鄧廣哲 劉華
摘 要:為了研究深部軟巖巷道變形機(jī)制及相應(yīng)的控制對(duì)策,以金川煤礦8202工作面回風(fēng)順槽為研究對(duì)象,針對(duì)深部軟弱破碎巖層條件下的巷道圍巖控制問題,采用室內(nèi)試驗(yàn)和現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)與理論研究相結(jié)合的方法,揭示了裂隙發(fā)育巖體巷道及典型支護(hù)結(jié)構(gòu)體的變形破壞機(jī)制,分析了巷道圍巖裂隙發(fā)育,易吸水膨脹,錨桿支護(hù)潛力未有效發(fā)揮等造成巷道圍巖變形破壞的因素?;诂F(xiàn)場(chǎng)圍巖支護(hù)體系受力與變形數(shù)據(jù)分析,并通過FLAC3D數(shù)值模擬軟件,對(duì)比分析不同支護(hù)方式下圍巖變形破壞特征。提出了淺部注漿支護(hù)封堵圍巖裂隙、錨桿錨索支護(hù)配合錨索梁形成多層組合拱的聯(lián)合支護(hù)方式。確定了對(duì)巷道圍巖破碎嚴(yán)重區(qū)段進(jìn)行注漿,錨桿長(zhǎng)度3 m,錨索長(zhǎng)度9 m,掛梁錨索長(zhǎng)度6 m,錨索梁長(zhǎng)度3.8 m,采用11#工字鋼,全斷面采用W鋼帶及金屬網(wǎng)護(hù)表的主要支護(hù)參數(shù)。結(jié)果表明:新方案實(shí)施后,巷道表面位移較原方案平均降低72.8%,頂板下沉量大幅度減小,該技術(shù)能夠有效控制圍巖大變形,維護(hù)巷道長(zhǎng)期穩(wěn)定。關(guān)鍵詞:軟巖;變形破壞機(jī)制;支護(hù)技術(shù);注漿加固中圖分類號(hào):TD 353
文獻(xiàn)標(biāo)志碼:A
文章編號(hào):1672-9315(2021)02-0262-12
DOI:10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2021.0210開放科學(xué)(資源服務(wù))標(biāo)識(shí)碼(OSID):
An integrated boltgrouting supporting technology for deep
soft rock and large deformation roadway and its application
DENG Guangzhe1,2,LIU Hua1,2
(1.College of Energy Science and Engineering,Xian University of Science and Technology,Xian 710054,China;
2.Key Laboratory of Western Mine Exploitation and Hazard Prevention,Ministry of Education,
Xian University of Science and Technology,Xian 710054,China)
Abstract:
In order to further study the deformation mechanism of the deep soft rock roadway and the corresponding control countermeasures, the return air roadway along the 8202 working face of Jinchuan Coal Mine is taken as an example.With the problems of roadway surrounding rock control under the condition of deep weak and broken rock formations in view, the deformation and damage mechanism of the roadway and typical supporting structures body of fissuredeveloped rock is revealed by combining indoor test and field measurement with theoretical research, and the factors causing the deformation and damage of the surrounding rock of the roadway are analyzed such as fissure development of the roadway, easy swelling by absorbing water, and ineffective supporting of the anchor.Based on the analysis of the force and deformation data of the supporting system of surrounding rock on site, and through FLAC3D numerical simulation software, the deformation and damage characteristics of the surrounding rock under different supporting methods are compared and analyzed.The combined supporting method of shallow grouting support to seal the surrounding rock fissures, and anchor rod and cable support combined with anchor cable beams to form a