时间:2024-07-28
付玉凯
(1.天地科技股份有限公司 开采设计事业部,北京 100013;2.煤炭科学研究总院 开采研究分院,北京 100013;3.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室(煤炭科学研究总院),北京 100013)
巷道支护理论与技术
采动应力影响下巷道围岩变形破坏机理及注浆加固技术
付玉凯1,2,3
(1.天地科技股份有限公司 开采设计事业部,北京 100013;2.煤炭科学研究总院 开采研究分院,北京 100013;3.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室(煤炭科学研究总院),北京 100013)
以晋城矿区成庄矿5308工作面双巷布置留巷为工程背景,基于现场实测数据,分析了留巷巷道变形破坏特征和影响因素。采用FLAC3D数值模拟软件,分别研究了留巷巷道在掘进、临近工作面回采、本工作面回采过程中的围岩应力场分布特征和变形破坏规律。在此基础上,提出了以浅孔-深孔注浆加固和注浆锚索联合加固方案,并进行了工业性试验。研究结果表明:留巷巷道受到临近工作面和本工作面双重采动应力的影响后,矿压显现剧烈,巷道维护困难。采用注浆加固支护后,水泥浆液充填了煤岩体节理、裂隙,同时也使破碎煤岩体成为了胶结体,改善了破碎煤岩体的力学特性;注浆锚索使围岩的承载能力显著增强,有效控制了围岩的不连续变形。
采动应力;围岩变形;注浆加固;留巷;数值模拟
随着矿井采深的增加,煤层地质赋存条件越来越复杂,煤层瓦斯含量逐渐增大,为了有效治理煤层瓦斯,许多煤矿工作面采用多巷布置方式[1-2]。这种布置方式的主要优点是不但解决了高瓦斯煤层抽采接替问题,还缩短了工作面的布置时间,本工作面的巷道可以为邻近工作面服务。但是这种布置方式最大的问题是留巷不仅受到本工作面超前和滞后采动应力的影响,而且还要受到下一个工作面超前采动应力的影响,巷道要服务2个工作面,维护时间长,维护非常困难。
针对采动应力影响下巷道围岩变形破坏规律,国内外学者主要在煤柱变形破坏机理和围岩控制两个方面进行了大量研究,提出了许多研究成果。在煤柱变形破坏机理和煤柱留设宽度方面:王永革[3]针对晋城矿区大采高工作面,研究了其在回采过程中对留巷围岩应力、围岩变形破坏的影响;王德璋[4]采用现场测试的方法,对留巷巷道围岩变形破坏规律进行了研究,得出了煤柱的合理留设宽度;冯吉成、马念杰等人[5]采用理论分析、数值计算和现场测试等手段,对深部大采高工作面的煤柱尺寸进行了研究,确定了留巷巷道合理煤柱尺寸;郑仰发、鞠文君等[6]采用空心包体三维应变监测方法现场实测了不同煤柱宽度下围岩应力和变形动态变化情况,并确定了煤柱留设的合理尺寸范围。
目前,留巷支护主要有两种方法,一是首先在巷道掘进过程中采用普通支护手段,比如锚杆、锚索支护,然后在本工作面和邻近工作面回采时再进行补强;二是采用一次性强力支护技术[7-8],即在巷道掘进时采用高强锚杆、高强锚索等支护材料一次性对围岩进行控制,从而实现留巷巷道在整个服务周期内不需要维修和补强,但一次性强力支护技术易造成锚杆、锚索破断、滑脱等失效,不适合大变形动压巷道。
基于晋城成庄煤矿的生产和地质条件,采用数值模拟的方法对留巷巷道的变形破坏特征进行研究,根据巷道变形破坏规律,提出留巷巷道围岩加固方案,对方案进行井下试验,验证控制方案的可行性。
晋城成庄矿工作面巷道通常采用双巷布置方式,5308工作面巷道布置如图1所示。工作面长度为221m,工作面走向长度2748.1m。其中53082巷原为相邻5306综放工作面的5216副巷,与5306工作面采空区之间净煤柱为35m,是已经受5306工作面回采动压影响的留巷巷道,目前为本工作面的回风巷。本工作面在回采时,53082巷要保留下来,从而形成工作面的“Y”型通风。53082巷与5211巷道之间的煤柱宽度为35m,53082巷与53083巷之间的煤柱也为35m,53082巷沿煤层顶板掘进,5211和53083巷道沿煤层底板掘进,巷道断面均为矩形,其中,53082巷宽4.5m,巷高3.2m,5211巷宽5.5m,巷高3.8m,53083巷宽5.5m,巷高3.8m。
图1 5308工作面巷道平面布置示意
成庄矿主要开采3号煤层,平均厚度6.07m,倾角5°,埋深472m。3号煤层基本顶为中粒砂岩,浅灰色,中厚层状,成分以石英、长石为主,含泥质条带,分选磨圆一般,岩芯完整,厚度平均为4.8m。直接顶为砂质泥岩,灰黑色,薄层状,含大量植物化石,岩芯完整,单轴抗压强度为35.9~65.8MPa,厚度平均为2.89m。基本顶为中粒砂岩,单轴抗压强度为79.9~91.2MPa。直接底和老底均为砂质泥岩,灰黑色,中厚层状,含植物化石,含砂质较多,岩砂泥互层状,局部夹薄层细砂岩,总厚度平均为5.83m。3号煤层岩性描述如表1所示。
