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    基于注漿加固原理控制集中煤巷支護強度研究

    2018-01-03 03:07:18郭相平
    采礦與巖層控制工程學報 2017年6期
    關鍵詞:煤巷錨索漿液

    馬 冰,郭相平

    (天地科技股份有限公司 開采設計事業(yè)部,北京 100013)

    基于注漿加固原理控制集中煤巷支護強度研究

    馬 冰,郭相平

    (天地科技股份有限公司 開采設計事業(yè)部,北京 100013)

    煤礦集中巷道受力狀態(tài)復雜,圍巖整體完整性較差,注漿加固是提高圍巖整體承載能力的方法,而集中巷道淺部和深部裂隙有很大差別,對其注漿加固需要低壓注漿與高壓滲透注漿共同作用才能更為有效地充填裂隙。通過注漿加固工程及配合相應強度的支護結構,不僅有效發(fā)揮注漿加固的效果,同時提高破碎巷道圍巖的整體性和承載能力。通過對注漿原理的深入分析,提出了控制集中煤巷支護強度的有效方法,并應用于新元煤礦井下現場,取得了顯著效果,經過長時間的表面位移監(jiān)測,巷道變形趨于穩(wěn)定,解決了集中煤巷持續(xù)變形的問題。

    注漿加固;集中煤巷;裂隙;支護

    對于圍巖破碎巷道,由于錨固劑與破碎圍巖的粘結力小,單獨采用錨桿與錨索支護,錨固力難以保證,不能充分發(fā)揮錨桿與錨索的力學性能。在這種情況下,注漿加固是控制巷道圍巖變形的一種行之有效的方法[1]。注漿可以改變一定加固范圍內煤巖體峰后承載和變形特性,從而提高煤巖體物理和力學狀態(tài)。注漿與錨固組成的共同結構能有效阻止圍巖向深部塑性區(qū)擴展,使圍巖共同承載,從而保證圍巖支撐結構的長期穩(wěn)定性[2-3]。劉泉聲等對“三步”注漿漿液擴散機理進行探討,“一步”低壓注漿充填壁后散體狀碎石充填層,堵塞淺部圍巖泄壓通道;“二步”注漿主要針對圍巖中的裂隙網絡進行注漿,通過漿液固化充填、膠結作用提高圍巖的自承載能力;“三步”注漿為預留注漿,對成型巷道變形較大處進行補強加固,并將其應用于現場注漿工程[4];鄭卓等認為注漿過程中,煤巖體所經歷的3個階段(卸荷階段,臨界階段以及重新加載階段)在裂隙中存在于不同區(qū)域內,大多數情況下,第一階段注漿孔進入加載階段,漿液沿擴散方向不斷前移,應變和局部變形引起的煤巖應力重分布與孔徑相比很小,對于漿液流動影響很小,可忽略不計;進入臨界階段后,裂隙接觸點的法向應力降低至零,因此裂隙結構面抗剪強度顯著降低,如果裂隙結構面存在剪切荷載,會使結構面處荷載轉移至其他部位,導致煤巖體發(fā)生破壞而失去穩(wěn)定結構,這將取決于圍巖邊界條件[5]。注漿加固技術在破碎煤巖體裂隙內充填某種介質,盲目采用裂隙注漿法產生不了應有效果,原因在于:裂隙注漿中裂隙位置的預計、裂隙量大小的計算、裂隙發(fā)育的動態(tài)過程等理論尚未成熟,裂隙注漿技術的適用范圍等需進一步研究。為此本文通過分析集中煤巷注漿支護特點,針對集中煤巷注漿加固原理以及影響因素分析,保證其支護強度,從而提高巷道圍巖穩(wěn)定性。

    1 煤巷變形特點

    目前新元煤礦開采3號煤,煤層埋深約550~600m,厚度2.7~3.10m,平均2.90m,傾角1~4°,平均3°,煤層堅固性系數為1.5左右,屬軟煤層。直接頂為2.79m的砂質泥巖,基本頂為中粒砂巖,厚度為2.35m。直接底板為0.7m的粉砂巖,老底為5.62m砂質泥巖。南區(qū)集中大巷均為煤層巷道,采用矩形斷面,沿煤層頂板掘進,集中膠帶巷寬5.24m,高3.52m。

    巷道在掘出后就開始變形,掘出后3~5個月開始顯現,巷道底鼓量達到2000mm以上,部分區(qū)域膠帶橫梁即將與鋪設在巷道頂部的管路接觸;集中膠帶巷老底已經斷裂,導致強烈底鼓,雖經過多次起底,目前巷道低處巷高也不足1500mm;兩幫移近量平均1500~2000mm,集中膠帶巷目前巷道變形嚴重處寬度不足3000mm,變形主要表現為兩幫整體移近,巷道中部鼓肚。南區(qū)大巷布置示意如圖1所示。

