鄭森
林南倉礦軟巖巷道支護(hù)技術(shù)研究
鄭森
隨著林南倉礦開采深度的增大,巷道所處應(yīng)力水平不斷增大,巷道礦壓顯現(xiàn)劇烈,圍巖變形嚴(yán)重,尤其是高應(yīng)力條件下的泥質(zhì)軟巖巷道支護(hù)變得越來越困難。通過對(duì)林南倉礦高應(yīng)力下深部軟巖巷道破壞機(jī)理,巷道圍巖礦物成分和主要圍巖物理力學(xué)性質(zhì)的分析,提出了采用拱頂錨桿前期臨時(shí)后期永久支護(hù)、金屬拱形支架、壁后混凝土充填、墻體補(bǔ)強(qiáng)錨索和注漿錨桿耦合協(xié)調(diào)支護(hù),對(duì)巷道變形進(jìn)行有效控制。通過FLAC 3D數(shù)值模擬,確定了林南倉礦深部高應(yīng)力軟巖巷道圍巖的變形破壞特征,并驗(yàn)證支護(hù)設(shè)計(jì)的可行性和優(yōu)化支護(hù)參數(shù)。通過巷道變形監(jiān)測(cè),表明新型支護(hù)體系有效地控制了深部軟巖巷道圍巖的大變形和底臌,維持了巷道的長期穩(wěn)定,取得了良好的技術(shù)經(jīng)濟(jì)效果。
煤礦開采;巷道支護(hù);高應(yīng)力軟巖巷道;礦壓顯現(xiàn);壁后充填;FLAC 3D數(shù)值模擬
隨著對(duì)能源需求量的增加,煤礦開采深度也在增加,尤其是中東部礦井淺部資源逐漸枯竭,每年向深部發(fā)展的速度達(dá)到25 m以上。由此看來,很多煤礦已進(jìn)入到千米以下的深部開采[1]。隨著開采的深入,勢(shì)必帶來采區(qū)溫度的提升、地應(yīng)力的增加和地下水滲透壓的增大,很多煤礦出現(xiàn)了不同程度的軟巖災(zāi)害,尤其是深部軟巖巷道破壞嚴(yán)重,深部軟巖問題一直是困擾煤礦生產(chǎn)和建設(shè)的重大難題之一[2]。
林南倉礦隸屬于河北開灤集團(tuán),位于河北省玉田縣林南倉鎮(zhèn)附近,礦井設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力為120萬t/a。林南倉礦-650軌道石門與回風(fēng)石門方位N129°56′18″,中間和東部分別有二至三水平回風(fēng)斜井以及軌道斜井,中間還有-650車場(chǎng)繞道,北部有一暗立井、標(biāo)高-650 m,南部沒有工程巷道。巷道相對(duì)于地表的標(biāo)高是+1.68 m~+5.4 m,其中-650 m軌道石門總長2 591m,-650 m回風(fēng)石門總長2 511 m,巷道間距中對(duì)中30 m,煤柱25 m,巷道埋深約700 m,采用立井多水平、階段石門集中上山開拓方式。
林南倉礦地質(zhì)條件復(fù)雜,高應(yīng)力礦壓顯現(xiàn)嚴(yán)重,巷道圍巖不穩(wěn)定。尤其是煤12、煤9等大部分頂板為極不穩(wěn)定、吸水易變軟膨脹的粉砂巖,圍巖節(jié)理發(fā)育,承載能力較低,對(duì)巷道的后期穩(wěn)定造成了極大影響。在長期生產(chǎn)實(shí)踐過程中,軟巖巷道變形大,冒頂和底臌現(xiàn)象嚴(yán)重,嚴(yán)重影響了礦井正常生產(chǎn)。為此,林南倉在巷道支護(hù)形式上進(jìn)行了長期的探索和實(shí)踐,采取過可縮性金屬支架支護(hù)、砌碹支護(hù)、錨網(wǎng)支護(hù)以及錨網(wǎng)加U型鋼聯(lián)合支護(hù)等多種支護(hù)形式,但是對(duì)于特殊位置和巖層破壞嚴(yán)重情況下的巷道支護(hù)效果仍然不理想。
1.1 巖樣分析
利用D/MAX-rA型X射線衍射儀對(duì)巖樣進(jìn)行礦物分析和黏土礦物定量分析,結(jié)果見表1。
表1 黏土礦物X射線衍射分析報(bào)告
由表1可知,巷道圍巖含有蒙脫石、高嶺石等膨脹黏土礦物,其遇水易泥化、水解、軟化,并能產(chǎn)生較大的膨脹變形,加快了巷道圍巖的變形破壞[3];巷道圍巖在地下水的浸泡下,圍巖強(qiáng)度和剛度不斷降低[4],出現(xiàn)了圍巖的流變特性,導(dǎo)致了巷道圍巖失穩(wěn)破壞。
1.2 圍巖礦物成分與物理力學(xué)特性分析
