沿空巷道圍巖穩(wěn)定性分析

沿空巷道圍巖穩(wěn)定性分析

巖軟巖問題一直是影響礦山安全和高效生產(chǎn)的主要問題之一。本文在上述研究成果的基礎(chǔ)上,以典型三軟煤層-龍口礦區(qū)梁家煤礦4606工作面為工程背景,對4606材料巷沿空巷道圍巖變形破壞機制進(jìn)行分析,提出具有針對性的圍巖控制措施,合理設(shè)計支護(hù)方案并進(jìn)行現(xiàn)場對比試驗,以期為解決類似三軟破碎圍巖巷道支護(hù)難題提供借鑒。1項目背景1.1工作面地質(zhì)情況梁家煤礦位于山東省龍口市,是我國最大的海濱煤礦,設(shè)計生產(chǎn)能力300萬t/a,為典型三軟地層礦區(qū)。礦井主要含煤地層為古近系李家崖組,主采煤1層、煤2層和煤4層。4606工作面位于煤4六采區(qū)中部。工作面走向921.4m,傾向長度為252.3m。4606工作面掘進(jìn)巷道共包括4606材料巷、改造材料巷、改造開切眼與開切眼(圖1),其中4606材料巷為沿空掘巷,左側(cè)留設(shè)4m寬度煤柱,本文以該巷道為研究對象。1.2鋼錨桿支護(hù)參數(shù)圖2為煤4綜合柱狀圖,分析可知,煤4結(jié)構(gòu)極為復(fù)雜,穩(wěn)定性差。直接頂主要為炭質(zhì)泥巖及泥巖夾黏土巖,易風(fēng)化脫落,吸水膨脹,屬易冒落頂板。煤層直接底板為0.65m泥巖,局部為炭質(zhì)泥巖,易吸水膨脹,工作面底臌嚴(yán)重,為典型三軟不穩(wěn)定煤層。該巷道原支護(hù)方案采用“錨網(wǎng)噴+錨梁+U型棚”支護(hù)形式。錨桿采用MSGLD-335/18×2250螺紋鋼錨桿,間排距650mm×800mm,預(yù)緊力300N·m;混凝土噴層采用C20混凝土,厚度120mm;錨梁采用U25型鋼加工而成,長度2600mm;U型棚采用U36型鋼加工而成,每架3節(jié);錨梁與U型棚間距均為800mm。具體支護(hù)參數(shù)詳如圖3所示。圖4為原支護(hù)方案下巷道破壞情況,圖5為原支護(hù)方案下的巷道表面收斂監(jiān)測曲線。從圖5中可以看出:原支護(hù)條件下,巷道表面位移呈現(xiàn)“底臌量>沿空幫內(nèi)移量>實體幫內(nèi)移量>頂板沉降量”的變形特征。巷道掘進(jìn)過程中,表面位移變化較大且一直呈上升趨勢,底臌量達(dá)到1060mm,兩幫收斂量達(dá)到894mm,其中沿空幫內(nèi)移量為509mm,頂板變形量稍小,最大沉降值為310mm。原方案采用U型棚支護(hù)主要有以下不足:(1)U型棚支設(shè)需要搭建平臺,并且至少需要6~8人操作才能完成,大大降低了巷道掘進(jìn)速度。(2)U36鋼棚每架重達(dá)400kg,從加工、運輸、支設(shè)到回撤等各個環(huán)節(jié)極大地增加了工人的勞動強度。(3)U型棚支護(hù)屬于被動支護(hù),對圍巖控制效果不佳,同時由于造價太高,無法滿足經(jīng)濟要求。2在原始保護(hù)系統(tǒng)中，對圍巖和保護(hù)系統(tǒng)的破壞機制進(jìn)行了分析為明確圍巖及支護(hù)體系在原支護(hù)方案下破壞機制,筆者開展了一系列的監(jiān)測和試驗,進(jìn)行了總結(jié)分析。2.1巖石破壞機制2.1.1膨脹性試驗結(jié)果采用HCP-1型巖石膨脹測試儀對圍巖進(jìn)行膨脹性測試,圖6為典型巖樣膨脹性測試曲線,表1為膨脹性測試統(tǒng)計(A,B,C,D分別代表泥巖、含油泥巖、砂質(zhì)泥巖和油頁巖,F代表自由膨脹,P代表側(cè)向膨脹,R代表側(cè)向約束膨脹)。