富碱性水弱胶结软岩巷道围岩控制技术研究.pdf

58Vol.55,No.8COALENGINEERING第55卷第8 期程炭煤doi:10.11799/ce202308011富碱性水弱胶结软岩巷道围岩控制技术研究宋刚（中煤天津设计工程有限责任公司，天津300131)摘要：针对碱水环境下大南湖七号煤矿弱胶结软岩巷道大变形问题，综合采用现场实测与数值计算等手段，研究了碱水侵蚀下弱胶结软岩巷道围岩变形机制，分析了不同支护参数下巷道围岩塑性区演化及锚杆（索）承载特性，提出了弱胶结软岩巷道最佳支护方案。结果表明：现有支护参数下，巷道整体移近量及锚杆索受力均呈现先急剧增大后缓慢增大趋势，且2.0 m内顶板裂隙较为发育；富碱性水弱胶结软岩巷道具有初期变形快、浅部离层大的变形特点，应采取及时支护措施；锚杆、锚索排距是巷道围岩变形与锚杆、索载荷值的主控因素；提出并验证了锚杆预应力50 kN、锚固长度1.5m、锚杆排距7 50 mm、锚索排距150 0 mm的支护方案，实现了巷道长时稳定。关键词：富碱性水；弱胶结软岩；巷道；围岩变形；控制技术中图分类号：TD823.4文献标识码：A文章编号：16 7 1-0 959(2 0 2 3)0 8-0 0 58-0 5Roadway surrounding rock control technology of weakly cemented soft rockwith with rich alkaline waterSONG Gang(China Coal Tianjin Design Engineering Co.,Ltd.,Tianjin 300131,China)Abstract:In view of the large deformation of weakly cemented soft rock roadway in Dananhu No.7 Coal Mine under alkalinewater environment,the deformation mechanism of weakly cemented soft rock roadway surrounding rock under alkaline watererosion was studied by means of field measurement and numerical calculation,the evolution of plastic zone of roadwaysurrounding rock under different support parameters and the bearing characteristics of bolts and cables were analyzed,and theoptimal support scheme was proposed.The results show that under the existing support parameters,the overall roadwayconvergence and the stress on the bolts and cables tend to increase sharply first and then slowly,and the fissure on the roof isdeveloped within 2.O m;the roadway deforms rapidly in the initial mining,and bed separation is obvious in the shallow part,which requires timely support measures;spacing of the bolts and cables is the main control factor for the deformation of thesurrounding rock and the load on them;with the proposed scheme the long-time roadway stability is maintained,in which thebolt pre-stress is 50 N,the bolting length is 1.5 m,bolt spacing is 750 mm and cable spacing is 1500 mm.Keywords:alkaline water;weakly cemented soft rock;roadway;surrounding rock deformation;control technology成岩年代晚、胶结程度低的侏罗纪和白垩纪煤系地层广泛分布于我国新疆地区，该类地层岩石具有“松、软、弱”等特点，遇水时极易软化、泥化甚至崩解1.2 。软岩巷道顶板下沉剧烈、两帮收缩严重及底板底鼓明显等现象突出，为巷道围岩稳定性控制带来巨大挑战3。同时，富含OH及其他矿物离子（催化剂）的碱水环境导致水岩作用更为强烈，岩层劣化程度更大，巷道围岩变形破坏特征及支护参数难以确定4围绕弱胶结地层巷道围岩控制方面，不同学者提出了各种各样的支护策略。李学彬、马斌等5,6 基于弱胶结岩层自身特点，提出巷道围岩注浆改性加固技术；孟庆斌等7 对比分析了不同断面形式的弱胶结软岩承载特性；杜明启、王襄禹等8.9 提出锚杆（网)索联合支护为手段的让抗支护技术。巷道围岩稳定性控制和应力环境相关性较大10 。围绕富水环境下巷道支护方面，主要聚焦于中性水和酸性水条件下围岩控制,12 ：陈康等13 提出富水弱胶结顶板收稿日期：2 0 2 2-10-19作者简介：宋刚（198 2 一），男，山东青州人，高级工程师，从事矿井设计与技术质量管理工作，E-mail：47 10 0 38 7 q q.c o m。