道變形。雖然上述研究對于強動壓巷道的圍巖控制與巷道支護提供了重要的技術思路,但是強動壓巷道的支護仍存在支護強度不足、支護不能形成有效整體等問題。對于強動壓大變形巷道的支護存在的不足之處,還需要進一步加強研究,針對此問題本文提出了一種“巷道擴刷+頂幫分層耦合強力支護+底角卸壓與加固+底板注漿加固、底板錨索束+噴射鋼纖維混凝土+頂板與兩幫高壓注漿加固”的高強度聯合支護方案,有效地解決了巷道變形與修復的問題。

1 工程概況

胡底煤礦井田煤層埋深較大,開采水平垂深達到700 m以上,井田內主要地質構造以褶曲為主,斷裂構造不發育,井田構造線方向與區域構造一致,地層總體走向為北北東或近南北向,地層傾向北西,傾角一般小于10°。主采煤層為3#煤層,位于山西組下部,上距下石盒子組底砂巖(K8)31.74～42.33 m,下距山西組底砂巖(K7)3.30～9.69 m,距太原組頂部K6灰巖10.51～14.95 m,全區穩定可采。煤層厚度5.20～6.15 m,平均厚度5.72 m,煤層傾角3°～10°,平均6°,煤層結構簡單,無夾矸,分兩層開采,工作面采用傾斜長壁綜合機械化采煤法。

3#煤層傾角較小,采用盤區式布置,盤區大巷布置于井田中部,一盤區共有5條大巷,南北兩側均布置有分層開采綜采工作面。1103運輸大巷(簡稱1103巷)為承載煤炭運輸和后期猴車提升的運輸大巷;1103巷北鄰1101巷、1102巷、1104巷,南鄰1105巷,巷道周邊的采掘工程關系如圖1所示。

圖1 巷道附近的采掘工程關系Fig.1 Relationship of mining and excavation near roadway

1103巷的斷面為半圓拱斷面,凈寬5.2 m,凈高4.2 m,墻凈高1.6 m,拱凈高2.6 m。設計毛斷面20.09 m2,凈斷18.41 m2;采用的支護方式為錨網噴支護。1103巷布置于3#煤層頂板,沿1#煤線掘進,揭露地層中巷道頂板為相對堅硬的砂巖,而兩幫和底板中泥巖、炭質泥巖占比較大,圍巖強度較低,膠結性差,在礦山壓力作用下,極易松散破碎,巷道圍巖綜合柱狀如圖2所示。

圖2 巷道掘進層位柱狀圖Fig.2 Strata histogram of driving roadway

在受到1301(上)、1303(上)工作面采動影響后,出現劇烈變形,經過多次修復,巷道仍然發生持續變形破壞,主要表現為兩幫回縮、底板鼓起。累計兩幫移近量達到2～3 m,累計底鼓量達到2.5～3.5 m,經歷多次修巷后,當前壓力顯現段巷高僅為3～3.5 m,巷寬僅為3.8～4.3 m,斷面縮小20%～35%以上,已嚴重影響行人安全、運輸安全和通風安全以及礦井后期的升級改造工作。為了解決1103巷圍巖變形破壞問題,開展了深部強動壓下巷道圍巖強化控制技術研究。

2 原支護下巷道變形破壞分析

2.1 原支護方案及修復方案

1103巷掘進時采用的錨網噴支護:錨桿采用Φ20-M22-2 200 mm左旋無縱肋螺紋鋼錨桿,間排距為900 mm×1 000 mm,每根錨桿用MSK2335和MSZ2360樹脂錨固劑各1支,預緊力矩不小于180 N·m；網片采用Φ6.5 mm鋼筋網，拱頂采用Φ22 mm×7 300 mm錨索補強支護,每排2根,間排距為1 800 mm×2 000 mm,采用加長錨固,每根錨索安裝時端頭用MSK2335和MSZ2360樹脂錨固劑各2支,預拉力不小于200 kN。噴射混凝土強度等級為C20,厚度為100 mm。

