深部构造应力作用下的巷道稳定控制技术

袁秋新

(1.中国矿业大学安全工程学院,江苏省徐州市,221116; 2.山东新汶矿业集团协庄煤矿,山东省泰安市,271221)

★煤炭科技·开拓与开采 ★

深部构造应力作用下的巷道稳定控制技术

袁秋新1,2

(1.中国矿业大学安全工程学院,江苏省徐州市,221116; 2.山东新汶矿业集团协庄煤矿,山东省泰安市,271221)

AbstractThis article analyses the mechanism of deformation and failure of the surrounding strata of the track dip-roadway of No.2 mining section at-850m in a certain coal mine.The article points out that bulking deformation and long-term rheological properties of the surrounding rock under the action of strong tectonic stress are the main causes leading to such roadway’s deformation,destruction and difficulty in its support.Hence the paper puts forward the technique of high strength and high pre-tightening force bolt-net supporting and the grouting reinforcement as a control technology.Field practice indicates that once the above-mentioned control technology is applied,not only the bulking deformation of surrounding rock is checked,but also the long-term rheological changes are controlled,thus the long-term stability of such roadway is ensured.

Key wordsdeep coal seam,roadway stability,roadway support,bolt support,tectonic stress,grouting reinforcement

近年来随着矿井开采深度的增加,越来越多的巷道掘进工程面临着复杂的应力环境,以往对此类巷道的支护设计多参考浅部巷道的成功支护经验,支护方案的选取和确定不够科学、合理,巷道常常出现前掘后修、多次翻修、甚至冒顶、片帮的被动局面,给深部矿井的安全开采带来巨大威胁,因而对深部复杂应力环境下巷道的支护研究具有重要的意义。

1 工程概况

某矿开采煤系地层属石炭二叠系,-850 m二采区轨道下山埋深998～1065 m,依次揭露中砂岩、砂质页岩、细砂岩,层位结构极为复杂,采用应力解除法对该区域地应力进行了测试,测试结果见表1。该区域水平最大主应力大于垂向应力,水平最大主应力达到39.77 MPa,比垂直应力高出约40%,最小水平应力也达到了20.64 MPa,显然该区域存在强构造应力。在强构造应力作用下, -850 m二采区轨道下山按以前正常的掘进支护 (锚网喷),巷道变形严重,围岩运动比较剧烈,锚杆破断现象严重,大量喷层开裂,底板破裂鼓起,巷道变形长时间不能稳定,严重影响了矿井的正常生产。

表1 地应力测量值

2 构造应力作用下巷道围岩变形破坏机理分析

2.1 围岩的碎胀性

-850 m二采区轨道下山依次揭露中砂岩、砂质页岩、细砂岩,这类围岩的试块在单轴压缩破坏之前所达到的极限变形量很小,一般为1/1000应变量级,如果巷道出现几毫米的位移就表明巷道周边围岩已开始进入破坏状态。进入破坏状态的岩体在强构造应力的作用下,岩体内部裂隙扩展汇集,引起破碎岩体沿破裂面张开、转动、滑移等,从而形成非连续的碎胀变形。

相关研究表明,在巷道围岩收敛变形中由围岩破裂和破裂岩块滑移引起的变形占到85%～95%之多,尤其在-850 m二采区轨道下山这样的强构造应力条件下,巷道围岩不但破裂范围大,而且围岩的碎胀性在强构造应力作用下表现得更为显著,造成巷道掘出后初期变形十分剧烈。如果采用及时有效的初次支护,碎胀变形一定程度上是可控的,但这种控制的程度非常有限。由于现有地下工程支护的施工方法,一般不能在巷道开挖后立即形成有效的支护,虽然锚喷被认为是较为及时与密贴的支护方式,但也有一段滞后支护时间,所以,对于-850 m二采区轨道下山的初期剧烈变形,巷道支护控制的对象就是围岩进入峰后破裂状态时的碎胀大变形。

