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破碎围岩巷道支护技术研究及工程应用

2014-03-18王卫军彭文庆郭罡业

关键词:斜井岩层型钢

凌 涛,王卫军,2,彭文庆,2,姚 广,郭罡业,王 金

(1.湖南科技大学能源与安全工程学院,湖南湘潭411201;2.湖南科技大学煤矿安全开采技术湖南省重点实验室,湖南 湘潭411201;3.湖南科技大学 土木工程学院,湖南 湘潭411201)

破碎岩层巷道的围岩控制是煤矿开采过程中的一个难题,一般的支护方式难以维持巷道的稳定,国内外学者对此进行了大量研究:王卫军[1]等指出在牛马司水井头煤矿采用高强度锚杆、强力锚索和注浆加固围岩的“高阻让压、高强度”支护方案能有效控制高应力极软破碎岩层巷道的稳定;李树清[2]等针对斜岭煤矿破碎巷道提出了先浅部、再深部的“多步注浆”施工工艺,取得了良好效果;赵文华[3]针对松软破碎的围岩提出了一种柔模混凝土巷道支护结构,将柔模混凝土碹体与围岩形成一个共同体,以柔模混凝土碹体的刚度和强度抑制围岩进一步的变形和破裂;方新秋[4]等提出先用U型钢可缩性支架进行支护,后用锚注与锚梁网索联合支护,该二次支护方法在薛湖煤矿西翼轨道大巷得到应用,控制破碎围岩变形效果明显;刘泉声[5]等针对顾北煤矿软岩破碎巷道底臌提出采用混凝土反拱地坪+深浅孔注浆+高预应力组合锚索综合处置技术。平煤六矿新建斜井将穿越采空区,该采空区覆岩均已破坏垮落,且采空区内积水、积气也给巷道施工带来安全隐患,掘进工作面面临条件极其复杂,先掘后支等常规的掘进技术已经不能满足冒落破碎中掘进的安全要求,为解决这一难题,本文以现有研究成果为基础[6-11],提出“先临时支护,后永久支护”的方案,该方案保证了掘进工作面的安全,也解决了采空区内围岩破碎巷道稳定性差的难题。

表1数值计算参数Tab.1 Numerical parameters

1 工程概况

平煤六矿新建皮带明斜井井口位于工业广场老斜井北侧,斜长1 575 m,倾角17°47',预计在斜井斜长为1 020 m的位置将直接揭露丁5-6煤层采空区,丁5-6煤层已经于1993~1995年采过,且斜井下方多处煤层已经开采,已采煤层上覆围岩受到采动的影响,使得采空区邻近岩层裂隙充分发育,形成的冒落带范围较大,因而采空区附近围岩破碎且易冒落,增加了斜井巷道支护的困难。

通过X射线衍射仪对该矿围岩矿物成份进行分析可知,该矿岩层中含石英7.5%,珍珠石5.2%,高岭石79.4%,利蛇纹石3.7%,蒙脱石4.5%,其中含高岭石、蒙脱石等粘土矿物较多,此种围岩遇水后容易软化、膨胀,影响斜井巷道稳定。

2 “三带”确定的数值模拟

2.1 计算模型及参数

本次模拟采用FLAC3D进行。根据现场开挖和计算研究的需要,模型的边界条件为:下边界的位移为零;左、右、前、后边界采用水平构造应力;上边界为自由边界。为了提高安全系数,在本次分析中侧压系数定为1。根据地质及相关资料,围岩采用摩尔-库仑(Mohr-Coulomb)屈服准则。矿体和主要岩层的力学参数列于表1所示。

2.2 计算结果分析

由图1~图2的计算结果可知,丁5-6煤层采空区上覆岩层应力整体分布较为均匀,采空区上方有一定程度的应力释放,但释放范围不大,这是由于采空区上方的垮落岩石被压实应力重新分布而引起的;采空区中央岩层位移较大,直接影响明斜井开挖岩层的稳定,影响的范围主要位于明斜井斜长为980~1 150 m左右,这段岩层主要集中表现为采空区引起的冒落带和裂隙带。

3 支护方案的确定

3.1 支护原理

目前巷道支护大多在传统的支护方式上通过优化支护参数和加大支护强度来实现巷道稳定,如锚网索喷联合支护、U型钢支护、锚注支护等支护技术,主要围绕提高围岩强度、合理支护技术和减小围岩应力等方面进行支护[12]。不同于一般的岩层巷道,破碎岩层围岩由于煤层开采导致覆岩破坏严重,形成了较大的破碎区和塑性区,加上周围煤层开采采动的影响,岩体强度较低。因此此类巷道的围岩控制首先要阻止破碎岩体的垮落,其次要提高围岩自身强度,加强自承能力。

