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古城煤矿首采区轨道下山巷道修复加固技术
陈维水,陈广印 (临沂矿业集团公司古城煤矿,山东兖州 272000) |
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临矿集团古城煤矿核定生产能力为2.2Mt/a。井田整体为单斜构造,倾角为10~29°,一般为15°左右,以断层构造为主。主要含煤地层为华北型石碳二叠系,太原群和山西组含煤建造。矿井主采3煤。3煤位于山西组下部距山西组10m左右,距三灰50m左右,厚度5.33~11.45m,平均8.49m,层位稳定,全区可采。直接顶为深灰色厚3m左右的砂质泥岩,老顶为灰白色和黑色矿物较多的中粒砂岩,底板为5~7m具有清楚波状层理及挠动构造的细砂岩,常相变为灰黑色砂质泥岩有时为泥岩。 1 巷道支护形式和矿压基本显现特征 (1)巷道主要采用锚网喷支护方式,采用Φ18×1800mm500#专用螺纹钢加工的树脂锚杆,一卷K2370树脂药卷锚固,间排距800×800mm,金属网为8#冷拔丝编织,网孔100×100mm,16#镀锌铁丝折成双股双排扣菱形绑扎。巷道主要为穿层施工。该工程为1999年11月竣工,截止到2001年1月轨道下山-700m水平以下巷道出现明显矿压显现。具体表现为:锚喷层剥落、断裂、移位,金属网搭接处拉断。部分地段金属网与锚杆分离,锚杆深入膨胀煤岩体内部达40~80mm仍起锚固作用。剥落混凝土块多数在0.5×1m左右,最大l×2m左右。有的混凝土块靠金属网吊挂在巷壁,断裂处位移最大0.2m。一般剥落地点均可发现剥落处原巷道成型不规则,煤岩壁有凹凸点。剥落处围岩破碎呈酥 脆状,应力集中点一般粒径为2~6mm,规格均匀。向深处破碎颗粒加大表现为块状,随深度增加,由破碎渐变为裂隙。破坏处为点片状分布。巷道底鼓明显,巷道中部底板变形量接近20mm,水沟处横向最大移近量>60mm,煤壁移近量部分地段>200mm,轨道倾斜率≤15°,已对行车安全带来威胁。 (2)基本来压方式主要为:①缓慢来压。一是在矿山压力作用下,巷道围岩蠕变所造成;二是弱化岩层风化造成。对巷道作用一般表现为巷道喷层小范围开裂、大范围开裂、喷层剥落、巷壁破坏。②集中释放方式。为压力集中释放,发生巨大声响,有大量喷层下落和大小不等裂缝出现。 2 变形破坏原因分析 (1)地质构造应力大。轨道下山-760m~-850m水平段主要受断层SFlH=4m、SF2H=5m和断层SF3H=7m影响,部分巷道段围岩比较破碎。由于该处埋藏较深(垂深814~903m),其深部轴向应力达到20.3MPa。 (2)围岩稳定性差。该段巷道主要处于细砂岩、砂质泥岩、砂泥岩和泥岩互层中。细砂岩矿物成分以石英为主,长石次之,分选性较好,钙质胶结,具有黄铁矿散晶,夹黑色条带。砂质泥岩主要为上部浅灰色,中部深灰色,岩芯破碎,上部具有水平层理,中部的O.1m受挤压,下部含砂量较高,夹细砂岩条带,具有滑面。砂泥岩主要为深灰色,块状结构,各组岩石不同程度含有大量蒙脱石组分。根据实测各类岩石 24h浸水试验,软化系数为0.5以上,膨胀系数个别达到0.08左右。 (3)动压影响。