    2 集中煤巷注漿加固支護方法

    2.1 注漿加固原理

    由于煤巖結構中存在著大量的微孔微裂紋及長度各異的割理面,微孔隙主要分3類:植物細胞殘留孔、基質孔、次生孔;裂隙主要分為:外生裂隙、內生裂隙、繼承裂隙,其中內生裂隙主要包括面割理和端割理[6]。煤層開采后上述大量的微孔微裂紋進一步衍生和發(fā)展,使煤巖體本身結構發(fā)生破壞,煤巖體破壞以張拉破壞為主,內部存在大量的貫穿裂隙。

    圖1 南區(qū)大巷布置示意

    集中巷道不僅本身圍巖完整性差,而且受力狀態(tài)復雜,由巷道表面至圍巖內部分布著大量裂隙。注漿加固是注漿液通過壓力壓入注漿孔隙和煤巖體本身結構裂隙,對煤巖體中孔隙和裂隙進行充填,使煤巖體內部破碎位置和裂隙發(fā)育處形成整體,從而提高煤巖整體承載能力和破壞強度[7-8]。承壓注漿促進了破裂煤巖體的變形由脆性向延性轉化,固結體的延性變形能夠起到讓壓、釋放能量的作用,并具有很強的可塑性,容易形成承載結構。此外圍壓是影響注漿加固十分重要的因素之一,尤其是在注漿加固處于低圍壓時,隨著圍壓的增大,注漿加固效果顯著提高[9]。在現場對集中破碎巷道注漿時,通過巷道周邊淺部圍巖支護提供圍壓,獲得較高的支護阻力,最終提高破碎圍巖的力學性能,提高圍巖的穩(wěn)定性。

    2.2 集中煤巷注漿加固方案

    新元礦集中巷道圍巖變形量大,在原有基礎上無法施工,需先進行起底和擴幫。由于巷道圍巖本身結構減弱,且內部裂隙發(fā)育,因此,在施工時需要及時進行注漿加固與支護,減少裂隙進一步發(fā)育?;谧{加固原理,通過對注漿影響因素的改變和調整,增強注漿加固效果,提高集中煤巷支護強度,從而有效控制巷道變形。

    2.2.1 低壓淺孔注漿加固

    集中破碎大變形的煤巷在高應力下,圍巖破碎松散、巷道變形嚴重,破碎圍巖完整性降低、整體承載結構不穩(wěn)定且圍巖錨固效果差。通過對淺層破碎圍巖進行低壓淺孔注漿,不僅使表層松散破碎處圍巖形成整體,提高圍巖整體穩(wěn)定性和錨噴壁后的強度,而且為深孔注漿加固提供必要的施工條件[10]。巷幫淺部圍巖有明顯裂隙,注漿壓力一般不超過2MPa,裂隙開度較小時可采用1~2MPa,加大注漿強度?,F場圍巖裂隙發(fā)育、嚴重破碎時注漿壓力值為0.6MPa,對淺部破碎圍巖起到粘結加固作用。根據現場施工條件,淺部注漿孔需沿巷道斷面成排布置,注漿鉆孔相鄰兩排呈五花眼方式布置。注漿孔排間距4000mm×1500mm和4000mm×2000mm,鉆孔深度2500mm,兩幫底腳注漿孔下扎10°,兩幫頂角注漿鉆孔上仰10°,采用煤礦用履帶式坑道鉆機打孔,鉆孔直徑為56mm;其余注漿孔全部垂直于巷道圍巖表面,采用錨桿(錨索)鉆機打孔,鉆孔直徑為36mm。

    2.2.2 底板錨注加固

    特殊部位增加注漿鉆孔的個數補充加固,可提高巷道兩幫圍巖的承載能力,減少兩幫下沉量,從而減少底鼓量[11]。因此,軟巖巷道控制巷道底鼓的有效方法是對底板進行注漿錨固[12]。為提高圍巖的整體性和穩(wěn)定性,需要將底板加固和注漿有機結合[13]。巷道底板注漿采用水泥漿,鉆孔直徑為56mm,孔深5000±100mm。錨索排距1500mm,間距1600mm,長度5300mm,其中300mm為外露張拉段,預緊力不小于200kN,配合φ6.5mm鋼筋網,網孔規(guī)格100mm×100mm。

    2.2.3 高壓深孔注漿加固

    通過淺孔注漿加固在圍巖淺部破碎處已形成具有一定厚度和承載力的加固環(huán),在此穩(wěn)定的結構基礎上高壓深孔注漿,不僅可以擴大注漿加固范圍,也為低壓淺孔注漿重新復注增強效果,同時將原有錨索支護即圍巖體中端部錨固轉化為支護體中全長錨固,從而形成注漿加固錨索,不僅有助于形成樹脂錨固與漿液復合錨固的錨桿有效結構,而且增強漿液與巖體堅實的承載性能[8]。淺孔初期注漿后,在淺孔注漿管中重新鉆孔,進行高壓深孔滲透注漿。巷道圍巖深孔注漿壓力主要取決于圍巖的滲透性能和漿液性能,要求注漿深度有限,高壓深孔注漿壓力控制在4~6MPa。集中膠帶大巷巷幫深部注漿孔排距4000mm,間距1500mm和2000mm,注漿孔深度8000mm,兩幫頂底角直徑56mm,其余直徑為36mm。在高壓深孔注漿施工過程中,一方面要保證注漿壓力,另一方面采取相應堵漏措施避免注漿區(qū)嚴重漏漿。