2.2 围岩的长期流变性

-850 m二采区轨道下山经过开挖初期的剧烈变形后,围岩会在长时间内以一定的变形速度持续变形,若围岩的这种持续变形得不到有效控制,围岩变形破坏程度将会加剧,导致支护体失效,进而诱发巷道垮冒失稳现象的发生。围岩持续变形的能力主要与其流变特性有关,流变特性的显现规律取决于围岩应力环境和围岩自身的流变性能,应力水平越高、力学性质越弱,围岩的流变特性越明显。由于-850 m二采区轨道下山破裂范围大,破裂范围内围岩的力学性能大幅降低,在强构造应力作用下,该区域内围岩表现出明显的流变特性,导致巷道持续变形不能稳定。

3 巷道稳定控制原理与技术

3.1 高强高预紧力锚杆支护原理

高强、高预紧力锚杆支护克服了普通高强锚杆使用中存在的主要缺陷。该技术的优越性主要体现在以下三方面。

(1)高预紧力保证了支护系统初期支护需要的刚度和强度。支护初期,围岩主要以破碎岩体沿破裂面张开、转动、滑移等非连续碎胀变形为主,通过实施高预紧力支护可以及时有效控制围岩的这种非连续变形与破坏,使围岩处于受压状态,最大限度地保持锚固区围岩的完整性,有效控制围岩后续的碎胀变形。

(2)高强高延伸率杆体保证了支护系统具有足够的延伸率,能够适应围岩的碎胀大变形,实现支护系统在高支护阻力状态下的让压功能,可以有效控制围岩的后续碎胀变形。

(3)提高锚杆护表构件的强度与刚度,通过高强度护表构件的传递作用,提高锚杆锚固范围内围岩的连续性,充分发挥高强高延伸率锚杆整体支护的作用。

3.2 注浆加固原理

注浆加固围岩主要是利用浆液充填岩体内的裂隙、将破碎的岩体固结起来,裂隙的强度及力学性能可以得到改善,破裂围岩的持续变形破坏不再由原来强度较低的裂隙控制,而是转变为由强度较高的围岩控制,从而可以有效降低破裂围岩的长期流变。

4 工程应用

4.1 围岩支护参数设计

通过上述对-850 m二采区轨道下山围岩稳定控制机理的分析,巷道支护应采用高强、高预紧力锚杆支护,以最大限度地保持围岩的完整性,并限制围岩强度的降低。但由于该类巷道初期变形比较剧烈,锚杆杆体要具有较大的延伸率,才能避免杆体破断出现一次支护失效的问题。因此,巷道支护选用延伸率较大的20MnSi全螺纹钢高强锚杆,杆体直径为22 mm,其屈服载荷不小于141 kN,极限载荷不小于171 kN,延伸率不小于23.3%。锚杆间排距为800 mm×700 mm,13根/排,锚杆长度2.4 m;拱基线以上树脂药卷为双速2360和Z2360各一支,双速在孔底,锚固长度1.3 m,拱基线以下树脂药卷为CK2335和Z2360各一支,锚固长度1.0 m。锚杆支护24 h内喷混凝土,厚度50 mm。

为满足预紧力要求,现场施工中的预紧力扭矩应不小于400 Nm。施工中采用MQT-120型锚杆钻机打眼及安装、紧固顶板锚杆,紧固帮锚杆螺母时则采用2600型气动扳手,预紧力矩能达到400 Nm,巷道锚杆支护布置见图1。

图1 巷道锚杆支护布置图

锚杆支护和喷混凝土工序结束后进行注浆加固,注浆材料采用高水速凝材料,水灰质量比为1.5∶1;为保证浆液的渗透范围较大,确定注浆压力为2.0～2.5 MPa,最大不超过3.0 MPa,围岩极其破碎时注浆压力小于2 MPa;注入的浆液应尽量保证巷道围岩裂隙被充填密实,原则上注到不吸浆为止;注浆孔深度2.5 m,直径42 mm,排距2 m,每排6个孔;注浆管为钢管,外径20 mm,长1.5 m,注浆孔布置见图2。