表1 5308工作面顶底板岩性
53082巷在掘进期间巷道变形量较小,两帮收敛仅20mm左右,煤柱侧略大;顶板下沉量几乎为0。顶板锚杆受力位于94~125kN之间,约为锚杆破断载荷的40%~50%。
在5306工作面回采期间,对53082巷进行了矿压监测,监测结果表明:5306工作面回采期间,巷道受到工作面超前采动应力的影响后,围岩变形增加,但增加幅度不大。围岩增加比较显著的区域位于5306工作面后方400m范围内。两帮收敛量为350mm,顶板下沉量为150mm,底鼓比较严重,严重区域达到1000mm以上。在53082巷的构造区域地段,由于含有小型构造,局部淋水,底鼓达到1300mm以上,两帮收敛和顶板下沉严重,围岩破碎。
根据现场留巷变形破坏情况,可以看出影响留巷巷道变形破坏的主要因素有以下几个方面[9-11]:
(1)围岩力学性质 围岩性质和围岩强度对留巷巷道变形影响显著。通常煤层强度小于顶板岩层强度,所以留巷巷道两帮收敛通常大于顶板下沉,尤其是巷道沿煤层顶板掘进,底板煤层松软破碎,且无支护,底板常常发生强烈底鼓。
(2)地应力影响 地应力中主应力方向和大小对留巷巷道变形破坏影响很大,地应力越大,最大主应力和巷道轴向夹角越大,围岩变形破坏越严重。
(3)地质构造的影响 留巷巷道在地质构造影响区域,围岩节理、裂隙发育,围岩强度显著降低,受到邻近工作面采动影响后,巷道变形严重,易出现冒顶。
(4)煤柱尺寸 煤柱尺寸是影响留巷巷道变形的主要因素,煤柱尺寸过小,留巷巷道在侧向支承压力下变形很大,围岩控制困难。
(5)其他影响因素 除了上述影响因素外,留巷巷道断面大小、断面形状、支护参数及采煤工作面参数也影响留巷巷道围岩的稳定。通常拱形断面、小断面留巷围岩变形较小,而矩形断面、大断面不利于留巷围岩稳定,且易产生大变形。回采工作面参数影响留巷超前支承压力的分布,从而影响留巷巷道围岩的变形和破坏。
为了深入了解留巷巷道变形破坏机理,选择成庄矿53082巷作为研究对象,采用FLAC3D软件,分析受多次采动应力影响巷道围岩变形破坏机理。
模拟的5308工作面最大水平主应力为16.06MPa,方向为N18°W,最小水平主应力为12.18MPa,垂直应力为9.40MPa。巷道围岩物理力学参数见表2。
表2 巷道围岩物理力学参数
模型共分为7层,划分172800个单元,模型尺寸为400m×100m×70m(长×宽×高)。采用莫尔-库仑屈服准则。
模拟3个部分:53082巷、5211巷和53083巷掘进过程中巷道围岩变形破坏规律;5306工作面回采前后53082巷道围岩变形情况及煤柱应力分布;5308工作面回采前后53082巷道变形破坏情况及煤柱应力分布。
建立的模型见图2所示。
图2 5308工作面数值模型
2.2.153082巷掘进过程中巷道围岩应力场演化规律
5308工作面的53082巷距53083巷、5211巷的煤柱均为35m,53082巷、53083巷和5211巷掘进过程中的巷道周围垂直应力分布如图3和图4所示,图中,X为模型长度方向尺寸,Y为模型宽度方向尺寸。
图3 53082巷掘进过程中巷道垂直应力分布
图4 53082巷掘进过程中巷道周围垂直应力分布
从图中可以看出,当巷道掘进后,巷道顶板、两帮形成了较高的应力集中,而巷道底板应力水平较低,处于卸压状态。巷道顶板应力集中区主要位于顶板以上10m范围内,而两帮应力集中区位于帮部两侧20m范围内,并且在53082巷、53083巷和5211巷之间的煤柱产生了应力集中现象,但应力集中现象不明显,这主要是由于巷道断面小,巷道开挖造成的应力集中影响范围有限。
53082巷、53083巷和5211巷的垂直应力和塑性区分布也明显不同,由于53082巷沿煤层顶板掘进,巷道底板为煤层,巷道顶板为岩层,所以53082巷顶板塑性区较小,而底板塑性区和卸压区较大,这也揭示了现场53082巷顶板完整性好,而底鼓严重的原因。53083巷沿煤层底板掘进,巷道宽度大,所以巷道顶板和底板塑性区显著增大,顶板和底板维护困难。5211巷断面较小,支护强度相对较高,掘进时,巷道整体应力分布均匀,顶底板和两帮塑性区均较小。
2.2.25306工作面回采过程中53082巷道围岩应力场演化规律
5306工作面部分回采时围岩垂直应力分布如图5所示。
图5 5306工作面与留巷周围垂直应力分布