林南倉礦主要研究的圍巖物理力學(xué)特性見表2。外,巷道水化膨脹段的棚檔間采用長度5 300 mm、直徑15.24 mm的錨索進(jìn)行墻體補(bǔ)強(qiáng)支護(hù),配合400 mm×400 mm、厚度14 mm的大托盤強(qiáng)力維護(hù)巷道表面(見圖2)。
表2 圍巖物理力學(xué)特性
由表2可知,圍巖自身強(qiáng)度較低、自穩(wěn)能力較差,在其上覆巖層自重應(yīng)力和構(gòu)造應(yīng)力的影響下,造成巷道圍巖變形大、變形時(shí)間長,流變顯著。
林南倉礦的頂?shù)装宥酁榉凵皫r和泥巖,且節(jié)理發(fā)育。這種軟巖遇水極易膨脹,成流變狀態(tài),對(duì)底板破壞嚴(yán)重,反映在巷道上是底臌較為強(qiáng)烈。巷道圍巖處在受多個(gè)大小不一斷層與巷道相交復(fù)雜的構(gòu)造應(yīng)力作用下,造成巷道支護(hù)破壞。
2.1 模型建立
本構(gòu)模型選擇遍布節(jié)理UJ模型,根據(jù)不同圍巖條件和層理?xiàng)l件可選擇不同物理參數(shù)進(jìn)行模擬。本次模擬的研究僅針對(duì)困難和極其困難條件下的常規(guī)錨噴、壁后充填和錨噴混凝土澆筑支護(hù)進(jìn)行對(duì)比分析,按不同支護(hù)結(jié)構(gòu)與參數(shù)建立的2個(gè)模型如下。
模型1:采用普通錨網(wǎng)噴支護(hù)結(jié)構(gòu),其中錨桿為φ20×2 000,間排距800 mm×600 mm,噴層厚200 mm;模型單元數(shù)2 578,節(jié)點(diǎn)數(shù)7 792(見圖1)。
模型2:在原錨網(wǎng)噴支護(hù)基礎(chǔ)上,頂幫及底角采用注漿錨桿進(jìn)行加固,其中普通錨桿規(guī)格與參數(shù)同模型1,頂幫及底角的注漿錨桿為φ22×1 800,間排距為1 500 mm×1 500 mm,漿液擴(kuò)散半徑取1.5 m。另
圖1 數(shù)值計(jì)算模型1
圖2 數(shù)值計(jì)算模型2
2.2 數(shù)值模擬計(jì)算結(jié)果分析
由FLAC數(shù)值模擬巷道變形結(jié)果可以看出,以模型1的變形量為基數(shù),模型2相對(duì)于模型1的頂?shù)装逡平繙p小了60%,兩幫移近量減小了61%。由此可見,注漿加固能夠有效地控制巷道變形。
從水平應(yīng)力等值線可以看出,模型1的水平應(yīng)力在拱頂部巷道表面處高度集中,而模型2水平應(yīng)力集中則向高處轉(zhuǎn)移(見圖3、圖4)。
圖3 模型1水平應(yīng)力等值線
圖4 模型2水平應(yīng)力等值線
從垂直應(yīng)力等值線可以看出,模型1的垂直應(yīng)力在兩幫巷道表面處高度集中,而模型2則向兩幫深處轉(zhuǎn)移。由此可見,壁后充填支護(hù)條件下,應(yīng)力集中在巷道表面的表現(xiàn)程度明顯降低,高地應(yīng)力逐漸向深部轉(zhuǎn)移,因此巖體自身的承載能力得到有力發(fā)揮,從而更有利于維護(hù)巷道的穩(wěn)定性(見圖5、圖6)。
圖5 模型1垂直應(yīng)力等值線
圖6 模型2垂直應(yīng)力等值線
另外,模型2的底角處雖然應(yīng)力集中區(qū)域與模型1相差不大,但應(yīng)力值有所下降,說明壁后充填的方法使底角處的應(yīng)力集中現(xiàn)象得到一定程度上的緩解。
在圍巖破壞區(qū)域形態(tài)的角度上可以看出,錨桿護(hù)頂、幫部補(bǔ)打錨索及鎖腿錨桿的壁后充填后,在較高的構(gòu)造應(yīng)力下破壞深度明顯變小,不僅阻止了圍巖松動(dòng)破碎,也防止了其向深部發(fā)展,從長期上看更有利于巷道的穩(wěn)定(見圖7、圖8)。
圖7 模型1網(wǎng)格變形
圖8 模型2破壞區(qū)域
綜上分析,幫部強(qiáng)化的壁后充填支護(hù)能有效改善巷道圍巖的應(yīng)力分布,減少巷道位移量,提高支護(hù)承載能力,底臌量也得到了一定程度的控制,保證支護(hù)結(jié)構(gòu)整體長期穩(wěn)定,因此是較佳的主動(dòng)加固支護(hù)形式,較好解決了高應(yīng)力軟巖巷道的支護(hù)問題。
