文/車云立
深井沿空掘巷窄煤柱破壞變形及間歇注漿加固技術應用
文/車云立
鑒于深部巷道圍巖裂隙發育,錨網及架棚等傳統支護不能有效控制礦山壓力影響,造成已掘巷道翻修工程量大,勞動強度高,嚴重制約煤礦安全高效生產實際,目前,國內外煤礦研究工作者已著手開展壁后打設中空注漿錨桿及注漿管,通過噴漿封閉圍巖松散破碎狀況,借助注漿泵充填加固圍巖裂隙,重新構建圍巖穩定結構。但對于深部留窄煤柱沿空掘進巷道,噴漿封閉依然存在著施工難度大、工程投入量高、影響掘進施工進度等制約因素。基于此,為了保證深部留窄煤柱沿空掘進巷道的安全生產,平頂山天安煤業股份有限公司十一礦采用注漿管長短結合,間歇注漿加固技術有效解決了掘進過程中巷道兩幫收斂量大和煤巖體松散破碎等問題。這對于促進礦井的長期可持續發展有重要的理論意義和實用價值。
1.巷道地質條件
平煤股份十一礦丁5-6-26021風巷位于二水平丁六采區西翼,東起二水平丁六回風下山保護煤柱,西至采區邊界,南幫留有5米煤柱為丁5-6-22122采空區,北幫為原生煤。巷道掘進沿著丁5煤層頂板施工,采用梯形錨網支護,斷面4600mm×2800mm(寬×高)。
丁5煤層地質構造簡單,直接頂為砂質泥巖、泥巖,厚度為5m,基本頂為砂質泥巖,厚度為4.45m;直接底為泥巖,厚度為5.82m,基本底為砂質泥巖,厚度為1.8m。由于受丁5-6-22122工作面采動影響,巷道圍巖節理發育、松散破碎,頂板及兩幫穩固性差,受側壓影響底鼓嚴重,巷道掘進過程中應加強頂板管理,增加支護強度。
2.巷道圍巖力學性質
丁5-6-26021風巷受煤層厚度不穩定且伴有夾矸,煤巖體本身因變質程度等因素的影響,單軸抗壓強度通常在5~30MPa之間,煤巖體裂隙比較發育。煤層的直接頂巖層由泥巖、砂質泥巖等強度較低的巖層組成,厚度不大,上一區段工作面煤層采出后,直接頂巖層一般隨煤層的采出而及時垮落。位于直接頂之上的基本頂巖層,由厚度較大、強度較高的砂質泥巖、砂巖等組成,并不隨直接頂的垮落而及時垮落。由于頂板垮落特點和賦存狀態比較特殊,將會對沿空巷道在掘進期間變形破壞發生較大的影響。煤層底板中一般緊靠煤層的巖層多由泥巖、砂質泥巖等組成,強度通常較低,較深部的底板通常強度較高,對巷道的圍巖變形一般不會產生本質性的影響。
1.深井沿空掘巷圍巖應力環境分析
通過現場實測、理論及試驗研究表明,采空區邊緣煤體的應力分布和變形與破壞狀態具有一定規律。煤體邊緣的力學狀態可分為以下幾區,如圖1所示。
(1)卸載松散區。位于煤體邊緣,煤體連續性遭到很大程度的破壞,裂隙及其發育呈碎裂狀,變形加劇,承載能力下降,在全壓力應變過程中處于峰后末端,在此區的巷道受到一定程度的變形壓力的影響。
(2)塑性強化區。位于卸載區和支撐壓力峰值位置之間,煤體己經進入塑性變形和破壞階段,在較高的圍壓作用下仍保持其連續性,且有一定的承載能力。在此范圍內的巷道受較大的支撐壓力和煤體變形壓力的影響。
(3)彈性變形區。位于煤體邊緣支撐壓力峰值區過渡到原始應力區,煤體有較高的應力,煤體保持彈性變形狀態;此范圍煤體有較高的承載能力;此區內的巷道變形量較小。
(4)原始應力區。距煤體邊緣較遠,煤體應力和變形基本不受采空區影響。