从图5中可以看出,在5306工作面回采过程中,工作面前方形成了应力集中区,应力集中影响范围达到了40m以上,应力峰值位于工作面前方8~10m,集中应力达到28MPa以上,约等于原岩垂直应力的3倍。在工作面前方煤柱之间的应力集中现象较小,在5306工作面回采后方,尤其是工作面回采超过40m以上时,工作面和53082巷之间煤柱产生了集中应力,集中应力位于工作面与53082巷之间,达到30MPa以上,集中应力对53082巷的围岩应力产生了明显的扰动。
5306工作面回采时,工作面侧向形成了应力集中区,侧向应力集中于53082巷掘进应力集中区相互叠加,使53082巷周围的应力集中系数大大增加,在53082巷两侧的煤柱应力呈现出右侧高,左侧低的特征,且靠5306工作面一侧的煤柱承受更高的垂直应力,这也说明5306工作面的回采对53082巷产生了更严重的采动影响,由于工作面回采的影响,53082巷和53083巷底板的塑性区范围进一步增大,尤其是右帮,变形更加严重。
2.2.35308工作面回采过程中53082巷道围岩应力场演化规律
5306工作面回采后,5308工作面变成了孤岛工作面,随着5308工作面的回采,53082巷受到两次动压的影响。5308工作面部分回采时围岩垂直应力分布如图6所示。
图6 5308工作面与留巷周围垂直应力分布
从图6中可以看出,5306工作面回采结束后,其与53082巷之间煤柱形成了集中应力,53082巷右侧的应力集中程度明显较大。随着5308工作面的回采,该工作面采空区和53082巷之间的煤柱也产生了应力集中现象,53082巷不但受到5308工作面前方支承压力的影响,同时还受到5308工作面回采侧向支承压力的影响。
当煤柱距工作面10m左右时,煤柱垂直应力达到最大值。由于煤柱宽度为35m,煤柱尺寸较大,煤柱最大集中应力位于煤柱中部,相对于小煤柱的应力集中系数,大煤柱的最大集中应力值较低,53082巷周围的应力集中程度较小,巷道受力状态较好。
2.2.4 53082留巷巷道变形特征
53082巷在掘进过程中以及在5306工作面和5308工作面回采时,53082巷围岩位移曲线见图7。位移监测点分别设置在53082巷的顶板中部、底板中部及两帮中部。
图7 53082留巷围岩位移变化曲线
53082巷在掘进过程中,尤其是开挖初期,巷道位移量显著增加,其中底板变形速度较快,而顶板和两帮由于支护的作用,顶板下沉速度较慢。巷道开挖一段时间后,顶板、底板和两帮变形趋于稳定,顶板下沉量达到100mm,底鼓量达到350mm,两帮移近量达到190mm,底鼓量明显大于巷道顶板下沉量和两帮移近量,这说明采用锚网索支护及时控制了巷道顶板的下沉和两帮的移近。
当5306工作面回采时,由于53082巷受到邻近工作面采动应力的影响,巷道底鼓量、顶板下沉量及两帮移近量进一步增加,底鼓量从350mm增加至450mm,顶板下沉量从100mm增加至300mm,而两帮移近量从190mm增加至520mm,两帮移近量增加幅度明显大于顶底板移近量,5306工作面回采一段时间后,巷道顶板和底板趋于稳定。可见,53082巷在受到5306工作面采动应力的影响后,巷道变形主要以巷帮位移为主。
当5308工作面回采时,53082巷底鼓量、顶板位移量和两帮变形量都明显增加,当5308工作面全部采完后,底鼓量达到580mm,顶板下沉量达到420mm,而两帮移近量达到530mm。可见,在5308工作面的后方53082留巷主要以巷道底鼓和两帮位移为主。
针对成庄矿53082巷地质力学环境、变形破坏范围、应力分布状态等因素,结合已有研究成果[12-13],提出以下围岩控制原则。
(1)围岩控制的主要目的是保持围岩稳定,把支护结构与围岩视为统一承载体,使两者能够协调变形、统一承载,既要保证支护结构的刚度大于其临界刚度,还要保证支护结构与围岩整体协调变形。
(2)恢复围岩完整性、强度。受到采动影响的巷道围岩内部节理、裂隙发育。若不进行注浆加固恢复其完整性、强度,仅进行补打锚索,锚索无法施加高预应力,也无法有效传递其预应力,且锚固段锚固力低,锚索容易产生滑脱、失效等现象,所以围岩控制前,必须进行注浆加固,注浆浆液将破碎煤岩体粘接为胶结体,改善了围岩力学特性,还有效充填了岩体的节理、裂隙,封堵了导水通道,抑制淋水、空气的侵蚀。
(3)高预应力、全长锚固支护原则。与新掘巷道相比,采动应力影响的巷道围岩已出现不连续有害变形,若采用传统的“先柔后刚”支护理念,不但无法控制围岩稳定,还会导致支护结构大量失效,围岩内部节理、裂隙无法抑制。因此,对于返修围岩必须及时采用高预应力、全长锚固支护方式,高预应力可以有效控制围岩内部节理、裂隙的张开,全长锚固可抑制岩层间的错动、滑动。
(4)留巷围岩加固后,要进行矿压观测,通过分析矿压观测结果,进行支护效果评价,进而反馈围岩控制方案的合理性,并对加固方案进行修改、完善,从而保证留巷围岩的长期稳定。