multilayer composite arch is proposed. The main support parameters of grouting the severely fractured section of the roadway enclosure, bolt length 3 m, anchor cable length 9 m, hanging beam anchor cable length 6 m, anchor cable beam length 3.8 m, 11# Ibeam steel is adopted, and W steel belt and metal net are used to protect the surface are determined.The results show that after the implementation of the new scheme, the roadway surface displacement is reduced by an average of 72.8% compared with the original plan, and the amount of roof sinking is greatly reduced. This technology can effectively control the large deformation of the surrounding rock and maintain the longterm stability of the roadway.Key words:soft rock;deformation failure mechanism;
supporting technology;grouting reinforcement
0 引 言煤炭是中國(guó)的基礎(chǔ)能源和重要原料,隨著淺部煤炭資源的日益枯竭,深部煤炭開采規(guī)模逐年擴(kuò)大,目前正以8~12 m/a 的速度向深部延伸,巷道所處地質(zhì)環(huán)境及圍巖應(yīng)力條件逐步惡化,深部軟巖大變形非線性特性愈加明顯,導(dǎo)致巷道支護(hù)難度和破壞程度不斷增加。針對(duì)深部軟巖大變形巷道支護(hù)難題,廣大學(xué)者開展了一系列的研究工作,提出了不同的圍巖控制措施??导t普系統(tǒng)的對(duì)煤炭開采與巖層控制的空間尺度進(jìn)行分析,通過研究深井巷道圍巖變形破壞特征與支護(hù)體作用的關(guān)系,得到高強(qiáng)度錨桿與錨索及注漿聯(lián)合加固技術(shù),有利于控制深井巖巷大變形,提高圍巖穩(wěn)定性[1-3]。李術(shù)才等針對(duì)三軟煤層巷道變形特征,提出并合理設(shè)計(jì)以錨注支護(hù)為核心的圍巖控制措施,通過現(xiàn)場(chǎng)對(duì)比試驗(yàn),對(duì)圍巖支護(hù)方案進(jìn)行優(yōu)化[4-6]。王洪濤等在注漿加固技術(shù)的基礎(chǔ)上,研發(fā)并提出新型高強(qiáng)錨注支護(hù)技術(shù),并現(xiàn)場(chǎng)驗(yàn)證了全長(zhǎng)預(yù)應(yīng)力錨注技術(shù)具有可提高軟弱破碎圍巖完整性,充分發(fā)揮圍巖自承能力的效果[7]。伍永平分析了急傾斜煤層軟巖巷道圍巖變形破壞機(jī)理,針對(duì)巷道圍巖賦存的復(fù)雜地質(zhì)力學(xué)環(huán)境以及多次重復(fù)采動(dòng)影響條件,提出錨桿、錨索非對(duì)稱多介質(zhì)結(jié)構(gòu)耦合支護(hù)對(duì)策[8-10]。孟慶斌等基于巖石室內(nèi)物化試驗(yàn)分析及巷道地質(zhì)力學(xué)測(cè)試,揭示了深部巷道圍巖變形破壞機(jī)理,并提出以內(nèi)注漿錨桿為核心的錨桿+錨索+錨注“三錨”聯(lián)合支護(hù)體系[11-13]。李樹剛等為解決深部破碎圍巖巷道支護(hù)難題,運(yùn)用UDEC數(shù)值計(jì)算軟件,揭示了破碎圍巖巷道變形機(jī)制,結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際,提出基于錨索與注漿的支護(hù)加固方案[14]。CHARLIE針對(duì)深部高應(yīng)力巖體開挖過程中的巷道大變形問題,提出并開發(fā)了適用于深井大變形巷道的新型吸能錨桿,現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)表明,新型吸能錨桿各變形部位獨(dú)立均等承受荷載,錨桿失效率低,可有效控制巷道圍巖大變形[15]。
AKSOY等通過理論分析深埋巷道開挖過程中錨固失效機(jī)理,以及界面剪脹效應(yīng)、圍巖強(qiáng)度參數(shù)和圍巖應(yīng)力等因素影響,提出了錨固體界面黏結(jié)強(qiáng)度的理論計(jì)算分析方法,揭示了錨固體界面力學(xué)承載持性[16]。謝生榮針對(duì)深部巷道圍巖變形量大,支護(hù)體系易失效等問題,提出了集密集高強(qiáng)錨桿承壓拱、厚層鋼筋網(wǎng)噴層拱和滯后注漿加固拱于一體的錨噴注強(qiáng)化承壓拱支護(hù)技術(shù)[17]。鄧廣哲針對(duì)高應(yīng)力區(qū)、膨脹性裂隙軟巖變形控制問題,以膨脹時(shí)效變形過程控制為指導(dǎo)思想,揭示膨脹變形的內(nèi)在機(jī)制及松動(dòng)圈演化規(guī)律,分析支護(hù)體系對(duì)膨脹變形破壞的影響,建立了適應(yīng)裂隙圍巖的主動(dòng)支護(hù)與巷道加固的理論依據(jù)[18-20]。上述針對(duì)深部巷道圍巖支護(hù)技術(shù)在不同礦區(qū)進(jìn)行了成功實(shí)踐,具有一定的借鑒意義,但對(duì)于不同的地質(zhì)賦存條件、巷道圍巖狀況及開采方式等,則需要根據(jù)礦井實(shí)際情況進(jìn)行分析,采用有針對(duì)性的圍巖支護(hù)措施,才能保證巷道圍巖的合理有效控制。以金川煤礦8202工作面回風(fēng)順槽為工程背景,通過巷道圍巖物化特征的實(shí)驗(yàn)分析,松動(dòng)圈演化規(guī)律的井下綜合實(shí)測(cè)以及圍巖支護(hù)體系效果監(jiān)測(cè),結(jié)合理論分析和數(shù)值模擬,研究8202工作面回風(fēng)順槽圍巖變形破壞機(jī)理,提出巷道錨注一體化支護(hù)技術(shù),并開展了現(xiàn)場(chǎng)支護(hù)方案優(yōu)化試驗(yàn),對(duì)錨注一體化支護(hù)效果進(jìn)行了驗(yàn)證,以期為解決此類軟巖大變形巷道圍巖控制難題提供借鑒。
