时间:2024-07-28
卢 军
(煤炭工业石家庄设计研究院贵州分院)
在地下煤炭资源开采过程中,巷道围岩变形机理与加固控制技术是一直被研究的重要内容。井下巷道围岩稳定性关乎煤炭资源的正常生产[1]。井下硐室作为巷道的一种,尤其是深部开采下的软岩硐室,其安全性更是影响着矿井生产的效率与安全[2]。对于软岩硐室联合加固技术,诸多学者做了大量相关研究,并在理论与实践上都取得了相应成果。深部高应力软岩硐室围岩控制理论与技术已经形成一套系统。通过研究深部开采软岩硐室围岩与支护加固体作用机理,得出硐室围岩应力的控制方法主要包括围岩加固法、卸压法以及联合法等有效措施[3-7]。但是深部开采软岩硐室围岩变形与破裂事故仍然时有发生,因此,对深部开采软岩硐室联合加固技术的研究需要长期进行[8]。
贵州某矿煤炭资源储量丰富,整个矿区煤炭赋存超过50 层,含煤地层平均总厚度超过350 m,煤层总厚度为43 m,含煤系数为12%,其中井田内可采煤层18 层,可采煤层总厚为25 m,包括全区可采煤层11.7 m,大部分可采煤层8.9 m,局部可采煤层3.5 m。井田内已发现断层上百条,大部分出露于地表,其余全部是隐伏断层。煤组隔水层厚度较大,覆岩裂隙较小。贵州矿区地处云贵高原,煤层埋深较大,煤层覆岩大多为泥岩,岩性较为软弱。这种开采条件存在高应力环境,并且煤岩体较为软弱,严重加剧了巷道围岩变形破坏程度。该井田下硐室布置较多,在高应力环境下硐室容易变形失稳,对硐室采取联合加固技术,防治硐室破坏是确保煤炭资源安全高效开采的前提。
硐室在矿井中具有重要作用,在矿井中硐室主要有变电所、水仓、人员避难硐室等,合理地布置硐室有利于提高矿井的工作效率,充分发挥矿井系统的潜力,保证矿井安全生产。一般需要根据矿井的地质情况、煤层的分布及储存情况合理布置硐室。通常有同位布置和错位布置2 种。同位布置在薄煤层、中厚煤层、厚煤层中均适用,硐室在同一层位之间,平行分布,相隔一定距离,减小相邻硐室围岩相互影响。通过同位布置,可以有效防止应力叠加,巷道围岩压力过大造成巷道大变形。而错位布置对矿井煤层储存要求较高,主要适用于厚煤层及特厚煤层中。硐室之间错位布置且开挖间隔一定距离,防止开挖造成应力集中且发生叠加效应,有利于井下围岩控制,减少矿井巷道围岩变形,保证巷道的安全掘进。硐室同位与错位布置方式如图1所示。
通过对深部软岩硐室围岩进行钻孔窥视,可以更加准确地分析深部软岩硐室围岩力学特性,钻孔窥视探测原理是利用向围岩中打入钻孔到一定深度,通过窥视画面,直观地分析围岩的破坏程度及周围裂隙发育程度,具有操作简单、成本较低、分析便捷等优点。通过钻孔窥视仪的应用与分析,进一步深化对巷道稳定性影响的研究。如图2所示,向围岩中打入深度为24 m 的钻孔,进行观测。通过钻孔数据分析,在刚揭露钻孔的位置,岩体较为完整,结构未被破坏,有少量横向裂隙分布,存在部分夹煤,围岩的完整性较高。3~5 m 围岩裂隙开始逐步增多,且出现分裂块,围岩凹凸不平,其围岩完整性相对减弱。10 m 以后,围岩裂隙增多,裂隙周围出现了较多破碎块,岩体整体越发不稳定。12~18 m 裂隙继续增多,范围继续扩大,且裂隙深度较大,多处出现较为密集的大量裂隙,较多破碎块段区域,围岩完整性较差,该范围内的顶板整体受该裂隙影响较大,围岩破碎较为严重。22 m 以后,仅局部存在少量裂隙,这些裂隙较为分散,对顶板稳定性影响较弱。岩体整体越发稳定,结构完整,仅在不同位置存在局部裂纹,岩层内节理、裂隙发育特征不明显,逐步进入围岩相对稳定的区域,仅仅在局部范围内分布有少量的微小裂隙,裂隙分布较为分散,且破碎块段较少。
深部软岩硐室加固主要采取锚注联合加固技术,注浆技术在工程实践会受到注浆孔深度、添加注浆剂类型以及水灰比等多种因素的影响。在对硐室围岩节理裂隙探明的条件下,有针对性地将注浆剂注入围岩裂隙,起到黏结破裂岩体,使围岩硬化的作用,有效增加硐室围岩承载力,进而达到防止围岩变形与破坏的作用。联合加固环节主要包括锚杆锚索对硐室的锚固,采用可注浆式锚杆。打孔后,在锚固封孔段套装上快硬水泥空心药卷,蘸水3~5 s后迅速插入钻孔中,使可注浆式锚杆挡环贴紧到变径台阶上,再用专门的捣杆将药卷捣实,使之与孔壁密接,最后戴上托盘、螺母和注浆联接头等。锚注联合加固技术中,锚固与注浆相互协调,共同作用,才能起到很好的锚固效果。
深部软岩硐室加固技术对于矿井开采意义重大,围岩松软时,围岩变形大,控制难度也大,合理地支护有利于巷道变形控制,有利于巷道的安全掘进。矿井一般采用锚索、锚杆进行联合支护。矿井巷道开挖后,由于受到开采扰动所产生的围岩压力,巷道两帮易发生变形,此时锚杆、锚索支护效果产生,有效地控制形变。锚杆、锚索受力监测数据及巷道两帮变形量数据见图3。
由图3 分析得到:在0~10 d,巷道两帮移近量不大于20 cm,锚杆受力小于40 kN,锚索受力最大为70 kN,受力小于支护破断值,巷道支护可靠有效;在10~30 d,巷道发生较大变形,两帮移近速度加快,其变形移近量最大接近50 cm,巷道发生较大变形主要是由于围岩压力达到锚杆应力支护最大值,当巷道继续变形,其支护主要由锚索来承担,因此这一阶段锚索受力急剧增加;30 d 以后,锚杆、锚索受力趋于稳定,锚杆受力在50 kN 左右,锚索受力在160 kN 左右,巷道两帮移近量在50 cm 左右,移近速度逐渐降低,围岩两帮移近总量趋于平稳,硐室变形总量能够得到明显控制。该项支护方案对于控制软岩硐室的变形具有良好效果。
通过对深部高应力开采条件软岩硐室的围岩变形与破坏问题的分析,借助于钻孔窥视等手段,在现场监测了硐室围岩节理裂隙发育情况,了解了硐室围岩内部断裂尺度,提出了科学合理的硐室锚注联合加固控制技术,并在现场工程实践中验证了硐室锚注联合加固的效果。
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