受到采煤工作面采動影響后,1103巷經歷多次巷修,主要采用了擴修、補強支護、全錨索支護、注漿加固等措施。針對局部錨桿索斷裂,提高了錨桿直徑和強度,采用Φ22-M24-2 400 mm高強左旋無縱肋螺紋鋼錨桿；對局部破碎、圍巖松散區巷道采取注漿加固措施,并增加了頂幫錨索數量;對失修區域采取擴刷及處理底鼓后,在1103巷4#-7#橫川采用了頂板及兩幫全錨索支護,并進行了注漿。注漿工藝采用深、淺孔注漿方式,頂板錨索規格為Φ22 mm×7 300 mm,兩幫錨索規格為Φ22 mm×5 300 m,全斷面錨索布置如圖3所示。

圖3 1103巷修復時全斷面錨索布置Fig.3 Layout of full-section anchor cable during renovation of No.1103 roadway

2.2 1103巷圍巖變形破壞機理分析

1103巷變形破壞非常嚴重,主要表現為兩幫回縮、底板鼓起:兩幫移近量達到2～3 m,累計底鼓量達到2.5～3.5 m,當前壓力顯現段巷高僅為3～3.5 m,巷寬僅為3.8～4.3 m,斷面縮小20%～35%以上,已嚴重影響巷道正常使用。經過現場調研分析,巷道圍巖變形破壞的原因主要包括地應力、圍巖力學性質及支護力學參數等三個方面,具體原因是:

1)深度大,受構造影響,地應力高。巷道埋深大,且受到區域構造及局部褶曲構造的影響,實測最大主應力為18.34～21.70 MPa,結合巷道的大變形情況來看,胡底煤礦屬于深部高應力礦井。

2)巷道圍巖軟弱,易風化崩解。1103巷局部地段,巷道頂板相對穩定,兩幫及底板巖層為軟弱泥質巖石而且厚度較大。泥質巖石多為深灰色泥巖、黑色炭質泥巖,膠結性差,強度較低、易風化崩解,預估泥巖的單軸抗壓強度在15 MPa左右。

3)巷道群的擾動影響大。盤區大巷附近相鄰巷道多,五條大巷及各類聯絡巷形成了巷道群,大巷間距小,巖柱僅25 m。巷道群的掘進擾動及工作面的采動,致使巷道圍巖受到較高的支承壓力作用,易引起巷道變形。

4)巷道兩側為上下分層綜采工作面,多次采動,應力集中程度高。1103巷南側和北側均布置有分層開采綜采工作面。1103巷受到南側的下分層工作面和北側采煤工作面的影響,多次采動引起的疊加支承壓力,必將對盤區穩定性造成嚴重破壞。

5)初期支護或修巷時支護參數不合理,而且未形成封閉有效的支護結構。前期支護時,巷道底板處于無支護狀態或支護強度和深度不夠,致使底板成為了圍巖的卸壓通道,出現了持續嚴重底鼓; 修巷時,底板采取多次起底措施,加劇了底板和兩幫的破壞,底板無支護或支護強度和深度不夠,致使底鼓無法有效控制;初期支護或修巷時支護參數不合理,頂板、兩幫和底板未形成有效的封閉支護結構,需要加強對兩幫和底板的支護,形成封閉有效的支護結構。

6)對于泥質圍巖,低壓注漿效果差。巷道兩幫及底板多為軟弱而致密的泥質巖石,采用普通硅酸鹽水泥注漿材料,可以保證破碎區注漿效果,但難以保證塑性微裂隙區、低滲透性泥質圍巖的注漿效果。

3 1103巷圍巖加固設計方案

3.1 巷道圍巖控制基本思路

依據1103巷圍巖變形機理及圍巖控制原理,提出1103巷圍巖控制基本思路。

1)確定巷道修復斷面尺寸,對頂板-兩幫擴刷及起底,預留巷道底板變形空間,比原設計尺寸向下超挖300 mm。

2)針對頂板及兩幫,依據圍巖巖層結構,實施動態的分區耦合讓壓錨索強力支護技術,具體為“讓壓錨索+鋼筋網+雙鋼筋梯子梁+薄層噴漿防風化銹蝕”。

3)針對底板,采用“底角卸壓槽+混凝土澆筑”技術方案，加大底板支護深度和支護強度,采用底板注漿加固、底板錨索束強力支護、底板硬化等技術措施。

4)針對頂板及兩幫,對其噴射鋼纖維混凝土,依據圍巖巖層結構,實施分層注漿加固技術。

5)針對多次采動高應力作用,通過采前補強加固及復注漿,實現對頂板、兩幫及底板的高效動態加固。

綜上所述,通過預留巷道變形量、頂幫分層耦合支護、全斷面高壓劈裂注漿加固、底板預應力錨索束強力支護以及多次采動期間的動態注漿技術,形成有效的頂-幫-底協同的封閉支護結構,有效控制圍巖的變形和破壞。

