袁店一井煤矿深部复杂构造区失修岩巷综合控制技术研究

杜 勇

(淮北矿业股份有限公司 袁店一井煤矿, 安徽 淮北 235000)

深部复杂地质构造环境下巷道围岩稳定性控制是目前制约深部煤炭资源智能、安全、高效开采的关键技术难题之一[1-4]。随着煤矿开采深度增加,巷道支护难度越来越大,尤其是在高构造应力、强烈采动影响和大埋深等环境的叠加作用影响下,巷道围岩处于超高应力环境,巷道围岩稳定性难以控制,常出现多次返修等情况[5-9]。针对袁店一井煤矿深部复杂构造区岩巷的工程条件,采用“高强锚注”的主动支护技术对103采区轨道大巷进行返修。

目前,国内外学者已对深部复杂构造区巷道围岩的稳定性控制方法开展了大量的研究与现场试验[10-12]。康红普等针对中国深部高地压巷道围岩,分析了巷道围岩变形与破坏机理,提出了高预应力强力锚杆一次支护理论[13-14]。王连国等基于长期对深部软岩巷道变形和破裂特征的监测结果,提出了深-浅耦合全断面锚注支护技术体系[15]。但是,现有的支护形式能够提供的支护阻力有限,难以匹配适应超高应力环境下围岩的大变形与破坏特征,导致井下支护失效现象频繁发生,给矿井安全生产和高产高效造成了严重影响。

为此,本文分析“高强锚注”的主动支护技术的效果,设计具体的“高强锚注”的主动支护技术方案,在袁店一井煤矿103大巷进行现场试验,并且进行后续效果监测。

袁店一井煤矿103采区平均煤厚4.3 m,10煤顶板以泥岩和细砂岩为主,属复合顶板,底板主要为泥岩。根据生产揭露情况显示,煤层顶板岩性变化较大。袁店一井103采区10#煤层顶板岩性及煤层厚度等厚线分布如图1所示。

图1 袁店一井103采区顶板岩性及煤层厚度等厚线分布图

袁店一井103采区大巷由于受到高应力、复杂地质构造、层理裂隙发育、围岩强度低、强采动等因素综合作用影响,目前巷道矿压显现明显,局部地段围岩收敛变形很大,具体表现为底鼓、底梁鼓起,侧梁顶梁压弯、扭曲、跪腿,浆皮炸裂,帮顶鼓出等,成为矿井安全生产重大隐患。根据现场实际情况(图2),总结出大巷的典型变形破坏形态如下:

1)巷道顶板下沉。顶板围岩破碎,深部围岩离层量大,顶板表现出整体下沉,最大下沉量可达0.5 m以上。

2)巷道底臌变形。主要表现为剪切错动性特征,最大底臌量约0.4 m。

3)两帮变形。巷帮部位产生明显变形破坏。架棚支护时,拱架在偏压情况下出现了失稳和屈曲破坏。

4) 围岩全断面挤出。巷道围岩顶板、底板和两帮同时发生强烈挤压变形特征,断面收敛严重,断面收缩率近30%。

103采区轨道大巷前期掘进时采用“锚网索喷注”支护方案,过断层破碎段时采用“架棚+锚索梁+注浆”支护方案。由于巷道受高地应力环境、高构造应力环境、高采动应力环境三者叠加而形成的超高应力环境作用,导致巷道顶帮受压变形,出现开裂、掉顶、底鼓现象,存在安全隐患,需进行修复。

图2 袁店一井103采区大巷典型变形破坏现场

针对袁店一井煤矿103轨道大巷深部复杂构造区岩巷围岩控制难点,为最大程度提高超高应力环境下破裂围岩结构的抗剪强度,保持围岩的完整性和稳定性,综合提出高强锚注综合控制技术方案,利用FLAC3D软件建立巷道三维精细化数值模型,如图3所示。模型中锚杆(索)布置及力学性能参数见表1。

图3 袁店一井103岩巷三维精细化数值模型

表1 高强锚注综合控制技术方案数值模拟参数

图4给出了强力锚固约束支护与无支护条件下巷道塑性区分布云图。从图中可以得出以下结论:

