軟弱泥化巷道破壞機理及修復控制技術研究

張 凱 皮禮明 張如科

(1.中國礦業(yè)大學礦業(yè)工程學院，江蘇省徐州市，221116；2.貴州華隆煤業(yè)有限公司化樂煤礦，貴州省六盤水市，553000)

長期以來，軟巖巷道支護一直是煤礦巷道支護的難點。隨著我國巷道支護技術的發(fā)展，我國在軟巖控制理論和軟巖基礎理論研究方面取得了長足的進展。但已有的研究成果過多的集中在破碎軟巖、高應力軟巖方面，對泥質巖體遇水條件下的泥化軟巖的研究還沒有引起足夠的重視。

軟弱泥化巷道圍巖巖性差，強度低，裂隙節(jié)理發(fā)育，且受到水的作用，圍巖崩解、弱化、體積膨脹，條件復雜，造成巷道支護困難，巷道變形破壞嚴重，且經常需要反復修復。本文以化樂煤礦一井區(qū)1#軌道石門為工程背景，對軟弱泥化巷道支護進行研究。

1 基本地質條件

貴州華隆煤業(yè)公司化樂煤礦設計生產能力為3.0 Mt/a。礦井主采煤層為2#煤、3-1煤、3-2煤、5#煤、5-1煤、6-1煤、6-2煤、7#煤，煤層傾角約15°。1#軌道石門掘進方位與井筒方位平行。石門開口段位于礦井6-2煤層底板，巷道穿各可采煤層掘進，巷道埋深為39 ～100 m，圍巖多為粉砂質泥巖、泥質粉砂巖、粉砂巖及泥巖，巖層間裂隙發(fā)育，具有較強的導水性，泥巖中夾有少量礫石，上覆無明顯阻水層，巷道施工受頂板淋水影響較大。1#軌道石門附近巷道布置如圖1所示。

圖1 1#軌道石門附近巷道布置圖

2 1#軌道石門原支護條件下變形破壞情況

1#軌道石門設計斷面凈寬度3.6 m，凈高度3.4 m，直墻半圓拱形斷面。原支護方式主要為12#礦用工字鋼(棚距800 mm)+雙網噴射C20混凝土、18 kg/m軌道鋼(棚距800 mm)+雙網噴射C20混凝土。

石門在原有支護條件下變形破壞嚴重，其中石門中部車場(距開口70～110 m)段，在掘進后兩個月內，巷道兩幫移近量最大達到1800 mm，頂底板移近量最大達到1600 mm。石門巷道兩幫外鼓，頂板下沉。拱頂及兩肩混凝土開裂、漿皮脫落。所用軌道鋼支架及工字鋼支架連接處折斷。巷道頂部支架連接處破壞后，支架在幫部壓力作用下呈人字狀，支架直腿段連接處折斷。另外，部分支架出現插底現象，支架腿部下插量達到800 mm。其中石門變形破壞示意圖如圖2所示。

圖2 巷道變形破壞示意圖

3 巷道圍巖組分分析

軟弱巖層的礦物成分是決定其力學性質的根本因素，對1#軌道石門分段取樣(共5處)，通過X射線衍射試驗，分析圍巖組分。試驗結果表明，1#軌道石門圍巖成分主要包括：伊利石/蒙脫石混層、石英、方解石、高嶺石、菱鐵礦及白云石。其中高嶺土、伊利石及蒙脫石親水性強，遇水膨脹，屬于粘土類泥質膨脹巖。

4 1#軌道石門圍巖結構探測

通過YTJ20型巖層鉆孔探測儀對1#軌道石門原支護方式下圍巖結構進行探測。共計施工5個鉆孔，其中1#、3#、4#鉆孔都有不同程度塌孔，無法進行完整的圍巖結構探測。2#鉆孔圍巖破壞情況如圖3所示。根據窺視結果巷道圍巖破裂分區(qū)如圖4所示。

圖3 鉆孔窺視圖片

圖4 化樂煤礦1#軌道石門圍巖破裂分區(qū)分布

探測結果表明，在距離巷道表面1.5 m范圍內圍巖較破碎，1.5～3.0 m范圍內圍巖裂隙發(fā)育，4.1 m范圍外圍巖較為穩(wěn)定。

5 1#軌道石門變形破壞影響因素分析

5.1 巖性

化樂煤礦一井區(qū)1#軌道石門圍巖多為粉砂質泥巖、泥質粉砂巖、粉砂巖及泥巖。巖體強度低，由鉆孔窺視知巖體破碎嚴重。

5.2 地質條件

1#軌道石門位于表土段將進入基巖段，屬于應力集中區(qū)，應力變化大，壓力大。1#軌道石門布設在含水層中，圍巖導水性良好，上覆無明顯阻水層，巷道施工受頂板淋水影響較大。巖體裂隙節(jié)理發(fā)育，巖體結構極差，且?guī)r層層理紊亂。巷道在掘進過程中揭露多處小斷層。

5.3 水的弱化作用

1#軌道石門圍巖裂隙節(jié)理發(fā)育，導水性良好。X射線衍射試驗表明，圍巖中均含有高嶺石、伊利石、蒙脫石。高嶺石和伊利石受水作用后體積增加較小，只能導致軟弱巖層中節(jié)理裂隙充水，削弱顆粒間的連接力，致使顆粒間發(fā)生破壞，進而軟化、崩解。而蒙脫石遇水膨脹，體積發(fā)生較大變化，進而造成巷道圍巖弱化。