3.2 巷道修復斷面設計

首先根據巷道設計斷面規格,合理擴大其斷面開挖范圍[8],提前留出圍巖擴展變形的空間,巷道底板比原設計向下超挖300 mm,1103巷斷面設計如圖4所示。

圖4 1103巷修復斷面設計Fig.4 Section design during renovation of No.1103 roadway

3.3 頂板及兩幫分區耦合強力支護技術

根據新奧法支護理論、聯合支護理論、圍巖強度強化理論以及主次承載區支護理論[9-13],通過高強度有效的聯合支護對圍巖強度進行強化,在圍巖內形成承載圈控制巷道變形。根據關鍵部位耦合支護理論[14]對巷道頂板以及兩幫分區進行重點加固。

頂板和兩幫按照設計斷面擴刷后,針對頂板和兩幫的破碎區、塑性區范圍,開展分區耦合支護,實現支護和圍巖的耦合,提高錨固體承載能力。依據鉆孔取芯巖芯形態,確定1103巷圍巖的破碎區范圍大致為3～4 m(圖5(a)),塑性區范圍達到5～8 m(圖5(b))。其中，頂部破壞深度較小，幫部破壞深度較大。加大兩幫錨索的長度,以便錨固在深部穩定巖層，確定拱部采用Φ22 mm×7 300 mm的錨索,幫部采用Φ22 mm×10 300 mm的錨索。修巷時,具體采用“錨索+雙鋼筋梯子梁+鋼筋網+薄層噴漿防風化防銹蝕”進行聯合支護,1103巷頂板及兩幫分區耦合支護布置如圖6所示。

圖5 破碎區和塑性區巖芯狀態Fig.5 Core of broken and plastic zone

3.4 “底角卸固耦合支護”技術

強幫強角支護理論[15]認為，加強巷道底角支護,可使巷道圍巖受力更合理,從而提高巷道整體穩定性。在對頂板及兩幫實施分層耦合強力支護技術后,在巷道的兩個底角開挖卸壓槽,按照我國煤礦卸壓槽治理底鼓工程經驗以及考慮施工便利[16-17],確定輸送機側卸壓槽尺寸為600 mm×1 000 mm,行人側為800 mm×1 200 mm。卸壓槽開挖完成后,采用混凝土對卸壓槽進行回填澆筑。通過采用“底角卸壓槽+混凝土澆筑”技術,一方面減弱應力集中部位兩個底角的受力,另一方面提高底角對兩幫的支承能力,有助于減弱底板及兩幫的變形。底角卸壓槽布置如圖7所示。

圖6 頂幫分區耦合支護技術Fig.6 Coupling support of roof and two sides partition

圖7 底角卸壓槽布置Fig.7 Base angle pressure releasing groove layout

3.5 底板注漿加固及錨索束強力支護

依據錨注加固理論,將錨桿索與注漿結合起來增強巷道承壓能力，采用合理的支護方法使卸除的圍壓盡快恢復,進而提高圍巖的自承能力,實現巷道的穩定。針對底板實施底角卸壓槽及槽內澆筑混凝土以后,加大底板支護深度和支護強度,采用底板注漿加固、底板錨索束強力支護、底板硬化等技術措施。

在深部高應力及強烈采動應力作用下,1103巷底鼓量非常大,累計底鼓量達到2.5～3.5 m,依據底板鉆機鉆進過程中的鉆速、孔壁圍巖塌落情況等響應特征,確定底板淺孔注漿深度為3 m,底板錨索束深孔注漿深度為10 m。