1 工程背景
1.1 工程概況金川煤礦是南疆煤炭的主力生產(chǎn)礦井,礦區(qū)面積為13.34 km2,南北方向?qū)捈s1.4~1.6 km,東西方向長(zhǎng)約5.3 km。主采8#煤,煤層厚度5.1 m左右,傾角13°,為緩傾斜煤層。煤層直接頂以碳質(zhì)泥巖、砂質(zhì)泥巖、泥巖為主,屬易冒落-中等冒
落的軟弱巖石類型,直接底為泥巖、碳質(zhì)泥巖,局部粉砂巖,抗壓強(qiáng)度低,巷道圍巖遇水易膨脹軟化,8#煤層綜合柱狀圖如圖1所示。礦井8202工作面回風(fēng)順槽煤層埋深797.7~802.8 m,回風(fēng)順槽北鄰已開采完畢的8203工作面。
1.2 原支護(hù)方案該順槽為梯形斷面,規(guī)格為:上寬3.8 m,下寬4.2 m,高3.0 m,斷面積12.0 m2。采用錨索-錨網(wǎng)-錨桿-工字鋼支架聯(lián)合支護(hù)。斷面設(shè)計(jì)及支護(hù)形式如圖2所示。
采用18 mm×2 000 mm等強(qiáng)錨桿,間排距是800 mm×800 mm,頂錨桿及幫錨桿每根安裝2節(jié)ZK2350樹脂錨固劑,錨固長(zhǎng)度為1 m。錨桿托盤為
Q235鋼板,規(guī)格為150 mm×150 mm×8 mm。錨索采用“2-1-2”型布設(shè)方式。巷道頂部布設(shè)2根錨索,距離兩幫1 150 mm,隔排在巷道頂板中間布設(shè)1根錨索,間排距是1 500 mm×1 600 mm,使用17.8 mm×9 000 mm鋼絞線。錨索托盤使用11#工字鋼,長(zhǎng)度為500 mm,每根錨索安裝4節(jié)ZK2350樹脂錨固劑,錨固長(zhǎng)度為2 m。錨網(wǎng)采用4#冷拔絲制作,孔距40 mm×40 mm。梯形工字鋼架采用11#工字鋼加工制作,架于兩排錨桿之間。
2 圍巖變形破壞特征
2.1 強(qiáng)時(shí)效性、強(qiáng)流變性巷道圍巖變形表現(xiàn)為強(qiáng)時(shí)間效應(yīng)和持續(xù)的流變特性[21],巷道掘進(jìn)初期的變形速率高,隨著時(shí)間增加而逐漸減小,需要經(jīng)歷較長(zhǎng)的時(shí)間歷程才能逐漸趨于穩(wěn)定。圍巖總變形量大,在400~1 300 mm?,F(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)結(jié)果表明:巷道剛開挖時(shí)的變形速率可達(dá)60 mm/d以上,巷道掘出后,變形速率隨時(shí)間的延續(xù)基本呈負(fù)指數(shù)y=41.351e-0.023x曲線衰減趨勢(shì)(圖3),變形持續(xù)3個(gè)月后逐漸減小而趨于穩(wěn)定,但變形基本不會(huì)終止。
2.2 變形破壞嚴(yán)重巷道在掘進(jìn)過程中出現(xiàn)頂板破碎、離層、網(wǎng)兜、頂板部分錨桿和錨索托盤已經(jīng)壓平變形,頂板易冒落,冒落區(qū)多發(fā)生于頂板靠采空區(qū)側(cè);網(wǎng)兜較多,部分鋼筋網(wǎng)被拉斷,失去護(hù)表作用,且網(wǎng)兜多發(fā)生于頂板靠實(shí)體煤側(cè)。錨桿受力變化較大,不均勻,錨桿失效現(xiàn)象頻發(fā)。加之錨固劑與煤巖體間錨固力不足,端頭錨固很難達(dá)到錨桿(索)拉拔力要求,造成錨索大范圍破斷,經(jīng)現(xiàn)場(chǎng)統(tǒng)計(jì),錨索破斷率達(dá)35%左右。巷道兩幫的變形導(dǎo)致梯形工字鋼支架易彎曲變形,無(wú)法緊貼巷道煤壁,原支護(hù)方案下巷道破壞情況如圖4所示。
原支護(hù)方案下巷道表面位移監(jiān)測(cè)曲線如圖5所示,可以看出:原支護(hù)方案下,巷道表面位移呈現(xiàn)出從大到小為“頂板下沉量,采空區(qū)側(cè)幫內(nèi)移量,實(shí)體煤側(cè)幫內(nèi)移量,底鼓量”的變形特征。巷道掘進(jìn)過程中,圍巖產(chǎn)生較大變形,隨著掘進(jìn)工作的進(jìn)行,頂板下沉呈持續(xù)增大趨勢(shì),兩幫收斂及底鼓經(jīng)較長(zhǎng)時(shí)間后穩(wěn)定,最終,頂板下沉量達(dá)到1 319 mm,兩幫收斂量達(dá)到1 618 mm,其中采空區(qū)側(cè)幫內(nèi)移量849 mm,實(shí)體煤側(cè)幫內(nèi)移量769 mm,底板移近量相對(duì)較小,為432 mm。
2.3 支護(hù)結(jié)構(gòu)內(nèi)部協(xié)調(diào)性不足通過觀測(cè)發(fā)現(xiàn),巷道頂板圍巖離層較多,距離頂板較近處巖層破碎,巷道支護(hù)體系中錨桿錨固形式采用端部錨固[22],地質(zhì)條件表現(xiàn)為圍巖裂隙較發(fā)育,而端錨錨桿僅在錨桿端部與圍巖很好地黏結(jié)成一整體,錨桿鉆孔其他區(qū)段被裂隙分割成較小碎塊,因此其所形成的自承圈穩(wěn)定性和承載能力都較差,致使圍巖應(yīng)力多集中于頂錨索,且錨索先期承受較大荷載,錨桿作用未能充分發(fā)揮。梯形工字鋼架受力變化緩慢,僅承受由于頂板下沉所引起的荷載,且荷載較小。
