多次強動壓巷道圍巖“三區”強化支護機理及控制技術研究*

李國盛，張 輝,2,3，蔣帥旗

(1.河南理工大學 能源科學與工程學院，河南 焦作 454003；2.煤炭科學研究總院開采設計研究分院，北京 100013； 3.煤炭安全生產河南省協同創新中心，河南 焦作 454000)

0 引言

安全、有效的巷道支護及加固技術是保證礦井高產高效的必要條件。近年來，隨著煤礦開采深度不斷地向深處延伸，地質條件惡化，地應力增大，導致煤礦巷道圍巖變形破壞嚴重，其中最重要的原因是巷道圍巖的穩定受到了周圍煤層群的采動作用的影響，在多次強動壓作用下，巷道圍巖出現了多維度不對稱的變形破壞，極大地影響了煤礦的安全生產。而在其中對整個煤礦起到運輸作用的下山巷道，在為煤礦長期的服務過程中，其破壞程度是最為嚴重的，從而對煤礦長期的安全高效生產造成巨大的威脅。

下山巷道變形破壞是采動影響、地質構造影響、巖性影響和支護形式及參數等多種因素綜合作用的結果[1]。針對下山巷道圍巖受采動擾動問題，國內外學者對此進行了大量的研究工作。相關學者對動壓作用下的巷道圍巖變形破壞機理進行了大量的分析[2-7]，同時部分學者對其控制措施展開了探討。廖偉峰等[8]、宋錦虎等[9]提出了讓壓支護技術的控制對策；魯德豐等[10]提出了錨-網-索-注多層次組合控制方案；方新秋等[11-13]提出了大巷加固及采用二次支護方法控制圍巖變形的方案；李長勇[14]提出了采用更改支護工藝及支護材料的方法維護巷道的變形量；韋四江等[15]認為在超前支承壓力的峰值階段采取加強支護措施；陳曉祥等[16]提出了“攜頂底，控兩幫”的支護思想。

本文結合灣田煤礦實際工程地質條件，提出了巷道圍巖“三區”強化支護機理，利用數值模擬及理論分析方法系統研究了巷道圍巖“錨桿錨索+內外注漿”聯合強化支護技術，對多次強動壓作用巷道圍巖控制提供可靠的借鑒。

1 工程地質特征

灣田煤礦位于貴州省盤縣淤泥鄉境內，屬于盤縣土城普查區內土城向斜。目前，灣田煤礦主要對1#煤、3#煤、61#煤、10#煤、12#煤和15#煤進行了開采，局部對161#煤、17#煤進行開采。灣田煤礦的皮帶下山、軌道上山、回風上山3條主要大巷間距約20 m，沿煤層傾斜方向布置，傾角22°，均位于161#煤與17#煤之間的巖層中，巷道掘進寬度4 500 mm，掘進高度為3 400 mm，直墻高度950 mm，且沿煤層傾斜方向布置。多煤層開采對3條下山造成多次強動壓作用，巷道變形破壞嚴重。灣田煤礦巖層結構較復雜，以砂質泥巖、粉砂巖為主，伴有古生物化石，巖石膠結程度差，強度低。

2 圍巖“三區”強化支護機理及控制技術

2.1 圍巖“三區”強化支護機理分析

根據多次強動壓作用巷道圍巖形成的環形破壞區模型，提出巷道圍巖“三區”強化支護方法，如圖1所示。圖中注漿區域分為內注漿區和外注漿區，內注漿區與錨桿錨索錨固共同形成圍巖錨固區，外注漿區形成圍巖強化區，在外注漿區與內注漿區之間形成應力釋放區。動壓作用下，強化區圍巖強力抵抗外力作用的同時，向應力釋放區產生彈性變形釋放部分能量，抵抗了強動壓的作用；此時強化錨固區在應力釋放區緩沖的同時，有效控制緩沖區的變形，而使得強化區巖體不一直向緩沖區移動，從而較好地控制多次動壓影響巷道圍巖的變形破壞。

圖1 巷道圍巖“三區”強化支護理論模型Fig.1 Surroundingrock roadway “three zones” reinforcement support theory model

2.2 圍巖“三區”強化支護控制技術

巷道圍巖“三區”強化支護原理是通過錨桿錨索及內外注漿形成聯合強化支護，如圖2所示，其施工步驟為：①擴幫刷巷及初噴，及時噴射混凝土薄噴層，為內注漿做準備；②內注漿形成內強化區，內注漿采用注射雙液漿，及時固化，注漿范圍為錨桿錨索錨固區，注漿孔施工深度為錨索孔長度，注漿管采用6分管，雙液漿沾棉紗封孔；③高強預應力錨桿錨索支護，采用高強度錨桿錨索對下山圍巖進行及時支護，使得錨固區與內注漿區及時形成一個強化錨固區；④外注漿形成外強化區，外注漿為深孔注漿，由于外注漿鉆孔深度較大，且需要在深部進行封孔才能形成應力釋放區，使得注漿管長度較大，且要求注漿管必須是柔性的。