文章在此引入“双壳支护”的概念[12-13],并拓展其内涵,本文中“表面承载壳”指具有“高强度、大刚度”的支护方式形成的支护承载结构,“内部承载壳”是指注浆体。当巷道掘进时,先通过巷道表面承载壳阻止破碎围岩的垮落,控制塑性区和破碎区范围扩大,然后通过注浆对破碎围岩进行修复,提高围岩的残余强度,形成巷道内部承载壳。巷道围岩表面和内部形成两个壳体共同形成支护结构,既能抵御巷道深部的高应力作用,又能阻止巷道表面围岩进一步破碎,另外,在两层壳体之间的柔性层还可以吸收围岩深部高应力对巷道作用后产生的变形能,起到让压的作用,整体上增强支护结构抗变形能力,提高了巷道的稳定性。

3.2 支护效果的数值模拟

为了保证支护效果,采用FLAC3D软件模拟了4种支护方案的效果,方案一是无支护;方案二是锚杆+锚索支护;方案三是全断面U型钢支护;方案四是全断面U型钢+混凝土浇筑+壁后注浆支护。结果如图3所示:

从图3的位移云图可知,随着支护强度的增加,巷道各部位变形逐渐变小(如表2),由于采空区围岩较为破碎,无支护的条件下巷道各部位变形量最大,方案四在方案二和方案三的基础上进行了壁后注浆和混凝土浇筑,巷道稳定性明显改善,这说明方案四有利于巷道的稳定,特别是进行注浆后,提高了岩体的整体性和承载能力。

表2不同支护方案巷道变形量Tab.2 Deformation of roadway by different support scheme

3.3 支护方案及参数

根据巷道破坏变形的特点及支护原理,新建斜井的支护主要围绕以下几点展开:一加强初期支护强度,阻止破碎区范围扩大;二修复围岩,提高破碎围岩承载能力;三封闭围岩,防止围岩遇水软化、膨胀。

根据相似模拟、数值计算及理论分析的结果,确定如下支护方案:

(1)金属网。金属网为Ф6 mm,网格100 mm×100 mm,规格为1 000 mm×800 mm;金属网接茬处必须有钢筋梯子梁将其上紧并紧贴岩面,网间搭茬长度不少于100 mm,钢筋梯子梁由直径12 mm圆钢焊制而成。

(2)全断面U型钢+底拱连锁梁。采用带底拱的U36型钢支架刚性连接;相邻底拱之间采用三道长度为1 m的U36型钢底盘连接,用Φ16 mm×180 mm的螺栓固定在底拱上,用卡缆固定底盘;每架棚子八道拉杆,支架间距为500 mm;全断面铺设直径为4 mm,规格为40 mm×40 mm的编制网;木背板规格:850 mm×100 mm×30 mm,间距500 mm。

(3)浇筑混凝土。厚500~671 mm,立模浇筑,混凝土强度C30。

(4)壁后注浆。注浆孔长度为3 m,其中顶拱注浆孔的间排距为2 100 m×2 100 m;帮部注浆孔的间排距为2 100 m×2 100 m,注浆材料采用水泥-水玻璃双液浆。

4 控制效果及监测分析

为验证支护方案的合理性和可靠性,项目组成员对斜井巷道特别是穿越采空区地段的位移变形情况进行了长达220天的观测。

由图4可知,支护初期巷道位移变形较大,50天以后变形速率趋于稳定,围岩变形能得到较好地控制,其中顶底板移近量为47 mm,两帮移近量26 mm。结果表明:本项目组提出的支护方案在斜井穿越采空区段围岩进行支护后,巷道支护效果较好,其变形量较小,符合生产要求。

5 结论

1)丁5-6煤层开采后覆岩破坏严重,其保护煤柱周围属于应力增高区,对于此类巷道围岩的支护,应尽力维护围岩的整体完整性,提高围岩的自承能力,形成内部结构,与外部支护结构能够良好的协调工作。

2)确定了“金属网+全断面U型钢+底拱连锁梁+浇筑混凝土+壁后注浆”的高阻刚性支护方案,很好的解决了采空区围岩松散,自承载结构能力差的围岩控制技术难题。

3)“先临时支护,后永久支护”的方式能确保巷道掘进过程安全,可供类似掘巷工程借鉴。

[1]王卫军,彭刚,黄俊.高应力极软破碎岩层巷道高强度耦合支护技术研究[J].煤炭学报,2011,36(2):223 -228.

[2]李树清,王卫军,潘长良,等.斜岭煤矿破碎软岩巷道注浆加固技术研究[J].煤炭科学技术,2005,33(2):13 -15.

[3]赵文华.松软破碎围岩巷道柔模混凝土支护研究与实践[D].西安:西安科技大学,2004.

[4]方新秋,赵俊杰,洪木银.深井破碎围岩巷道变形机理及控制研究[J].采矿与安全工程学报,2012,29(1):1 -7.

[5]刘泉声,刘学伟,黄兴,等.深井软岩破碎巷道底臌原因及处置技术研究[J].煤炭学报,2013,38(4):566 -571.

[6]王宏伟,姜耀东,赵毅鑫,等.软弱破碎围岩高强高预紧力支护技术与应用[J].采矿与安全工程学报,2012,29(4):474-480.

[7]宗义江,韩立军,郜建明.极破碎软岩巷道失稳机理与动态迭加耦合支护技术研究[J].采矿与安全工程学报,2013,30(3):356 -362.

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