3 原支護(hù)方案變形破壞機(jī)理分析
3.1 黏土礦物分析由于膨脹性軟巖中所含的蒙脫石、高嶺石等黏土礦物是導(dǎo)致此類軟巖遇水易膨脹、崩解及軟化的原因,為深入分析軟巖巷道圍巖變形機(jī)理,研究支護(hù)設(shè)計(jì)與參數(shù),因此,采用D/MAXrA型X射線衍射儀對(duì)巷道不同層位圍巖進(jìn)行測(cè)試分析,結(jié)果顯示:直接頂試樣中含有的礦物主要以黏土礦物為主,其含量為73%,其余為石英13.1%,斜長(zhǎng)石11.8%,此外含有少量方解石,黏土礦物中含87%的蒙脫石以及13%的高嶺土;基本頂試樣中黏土礦物總量接近34%,石英含量超過66%;直接底試樣中黏土礦物總量超過61%,石英含量接近36%。可見,巷道淺部圍巖為含較多黏土礦物的塑性圍巖,并且易于吸水膨脹。此類圍巖通常具有風(fēng)化速度快、力學(xué)強(qiáng)度低以及遇水易于軟化崩解等不良險(xiǎn)質(zhì),是造成巷道圍巖強(qiáng)時(shí)效性、強(qiáng)流變性的原因,對(duì)巷道圍巖穩(wěn)定性不利。
3.2 松動(dòng)圈綜合觀測(cè)分析為全面掌握巷道圍巖賦存及裂隙發(fā)育情況,采用YSZ(B)鉆孔窺視儀觀測(cè)鉆孔圍巖內(nèi)部結(jié)構(gòu)及破裂形態(tài),通過CT2礦用超聲波圍巖裂隙探測(cè)儀測(cè)出聲波縱波速度在圍巖鉆孔中的分布變化曲線,當(dāng)圍巖裂隙(破裂縫)多時(shí),波速相對(duì)于深部完整無(wú)裂隙(未松動(dòng)破壞)煤巖體的波速低,即可判定圍巖裂隙(松動(dòng))范圍。分別于巷道變形破碎嚴(yán)重區(qū)段設(shè)置3組松動(dòng)圈觀測(cè)站,每組測(cè)站在巷道頂板及兩幫中心處鉆孔。鉆孔窺視觀測(cè)裂隙分布可以發(fā)現(xiàn),巷道頂板0.5~3.2 m范圍內(nèi)圍巖破裂最嚴(yán)重,靠采空區(qū)側(cè)幫部0.5~1.85 m范圍內(nèi)圍巖破裂最嚴(yán)重,靠實(shí)體煤側(cè)幫部0.5~1.75 m范圍圍巖破裂最嚴(yán)重,截取1#觀測(cè)站頂板及兩幫鉆孔窺視圖像,顯示破裂區(qū)內(nèi)邊緣處與內(nèi)部完整圍巖交界處情況(圖6)。超聲波綜合波形可知靠采空區(qū)側(cè)幫部充分發(fā)育的裂隙主要分布在1.95 m以內(nèi)區(qū)段,靠實(shí)體煤側(cè)幫部充分發(fā)育的裂隙主要分布在1.8 m以內(nèi)區(qū)段。鉆孔圍巖變形破碎嚴(yán)重,隨著鉆孔測(cè)試深度的增加,圍巖破壞情況依次減弱,將鉆孔窺視觀測(cè)的裂隙分布與超聲波波速曲線相結(jié)合繪制于圖上(圖7),2種結(jié)果互相印證[23-24],可以得到鉆孔內(nèi)圍巖存在分區(qū)破裂現(xiàn)象,整體支護(hù)強(qiáng)度不足。
3.3 巷道圍巖支護(hù)結(jié)構(gòu)(阻力分配)分析通過在8202回風(fēng)順槽典型變形破壞區(qū)段布設(shè)支護(hù)結(jié)構(gòu)受力監(jiān)測(cè)傳感器,對(duì)錨桿、錨索及梯形工字鋼架應(yīng)力進(jìn)行監(jiān)測(cè),并將監(jiān)測(cè)結(jié)果進(jìn)行統(tǒng)計(jì)分析,得到圍巖支護(hù)結(jié)構(gòu)阻力及阻力分配率的統(tǒng)計(jì)數(shù)據(jù),見表1。
通過數(shù)據(jù)發(fā)現(xiàn),不同情況下巷道圍巖支護(hù)結(jié)構(gòu)形式中,錨桿、掛網(wǎng)、錨索、支架聯(lián)合支護(hù)結(jié)構(gòu)內(nèi)部支護(hù)協(xié)調(diào)性嚴(yán)重不足,支護(hù)作用不平衡。其中錨索承擔(dān)了總支護(hù)阻力的60%~70%;錨桿承擔(dān)了總支護(hù)阻力的24%~32%;工字鋼支架支護(hù)阻力為總支護(hù)阻力的6%~8%。結(jié)合松動(dòng)圈測(cè)試結(jié)果,頂板圍巖松動(dòng)圈已達(dá)3 200 mm,而錨桿長(zhǎng)度僅為2 000 mm,錨桿端部不能黏結(jié)深部堅(jiān)硬巖層,造成錨桿大范圍失效,錨桿支護(hù)不能形成組合拱,錨索承擔(dān)了大部分支護(hù)阻力,嚴(yán)重影響支護(hù)結(jié)構(gòu)內(nèi)部協(xié)調(diào)性,支護(hù)構(gòu)件作用發(fā)揮不充分。
4 大變形巷道圍巖控制對(duì)策
4.1 圍巖控制方案分析綜合上述圍巖變形破壞機(jī)理分析,圍巖變形破壞嚴(yán)重、持續(xù)時(shí)間長(zhǎng),淺部裂隙發(fā)育充分,松動(dòng)圈范圍大,支護(hù)潛力不能有效發(fā)揮,巷道圍巖黏土礦物含量較多。為充分發(fā)揮支護(hù)體系對(duì)圍巖控制作用,進(jìn)一步減小圍巖變形,提出以下控制措施:1)加長(zhǎng)錨桿,優(yōu)化錨桿、錨索布置方式。基于巷道圍巖變形大,松動(dòng)圈范圍超出錨桿長(zhǎng)度,支護(hù)承載體受力不平衡,應(yīng)加長(zhǎng)錨桿,提高其所形成的淺部自承圈穩(wěn)定性和承載能力。減小錨索排距,充分達(dá)到錯(cuò)差聯(lián)合,加強(qiáng)錨桿錨索支護(hù)結(jié)構(gòu)之間的協(xié)調(diào)性。2)加強(qiáng)護(hù)表支護(hù)。巷道圍巖含黏土礦物多,吸水易碎脹崩解,并具有強(qiáng)流變性,巷道表面強(qiáng)度低。