圖2 注漿方法示意Fig. 2 Diagram of grouting method

3 巷道圍巖強化區承載性能力學分析

1)上覆巖層載荷確定

自然平衡拱內最大圍巖壓應力值為：

qmax=Rγ/f

(1)

式中：R為半圓拱半徑，12 m；f為巖體堅固系數，取0.76；γ取2.5×104N/m3。代入數據計算可得最大圍巖壓應力值為0.39 MPa。

2)強化區安全半徑確定

根據普氏平衡拱理論，有：

(2)

式中：a1，b分別為自然平衡拱的最大跨度、最大高度，m；其中a為直拱部分的跨度，2.25 m；h為直拱的高度，3.2 m；φ為巖體的內摩擦角，取45°；R安為強化區安全半徑，m。將以上參數代入到公式(2)，可得R安=11.87 m，而實際半圓拱半徑為12 m，滿足要求。

3) 強化區抗拉破壞力學分析

將巷道簡化為平面半圓筒受力，強化區半徑為R，厚度為h，半圓拱受均布載荷q的作用，半圓拱兩端受簡支梁約束，模型受力分析如圖3所示。

圖3 強化區受力力學分析Fig.3 Stress analysis of reinforced zones

根據平衡條件：

(3)

考慮拱的破壞為強化區拱梁的拉破壞造成，則需求解半圓拱梁所受最大彎矩Mmax，彎矩Mα的計算式可表示為：

Mα=qR2-qR2cosα-Mq

(4)

式中：Mq為上覆巖層載荷q對α角度時端部彎矩，其中：

(5)

當α角度取π/2時，Mq取得最大值，則：

Mqmax=0.17qR2

(6)

可計算出強化區所受的最大拉應力σmax為：

(7)

結合以上計算數據，同時高水材料膠結體穩定抗拉強度為0.92 MPa，q為最大圍巖壓應力值0.39 MPa，根據式(7)可得半圓拱厚度必須滿足：

(8)

下山實際強化區拱梁半圓拱的拱厚為8 m，滿足抗拉強度要求。

4)強化區抗剪破壞分析

圓形拱的內半徑為a，外半徑為b，外半徑邊緣受均布載荷q的作用，抗剪力學模型如圖4所示。

圖4 強化區圓形拱抗剪受力模型Fig.4 Shear force model of circular arch in reinforced area

極坐標系下應力分量與應力函數間的關系為：

(9)

根據圓形拱的邊界條件：σrr=a=-q，σrr=b=0

于是可解得圓拱的徑向應力：

(10)

當r取a時，拱腳所受剪應力達到最大值，為：

(11)

將以上參數分別代入到公式(9)～(11)中，計算可得σθmax=0.8 MPa，而實際半圓拱膠結體穩定時的抗剪強度為1.1 MPa，滿足要求。

4 圍巖“三區”強化支護結果及分析

4.1 數值模擬結果分析

1) 數值模型及參數設計

利用離散元UDEC數值模擬軟件，依據灣田煤礦實際工程地質條件，建立數值模型，如圖5所示，對“錨桿錨索+內外注漿”聯合支護方式進行模擬。模型上邊界為10#煤層上方24 m，下邊界距17#煤11 m，均向下山方向推進；右邊界距皮帶下山中心30 m，左邊界距回風上山中心30 m。上邊界上方距地表約210 m，水平方向測壓系數為1.2。模型頂部所加的垂直方向應力σy為8.2 MPa，水平方向應力σx為6.2 MPa。各巖層及煤層的巖性如表1所示，數值模擬方案如表2所示。

圖5 工程數值計算模型Fig.5 Engineering numerical calculation model

序號巖性密度/(kg·m-3)彈性模量/Gpa抗壓強度/Mpa泊松比1粉砂巖2 73210.7335.840.222煤層1 5073.1220.050.403砂質泥巖2 5118.7534.160.214泥巖2 4618.7533.40.265細砂巖2 8733.3436.00.35

表2 數值模擬方案Table 2 Numerical simulation scheme

2)“錨桿錨索+內注漿”模擬結果分析

由于限于篇幅，本文主要對皮帶下山巷道圍巖第三次、第五次動壓作用下的水平、垂直位移及塑性破壞特征進行分析。圖6為第三次動壓作用“錨桿錨索+內注漿”支護力學特征分布云圖。圖中注漿范圍為錨桿錨索錨固區，錨桿錨索處于注漿加固區，注漿壓力為3.0 MPa，水灰比為1∶1，注漿孔布置深度6.0 m，間距為1.5 m，所受的軸向力在錨桿承受范圍內，頂板下沉量得到有效控制，但具有一定的底鼓，水平位移量較小，錨桿錨索所處的塑性破壞區得到有效重新加固，形成一個具有高強度的承載拱。