3.5.1底板注漿加固

注漿時采用“淺孔低壓注漿+深孔高壓注漿”注漿工藝。“淺孔低壓注漿”針對的是淺部的破碎區圍巖,通過對淺部圍巖注漿形成一定厚度的注漿承載層,為之后的“深孔高壓注漿”提供基礎,深孔和淺孔呈間隔布置,如圖8所示。

(a)奇數排注漿孔布置

(b)偶數排注漿孔布置圖8 底板注漿孔布置Fig.8 Layout of grouting hole on the floor

3.5.2底板錨索束強力支護

1)支護材料。錨索束:由“一孔三根”的Φ22 mm×10 300 mm高強錨索編制組成,配套相應的導向帽(長200 mm)、固定套環(箍環)、托盤(200 mm×200 mm×20 mm)、三孔鎖具。

錨固材料:錨索束采用水泥漿灌漿錨固,水泥漿采用P.O42.5普通硅酸鹽水泥。

網片規格:采用Φ6.5 mm鋼筋焊接,規格1 200 mm×2 200 mm,網格100 mm×100 mm。

錨索束鋼梁:橫向相鄰錨索束由兩段平行的廢舊礦用道軌或12#工字鋼焊接而成的鋼梁連接,鋼梁每段長1 700 mm,平行間距為 80 mm,兩段工字鋼的上下表面均采用10 mm厚扁鋼焊接成一整體結構。

2)錨索束布置。受膠帶輸送機和施工空間限制,在膠帶輸送機一側無法施工錨索束,在另一側每排布置2個錨索束鉆孔,鉆孔間距為1 400 mm,鉆孔排距為1 500 mm;奇數排兩根錨索垂直布置,偶數排靠近輸送機的錨索束鉆孔向輸送機傾斜15°,奇數排靠近巷幫側的錨索束鉆孔避開卸壓槽澆筑的混凝土,距其200 mm,錨索束鉆孔布置如圖9所示。

(a)奇數排布置斷面(A-A剖面)

(b)偶數排布置斷面(B-B剖面)

(c)鉆孔布置俯視圖圖9 底板錨索束布置Fig.9 Layout of anchor cable bundle on the floor

4 巷道加固效果觀測及分析

為了觀測巷道修復加固效果,每隔一定距離設置相應測站,對巷道表面位移及頂、底板離層等進行觀測。對于巷道表面位移監測,采用十字布點法以及激光測距儀,測量兩個相對測點的距離，每周觀測3次。巷道變形速度較快時,需增加相應觀測次數，巷道變形穩定后,可減少至每周1～2次。

在實行巷道加固方案后,巷道圍巖變形量有明顯減小,實測觀測數據如圖10所示。

圖10 修復加固后巷道變形趨勢Fig.10 Roadway deformation after renovation and reinforcement

觀測結果表明,巷道修復后一個月之內,巷道變形趨于穩定,頂板下沉量控制在80 mm以內,巷道兩幫的相對移近量控制在150 mm以內,巷道加固前后圍巖控制效果對比如圖11所示。

圖11 巷道圍巖控制效果對比Fig.11 Comparison of control effect on surrounding rock before and after the reinforcement

5 結論

1)通過對1103巷道進行現場調研,對巷道圍巖應力、圍巖結構以及原支護參數進行分析,得出了1103巷道的變形破壞機理,巷道圍巖變形破壞的原因主要是采動應力高、圍巖軟弱及支護參數不能滿足圍巖穩定需要。

2)提出了“巷道擴刷+頂幫分層耦合強力支護+底角卸壓與加固+底板注漿加固、底板錨索束+噴射鋼纖維混凝土+頂板與兩幫高壓注漿加固”的高強度聯合支護方式。巷道擴刷后采用“錨索+雙鋼筋梯子梁+鋼筋網+薄層噴漿防風化防銹蝕”進行聯合支護,底角卸壓配合底板注漿加錨索束支護,為巷道提供了強力支護,促使巷道充分發揮圍巖自承能力,確保了巷道的整體性與穩定性。

3)通過布置測點對支護后的現場頂底板位移與巷道圍巖位移進行監測,所采用的支護方式有效地控制了巷道的變形量,確保了生產的順利進行,保證了井下員工的安全。通過在本礦有效地解決了巷道變形問題,為同類條件下的深井強動壓巷道的全斷面支護問題提供了新思路和方法。