對(duì)頂板改用錨索梁,去掉梯形工字鋼架,錨桿配以W鋼帶和金屬網(wǎng)使護(hù)表得以加強(qiáng)。錨索梁的作用是將預(yù)應(yīng)力擴(kuò)散至錨桿之間,改善錨桿受力效果,限制巷道圍巖變形,去掉梯形工字鋼架可縮短施工作業(yè)時(shí)間,盡量達(dá)到支護(hù)工藝平行作業(yè),提高巷道掘進(jìn)效率。3)錨注一體化支護(hù)。對(duì)巷道進(jìn)行淺部注漿加固,填充圍巖裂隙,提高圍巖強(qiáng)度,一方面配合錨梁網(wǎng)索支護(hù)形成多層組合拱,改善圍巖自身承載能力,并有效膠結(jié)巷道淺部破碎松軟巖體,為錨桿錨索提供穩(wěn)固的著力基礎(chǔ);另一方面,圍巖裂隙被漿液封堵,巖體整體性得到改善,堵水作用明顯,抗?jié)B能力大幅度提高,使圍巖黏土礦物不易受到水的侵蝕作用而軟化變形。4)提高錨桿錨索預(yù)緊力。在錨注一體化加固的基礎(chǔ)上,保證張拉后允許變形量可以滿足頂板允許下沉量的情況下,適當(dāng)提高錨桿等支護(hù)構(gòu)件預(yù)緊力,改善支護(hù)構(gòu)件對(duì)圍巖的主動(dòng)支護(hù)效果,進(jìn)一步控制圍巖變形。
4.2 錨注一體化支護(hù)方案數(shù)值模擬
4.2.1 數(shù)值模型建立基于圣維楠原理,巷道開挖后,其影響范圍具有一定的限度,而不是擴(kuò)展至無(wú)限遠(yuǎn)。同時(shí),考慮到便于數(shù)值模擬計(jì)算方便,按照實(shí)踐經(jīng)驗(yàn),給定其一個(gè)影響范圍。此次模擬不對(duì)巷道回采過程進(jìn)行考慮,即不考慮巷道的空間效應(yīng),因此建立三維模型。模型的寬度為60 m,模型高為45 m,模型厚3 m,巷道斷面為梯形,上寬3.8 m,下寬4.2 m,高30 m,模型建立如圖8所示,計(jì)算采用的物理力學(xué)參數(shù)見表2,采用摩爾-庫(kù)侖模型進(jìn)行計(jì)算。模型采用位移邊界條件,固定左右及前后邊界水平方向位移,巷道底板固定水平位移和豎向位移,上部邊界為自由邊界并施加19.2 MPa的原巖應(yīng)力。
4.2.2 支護(hù)方案優(yōu)化比選綜合現(xiàn)場(chǎng)圍巖支護(hù)體系受力、圍巖變形等實(shí)測(cè),提出巷道錨梁網(wǎng)索+注漿控制圍巖變形的支護(hù)理念,確定3種支護(hù)方案的數(shù)值模型,運(yùn)用FLAC3D數(shù)值計(jì)算軟件分別
對(duì)其進(jìn)行優(yōu)化分析(圖9~圖11),并與無(wú)支護(hù)狀態(tài)進(jìn)行對(duì)比,見表3。
方案1:錨梁網(wǎng)索+注漿,頂板錨桿規(guī)格22 mm×3 000 mm,間排距800 mm×1 000 mm;兩幫錨桿規(guī)格20 mm×3 000 mm,間排距800 mm×1 000 mm;頂板錨索規(guī)格21.6 mm×9 000 mm,間排距1 500 mm×1 000 mm,每排2根;掛梁錨索規(guī)格21.6 mm×6 000 mm,間排距1 500 mm×1 000 mm,每排3根;錨索梁采用11#工字鋼,長(zhǎng)度3 800 mm。
方案2:錨梁網(wǎng)索+注漿,頂板錨桿規(guī)格22 mm×3 000 mm,間排距800 mm×800 mm;兩幫錨桿規(guī)格20 mm×3 000 mm,間排距800 mm×800 mm;頂板錨索規(guī)格21.6 mm×9 000 mm,間排距1 500 mm×800 mm,每排2根;掛梁錨索規(guī)格216 mm×6 000 mm,間排距1 500 mm×800 mm,每排3根;錨索梁采用11#工字鋼,長(zhǎng)度3 800 mm。
方案3:錨梁網(wǎng)索+注漿,頂板錨桿規(guī)格22 mm×3 000 mm,間排距800 mm×1 200 mm;兩幫錨桿規(guī)格
20 mm×3 000 mm,間排距800 mm×1 200 mm;頂板錨索規(guī)格21.6 mm×
9 000 mm,間
排距1 500 mm×1 200 mm,每排2根;掛梁錨索規(guī)
格21.6 mm×6 000 mm,間排距1 500 mm×1 200 mm,每排3根;錨索梁采用11#工字鋼,長(zhǎng)度3 800 mm。
從表3可知,3種支護(hù)方案均有效控制了巷道圍巖變形,頂板下沉量和兩幫移近量大幅度減小。其中方案2支護(hù)效果最好,錨桿錨索密度最大;方
案3效果相對(duì)較差,錨桿錨索密度最小;在有效控制圍巖變形的前提下,綜合考慮巷道總支護(hù)工作量與經(jīng)濟(jì)效益,支護(hù)方案1最為合理。
4.3 支護(hù)方案參數(shù)選取與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐
4.3.1 方案設(shè)計(jì)及參數(shù)為解決8202回風(fēng)順槽原支護(hù)方案的不足,由于錨索持力層圍巖整體性好,強(qiáng)度高,錨索支護(hù)與錨索梁聯(lián)合作用,可對(duì)圍巖深部分層次控制,筆者通過前期現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)和試驗(yàn),結(jié)合數(shù)值模擬方案的對(duì)比分析,提出以淺部錨注支護(hù)為核心,并利用錨索梁代替梯形鋼架以控制巷道變形的錨注一體化支護(hù)技術(shù),使支護(hù)構(gòu)件力學(xué)性能相互匹配,整體支護(hù)作用得到最大限度發(fā)揮。錨桿安裝與注漿在同一鉆孔中進(jìn)行。頂錨桿采用
