孫志國
(山西汾西礦業集團水峪煤業, 山西 孝義 032300)
某礦由于埋深大、地溫高、圍巖抗壓強度低等原因,熱力耦合作用顯著,通過對其進行支護實驗,解決深部熱力耦合軟巖巷道支護問題。試驗巷道選擇在該礦西翼軌道大巷,該巷道第一層巖性為細砂巖,灰色、淺灰色,夾粉砂巖:其分層厚度為4.0 m。第二層巖性為泥巖,灰黑色,泥質結構;其分層厚度為1.9 m。第三分層為細砂巖,灰色、淺灰色,細砂粒狀結構,以砂巖為主,夾粉砂巖,見植物碎片化石;其分層厚度為2.8 m;累計厚度8.7 m。
該礦-900 m水平井底車場的巷道和硐室、西翼軌道大巷圍巖主要為泥巖、細砂巖,巷道圍巖硬度、剛度都較小,巷道開挖后圍巖變現出松散、破碎,巷道成型差,支護難度較大,整體性不強,承載能力較低。圍巖頂板、兩幫遇水或吸濕后,表現出明顯的軟化和泥化現象,通過對西翼軌道原巖應力的檢測,得出圍巖水平構造應力較大。巷道圍巖松軟破碎、水平構造應力大等特點嚴重影響了巷道的穩定性,原有的支護方式也不能滿足巷道支護強度的要求;特別是巷道受高應力和熱應力相互耦合的作用,造成巷道的兩幫明顯內擠,兩幫向內錯動,拱肩受切向應力的作用造成噴體開裂,巷道底角失穩,底板發生底鼓現象,底鼓量較大,造成巷道復修率增加。
針對巷道治理中出現的圍巖大變形問題,根據理論分析、礦壓監控對巷道技術預案進行設計,提出具體的穩定控制技術方案和參數,充分運用錨噴、錨索和錨注支護技術(“三錨”支護),并根據圍巖穩定特點,適時實施不同的支護措施。據現有資料分析,西翼軌道大巷預計將穿過DF43斜交正斷層,巷道揭露位置落差為0~5 m,斷層附近附生斷層較發育,圍巖強度較低,對巷道施工影響較大[1-6]。
西翼軌道大巷設計采用錨網索噴一次支護+錨注二次支護。
1)噴漿封閉圍巖。巷道開挖后,采用初噴作為臨時支護,混凝土噴射厚度為30 ~50 mm,通過初噴的方式可以達到封閉破碎圍巖,允許巷道圍巖發生一定的變形,進行讓壓;然后再進行金屬網安裝和錨桿的打設,錨桿預緊力達到要求后再進行復噴。巷道全斷面支護完成之后,打設注漿錨索進行注漿,再進行噴漿。
2)全斷面錨網支護。開挖巷道初噴后,在巷道圍巖上打眼安裝高強預應力左旋無縱筋螺紋鋼錨桿和掛網,進行全斷面高強錨桿與金屬網支護。
錨桿:高強預應力左旋無縱筋螺紋鋼制作,規格Φ20 mm×2 400 mm,間排距800 mm×700 mm,錨桿安設預緊力不低于4 t,安裝扭矩不低于300 N·m,錨索設計錨固力20 t,與內注漿錨桿間隔布置。
錨索:規格Φ17.8 mm×63 000 mm,每斷面布置7根,間排距1 600 mm×2 100 mm,設計錨索錨固力20 t,安設預緊力不低于8 ~10 t。
3)壁后注漿。巷道全斷面支護完成后,打設注漿錨桿,通過注漿錨桿可以使水泥漿滲入內部破碎圍巖,凝固后內部破碎圍巖整體性加強,承載能力增大;為加強錨桿的支護能力,可由端頭錨固改為全長錨固。注漿錨桿:采用無縫鋼管制作,規格Φ25×2 200 mm,間排距1 600 mm×1 400 mm;內注漿錨桿的最終錨固力不低于60 kN,預緊力不低于10 kN,與高強錨桿隔排布置。
1)巷道圍巖表面位移。為了能直觀的表達巷道開挖后的巷道變形特點,對巷道表面位移變化進行監測。在所選實驗巷道內設定3個監測斷面:BC-1、BC-2、BC-3(BC-1設置在緊靠掘進工作面迎頭,BC-2、BC-3監測斷面與BC-1斷面依次相距50 m、100 m)。
2)巷道深部圍巖位移。為更直觀的了解巷道開挖后深部位移變化的情況,進行現場監測。位移監測方法采用多點位移計,試驗巷道設置3個監測斷面:SC-l、SC-2、SC-3(SC監測斷面與BC斷面緊鄰),在監測斷面的拱頂和兩幫施工3個測孔,在每個測孔布置5個測點,各測點與圍巖表面相離依次為1 m、3 m、5 m、7 m 和 10 m。
3.2.1 圍巖表面位移變化及分析
位移的時效應,巷道圍巖表面位移變化(見圖1),變化過程可分為三個階段:


圖1 巷道圍巖表面收斂位移與時間關系曲線
由圖1分析可知,BC-1斷面靠近工作面迎頭,受采掘活動影響較大,底鼓量最大,底板下沉最多,前10 d內的平均變形速率約為8.6 mm/d;BC-2斷面與BC-1斷面相比:底鼓量減小,頂板下沉量減小,兩幫收斂位移減小;BC-3斷面與之前兩個斷面比較:底鼓量、頂板下沉量、兩幫最大收斂位移最小,巷道開挖60 d以后,應變速率在1 mm/d以下,巷道變形基本穩定。
圖1表明3個監測斷面的圍巖表面收斂位移都是底板底鼓變形嚴重,拱頂下沉量大于兩幫收斂量,呈現“巷道底鼓量大于拱頂下沉量大于兩幫收斂變形量”的分布規律。
由此可見,巷道失穩最主要的破壞因素是底板變形底鼓,由于底板位置的特殊性,決定了巷道底板的支護往往滯后,且支護強度相對較低,故底板圍巖因應力集中而產生顯著的剪切滑移,由于底板受水浸泡,底板巖石泥化,造成底鼓更加嚴重。對于深部熱力耦合巷道,底鼓嚴重,持續時間長,如果一直落底,會造成巷道頂板和兩幫的失穩,最終將導致巷道整體變形量較大或失穩破壞。因此分析第一個BC-1斷面巷道變形規律,根據巷道的變形特點,對巷道底板進行加固支護,采用反底拱+底角高強錨桿+底角注漿錨桿聯合控制底板底鼓,增強了底板圍巖的強度,底板圍巖抗剪能力增加,有助于抵抗巷道底角處的應力集中,有效地控制了底鼓。第二個BC-2斷面和第三個BC-3斷面的監測結果均表明,巷道底鼓得到了有效控制,底鼓量較小。
3.2.2 深部圍巖位移監測及分析
巷道圍巖表面位移反映的是巷道表面兩點之間的相對位移,然而多點位移計不但可以測量內部圍巖位移,也可以更好的反應巷道的礦壓活動規律,對于檢驗巷道的支護方式的合理性有重要作用。各測點處深部絕對位移隨時間的變化曲線,如下頁圖2~圖4所示。

圖2 SC-1監測斷面圍巖深部絕對位移與時間關系曲線


圖3 SC-2監測斷面圍巖深部絕對位移與時間關系曲線

圖4 SC-3監測斷面圍巖深部絕對位移與時間關系曲線
3.2.2.1 深部位移的時效應
巷道開挖后,圍巖會發生變形,由于應力的變化及重新分布,深部巷道各點處的位移也會發生變化。大體上,巷道深部圍巖位移隨時間的增長呈衰減變化趨勢,位移發展變化過程可分為三個階段:
1)第一階段為劇烈變形階段:巷道開挖后3~21 d左右,巷道深部圍巖各點位移隨時間的變化變化明顯,拱頂處最大變形速率約為6.1 mm/d,左幫最大變形速率約為4.0 mm/d,右幫=最大變形速率約為3.1 mm/d。
2)第二階段為波動變形階段:巷道開挖后21~62 d左右,隨著迎頭向前施工,錨噴網+反底拱+錨注聯合支護作用不斷發揮,巷道圍巖穩定性增強。圖3、4表明,當迎頭距離監測斷面59 d,監測斷面處的巷道圈巖基本上不受采掘擾動,圍巖變形速率變小。巷道開挖45 d左右時,圍巖內部測點都發生不同程度的位移,巷道變形量大,主要是受西翼膠帶大巷的采動影響。
3)第三階段為穩定變形階段:巷道開挖59 d后,經過圍巖應力平衡之后巷道變形達到穩定狀態,應變速率小于1.2 mm/d,變形趨于穩定,通過觀測數據分析得錨注聯合支護的方式可以維持巷道穩定。
3.2.2.2 位移分布規律分析
由圖3分析可知,SC-1斷面靠近施工巷道迎頭,受巷道開采擾動的影響比較大,拱頂測孔距孔口1 m位置的總共位移量、左幫的位移量、右幫的位移量比較大:SC-2測斷面監測數據,拱頂測孔距孔口1 m位置的總共位移量、左幫位移量、右幫位移量都比SC-l測斷面監測數據要小;SC-3監測斷面監測數據與其他兩組比較,拱頂測孔距孔lm位置的總共位移量、左幫位移量、右幫位移量最小。靠近圍巖表面位移大,離圍巖表面越遠位移越小。
分析三個斷面監測結果得出表明:內部圍巖受工作面開挖擾動的影響較大。由于深部熱力耦合巷道開挖后圍巖受集中應力的影響,特別是斷層、褶曲等構造應力較大,且構造出圍巖破碎,整體性差,導致巷道圍巖的應力擾動區和塑性區的范圍較大,圍巖破壞從圍巖表面向內部圍巖發展。
圖2 ~圖4表明,支護條件相同,三個斷面的圍巖深部位移均呈現“拱頂下沉量大于左幫圍巖變形量大于右幫圍巖變形量”的分布規律。由于巷道左幫受相鄰采掘巷道的影響,對巷道產生擾動,左幫圍巖發生大的變形量和變形速率;巷道的開挖引起應力場的疊加,對巷道頂板圍巖影響較大,頂板下沉量最大。
西翼軌道大巷破壞嚴重主要原因在于頂板為泥巖、粉砂巖,巖石節理教發育,巷道開挖后成型差,頂板易破碎。由于支護滯后的原因,造成巷道頂板發生變形破壞,巷道兩幫壓力大時,造成頂板應力集中,導致圍巖頂板破壞嚴重,底板底鼓嚴重。提出了深井熱力耦合軟巖巷道的控制對策,針對深部熱力耦合軟巖巷道支護存在的問題,采用了以錨桿錨索錨注“三錨”為主的聯合支護體系,通過現場礦壓監測驗證了“三錨”聯合支護方案的合理性與支護效果。