通過對(duì)林南倉礦高應(yīng)力下深部軟巖巷道破壞機(jī)理、巷道圍巖礦物成分和主要圍巖物理力學(xué)性質(zhì)的分析做以下設(shè)計(jì),壁后充填巷道支護(hù)設(shè)計(jì)為半圓拱形斷面,采用拱頂錨桿前期臨時(shí)后期永久支護(hù)、金屬拱形支架、壁后混凝土充填、墻體補(bǔ)強(qiáng)錨索和注漿錨桿耦合協(xié)調(diào)支護(hù)設(shè)計(jì)(見圖9)。
林南倉礦-650南石門軟巖巷道的具體支護(hù)設(shè)計(jì)的基本支護(hù)參數(shù)為:
(1)巷道支護(hù)棚距600 mm,巷道凈斷面13.36m2,巷道形狀為半圓拱形,棚腿高為900mm;
(2)支護(hù)采用29U型鋼金屬拱形支架,分3節(jié)用卡纜進(jìn)行連接;
(3)巷道進(jìn)行壁后噴漿充填,充填厚度200 mm;
(4)錨桿支護(hù)拱頂采用φ20×2 000的HR335右旋螺紋鋼錨桿,錨桿布置間排距為800 mm×600 mm的臨時(shí)護(hù)頂和永久支護(hù),棚腿采用同規(guī)格錨桿,施工為一腿一卡兩錨桿進(jìn)行鎖腿;
(5)巷道水化膨脹段的棚檔間采用長度5 300 mm、直徑15.24 mm的錨索進(jìn)行墻體補(bǔ)強(qiáng)支護(hù),配合400mm×400 mm、厚度14mm的大托盤強(qiáng)力維護(hù)巷道表面;
(6)底板采用注漿錨桿加固,錨桿規(guī)格為φ22× 1 800,間排距1 500mm×1 500 mm,注漿用P.O42.5水泥,水灰比0.7∶1,注漿壓力為1.5 MPa~2.5 MPa,底角注漿壓力不大于3MPa。
林南倉礦-650 m軌道石門和-650 m回風(fēng)石門采用混凝土澆筑修復(fù)和壁后充填技術(shù),由北向南順利穿越煤12至煤4間的高應(yīng)力泥質(zhì)軟弱巖層,巷道維護(hù)狀況良好,表面收斂趨于穩(wěn)定,其頂?shù)装搴蛢蓭偷囊平繑?shù)據(jù)見圖10。
圖10 -650斜井下口交岔點(diǎn)巷道位移量
從圖10的監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)可以看出,兩幫累計(jì)移近量為46mm,頂?shù)装謇塾?jì)移近量為29mm,說明新支護(hù)系統(tǒng)提高了支護(hù)結(jié)構(gòu)的整體性和圍巖的整體強(qiáng)度及承載能力,有效控制了深部高應(yīng)力膨脹性軟巖巷道的大變形破壞,保證巷道的長期穩(wěn)定和煤礦的正常生產(chǎn)。
通過深部高應(yīng)力膨脹性軟巖巷道變形破壞機(jī)理研究分析,認(rèn)為礦物成分、圍巖強(qiáng)度、高應(yīng)力、地下水等是影響其變形破壞的主要因素。數(shù)值模擬及現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)結(jié)果表明,采用拱頂錨桿前期臨時(shí)后期永久支護(hù)、金屬拱形支架、壁后混凝土充填、墻體補(bǔ)強(qiáng)錨索和注漿錨桿耦合協(xié)調(diào)支護(hù)的方式,提高了巷道圍巖和支護(hù)結(jié)構(gòu)的整體強(qiáng)度和承載能力,有效地控制了深部軟巖巷道圍巖的大變形和底臌。這種支護(hù)技術(shù)是解決林南倉礦深部高應(yīng)力膨脹性軟巖巷道支護(hù)問題的一種有效支護(hù)形式。
[1]何滿潮,謝和平,彭蘇萍,等.深部開采巖體力學(xué)研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào).2005,24(16):2 803-2 813.
[2]何滿潮.中國煤礦軟巖巷道支護(hù)理論與實(shí)踐[M].北京:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2006.
[3]孫小明,武雄,何滿潮,等.強(qiáng)膨脹性軟巖的判別與分級(jí)標(biāo)準(zhǔn)[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2005,24(1):128-132.