膨脹性試驗結(jié)果表明:(1)油頁巖軸向自由膨脹率高出泥巖約42%,軸向自由膨脹率越大,側(cè)向膨脹壓力也越大,呈現(xiàn)出油頁巖>泥巖>含油泥巖的趨勢。(2)砂質(zhì)泥巖的側(cè)向約束膨脹率高于油頁巖,但是側(cè)向膨脹壓力則呈現(xiàn)相反的趨勢。(3)根據(jù)膨脹性軟巖分級標(biāo)準(zhǔn)2.1.2監(jiān)測斷面圍巖破碎范圍分析采用YTJ20型鉆孔窺視儀對原支護(hù)方案下4606材料巷圍巖進(jìn)行鉆孔探測,共布置3個監(jiān)測斷面,間隔20m,每個斷面布置5個?42mm的鉆孔。以斷面1為例進(jìn)行分析,滯后掘進(jìn)工作面5m進(jìn)行探測。5個鉆孔分布為:左幫孔深2.8m,左肩孔深6.0m,頂板孔深6.0m,右肩孔深8.0m,右?guī)涂咨?.8m。為便于對各探測鉆孔內(nèi)探測結(jié)果進(jìn)行分析,建立梁家煤礦鉆孔窺視解譯標(biāo)準(zhǔn),對圍巖的完整性分類進(jìn)行約定,如圖7所示。基于該分類,將各探測孔內(nèi)圍巖裂隙發(fā)育情況繪制于鉆孔電視監(jiān)測斷面內(nèi),得到該監(jiān)測斷面圍巖破壞范圍素描圖(圖8),表2為各監(jiān)測斷面圍巖破碎范圍探測結(jié)果。結(jié)合相關(guān)地質(zhì)資料對表2進(jìn)行分析,可知:(1)探測范圍內(nèi)的圍巖基本上是不完整的,大部分為破碎或較破碎狀態(tài),破碎范圍2.63~5.57m。(2)巷道沿空側(cè)幫部,破碎范圍2.63m以內(nèi),說明探測范圍內(nèi)沿空小煤柱均處于極破碎狀態(tài);頂板破碎范圍平均3.3m;右?guī)推扑榉秶骄?.43m。(3)由于圍巖膨脹,軟化特性明顯,滯后掘進(jìn)工作面5m的探測結(jié)果說明巷道圍巖開挖后在很短的時間內(nèi)就產(chǎn)生了破壞。2.2受害者保護(hù)結(jié)構(gòu)的損害機制2.2.1產(chǎn)生應(yīng)力的應(yīng)變片由于原支護(hù)方案下現(xiàn)場拱架破壞現(xiàn)象嚴(yán)重(圖9),為研究4606工作面材料巷掘進(jìn)期間U36鋼棚的受力變形情況,選擇典型斷面拱架進(jìn)行監(jiān)測,分別在此斷面的左右拱腿、左右拱腰、左右拱肩、拱頂7個位置的邊側(cè)和內(nèi)側(cè)布置應(yīng)變片,從拱架右側(cè)到左側(cè),邊側(cè)軸向應(yīng)變編號依次為BZ-1~BZ-7,徑向應(yīng)變編號依次為BJ-1~BJ-7,內(nèi)側(cè)位置編號依次為NZ-1~NZ-7,徑向應(yīng)變編號依次為NJ-1~NJ-7,其中,B代表邊側(cè),N代表內(nèi)側(cè),Z代表軸向,J代表徑向。圖10為應(yīng)變片布置示意。根據(jù)國家標(biāo)準(zhǔn),U36型鋼的屈服強度為335MPa,抗拉強度為530MPa,經(jīng)過試驗得出應(yīng)力應(yīng)變之間的關(guān)系可以簡化為當(dāng)應(yīng)變?yōu)?.001626(1626με)時,達(dá)到屈服強度,當(dāng)應(yīng)變?yōu)?.096286時,達(dá)到抗拉強度,以此為依據(jù)進(jìn)行U36型鋼受力分析,表3為拱架各個位置受力狀態(tài)統(tǒng)計(負(fù)值受壓,正值受拉),圖11為拱架各部位最大受力簡圖。