破碎全煤巷道全断面锚注加固技术

赵瑞卿

(山西宁武德盛煤业有限公司, 山西 忻州 036700)

1 工程概况

德盛煤业主采2号、5号煤层,煤层平均厚度为6.15 m、15.2 m,属厚煤层,煤层倾角3～5°,煤层结构简单,有不稳定夹石带出现,整体起伏变化不大,煤层类型属光亮型。煤层顶板以泥岩和粉砂岩为主;底板以粉砂岩和细砂岩为主。

目前正在掘进20108工作面运输巷,主要用于201采区20108工作面回采时的通风、运输、行人及管路敷设。20108工作面位于矿区西部一水平二采区,北部为20107工作面,南部为矿界保护煤柱,西部为矿井矿界保护煤柱,东部为201采区集中运输下山保护煤柱。20108运输巷沿2号煤层底板掘进,巷道方位角270°,设计为矩形断面,净宽×净高=5 200 mm×4 600 mm,巷道设计长度为1 350 m.

地质勘探结果显示,靠近20108运输巷侧存在过去以掘代采或巷柱式采煤法开采区域,采空区可能有一定量的瓦斯和二氧化碳等气体聚集,采空区有一定量的积水,局部地区还可能存在冒落风险。

2 围岩松动圈测试

20108运输巷为全煤巷,且煤体强度较低,加之侧方空巷的影响,巷道掘进后围岩变形破坏严重,部分区域的锚杆、锚索失效,局部顶板甚至出现冒落的现象。因此,需对巷道支护参数进行优化。

为合理地设计支护方案,先采用地质雷达对巷道围岩的破坏情况进行探测,分析其围岩松动圈。顶底板及两帮的探测剖面如图1所示。

围岩松动圈测试结果表明:巷道左帮的破坏松动范围为2.0～2.6 m,局部区域松动范围达到了3～5 m;巷道右帮的破坏松动范围为1.7～2.2 m,局部区域松动范围达到了5 m左右;巷道顶板的破坏松动范围为2.0～2.3 m,局部区域松动范围达到了5 m左右;巷道底板的破坏松动范围为1.9～2.7 m,局部区域松动范围达到了4～5 m.总体来看,20108运输巷的围岩松动破坏范围较大,在1.7～2.7 m之间,变形较大的区域可达4～5 m.由于原支护参数不合理,无法有效控制围岩的变形破坏,导致全煤巷道顶板下沉及底鼓破坏严重。

3 全煤巷破碎围岩支护设计

3.1 支护方案设计

根据20108运输巷围岩松动圈测试及现场实际条件,提出“全断面锚索喷初次支护+全断面锚注”的联合支护方案,联合支护结构如图2所示。

图2 联合支护结构图

初次支护主要参数如下:顶板锚索长度8 400 mm,直径22 mm,间距1 200 mm,排距1 000 mm;帮部施工D22 mm×3 500 mm的锚杆,间距900 mm,排距1 000 mm;帮锚索与顶锚索规格相同,排距为1 000 mm.

二次锚索、注浆加固参数如下:全断面施工预应力锚索,规格同上,排距为2 000 mm,与初次锚索支护间隔布置;浅孔注浆,浆液的水灰质量比为0.8～1.0,采用直径26 mm的注浆管,管长1 000 mm,钻孔深度为2 500 mm,在两帮各施工3组注浆浅孔,排距为2 000 mm,采用低压(≤2 MPa)进行注浆;深孔注浆,注浆管规格与浅孔相同,孔深为5 000 mm,浆液的水灰质量比为0.5～0.6,采用高压(3～5 MPa)进行注浆。

底板锚注加固参数如下:底板采用自钻中空注浆锚杆进行加固,杆体直径25 mm,中空孔径10 mm,长度2 000 mm,间排距均为1 000 mm,其注浆材料参数与注浆压力与低压浅孔注浆相同。

3.2 支护方案模拟分析

1) 建立模型。为分析不同支护方案对围压的控制效果,根据20108运输巷实际赋存条件,采用FLAC3D数值模拟软件建立模型,模型长×宽×高=50 m×50 m×50 m,模型顶部施加垂直应力模拟覆岩压力,模型四周及底部施加位移约束。模拟中的岩体破坏准则为摩尔-库伦准则,煤岩体参数见表1,支护构件参数见表2,支护结构模型如图3所示。

表2 支护构件物理力学参数

图3 支护结构模型

2) 模拟方案及模拟结果。为确定合理的支护参数,本次模拟共设置6组支护方案进行对比分析,分别如下:①方案1:巷道开挖后不进行任何支护;②方案2:巷道采用锚索及喷混凝土支护;③方案3:锚索及喷混凝土初次支护+二次锚索支护;④方案4:锚索及喷混凝土初次支护+二次锚索支护+浅孔低压注浆加固;⑤方案5:锚索及喷混凝土初次支护+二次锚索支护+浅孔低压注浆加固+底板锚注加固;⑥方案6:锚索及喷混凝土初次支护+二次锚索支护+浅孔低压注浆加固+底板锚注加固+深孔高压注浆加固。

各方案下巷道塑性破坏区深度及围岩变形量具体数据见表3.

表3 不同方案下巷道围岩塑性区范围及位移情况

由模拟结果可知,随着巷道支护强度的提高,围岩的塑性破坏深度及位移变形量逐渐减小。巷道无支护时(方案1),巷道顶板下沉量达到了477.61 mm,巷帮变形量达到了688.23 mm,围岩的塑性破坏深度平均超过了3 m;采用“锚喷+预应力锚索二次支护”(方案3)后,巷道围岩变形量及塑性破坏范围均有所降低,其中,顶板下沉量降低至277.66 mm,巷帮变形量降低至492.61 mm,围岩平均塑性破坏深度降低至2.53 m;而采用“锚喷+二次锚索支护+浅孔低压注浆加固+底板锚注加固+深孔高压注浆加固”的联合支护后,巷道围岩变形量及塑性破坏深度大幅度降低,其中顶板下沉量降低至60.46 mm,底鼓量降低至39.27 mm,巷帮变形量降低至69.25 mm,围岩平均塑性破坏深度仅为0.62 mm.说明,采用全断面锚注加固方案后,可有效控制软弱全煤巷道维护困难的问题,因此确定采用方案6对20108运输巷进行加固支护。

4 现场工业试验

为验证全断面锚注加固方案的适用性,在20108运输巷进行了工业性试验,并布置了3个监测点,对围岩顶板及两帮的变形情况进行实时监测,监测时长共计100 d,监测结果如图4所示。

图4 围岩变形监测结果

由图4可知,巷道的变形主要以巷帮为主,顶板的变形幅度较小,其中,顶板的变形基本在70 d后逐渐趋于稳定,累计变形量为15 mm;巷帮的变形在90 d后逐渐趋于稳定,累计变形量为55 mm.另外,在生产过程中,底板未出现大量底鼓的现象,整体稳定性较高,保证了矿井的安全高效生产。

5 结 语

1) 对20108运输巷进行了围岩松动圈测试,结果表明:围岩松动破坏范围较大,基本在1.7～2.7 m,变形较大的区域达到了4～5 m,变形破坏较为严重。

2) 通过FLAC3D数值模拟软件对比分析了不同支护方案下的巷道围岩塑性破坏及变形情况,确定出合理的支护方案为“锚喷+二次锚索支护+浅孔低压注浆加固+底板锚注加固+深孔高压注浆加固”。

3) 现场工业试验结果表明,采用全断面锚注加固方案后,巷道顶板累计变形量为15 mm,巷帮累计变形量为55 mm,整体变形量小,巷道稳定性较好。