图2 注浆孔布置图

4.2 支护效果分析

为检测巷道参数的合理性,掌握整个服务期间巷道围岩变形规律,对巷道支护后进行了观测,巷道表面位移变形曲线见图3。从图3观测结果来看,虽然巷道支护初期围岩变形比较明显,但巷道变形速度衰减较快,2个月后围岩变形逐渐趋于稳定,巷道稳定后顶底和两帮位移仅为150 mm和120 mm左右,相比原支护方案围岩变形大为降低。说明-850 m二采区轨道下山采用高强、高预紧力锚杆支护和注浆加固支护方式后,不但可以明显限制围岩的碎胀变形,而且还能有效控制围岩的长期流变,保证巷道的长期稳定。

图3 巷道表面位移变形曲线

5 结论

(1)针对某矿-850 m二采区轨道下山的强构造应力条件,研究并分析了深部巷道围岩的变形破坏特征,认为围岩的碎胀性和长期流变特性是导致深部巷道初期变形剧烈和持续变形的主要原因。

(2)结合强构造应力环境下巷道的变形破坏原因,探讨了高强、高预紧力锚杆支护体系和注浆加固控制深部巷道围岩稳定的作用机理。高强、高预应力锚杆支护通过及时施加高预拉力可以有效阻止巷道初期的碎胀大变形,并通过高支护阻力限制锚固区内围岩强度的衰减,提高锚固区内破裂围岩的承载能力,控制破裂围岩后续的碎胀变形;注浆加固利用浆液充填破裂围岩内的裂隙,提高裂隙面的强度和力学性能,减小破裂围岩内部裂隙继续扩展或沿原裂隙继续转动、滑移等造成的持续流变现象。

(3)现场应用表明,-850 m二采区轨道下山采用高强、高预紧力锚杆支护和注浆加固支护方式后,不但可以明显限制围岩的碎胀变形,而且还能有效控制围岩的长期流变,保证巷道的长期稳定,对同类巷道支护具有一定的指导意义和借鉴作用。

[1]柏建彪,王襄禹,贾明魁,侯朝炯.深部软岩巷道支护原理及应用 [J].岩土工程学报,2008(5)

[2]柏建彪,侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究[J].中国矿业大学学报,2006(2)

[3]刘文涛,何满潮,齐干等.深部全煤巷道锚网耦合支护技术应用研究 [J].采矿与安全工程学报,2006(3)

(责任编辑 张毅玲)

Roadway stability control technology for application under tectonic stress in deep strata

分析了某矿-850 m二采区轨道下山围岩变形破坏机理,指出围岩在强构造应力作用下的碎胀性和长期流变特性是导致该类巷道变形破坏、难支护的主要原因。提出了高强、高预紧力锚杆支护和注浆加固的控制技术。现场应用表明,-850 m二采区轨道下山采用高强、高预紧力锚杆支护和注浆加固支护方式后,不但可以明显限制围岩的碎胀变形,而且还能有效控制围岩的长期流变,保证巷道的长期稳定。

深部煤层 巷道稳定 巷道支护 锚杆支护 构造应力 注浆加固

Yuan Qiuxin1,2
(1.School of Safety Engineering,China University of Mining and Technology, Xuzhou,Jiangsu province 221116,China; 2.Xiezhuang Coal Mine,Shandong Xinwen Mining Group, Tai’an,Shandong province 271221,China)

TD322.4

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袁秋新 (1962-),男,汉族,高级工程师,现任新汶矿业集团协庄煤矿矿长。2006年荣获中国煤炭工业优秀矿长、2009年荣获全国煤炭工业双十佳矿长荣誉称号,有多部专著。