    巷幫預應力注漿錨索間排距1100mm×2000mm,長度6300mm,其中300mm為外露張拉段,鉆孔深度6000±100mm。采用錨桿(錨索)鉆機打孔,鉆孔直徑36mm,其中孔口段采用煤礦用履帶式坑道鉆機開孔,鉆孔直徑56mm,開孔深度3000mm,全長錨固,首先采用3支低黏度樹脂錨固劑進行端部錨固,錨固劑總長度為1970mm,規(guī)格為MSK2335×1,MSZ2360×2,剩余部分采用水泥漿錨固。錨索預緊力≥250kN。

    巷道兩幫在完成注漿錨索施工后要進行噴漿封閉,噴層厚度120mm,噴砼強度為C20,噴漿完成后必須對底板硬化,硬化厚度300mm,硬化強度C30。

    2.3 現場監(jiān)測分析

    在現場注漿錨固段巷道共安裝4個位移測站,采用“十字”布點法,每個監(jiān)測站布置1~3個測點,頂板和兩幫的變形情況測試結果如圖2所示。

    圖2 巷道圍巖表面位移監(jiān)測曲線

    綜合分析注漿加固后4個監(jiān)測斷面的位移規(guī)律可知,頂底板總體變形小,有效減緩巷道表面變形。此外注漿加固提高了巷道圍巖整體性,有助于控制巷道圍巖穩(wěn)定性,通過監(jiān)測看出隨著時間的推移,巷道進入穩(wěn)定階段。巷道圍巖表面位移監(jiān)測結果顯示:兩幫最大移近量54.0mm,平均移近量40.0mm,最大移近速率1.71mm/d,平均移近速率0.59mm/d;頂板最大變形量12.0mm,平均變形量10.5mm,最大變形速率0.6mm/d,平均變形速率0.22mm/d。以上觀測結果表明現場注漿加固有效地控制住了巷道圍巖的緩慢持續(xù)變形,能夠確保巷道長期穩(wěn)定。

    3 結 論

    (1)一般而言,注漿加固效果取決于注漿壓力、漿液流動性和孔隙裂隙以及其他影響因素,而在注漿過程中改變注漿壓力,控制漿液的流變參數來實現較高填充率的注漿加固效果起著決定性的作用。

    (2)集中承載強度高的煤層巷道處于高應力場,距離巷道位置不同其裂縫之間差異很大,為實現孔隙裂隙良好充填效果需要低壓、高壓注漿聯合作用。

    (3)相比于一般注漿加固工程,集中煤巷破碎煤巖體對裂隙煤巖體注漿難以形成骨架,需配合相應強度支護結構才能有效發(fā)揮注漿加固的效果。

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    StudyonSupportingStrengthofConcentrationCoalRoadwayBasedonGroutingReinforcementMechanism

    MA Bing,GUO Xiang-ping

    (Coal Mining & Designing Department,Tiandi Science & Technology Co.,Ltd.,Beijing 100013,China)

    The stress state of concentration coal roadway in coal mine was complex,and integrity of surrounding rock was worse,the integrity bearing capacity of surrounding rock could be improved by grouting reinforcement,but the fractures in shallow and in deep of concentration coal roadway was more difference,so the fractures could be filled effectively under combined action of low pressure grouting and high pressure grouting,under grouting reinforcement and corresponding strength supporting structure combination,grouting effects could be exhibited effectively,surrounding rock integrity and bearing capacity of broken roadway was improved at the same time.Grouting mechanism was analyzed deeply,an effectively method that controlling concentration coal roadway supporting strength,and then it was applied in field of Xiyuan coal mine,the results was remarkable,according long time roadway surface convergence monitoring,roadway deformation was stability,the continuous deformation problems of concentration coal roadway was solved successfully.

    grouting reinforcement;concentration coal roadway;fracture;supporting

    2017-06-22

    10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.06.016

    國家重點研發(fā)計劃課題(202017YFC0603004)

    馬 冰(1981-),男,山東淄博人,工程師,主要從事注漿技術的研究與推廣工作。

    馬 冰,郭相平.基于注漿加固原理控制集中煤巷支護強度研究[J].煤礦開采,2017,22(6):66-68,107.

    TD353.8

    A

    1006-6225(2017)06-0066-03

    姜鵬飛]

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