动压影响破碎围岩巷道注浆加固技术研究
2021-02-06原海鹏
原海鹏
(汾西矿业南关煤业,山西 灵石 031304)
随着矿井开采深度的增加,煤层赋存条件更为复杂、地质构造影响更为显著,掘进巷道围岩变形出现承载能力低、稳定性差等问题[1-2]。对于巷道不稳定围岩加固技术,众多的研究学者展开了研究,其中杨永刚等[3]对采动影响下瓦斯巷道围岩变形特征进行分析并提出采用高强度锚索对不稳定围岩进行加固控制,取得了较好的围岩控制效果;李树清等[4]根据破碎围岩变形特征,提出采用注浆加固方式控制围岩变形并优选了注浆浆液、提出了针对性的注浆加固工艺;张继[5]对王庄煤矿厚煤层回采巷围岩受力环境进行模拟分析,并提出浅部、深部联合注浆方式控制围岩变形。上述研究成果为巷道不稳定围岩控制提供了一定借鉴。但是受到围岩岩性及煤层赋存条件差异影响,各巷道面临的围岩控制难题有差异,应针对性地开展围岩加固技术。
1 工程概况
山西某矿5307工作面主采的3号煤埋深平均410 m,厚度6.91 m,含1~4层矸石,倾角2~8°,硬度1~3。采面北侧为采区空、南侧为实体煤、西侧为井田边界、东侧为5采区集中胶带运输巷。5307运输巷设计长度1 550 m,沿3号煤底板掘进,矩形断面(宽×高=4 500 mm×3 200 mm),巷道与采面北侧采空区间预留有宽度18 m的煤柱,见图1。
图1 3号煤顶底板岩性
5307运输巷沿着3号煤底板掘进、支护工艺为锚网梁,巷道掘进期间在采空区侧向压力影响下虽然有一定的变形,但采用的锚网梁支护工艺基本可保证围岩稳定。但是当5307采面正式回采后,运输巷围岩在采空区侧向压力及采动压力叠加影响下,围岩变形量显著增加,具体表现为顶板下沉、巷帮收敛。采面回采推进38 m时,运输巷围岩收敛严重,部分锚杆失效,现场统计每排锚杆均有2~3根失效、锚索1~2个失效。虽然采用单体超前40 m支护,但仍无法有效控制巷道围岩变形。现场监测发现巷道顶板、巷帮收敛量分别达到700 mm、1100 mm,因此,应选用合适方式对围岩进行加固。
2 巷道围岩变形原因分析
2.1 围岩承载能力不强
5307运输巷沿着3号煤底板掘进,巷道高度为3.2 m,顶板为厚3.71 m的煤层,由于3号煤直接顶为强度不高、裂隙发育的泥岩,在掘进应力扰动下围岩破碎,承载能力进一步降低。
2.2 采空区侧向压力
采面留设的护巷煤柱宽度为18 m,受宽度留设不合理影响,巷道围岩处于侧向压力峰值区域。根据数值模拟及理论分析预测,巷道掘进前方区域煤体有一定程度应力集中(集中系数约2.5),应力峰值达到26 MPa,增加了巷道围岩控制难度。
2.3 超前支承压力
5307采面采用综放开采工艺,一次开采高度为6.91 m,开采引起的超前支承压力影响范围更大、应力集中更为明显。采面回采时运输巷采面帮、煤柱帮垂向应力峰值分别为27.5 MPa、38.80 MPa,应力集中系数分别为2.75、3.27。超前支承压力影响下巷道围岩裂隙进一步发育、破碎程度增加。
2.4 原支护不合理
巷道原支护锚杆长度2 000 mm,锚固端未在稳定岩层中,原支护虽然可满足巷道掘进期间围岩控制需要,但是在采面回采过程中围岩裂隙发育,破碎范围超过锚杆锚固范围,从而造成锚杆失效。巷道浅部位移增加会导致深部位移出现一定程度变形,导致锚杆失效。
3 巷道围岩注浆加固
5307回采期间运输巷主要表现为顶板下沉及煤柱帮位移量大。巷道围岩破碎、承载能力不强以及围岩应力集中是导致巷道围岩变形量较大的主要原因。为此,可通过注浆方式加固围岩,提高围岩承载能力以及支护结构围岩控制效果。
3.1 注浆方案设计及优选
3.1.1 注浆方案设计
结合现阶段矿井常用的注浆方式,依据5307运输巷实际条件提出下述三种注浆方案:
1) 煤柱帮、顶板均为浅孔注浆。主要优点为可显著提高注浆效率,同时提高浅部围岩加固效果。
2) 煤柱帮采用浅孔注浆,顶板采用浅孔、深孔相结合的注浆方式。主要优点为提高巷道顶板浅部及深部岩层强度,在提高巷帮强度的同时降低注浆工作量。
