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深部松软破碎岩层巷道支护技术与实践

2024-08-10 48 上传者：管理员

摘要：为解决某矿大巷在服务期间变形较为突出的问题，通过现场调研、地质力学测试、理论分析、矿压监测等手段，进行巷道失稳破坏机理研究，并提出针对性的加固支护方案。研究表明：巷道失稳的因素主要包括埋深大、构造发育、邻近工程扰动、支护方案及参数不合理等方面，针对性地提出浅部围岩渗透注浆、深部围岩劈裂注浆、帮部锚索补强联合加固措施，应用期间巷道变形均在工程设计误差允许范围内，取得了良好的支护效果。

关键词：
半煤岩巷
大断面
注浆
深埋
能源
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相关调查研究结果表明，煤炭在我国能源总消耗量的占比将持续达到50%以上，煤炭资源仍是我国主要的资源。随着我国近些年煤矿生产技术的迅猛发展，井下巷硐的支护理论和技术也得到更新和完善。比较具有代表性的巷道支护理论包括加固拱支护理论、松动圈支护理论，比较经典的支护技术包括“锚网喷+锚索支护、锚网索+U钢棚”联合支护技术等，一些学者针对松软破碎围岩巷道也提出了针对性更强的支护理论或技术。方祖烈等通过研究分析围岩内拉-压应力的分布规律提出了“主次承载层”支护理论，高延法等根据深井开拓大巷围岩变形失稳特征及机理提出以“钢管混凝土支架”为核心的支护体系。王超等提出了锚网索配合浇筑混凝土的围岩支护技术并成功应用于刘园子矿开拓大巷。虽然我国对于大巷围岩支护理论和技术已开展诸多研究，并且提出了一系列切实可行的支护技术和方法，但是由于煤矿地质条件复杂、多变，针对特定工程地质、开采技术条件下开拓大巷支护方案仍需深入研究分析，以达到“因地制宜”的效果，从而实现开拓大巷科学、合理、经济有效的支护，保障矿井的安全高效生产。

1、巷道工程概况及支护

某新建大型矿井现阶段主采二叠系太原组2号煤层，煤层平均厚度2.69 m,顶底板岩层岩性特征如图1(a)所示。2号煤层平均埋深为690～720 m,矿井设计采用立井开拓方式，矿井开拓大巷主要有运输、轨道、回风3种类型，设计3条大巷均沿2号煤层顶板掘进，设计断面形状为直墙半圆拱形，以东翼运输大巷为例，掘进断面：巷道净宽6 000 mm,拱高3 000 mm,永久支护方式为“锚网喷+锚索”,锚杆排距1.0 m,锚索排距2.0 m,锚杆、锚索规格、布置形式如图1(b)所示。金属网使用规格不小于5号钢筋编织网，规格长×宽=2.0 m×0.9 m(网格100 mm×100 mm)或长×宽=2.5 m×1.4 m(网格100 mm×100 mm),采用压茬方式连接，拱部锚网支护完毕，经检查合格后，方可进行喷浆工作，C20混凝土具体配比为m(水泥)(PC42.5或PO42.5)∶m(砂子)∶m(石屑)=1∶2∶2,东翼运输大巷永久支护详情如图1(b)所示。

图1煤层顶底板岩层特征及大巷支护示意(单位：mm)

2、大巷典型破坏特征及原因分析

东翼运输大巷设计沿2号煤层顶板施工，属于典型的大断面半煤巷道。现场掘进施工期间围岩破坏情况分析表明，2号煤层较松散破碎，砂质泥岩内节理裂隙较为发育，且巷道埋深较大，巷道掘进期间常出现顶板冒落、喷层开裂等现象，帮部常出现较严重的外鼓、开裂现象，巷道典型的变形破坏情况如图2(a)所示。为进一步深入研究大巷围岩失稳破坏机理，在东翼运输大巷内进行一系列的地质力学测试工作[1-2]:①借助电子窥视仪观测巷道围岩内部结构，结果表明，顶板3.5 m范围以内为灰黑色泥岩，0～2.5 m裂隙发育，2.5～3.5 m裂隙较发育；顶板3.5～6.0 m为中粒砂岩，岩层完整性较好；帮部窥视孔深度5.0 m,帮部围岩主要为砂质泥岩，深度0～2.2 m范围内钻孔孔壁存在较多裂隙，深度2.2～5.0 m孔壁较为完整。②借助水压致裂地应力测量仪测试巷道底板岩层内的地应力，典型的测试结果如图3所示，根据水力压裂曲线分析得出：破裂压力15.4 MPa、重张压力11.7 MPa、瞬时关闭压力11.1 MPa,换算后得到：水平方向应力最大21.2 MPa、最小10.9 MPa、垂直方向地应力16.9 MPa,破裂方向为北偏东20.1°.③采用围岩强度测试仪测点顶底板围岩的原位强度，典型的测试结果如图2(b)所示，测试表明顶板砂质泥岩抗压强度平均值46.65 MPa, 2号煤层为8.98 MPa,底板为35.90 MPa,测试结果表明，巷道顶底板强度普遍较低，煤体松散破碎、裂隙发育。