轨道下山-760m~-850m段毗邻1110工作面,护巷煤柱60m左右,实际预留煤柱不小于100m,但由于1106面、1108面和1110面采动应力叠加和转移,该段巷道受影响较大。 (4)施工质量问题。采用全断面爆破方法,光爆成型差,围岩受破坏严重,支护效果降低;同时,锚网喷施工质量达不到设计要求,如锚杆间排距超规定,端锚固效果差,金属网搭接及联接质量差,使巷道整体支护强度抵抗不住集中应力和动压的作用,导致巷道变形破坏。 (5)通过以上分析巷道围岩破坏的原因为: ①光面爆破执行不好造成对岩体整体性破坏; ②深部地压和采动影响加剧了围岩裂隙的发展; ③树脂锚杆为端锚,锚固质量和施工质量差,锚固力抵抗不住集中应力的显现; ④喷射混凝土后顶板水被封闭在喷层后沿原施工炮震裂隙蔓延; ⑤岩石在水浸过程中发生两个变化:一是岩体中蒙脱石、高岭土组分开始遇水膨胀造成岩体破碎,主要表现在泥质胶结的砂岩、泥岩、砂质泥岩等,岩石粒径由小变大最后发展为裂隙;二是岩体中蒙脱石、高岭土组分开始遇水膨胀造成岩体产生裂隙。 ⑥岩石碎胀同时在裂隙中蒙脱石、高岭土组分开始析出,顶板水疏干后,蒙脱石、高岭土组分以黄泥形式附着在岩石表面。 巷道加固的重点应该为修补围岩裂隙和降低岩石中膨胀成分对岩体的影响。 3 加固技术措施 (1)针对破坏比较严重区域先利用常规方法进行加固,具体为按设计要求对巷道进行挑顶劈帮处理,在原锚杆间隙重新补打Φ22×2200mm树脂锚杆配2卷K23370树脂锚固剂锚固,挂8#冷拔丝编织网孔60×60mm金属网,喷射混凝土厚度为100mm。喷浆后进行注浆加固。 (2)对于破坏较轻巷道可采用直接喷浆(喷浆50mm)后,进行注浆处理。 (3)注浆加固参数的选择。①根据岩石性质采用水泥-水玻璃单液注浆,水泥采用425#普通硅酸盐水泥,水玻璃采用45B'的液体水玻璃,主要是作为速凝剂,提高浆液初凝时间及浆液初期强度,水灰比为O.8~1.2,水玻璃掺量为水泥用量的3~5%。②注浆孔深:根据计算机仿真数值模拟和现场实验,在围岩强度提高60%、孔深超过1.5m时,底鼓量小于顶板下沉量。当注浆孔深度在2~3m时,围岩位移量显著 减少,故选用注浆孔深度为2.2m。③注浆锚杆结构:注浆锚杆长度一般为巷道跨度的1/3~1/2,取杆体长度为2200mm。 外部50mm带有平丝,封孔段长200mm,采用国际YB242~63Φ20×2.5的焊接管制作而成。④注浆锚杆布置:注浆锚杆的孔距应保证注浆后浆液渗透范围有一定的交叉,所以其间距应小于2倍的浆液扩散半径。该地域浆液扩散半径在0.8~1.0m以上,因此注浆锚杆布置密度为1.6×1.6m,与加固锚杆间隔交叉布置。⑤注浆压力:注浆压力过大,将会引起劈裂注浆,很可能在注浆过程中导致喷层表面片帮冒顶等破坏,注浆压力过小,浆液扩散近,难以达到注浆加固的目的。根据现场条件设计注浆压力为:2.0~2.5MPa。 4 加固效果 轨道下山自2004年6月加固完成,截止到2006年12月,通过观测,巷道的顶底板及两帮变形量没有发生大的变化。因此,在锚喷支护的基础上,再实施锚注支护、复合支护后围岩的应力集中和收敛变形都得到了较好地控制,这是由于锚注支护使围岩由松散结构转化为胶结结构,提高了自身的承载能力,从而改善了应力分布状态,缓解了围岩的应力集中程度。初步抑制了巷道变形。
作者简介 陈维水 男,大专,长期从事煤矿安全、掘进管理工作,现任临矿集团古城煤矿副矿长、安全处长。 |