轨道巷软弱围岩变形控制研究

2018-09-18李鑫

机械管理开发 2018年9期

李鑫

（阳泉煤业集团平定裕泰煤业有限公司，山西阳泉 045000）

引言

近年来随着煤矿产业的持续发展和煤炭资源的不断开采，煤矿逐渐进入深部回采阶段，而深部围岩由于受到高地应力的影响，自身强度相对较低且应力状态十分复杂，导致深部回采中的巷道支护成为制约矿井生产安全的关键要素。鉴于此，开展针对性探究，研究高效且有针对性的深部软岩巷道支护技术对于推动矿井产业的持续发展意义重大。

1 工程概述

阳泉煤业集团平定裕泰煤业有限公司西翼轨道大巷设计埋深超过700 m，巷道断面为直墙半圆拱形，断面净尺寸为4 800 mm×4 100 mm。整个巷道为穿层全岩巷道，岩性以粉砂岩、砂质泥岩和泥岩为主。巷道初始支护设计方案采用普通锚网喷支护工艺，锚杆选用长2 200 mm，直径20 mm的等强度螺纹钢锚杆，每根锚杆末端使用MSK2370型树脂锚固剂固定，以800 mm×800 mm的间排距进行布设；锚索选用长6 000 mm，直径17.8 mm的钢绞丝，末端使用三块MSK2350型树脂锚固剂进行固定，相邻锚索使用12号工字钢充当锚索梁，以2 000 mm×1 600 mm的间排距进行布设；混凝土喷涂厚度为100mm，锚杆、锚索设计预应力分别为70kN和100kN。初始支护方案如图1所示。但在巷道穿越泥岩层位时，原有支护措施失效，导致巷道出现剧烈的变形破坏，对井下安全造成严重影响[1]。

2 深部软岩巷道变形机理分析

为实现对深部软岩巷道变形机理的有效分析，为更加合理支护方案的提出提供依据，采用数值模拟手段对XX矿西翼轨道大巷围岩的变形失稳过程进行研究[2-3]。数值模拟中选择巷道所在岩层沿线和垂直应力作为变量，设计多个对比方案，开展对比分析。

图1 初始支护方案示意图（单位：mm）

2.1 模型构建

依据阳泉煤业集团平定裕泰煤业有限公司西翼轨道大巷实际地质状况，采用库伦—摩尔准则构建相应的三维计算模型，各地层材料物理学参数结合实际钻探结果进行设定，整个模型尺寸为40m×1.6 m×40 m，巷道推荐方向以Z轴方向为正方向，模型两侧施加水平约束，底部边界施加固定约束[4]。如图2所示即为所构建数值模拟模型，图中x，y，z分别代表三维坐标轴的不同方向。

图2 数值模拟模型示意图

2.2 数值模拟结果分析

将不同模拟解算结果依照顶板下沉、巷帮移近和底鼓进行分类统计，生成的曲线如下页图3所示。

图3 数值模拟结果统计分析曲线示意图

通过对图中数值模拟结果的分析不难发现，XX矿西翼轨道大巷变形破坏的主要诱因为泥岩强度不足和地应力偏高。通过对比图3中的曲线可以发现，当垂直应力介于10～15 MPa之间时，泥岩与砂质泥岩的变形速率呈现出骤增的态势，这表明轨道大巷在垂直应力达到13.5 MPa时，便达到泥岩和砂质泥岩的软化临界值[5]。随着巷道的开挖会导致围岩中应力的重新分布，进而在巷道周围产生应力集中现象，使得浅部泥岩在过临界载荷的影响下发生碎胀变形并表现出软岩流变特性。同时随着围岩裂隙向深部的持续拓展，塑性破坏范围会持续增大使得围岩进入“软化-破坏”的非良性循环中。此外，在巷道顶板淋水区域内，围岩在地下水渗透影响下，自身强度进一步降低，使得围岩变形破坏现象进一步加重。鉴于此，必须在提高围岩力学特性的同时对围岩裂隙的拓展予以有效抑制，进而实现对软岩巷道的有效控制[6-7]。

3 支护控制措施分析

结合井下实际支护需求和相关支护理念，提出“锚网索喷+注浆”的联合支护工艺，其主要参数选择如下：

3.1 初次锚网索喷支护

锚杆：巷道全断面选用长2 400 mm，直径20 mm的无纵筋高强度锚杆，锚杆布设间排距为1 000 mm×1 000 mm，每根锚杆使用2块MSK2370型树脂锚固剂进行锚固。

锚索：巷道帮部以上选用长8 000 mm，直径17.8 mm的钢绞丝；帮部选用长3 500 mm，直径17.8 mm的钢绞丝，锚索布设排间距为2 000 mm×2 000 mm。相邻的锚索使用14号槽钢充当锚索梁进行连接，布设时沿巷道中心线交错迈步布设。

喷混凝土：使用标号为R42.5的硅酸盐水泥进行喷设，混凝土强度等级不小于C20，喷层厚度为100 m。

金属网：选用5号钢筋焊接而成，网格尺寸为100 mm×100 mm，单片网格规格为2 000 mm×1 000 mm。

底鼓处置：使用25号U型钢制作反底拱梁，并使用长2 400 mm，直径20 mm的高强度锚杆穿过反底拱梁预留孔后，锚紧反底拱梁。反底拱梁布设间距为1 000 mm，上面浇筑厚600 mm的C30混凝土。

3.2 锚注加固支护

选用MLX50-27型中控螺旋注浆锚杆，锚杆长3 000 mm，直径27 mm，布设间排距为1 000 mm×1 000 mm，同初次支护锚杆间隔布设。注浆时机应当结合轨道巷泥岩层变形破坏特征进行确定，通常为巷道开挖后15～20 d。最终支护断面示意图如图4所示。

图4 最终支护断面示意图（单位：mm）

4 支护效果分析

为对支护效果的合理性进行检测，对巷道顶板下沉量、两帮累积移近量和底鼓量进行监测，巷道内共布设监测站5个，每个间隔50 m，监测结果如图5所示。

图5 监测结果示意图

由图5分析可知，监测期间围岩最终变形量与变形速率均值均不大，只有初始支护方案的1/3，其中顶部下沉量最大值为245 mm，巷帮移近量和底鼓量最大值分别为210 mm和102 mm。其相对应的变形速率均值分别为2.57mm/d、2.35mm/d和1.17mm/d。这表明所采用的新型支护方式对深部软弱围岩的变形实现了有效控制，提升了围岩强度和整体性，对井下生产作业的安全开展提供了坚实保障。