圖1采場側向支承壓力分布規律簡化模型
2.深井沿空掘巷圍巖變形現場觀測分析
通過對沿空巷道圍巖應力環境分析,采用現場觀測巷道圍巖變形量,掌握深井沿空掘巷圍巖變形與移動的基本規律。綜合分析觀測數據,得到深井沿空巷道受掘進影響的變形規律,如圖2~3所示。

圖2滯后段巷道兩幫收斂量曲線圖

圖3滯后段巷道頂底板移近量曲線圖
由上圖分析可得,沿空巷道掘進期間變形規律劃分為以下階段:
(1)彈性變形階段。由于受上一區段工作面采動影響,沿空側煤巖體處于塑性區內,圍巖松散應力釋放;隨著沿空掘巷二次采動影響,滯后段巷道圍巖塑性區發生彈性破壞。在巷道掘進后10~15天期間,沿空滯后段巷道頂底板移近量變形速度突然增大,最大達到31.4mm/d;掘后15~20天滯后段巷道兩幫收斂速度急劇增加,尤其是保護煤柱幫,收斂速度遠大于實體煤側。因而,根據沿空掘巷圍巖失穩特性,可將巷道掘進后0~15天劃分為彈性變形階段。
(2)破碎劇烈變形階段。在巷道掘進后15~25天,該階段內由于煤柱側煤巖體發生彈性變形而變得松散破碎,同時受到上覆巖層運動失穩產生的擠壓力,造成巷道底鼓及保護煤柱側煤巖體收斂嚴重。因而,將巷道掘進后15~25天劃分為破碎劇烈變性區。
通過對沿空滯后段巷道圍巖變形分析及掘進后變形規律階段劃分,最終確定最佳注漿效果是沿空巷道掘進后15天,如果按照每天掘進速度為7m/d來計算,巷道壁后注漿最佳方位為滯后迎頭105m;鑒于保護煤柱側巷道收斂量遠大于實體煤側及上覆巖層運動側壓增大造成底鼓嚴重等因素,將注漿位置選擇在沿空掘巷窄煤柱,同時底部注漿管下扎50°,重構保護煤柱側整體圍巖性能。
1.間歇注漿支護設計
通過對沿空滯后段巷道圍巖變形分析及掘進后變形規律階段劃分,將注漿加固試驗區選擇在丁5-6-26021風巷750m處保護煤柱側,滯后迎頭約100m。
巷道保護煤柱從頂板至底腳依次施工φ20mm× 2000mm(與頂板夾角50°)、φ20mm×2000mm(與巷道夾角90°)、φ20mm×2500mm(與底板夾角50°)三根中空注漿管,外端帶絲扣,且帶絲扣的一端安裝閥門,絲扣露出錨網外50mm。
針對深井沿空掘巷保護煤柱側煤巖體松散破碎的特點,漿液滲透擴散充填加固破碎煤巖裂隙,重構保護煤柱整體性能。不僅要保證注漿材料借助注漿泵壓力均勻充填煤巖裂隙,而且還要避免注漿期間保護煤柱松散煤巖體出現大面積漏漿、跑漿現象。綜合考慮,確定水灰比為1∶1,水玻璃模數為16Be’(稀釋水玻璃體積比為1∶2),水泥漿與水玻璃體積比為1∶0.3是最佳的配合比。
通過對注漿泵的使用情況及優缺點,選擇ZBYSB50/18-7.5型煤礦用電動液壓注漿泵完全符合破碎煤巖體區域注漿要求。
同時,為防止水泥-水玻璃漿液在注漿停止泵期間失去流動性快速凝膠而導致出漿管堵塞,需要在注漿接頭加裝泄壓沖水閥門。針對注漿期間接頭處壓力過大的特點,在泄壓裝置及注漿口處均安裝卸載高壓閥門。
2.間歇注漿施工工藝
傳統噴漿封閉后再注漿,無法保證沿空滯后段巷道在進入破碎劇烈變形階段之前進行注漿加固,進而錯失注漿施工的最佳時間,一旦保護煤柱完全松散破碎而失去整體結構性能,也就失去注漿的意義。因此,沿空巷道不噴漿封閉注漿加固需要考慮注漿管封孔及間歇施工技術兩方面因素。