3) 煤柱帮采用深孔注浆,顶板采用浅孔、深孔相结合的注浆方式。主要优点是在提高顶板岩层承载能力的同时提高巷帮强度。浅孔注浆均采用注浆管实现、深孔注浆采用注浆锚索。
3.1.2 注浆方案优选
围岩变形控制效果是注浆效果的最直观体现。为此,采用数值模拟方式对不同注浆方案下的围岩变形量进行监测,根据变形量及巷道围岩控制要求优选最佳注浆方案。具体不同注浆方案下的巷道围岩垂向位移见图2,受篇幅限制文中未给出水平位移云图。围岩变形监测结果见表1。
图2 不同注浆方案围岩垂向位移云图
表1 不同注浆方案围岩变形量 mm
结合图2及表1得知,采用方案一时在顶板及煤柱帮采用浅孔注浆,相对于未注浆而言,顶板、煤柱帮、采面帮变形量降幅为128 mm、160 mm、41 mm,底鼓量变化较小,可见对巷道围岩注浆加固后可显著降低围岩变形,但是围岩变形量仍较大;方案二是在方案一基础上在顶板上增加深孔注浆,采用方案二后顶板、煤柱帮变形量较方案一分别降低52 mm、24 mm,采面帮及底板变形基本无变化;方案三与方案二主要区别是将煤柱帮浅孔注浆改为深孔注浆,采用方案三后顶板、煤柱帮及采面帮较方案二分别降低60 mm、109 mm、15 mm,底鼓量变化小。
通过上述分析可知,采用浅孔注浆可提高浅部围岩稳定性及承载能力,虽然浅部注浆效率高,但是围岩控制效果不显著,特别是煤柱帮变形量仍较高。综合分析并考虑采面开采超前支承压力及采空区侧向压力显现显著,选择方案三。
3.2 注浆现场实施应用
1) 注浆材料。现阶段矿井常用水泥浆、化学浆液提高围岩强度,其中化学浆液代表为马丽散、聚氨酯等;水泥浆主要为普通水泥浆、水泥-水玻璃双液浆[6-9]。由于水泥浆的注浆工艺要求高、初凝时间不好掌握,胶结后会出现收缩,本次注浆不予考虑。
注浆选用化学浆液,考虑注浆成本,并结合其他矿井注浆情况,选用高水速凝材料作为主注浆材料,当围岩严重破碎时注浆材料选用马丽散。高水速凝材料水灰比为1∶1.5。
2) 注浆压力。5307运输巷采用浅孔、深孔结合的方式注浆,采用注浆管浅孔注浆时注浆压力控制在2 MPa以内,采用注浆锚索深孔注浆时注浆压力控制在5 MPa以内。
3) 注浆孔布置。巷道顶板采用浅孔(注浆管)、深孔(注浆锚索)相结合的方式注浆,煤柱帮采用深孔(注浆锚索)注浆,具体巷道内注浆孔布置见图3。
图3 注浆孔布置(mm)
顶板布置2个浅孔、3个深孔,浅孔均垂直顶板施工,两侧深孔均外插30°角(与顶板夹角均为70°)、中间1个深孔垂直顶板。浅孔间距为2 500 mm、排距为1 600 mm,深孔间距为1 500 mm、排距为1 600 mm。浅孔采用D42 mm风钻施工,钻进深度2 500 mm;深孔采用D32 mm钻头施工,钻进深度8 000 mm.
煤柱帮布置2个深孔,注浆锚索间距为1 100 mm、排距为1 600 mm,孔深均为5 000 mm,采用D32 mm钻头施工。2个注浆与顶板、底板间距分别为700 mm、1 400 mm,均有10°外插角。顶板浅孔注浆采用规格D20 mm×2 000 mm注浆管、深孔注浆采用规格D22 mm×8 300 mm中空注浆锚索,煤柱帮深孔注浆采用规格D22 mm×5 300 mm中空注浆锚索,具体注浆锚索见图4。
图4 中空注浆锚索结构
3.3 注浆效果
未采用注浆加固时,运输巷顶板下沉量为700 mm、巷帮变形量为1 100 mm。注浆加固完成后的围岩变形情况见图5。
图5 注浆后围岩变形量
从图中看出,运输巷围岩注浆后,顶板、巷帮围岩变形量最大分别为390 mm、675 mm,巷道围岩变形量可满足使用需要。因此,注浆取得显著围岩加固效果。
4 结 语
1) 5307运输巷由于受到5305采空区侧向压力以及5307采面采空压力叠加影响,加之留设护巷煤柱宽度不合理,导致巷道围岩变形严重,支护体系中部分锚杆、锚索失效,巷道断面收敛率过大,无法满足采面回采需要。
2) 采用数值模拟技术对不同注浆方案进行优选,最终确定顶板采用浅孔、深孔结合注浆,煤柱帮采用深孔注浆方式加固围岩。
3) 注浆后,运输巷顶板、巷帮变形量分别为390 mm、675 mm,较注浆前分别降低310 mm、425 mm,取得显著的围岩加固效果。