1)在采用强力锚固约束控制方案支护后,巷道顶底板塑性区范围减小了64.7%,两帮塑性区范围减小了66.7%,巷道围岩完整性得到了极大提高。

n表示在当前循环中出现;
p表示在以前循环中出现。图4 不同支护方式下巷道围岩塑性区云图

2)采用强力锚固约束控制方案支护后,巷道顶板塑性区范围与锚杆长度接近,但远小于锚索长度,此时锚杆仍能起到一定支护作用,锚索可完全发挥作用。

采用沉管法成孔,成孔顺序由外向里间隔1孔进行,应注意避免因震动挤压造成相邻孔缩孔或坍塌,桩管上用红油漆画醒目的横线,保证达到设计要求深度。桩孔重心点的偏差不超过桩距设计值的5%,桩孔垂直度偏差应小于1.5%。桩孔直径允许偏差不超过设计值-20mm。桩长允许偏差+0.5m,施工现场对成孔孔径、孔深及桩位偏差做好详细记录。

图5给出了强力锚固约束支护与无支护条件下巷道位移分布云图,图6给出了两种情况下巷道围岩垂直应力分布云图。从图中可以看出:

1)在采用强力锚固约束控制方案支护后,顶板最大位移为58.9 mm,减小了92.3%,底板最大位移113.6 mm,减小了80.7%,两帮最大位移为50.8 mm,减小了92.2%,巷道断面移近率大大减小。

2)无支护时,在距离巷道帮部9.0~11.0 m处垂直应力达到峰值,其值为72.4 MPa,这是由于巷道周围塑性破坏区范围较大,围岩承载能力较差,导致应力向更深处转移,且更加集中;
采用强力锚固约束控制方案支护后,在距离巷道帮部2.5~3.0 m处垂直应力达到峰值,其值为36.7 MPa,这是由于强力锚固约束控制后,巷道围岩完整性较好,围岩具有很好的承载能力。

图5 不同支护方式下巷道围岩位移分布云图

图6 不同支护方式下巷道围岩垂直应力分布云图

图7 巷道锚杆锚索轴力分布云图

图7给出了巷道采用强力锚固约束控制方案支护后锚杆锚索轴力云图。从图中可以得出以下结论:

1)锚杆最大轴力为201 kN,锚索最大轴力为416 kN,锚杆(索)最大轴力均出现在巷道顶部位置。

2)锚杆、锚索轴力与破断载荷均有一定差距,锚杆(索)起到了很好的围岩控制作用。

根据巷道变形破坏的实际情况,结合理论分析与数值计算结果,采用“高强锚注”的主动支护理念与思想,经研究决定采用以“高强螺纹钢锚杆+单体大直径强力锚索+钢筋网+M型钢带+喷浆”为核心的强力锚固约束控制技术以及以“中空注浆锚杆+中空注浆锚索+水泥浆液注浆”为核心的锚注一体化补强约束控制技术对103采区轨道大巷进行返修,巷道支护结构如图8所示。

图8 袁店一井煤矿103采区轨道大巷修复加固支护结构

袁店一井煤矿103采区轨道大巷超高应力环境下破裂围岩“高强锚注”综合控制系统主要包括强力锚固约束控制技术以及锚注一体化补强约束控制技术两个方面。具体的支护参数如下。

1)以“高强螺纹钢锚杆+单体大直径强力锚索+钢筋网+M型钢带+喷浆”为核心的强力锚固约束控制技术参数:①锚杆支护参数。锚杆采用φ22×3 000 mm高强螺纹钢锚杆,间排距为800 mm×650 mm;
每排布置15根锚杆。②锚索支护参数。锚索选择φ21.6×6 200 mm的高强度大直径钢绞线预应力锚索,间排距为1 600 mm×2 600 mm;
每排布置5根锚索。

2)以“中空注浆锚杆+中空注浆锚索+水泥浆液注浆”为核心的锚注一体化补强约束控制技术参数:①注浆锚杆支护参数。采用中空螺纹注浆锚杆,注浆锚杆规格为φ25×2 500 mm,间排距1 500 mm×2 600 mm,每个断面布置5根。②注浆锚索支护参数。采用中空注浆锚索,规格为φ22×7 000 mm,间排距1 600 mm×2 600 mm,每排布置3根。③注浆参数。注浆材料选择普通水泥浆液(水灰比为1∶1),为防止压力过大造成围岩破坏,注浆锚杆的注浆压力不超过3.0 MPa,注浆锚索注浆压力不超过5.0 MPa。