5.4 支護強度

根據自然平衡拱理論，分別計算出圍巖對支架的壓力為299.25 kN，原支護18 kg/m3軌道鋼支架承載能力為111.8 kN，原支護12#工字鋼支架承載能力為223.02 kN，U29型鋼支架承載能力為406.89 kN。由計算結果可知，原支護用軌道鋼支架及工字鋼支架承載能力較低，均低于所需載荷，而U29型鋼支架整架支架的承載能力為12#礦用工字鋼支架的1.82倍，是18 kg/m軌道鋼支架的3.64倍，且能達到所需載荷。

6 1#軌道石門變形破壞機理研究

綜合考慮各影響因素，1#軌道石門所處地質條件復雜，底板無支護且淋水嚴重。巷道掘進后，底板遇水軟化，成為巷道變形破壞的突破口。隨后在圍巖膨脹應力的作用下巷道兩幫變形加大。原支護用12#礦用工字鋼支架及18 kg/m軌道鋼支架為剛性金屬支架，不能適應軟巖巷道初期的大變形，且支架連接處通過焊接鋼板配合螺栓連接，支架焊接處為一弱面，支架在受較大壓力作用下，支架焊接處發(fā)生剪切破壞。支架破壞后，巷道處于無支護狀態(tài)，隨著兩幫破壞的延伸，頂板也造成破壞，最終導致巷道整體破壞。

7 1#軌道石門修復方案

通過對1#軌道石門破壞機理的分析，認為原有12#工字鋼+網噴、18 kg/m軌道鋼+網噴支護方式單一，支護阻力小，巷道變形破壞嚴重。根據圍巖結構探測可知，距離巷道圍巖表面3 m范圍內圍巖裂隙發(fā)育。必須采用聯(lián)合支護方式對巷道進行支護。設計采用U29型鋼+錨網噴+底板錨索+注漿聯(lián)合支護對巷道圍巖進行控制，其中U29型鋼支架設計斷面如圖5所示。聯(lián)合支護斷面三視圖如圖6所示。

圖5 U29可縮性支架斷面設計圖

圖6 聯(lián)合支護斷面三視圖

錨網支護采用?22 mm×2400 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨桿間排距為800 mm×800 mm，每個斷面布置11根。樹脂藥卷采用K2335快速一卷，Z2350中速一卷，錨固長度1500 mm，采用200 mm×200 mm×10 mm托盤。注漿管為?40 mm×3000 mm鐵管制作，間排距為1500 mm×1600 mm，每個斷面布置6根。采用BHW-280-3.00W鋼帶，鋼筋網尺寸為1000 mm×1500 mm，采用?6 mm鋼筋，網格100 mm×50 mm。底板錨索尺寸為?21.6 mm×6300 mm，間排距為1200 mm×1600 mm，每個斷面3根布置，錨索托盤尺寸為300 mm×300 mm×15 mm。

為確定巷道修復時注漿材料的配比，對注漿材料配比進行實驗室研究。最終確定水泥-水玻璃雙漿液注漿配比為：水灰比為(0.7～1)∶1，雙漿液比為0.04∶1。結合鉆孔窺視及工程施工經驗，注漿孔深度取3500 mm，注漿孔排距為1600 mm。

現場試驗注漿時，漿液擴散距離為0.5～3.0 m,變化范圍較大，設計注漿孔間距為1.5 m。取注漿管布置參數為1500 mm×1600 mm。綜合考慮各方面因素，選取注漿壓力為3 MPa。

8 工業(yè)性試驗

對1#軌道石門修復后的巷道進行巷道礦壓顯現觀測，觀測內容主要為修復后巷道表面位移。根據觀測數據，繪制巷道圍巖變形曲線如圖7所示。

圖7 巷道表面位移曲線

由圖7可以看出，對巷道進行修復后，巷道圍巖變形規(guī)律為：

(1)巷道圍巖位移量的變化趨勢為前期變形快，后期變形慢，巷道頂底移近速度在修復后初期為10 mm/d，兩幫移近速度為9 mm/d，隨著時間推移，巷道變形速度越來越小，最終穩(wěn)定在0.1 mm/d。

(2)兩幫移近量及頂底移近量得到了控制，截至觀測結束，兩幫移近量為74 mm，頂底移近量為80 mm；其中左幫移近量為35 mm，右?guī)鸵平繛?5 mm；頂板下沉量為36 mm，底鼓量為44 mm。

9 結論

(1)化樂煤礦1#軌道石門采用原有支護時，距離巷道表面1.5 m范圍內圍巖較破碎，1.5～3.0 m圍巖裂隙發(fā)育，4 m之后圍巖較為穩(wěn)定。

(2)1#軌道石門所處地質條件復雜且原有支護強度低，底板無支護且積水大，為巷道變形破壞的突破口，隨后在圍巖膨脹應力的作用下巷道兩幫破壞，隨著兩幫的破壞延伸，頂板也發(fā)生破壞，最終導致巷道整體破壞。

(3)分析確定采用U29型鋼支架+錨噴+底板錨索+注漿聯(lián)合支護方式對化樂煤礦1#軌道石門進行修復。修復后，經現場工業(yè)性試驗及圍巖變形監(jiān)測，1#軌道石門變形得到有效控制，巷道滿足安全生產要求。

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