22 mm×3 000 mm高強(qiáng)錨桿,間排距800 mm×1 000 mm;兩幫錨桿規(guī)格20 mm×3 000 mm,間排距800 mm×1 000 mm;樹脂加長(zhǎng)錨固,錨固長(zhǎng)度均為1.8 m;采用高強(qiáng)球型托盤配以W剛帶及鋼筋網(wǎng)護(hù)表,每排布置13根錨桿;錨桿預(yù)緊力為80~100 kN。頂板錨索規(guī)格為21.6 mm×9 000 mm高強(qiáng)度預(yù)應(yīng)力鋼絞線,間排距1 500 mm×1 000 mm,每排2根;掛梁錨索安裝于原梯形工字鋼架位置處(兩排錨桿之間),掛梁錨索規(guī)格21.6 mm×6 000 mm高強(qiáng)度預(yù)應(yīng)力鋼絞線,間排距1 500 mm×1 000 mm,每排頂板安裝3根;錨索錨固長(zhǎng)度均為1.8 m,施加120 kN預(yù)緊力。錨索梁采用11#工字鋼,長(zhǎng)度3 800 mm,每根鋼梁上焊制3個(gè)25 mm圓孔。優(yōu)化后支護(hù)方案如圖12所示。
4.3.2 錨索梁施工1)錨索梁于兩排錨桿之間施工,每排布設(shè)3個(gè)掛梁錨索,分別位于頂板中心及兩肩角處。首先用MQT-130型氣動(dòng)錨索鉆機(jī)施工深度為6 m的鉆孔,鉆孔間距為1.6 m。2)鉆孔施工完成后,分別給每個(gè)鉆孔填裝3支樹脂錨固劑(MSK23/60型),隨后放置6 m長(zhǎng)錨索并進(jìn)行時(shí)長(zhǎng)5 min的錨固,錨索外露端0.5 m左右。3)每排3根掛梁錨索施工完成后,將工字鋼梁垂直于巷道軸線,并將焊制好的圓孔與3根錨索對(duì)齊,安裝好并緊貼頂板,用300 mm×300 mm剛托板及鎖具固定,再利用張拉機(jī)具進(jìn)行預(yù)緊,目的是確保工字鋼梁與頂板良好接觸。當(dāng)巷道頂板變形破碎、不平整導(dǎo)致工字鋼梁與頂板不能充分接觸時(shí),可采用半圓木架設(shè)于頂板與工字鋼梁之間,使錨索梁作用有效發(fā)揮。
4.3.3 注漿施工1)采用淺部注漿方式,旨在加強(qiáng)淺部圍巖完整性及整體強(qiáng)度,錨桿安裝與注漿在同一鉆孔中進(jìn)行,將注漿管直接下入錨桿孔內(nèi)進(jìn)行水泥注漿,錨桿孔均下1.5 m長(zhǎng)注漿管。2)注漿材料選用425#普通硅酸鹽水泥,漿液水灰比為0.7∶1,并加入XPM納米灌注劑。XPM納米灌注劑的加入大幅度提高漿液流變性,改善漿液滲透能力,同時(shí)可以提高注漿巖體抗壓強(qiáng)度和抗?jié)B性能。封孔長(zhǎng)度均為400 mm,采用風(fēng)動(dòng)雙液注漿泵進(jìn)行注漿,規(guī)定注漿壓力為3.0 MPa左右,若注漿過程中鉆孔能繼續(xù)吃漿,提高注漿壓力至5 MPa左右,使?jié){液充分進(jìn)入圍巖裂隙中,加強(qiáng)圍巖裂隙封堵效果。
5 井下試驗(yàn)效果分析
5.1 鉆孔注漿效果觀測(cè)現(xiàn)場(chǎng)巷道破碎嚴(yán)重區(qū)段注漿過程順利,注漿量大,為觀測(cè)圍巖注漿后的漿液充填效果,選取代表性斷面對(duì)頂板及兩幫進(jìn)行鉆孔窺視觀測(cè)(圖13),頂板及兩幫鉆孔的觀測(cè)深度均為2.5 m,通過鉆孔漿液充填效果的可視化觀測(cè),直觀表現(xiàn)出漿液對(duì)巷道圍巖破碎區(qū)段充填的有效性。
5.2 巷道圍巖變形監(jiān)測(cè)錨注一體化支護(hù)方案實(shí)施后,巷道表面位移監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖14所示,巷道開挖20 d內(nèi),巷道頂板下沉及兩幫收斂速率較快,采空區(qū)側(cè)幫部變形速率較實(shí)體煤側(cè)幫部大,底板移近量增幅較小;巷道圍巖變形持續(xù)40 d后趨于穩(wěn)定,最終頂板下沉量
387 mm;兩幫移近量425 mm,其中采空區(qū)側(cè)幫內(nèi)移量216 mm,實(shí)體煤側(cè)幫內(nèi)移量209 mm,前期采空區(qū)側(cè)幫部較實(shí)體煤側(cè)幫部變形幅度大,變形趨于穩(wěn)定后兩幫的變形量相近,說(shuō)明幫部整體性得到加強(qiáng),注漿效果良好;底板移近量相對(duì)較小,為116 mm。與原支護(hù)方案巷道表面位移量對(duì)比見表4。可見,錨注一體化支護(hù)方案對(duì)巷道圍巖變形控制效果顯著。
6 結(jié) 論1)金川礦8202回風(fēng)順槽圍巖所處地質(zhì)條件復(fù)雜,巷道淺部圍巖為含較多黏土礦物的塑性圍巖,并且易于吸水膨脹,圍巖破碎嚴(yán)重、淺部裂隙發(fā)育充分,松動(dòng)圈范圍大,錨桿錨固長(zhǎng)度不足,支護(hù)結(jié)構(gòu)內(nèi)部協(xié)調(diào)性差,支護(hù)潛力不能有效發(fā)揮,導(dǎo)致原方案下巷道圍巖變形大,持續(xù)時(shí)間長(zhǎng)。2)巷道淺部注漿封堵圍巖裂隙,提高圍巖抗?jié)B能力,改善圍巖力學(xué)參數(shù)性能,結(jié)合錨桿支護(hù)大幅度提高淺部圍巖強(qiáng)度及自承能力。錨索及掛梁錨索均位于頂板穩(wěn)定持力層內(nèi),錨索梁代替梯形工字鋼架,可有效懸吊離層變形區(qū),控制頂板下沉,提高巷道掘進(jìn)效率。3)基于數(shù)值模擬分析及現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn),確定合理的支護(hù)方式及參數(shù),增加錨桿長(zhǎng)度及淺部注漿支護(hù),配合錨索梁及錨索支護(hù)形成多層組合拱,改善圍巖自承能力,同時(shí),W鋼帶及金屬網(wǎng)形成柔性支護(hù)加強(qiáng)護(hù)表作用。現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)結(jié)果表明,新方案實(shí)施后錨注效果良好,可有效控制深部巷道軟弱圍巖變形。