可以看出:(1)左拱腰內(nèi)側(cè)徑向(NJ-6)為拱架受力最大部位,最大值為347.5MPa;右拱腰邊側(cè)徑向(BJ-2)為受力最小的部位,僅為48MPa。(2)拱架整體受力形態(tài)呈非對稱性,內(nèi)側(cè)受力形態(tài)差別較大,這是因為巷道沿空掘進(jìn),所受應(yīng)力環(huán)境不對稱且復(fù)雜多變。(3)拱架整體主要受壓,軸向只有左拱腿內(nèi)側(cè)(NZ-1),拱頂邊側(cè)(BZ-4),右拱肩內(nèi)側(cè)(BZ-5),右拱腿邊側(cè)(BZ-7)受拉;徑向只有左拱腿內(nèi)側(cè)(NJ-1),拱頂邊側(cè)(BJ-4),右拱腰邊側(cè)(BJ-6),右拱腿內(nèi)側(cè)(NJ-7)和邊側(cè)(BJ-7)受拉。(4)本次監(jiān)測時間持續(xù)22d時,拱架中一半以上的測點均已超過鋼材的屈服強度,拱架存在由局部失穩(wěn)引發(fā)整體失穩(wěn)的隱患。2.2.2原支護(hù)方案下錨桿錨固力有限距離拱架監(jiān)測斷面20m處,采用紅外測力計進(jìn)行錨桿受力監(jiān)測(圖12)。分析可知:由于圍巖破碎且破壞范圍遠(yuǎn)遠(yuǎn)超出錨桿長度,無法為錨桿提供穩(wěn)定的著力基礎(chǔ),造成錨桿初始預(yù)緊力較低,后期受力也較小,最大值僅為36kN,同時原支護(hù)方案中錨桿采用1根MSK/23600樹脂藥卷進(jìn)行錨固,接近于端部錨固,該種錨固方式所能提供的錨固力非常有限,存在錨固長度過短等問題。而且,現(xiàn)場錨固支護(hù)施工中,鉆孔內(nèi)圍巖易出現(xiàn)塌孔、孔壁圍巖脫落等現(xiàn)象,造成錨桿、錨固劑與圍巖之間填充不密實,進(jìn)一步降低了錨桿錨固力,使其無法有效發(fā)揮支護(hù)潛力。3現(xiàn)場規(guī)劃和實施3.1圍巖支護(hù)效果加強,長鏈條件加強,長綜合上述分析,圍巖破壞范圍過大,導(dǎo)致錨固支護(hù)效果不好,錨桿支護(hù)潛力不能有效發(fā)揮,進(jìn)一步加劇了圍巖變形破壞,U型棚過早產(chǎn)生屈服失穩(wěn)。針對現(xiàn)場支護(hù)構(gòu)件支護(hù)潛力無法有效發(fā)揮等現(xiàn)象,為進(jìn)一步增強軟弱地層中的支護(hù)作用,避免支護(hù)構(gòu)件過早產(chǎn)生失效破壞,充分發(fā)揮支護(hù)潛力,改善圍巖控制效果,可采用以下控制措施:(1)改善圍巖自承能力對于該種條件下的圍巖,通過錨注支護(hù),填充圍巖裂隙,提高圍巖強度,一方面可以改善圍巖自承能力,使得圍巖成為支護(hù)承載的主體,避免支護(hù)構(gòu)件受力過大;另一方面,也可為錨桿、錨索等支護(hù)構(gòu)件提供穩(wěn)定錨固基礎(chǔ),增強錨固支護(hù)構(gòu)件的可錨性。(2)善錨固工藝增加錨固劑長度或數(shù)量,或通過上述對圍巖注漿加固等措施均可改善錨固工藝,提高錨桿錨固力;通過使用高強注漿錨索等支護(hù)構(gòu)件,一方面使其錨固在完整的巖層中,另一方面可以擴大注漿范圍,形成更廣闊的有效的承載結(jié)構(gòu),抵抗圍巖變形破壞,提高圍巖控制效果。3.2軟煤層沿空掘巷支護(hù)技術(shù)為解決1.2節(jié)原支護(hù)方案不足,筆者結(jié)合前期現(xiàn)場監(jiān)測和試驗,以錨注支護(hù)為核心,通過開展現(xiàn)場對比試驗,減少與代替U型棚的使用,最終提出適用于梁家煤礦三軟煤層沿空掘巷的支護(hù)技術(shù)。