现场施工时,按照设计方案清除危岩活石,刷扩断面至要求尺寸,并支护、注浆、喷浆。巷道修复支护施工如图9所示。

图9 袁店一井煤矿103采区轨道大巷支护施工现场

袁店一井103采区轨道大巷帮部、拱顶、底角的注浆量见表2。从表中可以看到,巷道帮部注浆量较大,平均2.5袋水泥;
其次是底角,平均2.0袋水泥;
拱顶注浆量相对较少,平均1.5袋水泥。水泥浆液随围岩裂隙发育程度不同其扩散半径变化较大,一般扩散范围在1.2 m以上。通过水泥浆液的黏结补强、充填密实、网络骨架等作用,能够有效提高破碎围岩强度与承载能力,保障围岩的稳定。

表2 袁店一井煤矿103采区轨道大巷注浆量统计结果 单位:袋/孔

袁店一井煤矿103采区轨道大巷修复加固完毕后,为评价巷道修复后的稳定性状况,采用 “十”字布点法开展巷道表面位移监测,如图10所示,得到顶板下沉量、底鼓量及帮位移。

图11给出了袁店一井煤矿103采区典型监测断面的表面位移观测曲线。从图中可以得出:在观测时间为55 d时,1#观测点处顶底板移近量为33.1 mm,两帮移近量为24.2 mm;
2#观测点处顶底板移近量为33.9 mm,两帮移近量为29.5 mm。因此,本文提出的超高应力环境下破裂围岩“高强锚注”综合控制对策实施后,围岩变形速度得到了有效控制,围岩比较稳定,有力地保障了矿井安全高效生产。

图10 “十”字布点法巷道表面位移监测点

图11 袁店一井煤矿103采区典型监测断面的表面位移观测曲线

本文提出深部复杂构造区岩巷围岩“高强锚注”综合控制技术方案,对“高强锚注”综合控制系统中的高强度锚杆支护、强力锚索支护、水泥浆液注浆加固等关键技术参数进行优化分析,并以袁店一井煤矿103采区轨道大巷等典型的深部复杂构造区失修岩巷作为工业性试验地点,开展了现场试验与矿压监测,检验与评价了相关技术方案的工程应用效果,得到以下结论:

1)针对深部复杂构造区岩巷围岩控制难点,提出了高强锚注综合控制系统来保持围岩的完整性和稳定性,最大程度提高超高应力环境下破裂围岩结构抗剪强度。高强锚注综合控制系统主要包括以“高强螺纹钢锚杆+单体大直径强力锚索+钢筋网+M型钢带+喷浆”为核心的强力锚固约束控制技术和以“中空注浆锚杆+中空注浆锚索+水泥浆液注浆”为核心的锚注一体化补强约束控制技术。

2)基于袁店一井煤矿103轨道大巷的具体工程地质条件,利用FLAC3D软件建立了典型岩巷高强锚注综合控制技术方案的数值计算模型,分析了强力锚固约束支护技术方案以及锚注一体化补强支护技术方案对围岩稳定性影响,经过强力锚固约束控制与锚注一体化补强约束控制技术强化巷道支护后,巷道断面移近率得到了有效控制,巷道围岩稳定性良好。

3)现场支护方案实施以后,系统开展了巷道锚杆工作载荷测试、注浆量与注浆效果分析、巷道变形监测分析等。结果表明:①巷道帮部注浆量较大,其次是底角,拱顶注浆量相对较少,浆液扩散半径随围岩裂隙发育程度不同变化较大,一般在1.2 m以上;
通过水泥浆液黏结补强、充填密实、网络骨架等作用,能够有效提高破碎围岩强度与承载能力,保障围岩的稳定;
②观测期内围岩最大移近量不超过35 mm,总体变形量较小,围岩比较稳定,初步证明了本文提出的超高应力环境下破裂围岩“高强锚注”综合控制对策与技术参数的适用性和有效性,为矿井安全高效生产提供了有力的保障。

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