參考文獻(xiàn)(References):
[1] 康紅普.煤炭開采與巖層控制的空間尺度分析[J].采礦與巖層控制工程學(xué)報(bào),2021,3(1):5-27.KANG Hongpu.Spatial scale analysis on coal mining and strata control technologies[J].Journal of Mining and Strata Control Engineering,2021,3(1):5-27.
[2]康紅普,范明建,高富強(qiáng),等.超千米深井巷道圍巖變形特征與支護(hù)技術(shù)[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2015,34(11):2227-2241.KANG Hongpu,F(xiàn)AN Mingjian,GAO Fuqiang,et al.Deformation and support of rock roadway at depth more than 1000 meters[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2015,34(11):2227-2241.
[3]康紅普,王金華.煤巷錨桿支護(hù)理論與成套技術(shù)[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,2007.
[4]江貝,李術(shù)才,王琦,等.三軟煤層巷道破壞機(jī)制及錨注對(duì)比試驗(yàn)[J].煤炭學(xué)報(bào),2015,40(10):2336-2346.JIANG Bei,LI Shucai,WANG Qi,et al.Failure mechanism of three soft coal seam roadway and comparison study on bolt and grouting[J].Journal of China Coal Society,2015,40(10):2336-2346.
[5]王琦,潘銳,李術(shù)才,等.三軟煤層沿空巷道破壞機(jī)制及錨注控制[J].煤炭學(xué)報(bào),2016,41(5):1111-1119.WANG Qi,PAN Rui,LI Shucai,et al.Gob side entry failure mechanism and control of boltgrouting in three soft coal seam[J].Journal of China Coal Society,2016,41(5):1111-1119.
[6]李術(shù)才,馮嘯,劉人太,等.砂土介質(zhì)中顆粒漿液的滲濾系數(shù)及加固機(jī)制研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2017,36(S2):4220-4228.LI Shucai,F(xiàn)ENG Xiao,LIU Rentai,et al.Study on infiltration coefficient and reinforcing mechanism of grout suspension in sandy soil medium[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2017,36(S2):4220-4228.
[7]王洪濤,王琦,蔣敬平,等.深部巷道全長(zhǎng)預(yù)應(yīng)力錨注支護(hù)機(jī)理研究及應(yīng)用[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào),2019,36(4):670-677,684.WANG Hongtao,WANG Qi,JIANG Jingping,et al.Supporting mechanism and application of fulllength prestressed boltgrouting in the deep roadways[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2019,36(4):670-677,684.
[8]伍永平,曾佑富,解盤石,等.急傾斜重復(fù)采動(dòng)軟巖巷道失穩(wěn)破壞分析[J].西安科技大學(xué)學(xué)報(bào),2012,32(4):403-408,414.WU Yongping,ZENG Youfu,XIE Panshi,et al.Analysis of unstable failure of soft rock roadway in steep coal seam during repeat mining[J].Journal of Xian University of Science and Technology,2012,32(4):403-408,414.
[9]解盤石,伍永平,王紅偉,等.急斜煤層群重復(fù)采動(dòng)沿空軟巖巷道變形破壞機(jī)理[J].遼寧工程技術(shù)大學(xué)學(xué)報(bào)(自然科學(xué)版),2013,32(1):44-49.XIE Panshi,WU Yongping,WANG Hongwei,et al.Mechanism analysis on deformation and failure of gobside entry in soft rock and steep coal seam group with repeated mining operation[J].Journal of Liaoning Technical University(Natural Science),2013,32(1):44-49.