[4]何滿潮,周莉,李德建,等.深井泥巖吸水特性試驗(yàn)研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2008,27(6):1 113-1 120.
Study on Roadway Support Technology of Soft Rock in Linnancang Coal Mine
Zheng Sen
With the increasing of the mining depth and roadway stress level in Linnancang Coal Mine,roadway mine pressure appear drastically,surrounding rock deformation is serious,especially the pelitic soft rock of the roadways support is becomingmore and more difficult under the condition of high stress.By analyzing on the fracture mechanism of the deep soft rock roadways under high stress,themineral composition of surrounding rock and themain physical and mechanical properties of surrounding rock for Linnancang Coal Mine,the roadway deformation under effective control by using early temporary and later permanent vault anchor support,metal arch support,backwall concrete infilling,wall supplement anchor cable and coupling coordination supportwith grouted anchor is put forward. By the FLAC 3D numerical simulation,deformation and failure characteristics of surrounding rock in deep high stress soft rock roadway are determined,and the feasibility of supporting design is verified and the supporting parameters are optimized.Through the roadway deformationmonitoring,it shows that the new supporting system can effectively control the large deformation and the rise of working surface of surrounding rock in deep soft rock roadway,the long-term stability of the roadway ismaintained,and good technical and economic effect is achieved.
coalmining;roadway support;high stress and soft rock of roadway;mine pressure behavior;backwall infilling;FLAC 3D numerical simulation
TD353
B
1000-4866(2015)01-0008-04
2014-10-25
鄭森,男,1988年4月出生,2011年畢業(yè)于中國礦業(yè)大學(xué)(北京)(采礦工程專業(yè)),現(xiàn)在大同煤礦集團(tuán)公司礦井建設(shè)管理處工作,助理工程師。