準備階段,需要增加注漿管外口封孔長度,并用棉紗將封孔端纏緊,借用風錨頭推力將注漿管外口封實,必要情況減少注漿管出液孔的數量,確保注漿過程中漿液能夠進入深部煤巖體穩定區域,防止由于外端圍巖過于破碎而出現跑漿現象。
注漿初期,則采用水泥-水玻璃雙液注漿,初始壓力控制在2~3MPa,雙液注完50Kg水泥-水玻璃混合漿液后間隔3~5分鐘,通過前期雙液注漿搭建保護煤柱外側煤巖體密實穩定結構,構造后期封閉注漿環境;待水泥-水玻璃漿液與破碎煤巖體快速凝結穩定后,再單液注入水泥漿后期穩定終孔注漿壓力達到5MPa,最后用水泥-水玻璃混合漿液進行封孔,防止注入漿液通過裂隙流入上一區段采空區。如此間歇注漿2~3次能夠達到最佳注漿效果,實現不噴漿封閉壁后中空注漿對沿空掘巷保護煤柱注漿加固的預期設想。
3.注漿效果檢驗
(1)沿空巷道注漿變形特征
根據觀測數據分析,沿空巷道非注漿區域窄煤柱幫收縮速度最大為2.6mm/d,平均值為1.85mm/d,而注漿區域窄煤柱幫收縮速度最大為2mm/d,平均值為1.56mm/d。沿空巷道窄煤柱側非注漿區域收縮速度遠大于注漿區域。進而說明沿空巷道窄煤柱壁后注漿技術無論在收縮量,還是收縮速度方面均能有效抑制煤柱收斂變形,增加煤柱煤巖體整體結構穩定性。
而對于未進行注漿加固的實體煤巖幫,其收縮速度無論是注漿區域還是非注漿區域基本相同,收縮速度穩定在1~2mm/d左右。
結合沿空巷道滯后段巷道變形特征,窄煤柱側收縮變形量及收縮變形速度遠大于實體煤巖側。隨著巷道注漿加固時間的累積,窄煤柱側收縮變形速度隨著注漿加固穩定性的增強,逐漸小于實體煤巖側的收縮速度。
(2)鉆孔取芯
在沿空巷道窄煤柱側注漿區域,以注漿起始位置往里20米為起點,按照每30米取一個樣進行鉆孔取芯??讖?2mm,鉆孔深度為2500mm,避免打通保護煤柱造成瓦斯事故。連續取芯并進行芯樣完整性描述,對每孔選取2~3個芯樣做抗壓強度試驗。
根據鉆孔現場描述及抗壓強度測試,結果表明注漿材料通過電動液壓泵注入到沿空巷道窄煤柱破碎煤巖體后沒有發生體積收縮和離層現象,能夠較好保持其性能。因此,注漿加固煤巖體能夠很好解決深井沿空掘巷窄煤柱側收斂嚴重問題,對窄煤柱進行加固重構,使其具有一定整體性能。
1.通過現場觀測,將沿空滯后段巷道變形依次劃分為彈性變形階段、破碎劇烈變形階段及破碎變形穩定階段;確定最佳注漿效果是巷道掘進后15天,按照每天掘進速度為7m/d來計算,巷道壁后注漿最佳位置滯后迎頭105米,并根據數據對比分析,將試驗注漿區域選擇在沿空巷道窄煤柱幫。
2.針對不噴漿封閉沿空巷道的制約條件,借助風錨頭推力將纏棉紗的注漿管進行封孔,采取注漿管長短結合間歇注漿施工工藝,通過注漿加固使得沿空巷道窄煤柱重構穩定性能。
3.結合錨注支護作用機理,對沿空巷道窄煤柱進行注漿施工,借助巷道變形現場觀測、鉆孔取芯、窺視鏡探測等多種手段對注漿區域進行效果檢驗,結果表明注漿加固煤巖體能夠有效抑制深井沿空掘巷窄煤柱側收斂嚴重、煤巖體松散破碎等礦壓現象,對窄煤柱進行加固重構,使其具有整體穩定性能。
(作者系平頂山天安煤業股份有限公司十一礦礦長)
(責任編輯:周瓊)