[10]伍永平,劉茂福,王紅偉,等.深部軟巖巷道支護(hù)技術(shù)研究[J].煤炭技術(shù),2018,37(9):1-4.WU Yongping,LIU Maofu,WANG Hongwei,et al.Study on supporting technology in deeply soft roadway[J].Coal Technology,2018,37(9):1-4.
[11]孟慶彬,韓立軍,喬衛(wèi)國(guó),等.趙樓礦深部軟巖巷道變形破壞機(jī)理及控制技術(shù)[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào),2013,30(2):165-172.MENG Qingbin,HAN Lijun,QIAO Weiguo,et al.The deformation failure mechanism and control techniques of soft rock in deep roadways in Zhaolou mine[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2013,30(2):165-172.
[12]孟慶彬,韓立軍,喬衛(wèi)國(guó),等.深部軟巖巷道錨注支護(hù)機(jī)理數(shù)值模擬研究[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào),2016,33(1):27-34.MENG Qingbin,HAN Lijun,QIAO Weiguo,et al.Numerical simulation research of boltgrouting supporting mechanism in deep soft rock roadway[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2016,33(1):27-34.
[13]孟慶彬,韓立軍,喬衛(wèi)國(guó),等.大斷面軟弱破碎圍巖煤巷演化規(guī)律與控制技術(shù)[J].煤炭學(xué)報(bào),2016,41(8):1885-1895.MENG Qingbin,HAN Lijun,QIAO Weiguo,et al.Evolution law and control technology of surrounding rock for weak and broken coal roadway with large cross section[J].Journal of China Coal Society,2016,41(8):1885-1895.
[14]李樹剛,成小雨,劉超,等.破碎圍巖動(dòng)壓巷道錨索支護(hù)與注漿加固技術(shù)研究[J].煤炭科學(xué)技術(shù),2016,44(1):67-72.LI Shugang,CHENG Xiaoyu,LIU Chao,et al.Research on technology of anchor cable supporting and grouting reinforcement for dynamic pressurized tunnel with crushed surrounding rock[J].Coal Science and Technology,2016,44(1):67-72.
[15]CHARLIEC L.A new energyabsorbing bolt for rock support in high stress rock masses[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2010,47(3):396-404.
[16]AKSOY C O,OGULK,
TOPAL I,et al.Numerical modeling of nondeformable support in swelling and squeezing rock[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2012,52(4):61-70.
[17]謝生榮,謝國(guó)強(qiáng),何尚森,等.深部軟巖巷道錨噴注強(qiáng)化承壓拱支護(hù)機(jī)理及其應(yīng)用[J].煤炭學(xué)報(bào),2014,39(3):404-409.XIE Shengrong,XIE Guoqiang,HE Shangsen,et al.Anchorsprayinjection strengthened bearing arch supporting mechanism of deep soft rock roadway and its application[J].Journal of China Coal Society,2014,39(3):404-409.
[18]王有熙,鄧廣哲,曹晶.斷層帶對(duì)深部地壓影響的數(shù)值模擬[J].西安科技大學(xué)學(xué)報(bào),2011,31(6):818-822.WANG Youxi,DENG Guangzhe,CAO Jing.Numerical simulation of faultzones influence on stress in deep mine[J].Journal of Xian University of Science and Technology,2011,31(6):818-822.
[19]鄧廣哲,王廣地.北山花崗巖熱粘彈性流變特性分析[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2004(S1):4368-4372.DENG Guangzhe,WANG Guangdi.Analysis on characteristics of thermosviscoelasto rheology of Beishan granite[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2004(S1):4368-4372.
[20]鄧廣哲,黃炳香,王廣地,等.圓孔孔壁裂縫水壓擴(kuò)張的壓力參數(shù)理論分析[J].西安科技大學(xué)學(xué)報(bào),2003,23(4):361-364.DENG Guangzhe,HUANG Bingxiang,WANG Guangdi,et al.Theoretical analysis of crack expanding under pore hydraulic pressure[J].Journal of Xian University of Science and Technology,2003,23(4):361-364.
[21]TOMANOVIC Z,MILADINOVIC B,ZIVALJEVIC S.Criteria for defining the required duration of acreep test[J].Canadian Geotechnical Journal,2015,52(7):883-889.
[22]馬鑫民,雷尹嘉,林天舒,等.大變形煤巷錨注支護(hù)一體化技術(shù)及應(yīng)用[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào),2017,34(5):940-947.MA Xinmin,LEI Yinjia,LIN Tianshu,et al.An integrated bolting and grouting technology for large deformation coal roadway and its application[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2017,34(5):940-947.
[23]馬文強(qiáng),王同旭,張恒.再生頂板結(jié)構(gòu)及巷道注-錨支護(hù)研究[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào),2018,35(4):693-700.MA Wenqiang,WANG Tongxu,ZHANG Heng.Regenerated roof structure and groutingbolt support of roadway[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2018,35(4):693-700.
[24]楊艷國(guó),范楠.基于單孔聲波法測(cè)試巷道圍巖松動(dòng)圈試驗(yàn)研究[J].煤炭科學(xué)技術(shù),2019,47(3):93-100.YANG Yanguo,F(xiàn)AN Nan.Experimental study on surrounding rock loosing circle by singlehole acoustic wave testing method[J].Coal Science and Technology,2019,47(3):93-100.