根据留巷巷道围岩失稳破坏机理、破坏深度和深部破碎围岩控制原则,提出了53082巷围岩加固方案。首先采用水泥-水玻璃双液浆进行帮顶浅孔注浆加固,使水泥浆充填围岩较大节理、裂隙,在围岩浅部形成封闭层,从而抑制深部注浆时浆液泄漏;然后采用高注浆压力在围岩深部进行注浆,注浆浆液也采用水泥-水玻璃双液浆,高注浆压力进一步充填岩体微裂隙,大大提高岩体强度。注浆加固后的岩体可以为注浆锚索提供较高的锚固力,并且加固后的完整性岩体有利于高预应力向岩体深部传递;最后采用注浆锚索加固,高预应力注浆锚索可有效抑制围岩内部节理、裂隙的产生,也可以阻止围岩内部岩体和注浆浆液形成结石体的再次破坏,从而控制围岩的整体稳定。
(1)53082巷起底,喷浆封闭。由于53082巷底鼓达到1300mm以上,为了巷道的通风和正常运输,首先采用综掘机进行起底,起底后帮部补打锚杆支护,并整体喷射厚度50mm的C20混凝土封闭层,喷层不但可以起到封闭防风化作用,还可以防止注浆时浆液跑漏。
(2)帮顶围岩水泥浆液-水玻璃浆液浅孔注浆。水泥浆液的水灰比为1∶1,并添加XPM添加剂(添加剂能有效提高水泥浆的流动性和降低其离析、沉淀等),添加剂用量为水泥重量的10%。水玻璃浓度38~42Be’,模数M为2.8~3.2,水泥浆和水玻璃的体积比1∶0.4。
帮顶注浆钻孔直径36mm,孔深2000mm,注浆孔成五花布置,注浆孔排距2000mm,帮部注浆孔间距1300mm和1500mm,顶板注浆孔间距1200mm和1400mm。钻孔孔口采用埋800mm长钢质注浆管,孔内采用长1000mm的白塑料射浆管,全长一次注浆施工,注浆终止压力1~3MPa。
(3)水泥浆液-水玻璃浆液深孔注浆。帮顶注浆钻孔直径36mm,帮部孔深8000mm,顶板孔深6000mm,注浆孔成五花布置,注浆孔排距2000mm,帮部注浆孔间距1300mm和1500mm,顶板注浆孔间距1200mm和1400mm。钻孔孔口采用埋800mm长钢质注浆管,帮部孔内采用长7000mm的白塑料射浆管,顶板采用5000mm的白塑料射浆管,全长一次注浆施工,注浆终止压力4~6MPa。
(4)注浆结束后,施工注浆锚索。顶板注浆锚索直径21.6mm,长度7400mm,锚索成“三-三”布置,排距1000mm,间距1760mm,采用树脂端部锚固,3支低黏度锚固剂,1支规格为K2335,另2支规格为Z2360,树脂锚固长度为1970mm,锚固完成后张拉至250kN,然后进行水泥浆注浆,注浆压力2~3MPa,从而形成全长预应力锚固。
帮部注浆锚索直径21.6mm,长度4300mm,成“三-二”布置,排距1000mm,间距2350mm和1400mm,底角下扎锚索采用灌浆锚固,锚固长度2000mm,锚固7d后进行张拉、注浆,从而形成全长预应力锚固。其余锚索采用树脂端部锚固,3支低黏度锚固剂,1支规格为K2335,另2支规格为Z2360,树脂锚固长度为1970mm,锚固完成后张拉至250kN,然后进行水泥浆注浆,从而形成全长预应力锚固。
53082巷采用了注浆加固和注浆锚索联合支护后,随着5308工作面的回采,巷道围岩超前工作面100m时围岩变形量不大。但随着工作面的回采,围岩变形逐步增加,工作面回采至留巷测站区域时,巷道顶板下沉量为150mm,底板底鼓量为350mm,两帮收敛量为260mm,53082巷注浆加固后围岩位移情况见图8,巷道无需维修即可满足5308工作面回采使用要求。
图8 53082巷注浆加固后围岩位移曲线
53082巷加固完成后,为了勘查围岩内部裂隙被注浆浆液充填情况,采用钻孔窥视仪对注浆加固区域围岩进行了观测,观测发现围岩6m范围内的破碎围岩完整性好,节理、裂隙基本全部被水泥浆液充填、密实,恢复了围岩的整体性。
(1)回采工作面多巷布置不仅受到邻近工作面回采时采动应力的影响,同时还会受到本工作面超前支承压力的影响,采动影响剧烈,巷道维护困难。巷道变形的显著特点为强烈底鼓和两帮严重收缩变形。
(2)注浆加固后的岩体可以为注浆锚索提供较高的锚固力,并且加固后的完整性岩体有利于高预应力向岩体深部传递;最后采用注浆锚索加固,高预应力注浆锚索可有效抑制围岩内部节理、裂隙的产生,也可以阻止围岩内部岩体和注浆浆液形成结石体的再次破坏,从而控制围岩的整体稳定。
(3)现场进行了工业性试验,试验结果表明:53082巷注浆加固后变形量不大,注浆加固有效控制了留巷巷道的持续流变变形,巷道无需维修即可满足5308工作面回采使用要求。
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GroutingReinforcementandSurroundingRockBrokenMechanismofRoadwaySubjecttoMining-inducedStress