3.2.1該項目的內(nèi)部設(shè)計4606材料巷試驗段共實施2種方案,如圖13所示,方案1為U型棚+注漿錨桿+注漿錨索聯(lián)合支護(hù),方案2為注漿錨桿+注漿錨索聯(lián)合支護(hù)。3.2.2砂漿注射加固參數(shù)(1)材料的選擇和比例以水泥單液漿為主,水灰比為0.4∶1。小煤柱側(cè)及巷道底板注漿等特殊條件下可加入適量的水玻璃對漿液性能進(jìn)行調(diào)整。(2)主漿壓力和主漿量采用注漿錨桿時注漿壓力超過3MPa結(jié)束注漿,注漿錨索注漿壓力超過5MPa結(jié)束注漿,單孔注漿量不多于5袋。3.2.3底角錨桿布置采用MLX50-28/32Z型中空螺旋注漿錨桿,長度2200mm,間排距1200mm×1600mm,底角錨桿布置在距離底板150mm高度處,向下傾斜45°。(3)注：保存錨定義器采用SKZ22-1/1770型注漿錨索,?22mm,長度6000mm,間排距2000mm×1600mm。4現(xiàn)場試驗效果分析4.1注漿效果探測現(xiàn)場圍巖松散破碎,注漿過程較為順利,圍巖注入漿液量較大,以方案1為例,選取典型斷面進(jìn)行注漿效果探測。圖14為注漿后圍巖鉆孔電視探測得到的漿液擴散情況,說明了漿液填充圍巖裂隙的有效性。4.2支出結(jié)構(gòu)的力學(xué)監(jiān)測4.2.1注漿錨桿+注漿錨索支護(hù)效果分析圖15列出了方案1拱架受力監(jiān)測曲線。由圖15可以看出:方案1中U36拱架受力較小,最大值僅為55kN,遠(yuǎn)小于拱架的屈服強度,說明注漿錨桿+注漿錨索有效增強了巷道圍巖強度,提高了圍巖的完整性,使圍巖作用于拱架上的力明顯減少。4.2.2整體偏大式施工圖16為方案1、方案2中注漿錨索受力監(jiān)測曲線?？梢钥闯?方案1錨索受力規(guī)律和方案2基本一致,但是受力大小整體低于方案2,主要是由于該試驗段安裝拱架,分擔(dān)了部分圍巖壓力。方案1中頂板與右肩錨索受力較大,最大值分別為162,142kN,左肩錨索受力最小,最大值為49kN,主要是由于沿空幫巖體松散破碎嚴(yán)重,注漿后圍巖完整性和圍巖強度提高效果低于實體幫。4.3方案2:2>方案圖17為各方案巷道表面位移監(jiān)測曲線,表4為各支護(hù)方案巷道變形量統(tǒng)計?？梢钥闯?(1)4606材料巷各支護(hù)方案的巷道圍巖變形量呈現(xiàn)原支護(hù)方案>方案2>方案1的趨勢。(2)方案1和方案2的圍巖變形量整體相差較小,且均在允許值范圍內(nèi),說明采用注漿錨桿+注漿錨索聯(lián)合支護(hù)方案取得了良好的巷道圍巖控制效果。方案1中的拱架受力遠(yuǎn)小于屈服強度,說明注漿錨桿+注漿錨索能夠有效增強巷道圍巖強度,提高圍巖的自身承載能力,減小作用于拱架上的力,使得U型棚對圍巖的控制作用不明顯,因此,注漿錨桿+注漿錨索聯(lián)合支護(hù)完全可以代替?zhèn)鹘y(tǒng)的U型棚支護(hù)。圖18為各方案現(xiàn)場實施效果。5圍巖支護(hù)方案下錨固端對比(1)原支護(hù)方案下巷道圍巖控制效果較差,主要原因有:(1)煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜;(2)圍巖易膨脹、軟化;(3)圍巖破壞范圍大;(4)支護(hù)構(gòu)件破壞嚴(yán)重,支護(hù)潛力沒有有效發(fā)揮。(2)原支護(hù)方案