图2大巷破坏典型特征及围岩强度测试结果

图3地应力原位水力压裂测试结果

通过对东翼运输大巷生产地质条件和典型巷道支护效果的实地调查，结合地质力学试验，确定了导致大巷支护困难、围岩控制效果差的几个因素。①修复治理段主巷平均埋深达到700 m,形成了高应力环境，但巷道原有支护构件未随埋深和围岩压力的增加而调整，变形失稳严重。②大巷严重变形段附近地质构造和围岩结构复杂，开挖时暴露出断层、陷落柱等构造，巷道本身围岩结构较差、承载能力较弱，在较大的水平应力作用下容易发生破坏和变形。③邻近工程扰动，如主巷附近矿区水仓、泵房等煤柱内应力集中，严重影响主巷围岩稳定性。④支护构件和参数的选择不合理，直接影响了巷道的支护效果，调研和实测结果表明，主要存在锚杆强度偏低、预紧力偏小、护表构件强度不足、锚索预应力偏小等问题。

3、“强力锚索+锚注”联合支护原理

根据前文进行的现场调研、地质力学测试研究可知，东翼运输大巷变形破坏较严重的巷段，顶板及两帮围岩的破碎深度基本均大于2.0 m,巷道埋深大、水平应力大、围岩破碎较严重，传统的锚杆、锚索已无法控制围岩的进一步破坏[3-5],需要从提高浅部破碎围岩完整性和深部围岩承载能力的角度出发，并加强锚杆锚索支护强度，据此，提出了“强力锚索+锚注”组合支护的综合加固理念，其支护原理如图4所示。基本原理：巷道的开挖导致其周边围岩的应力状态发生突变，由巷道表面向围岩深部逐渐形成破碎带，围岩为达到新的平衡状态，破碎带内的岩体在应力作用下发生滑移和错位，从而使岩体内部的结构面进一步扩大，出现裂缝和孔隙，使得注浆容易在较低压力下注入松散破碎带内围岩，向内部渗透扩散，加固岩体，在松散破碎带内形成浅部渗透注浆加固区，提高破碎围岩的完整性。在松散破碎带外围岩内结构面未扩展发育，围岩内裂缝和孔隙较小，为有效加固围岩，可通过高压注浆应力打开岩体内部的结构面，通过浆液填充结构面起到提高围岩承载能力的效果。经过两次加固，在恢复破碎围岩完整性和提高围岩承载能力的基础上，由于巷道顶板原支护方案即为锚网+锚索联合，而帮部仅采用锚网支护，因此采用高强锚索对全巷道薄弱环节(两帮)进行加固。综上，巷道围岩内形成以“两区一带”为主的连续支承支护体系。

图4支护原理图

4、“强力锚索+锚注”联合支护方案优化设计及实践

4.1支护方案设计

该矿东翼运输大巷加固修复段对应里程648～1 109 m.具体方案设计如下：通过再喷混凝土封闭巷道表面，覆盖原有混凝土喷层开裂区域，喷射混凝土层厚50～100 mm,密封所有裂缝、防止渗漏。①全断面浅孔注浆，注浆孔呈“三花”状排列，每排7/6个孔，如图5(a)所示。注浆方法是用埋孔注浆管钻全孔，3 m注浆孔注浆管长度为2 m.端注浆压力为2～3 MPa,注浆材料为水泥-水玻璃双液浆，水泥浆与水玻璃的体积比为(1∶0.4 )～(1∶0.6)。②围岩深孔注浆，一般在浅孔注浆后约3 d进行。深孔布置在两排浅孔之间，布置方式与浅孔基本一致，布置如图5(b)所示。注浆压力3～5 MPa,注浆材料：425号普通硅酸盐水泥配合XPM纳米注浆添加剂，XPM添加剂与水泥的质量比约为1∶10.总水灰比约0.8.③在巷道深部注浆完成7 d后，对大巷加固段两帮进行锚索加固，强力锚索布置如图5(c)所示。锚索使用Φ21.8 mm、1×19煤矿专用强力钢绞线，每根长度5 300 mm,每侧、每排布置2根，间排距1.0 m×3.6 m,锚固长度为1 970 mm,锚索预紧力不应小于250 kN.

4.2工程实践效果分析

巷道围岩的变形通常包括顶板下沉、底鼓和帮部内挤量。通过对现场监测点实测数据的分析，最终绘制出巷道支护效果的位移-时间变化曲线，如图6所示。分析可得，东翼运输大巷各测点围岩的位移值随时间的推移呈增大趋势。观测起点为巷道返修加固后，修复后的前15 d围岩变形速率较大，巷道顶底板和两帮的最大变形速率分别达到2.3 mm/d和3.0 mm/d.随后，返修约35 d后，各测点围岩变形速率开始减小，返修经过50 d之后，每个测站的围岩变形开始保持不变，表明该处巷道的围岩稳定。大巷从返修到围岩稳定的整个过程中，顶底板移近量最大值为65 mm,两帮内挤最大值为88 mm,均在工程设计误差允许范围内。由此可以推断，该加固方案具有理想的支护效果。

图5东翼运输大巷补强加固示意(单位：mm)

图6加固段变形量监测结果

5、结语

1)对矿井东翼运输大巷现场调研及地质力学测试研究表明，巷道变形的原因包括埋深大、构造发育、邻近工程扰动、支护方案及参数不合理等。

2)针对大巷变形破坏原因提出“强力锚索+锚注”联合支护返修加固技术，设计具体的浅部围岩渗透注浆、深部围岩劈裂注浆、帮部锚索补强返修加固方案。

3)现场实践阶段开展矿压监测研究，返修加固50 d之后围岩变形量维持不变，顶底板移近量最大值为65 mm,两帮内挤最大值为88 mm,均在工程设计误差允许范围内，该设计方案取得良好支护效果，为矿井的安全高效生产提供了保障。

参考文献:

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