FU Yu-kai1,2,3
(1.Coal Mining & Designing Department,Tiandi Science & Technology Co.,Ltd.,Beijing 100013,China; 2.Mining Institute,China Coal Research Institute,Beijing 100013,China;3.Coal Resource High Efficient Mining & Clean Utilization State Key Laboratory(China Coal Research Institute),Beijing 100013,China)
It taking double roadways retaining of 5308 working face of Chengzhuang coal mine in Jincheng mine district as background,based on field testing data,and then the deformation broken characters and influencing factors of retaining roadway were analyzed,the surrounding rock stress field distribution characters and deformation mechanism in different phases were studied by numerical simulation software FLAC3D,which roadway include roadway driving,adjacent working face mining and self working face mining.Based on it,then unite reinforcement method with shallow-deep hole grouting and grouting cable were put forward,and industrial test were proceed.The results showed that the retaining road was influenced by double mining-induced stresses of adjacent working face and self working face mining,mining pressure was fiercely,roadway maintain difficulty.Then grouting reinforcement supporting was applied,joints and fractures of coal and rock mass were filled by cement slurry,and broken coal and rock mass was formed glued body,the mechanics characteristics were improved,the bearing capacity of surrounding rock was improved obviously with grouting cables,discontinuity deformation of surrounding rock was controlled effectively.
mining-induced stress;surrounding rock deformation;grouting reinforcement;roadway retaining;numerical simulation
2017-07-19
10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.06.009
国家重点研发计划(SQ2017YFSF060004-05);国家科技支撑计划课题(2012BAB13B02);国家自然科学基金资助项目(U1261211)
付玉凯(1985-),男,河南安阳人,博士,助理研究员,主要从事巷道矿压理论及支护技术方面的研究。
付玉凯.采动应力影响下巷道围岩变形破坏机理及注浆加固技术[J].煤矿开采,2017,22(6):34-39.
TD353.8
A
1006-6225(2017)06-0034-06
林健]
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