圖6 內注漿圍巖力學特性Fig.6 Internal grouting surrounding rock mechanical properties

3)“錨桿錨索+外注漿”模擬結果分析

圖7為第五次動壓作用巷道圍巖外注漿力學特征分布云圖，注漿壓力為3.0 MPa，水灰比為1∶1，外注漿孔布置深度為15 m，間距為2.5 m；在內外注漿區之間0.8 m范圍不進行注漿，使之形成一個動壓作用緩沖區，多煤層開采后使其起到動壓傳遞的作用，同時也保護外注漿層；皮帶下山受第五次動壓作用頂板下沉基本得到有效控制，同時底鼓也得到有效控制；水平位移量較小，錨桿錨索內注漿區與外注漿區形成“三個區”：即圍巖錨固區、圍巖強化區和應力釋放區，對后期巷道圍巖受強動壓作用，達到了理想的控制效果。

圖7 內外注漿圍巖力學特性Fig.7 Inside and outside grouting surrounding rock mechanical properties

4.2 井下工程試驗及結果分析

根據灣田煤礦實際工程地質條件及理論計算、數值模擬結果，對該礦多次動壓作用巷道圍巖進行有效設計。

1)試驗地點及方案：位于皮帶下山皮帶機尾(1485水平車場石門)以下，共計840 m；方案設計采用“先注后錨的方案進行治理”，即全斷面高強預應力錨注支護。

2)支護設計方案：巷道斷面為直墻半圓拱形，寬度為4.5 m，高度為3.55 m；注漿采用內外注漿相結合的方法，注漿技術參數如圖8所示。內注漿鉆孔沿巷道幫頂成排布置，注漿孔間排距2 000 mm×2 000 mm，三花布置，深度為6 000 mm，注漿終止壓力0.3～1 MPa左右，注漿材料采用水泥-水玻璃混合漿液，水泥漿和水玻璃的體積比1∶0.6；水泥采用425硅酸鹽水泥，水泥漿水灰比為0.5∶1；使用萘系高效減水劑，減水劑摻入量0.7%～1%；注漿封孔材料使用水泥-水玻璃混合液和棉紗固定孔管并封孔，封孔深度不小于300 mm。外注漿參數與內注漿一致，外注漿孔與內注漿孔交叉三花眼布置，注漿孔深度15 000 mm，注漿材料采用自制的復合高強聚合物注漿材料，水泥漿水灰比為0.5∶1，注漿終止壓力4～6 MPa。支護采用錨桿錨索聯合支護方式，錨桿錨索錨固區位于內注漿區(錨固區)，錨桿為左旋無縱筋螺紋鋼筋，公稱直徑22 mm，長度2 200 mm，錨桿間排距900 mm×1 000 mm，矩形排列；錨索采用1×19股鋼絞線，公稱直徑22 mm，長度6 300 mm，每排5根，錨索間排距1 700 mm×2 000 mm，矩形排列。支護效果如圖8所示。

圖8 注漿孔技術參數Fig. 8 Technical parameters of grouting hole

3)試驗結果分析：監測結果如圖9所示，采用“錨桿錨索+內外注漿”聯合支護控制技術。10 d后，皮帶下山頂板下沉量最大值為135 mm，為巷道高度的4.29%，頂板下沉量表現出初期變形量大且變形速度快的特點，頂板下沉量在距開挖后3～5 d內變形非常明顯，5 d之后基本穩定；皮帶下山底鼓量在巷道開挖2 d后出現顯著變形，監測期間累計底鼓量160 mm，為巷道高度的4.92%；兩幫變形量較小，監測期間左右兩幫的移近量累計30 mm，為巷道寬度的0.7%，其中左幫移近20 mm，右幫移近10 mm，有效地控制了多次動壓影響巷道圍巖的變形破壞。

圖9 離層量觀測曲線Fig.9 Separation layer observation curve

5 結論

1)根據下山多次動壓作用圍巖形成的環形破壞區模型，提出了巷道圍巖“三區”強化支護技術，即圍巖錨固區、圍巖強化區和應力釋放區，將注漿區分為內注漿區和外注漿區。

2)數值模擬及理論分析結果表明注漿能夠有效的膠結破碎的圍巖體，錨桿錨索基本處于注漿加固區，所受的軸向力在錨桿錨索承受范圍內；錨桿錨索所處的塑性破壞區得到有效重新加固，形成一個具有高強度的承載拱，頂板下沉和底鼓得到了有效的控制。

3)通過采用“錨桿錨索+內外聯合注漿”支護方式進行井下現場試驗，結果表明皮帶下山頂板下沉量和底鼓量不足為巷道高度的5%；兩幫變形量為巷道寬度的0.7%，有效地控制了巷道圍巖的變形破壞。

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