引用格式：宋刚富碱性水弱胶结软岩巷道围岩控制技术研究J煤炭工程，2 0 2 3，55（8）：58-6 2.59灰2023年第8 期程煤施工技术断面、锚固形式与锚固力复合优化技术；范育青等14 提出了基于弱胶结岩石微观结构、宏观力学特性与变形特征的支护策略；许兴亮、李刚、宋艳清等15-17 提出了以阻断泥化或较少侵蚀为核心的富水软岩巷道围岩控制手段；朱先龙、张俊敏等18,19 提出了多层次、多方位顶板全锚索富水巷道支护技术。以上研究丰富了富水弱胶结顶板支护理论与技术的发展，但针对富碱性水弱胶结软岩巷道围岩控制技术研究较少。基于此，本文以新疆大南湖七号煤矿11701工作面回风巷为例，现场实测了碱性水侵蚀下弱胶结围岩变形破坏特征，数值优化了巷道支护参数并进行了工业性实践。1工程概况大南湖七号煤矿弱胶结软岩主要成岩于侏罗系、白垩系及新近系，7#煤层平均厚度为14.48 m，顶板含水层为碱性水（pH为7.1 11.9）。117 0 1工作面位于大南湖七号煤矿一分区南端，回风巷走向长度为2 36 8 m，巷道断面形状为矩形，沿煤层底板掘进，巷道尺寸为50 0 0 mm3000mm，经现场淋水测试确定117 0 1工作面回风巷淋水区域pH平均值为9，为中等碱性强度。2弱胶结软岩巷道围岩变形破坏特征2.1围岩变形与锚杆（索）承载特征为了掌握现有支护参数下受富碱水侵蚀的117 0 1工作面回风巷道弱胶结围岩变形特征，在巷道迎头两帮及顶板位置安装锚杆、索测力计，连续采集锚杆、索轴向载荷；采用红外测距仪对巷道顶底板及两帮移近量进行测定；同时于滞后迎头10 m位置处进行顶板钻孔窥视以确定巷道顶板破碎程度。11701工作面回风巷掘进过程中围岩变形及锚杆（索）受力如图1所示。随着掘进工作面向前推进，巷道围岩位移及锚杆、索受力均呈现先急剧增大，后缓慢增加趋势。其中，围岩位移速率拐点分别为滞后掘进迎头30，8 0 m。顶板最大下沉量为137 mm、两帮最大移近量为116.5mm、最大底鼓量为34mm，根据掘进速度换算可得最大变形速率为2 7.5mm/d。顶板锚杆载荷稍大于帮部锚杆，锚杆、锚索的最大轴向载荷分别为119.0，2 59.3kN。此时锚索承载值已超过屈服载荷（2 52 kN），处于屈服拉伸阶段，已无法完全承载巷道围岩；锚杆虽具有一定的承载空间，但富余量较小，待锚索局部失效后基本无法承载，可能诱发冒顶事故。160r一一两帮变形量一一顶板变形量120一底鼓值80上4000204060 80100120140距掘进工作面距离/m(a)围岩位移量曲线3025一两帮锚杆20顶板锚杆一-顶板锚索151091-9090-2051I-9012-9097-90 10-L01I-LO91-20日期(b)锚杆(索)受力曲线图1巷道围岩变形与锚杆（索）承载钻孔窥视结果如图2 所示，由于富碱水环境巷道围岩具有胶结性差、强度低等特点，巷道顶板上方浅部围岩，特别是2.0 m以下位置，整体出现了明显的离层与横向、纵向裂隙，具有整体垮冒致灾危险。锚杆承载力较大且浅部围岩离层明显，这与支护时机相关性较大，富碱水弱胶结软岩应采取及时支护措施，避免软岩前期过早变形，影响巷道围岩完整性。现有支护参数下，巷道整体移近量及锚杆索受力均呈现先急剧增大后缓慢增大趋势，且浅部离层现象明显。因此，呕需对117 0 1工作面回风巷支护设计进行优化改进，提高围岩变形的控制能力，避免矿井灾害的发生。52#(a)0.5 m深度(b)1.0 m深度(c)1.5 m深度(d)2.0 m深度图2围岩钻孔窥视结果2.2弱胶结软岩变形破坏规律为进一步分析富碱水侵蚀下弱胶结围岩变形特征，归纳弱胶结软岩变形破坏规律，采用FLAC3D数值模拟计算方法对碱水条件及无支护条件下巷道围岩变形进行反演分析。确定巷道围岩不同深度位移、塑性区发育随计算时步的关联性，揭示碱性水环境下弱胶结软岩巷道的变形破坏机理为考虑碱性水对弱胶结围岩力学特性的影响，采用FISH语言对围岩力学参数进行修正，具体参数见602023年第8 期施工程二技术炭煤参考文献2 0 。以117 0 1工作面实际钻孔资料和工程地质情况为基础，建立40 0 m（长）8 0 m（宽）95m（高）的Mohr-Coulomb本构模型，模型底部采用固定约束边界，四周为辊支撑（水平方向固定，垂直方向自由），上表面按上覆岩层自重施加均布载荷。数值计算确定不同围岩深度与不同运算时步下围岩位移与塑性区变化规律如图3所示。在模型运行初期（前2 0 0 0 步），巷道顶板下沉量与两帮移近量分别达到总移近量的6 2%、6 3%。同时，距巷道表面深度7 m以上围岩移近量占总移近量的98%，如图3(a)所示。以上表明现场实际生产过程中，顶板及两帮初期变形量较大，且深部围岩初期、末期变形量差别不大。从巷道表面至深部0.5，1.0，1.5，2.0，2.5m，顶板（两帮）围岩的离层量分别为2 6(28.5)，2 4(2 1)，13(14)，8(9)，5m m(3m m),表明巷道离层主要发生在巷道表面至1.5m深度范围，如图3(b)和(c)所示。塑性区深度与时步曲线可分为急剧增长阶段与趋于稳定阶段，对于顶板与两帮围岩，急剧增长阶段与趋于稳定阶段转折点对应的时步分别为150 0 和2 0 0 0，但对应的塑性区发育深度已达到总深度的8 5%左右，如图3（d)所示，表明顶板破坏速度大于两帮综上所述，碱水环境下117 0 1工作面回风巷道围岩具有初期变形快、破坏深度大、浅部离层大等特点，且塑性区范围（破坏深度）超前于巷道位移。3弱胶结围岩控制方案优化3.1支护参数优化方案11701工作面回风巷支护原方案采用锚网索喷联合支护方式。锚杆采用2 0 mm2400mm、MG400左旋无纵肋螺纹钢锚杆，施加预应力40 kN。锚杆间排距为8 0 0 mm800mm，每排14根，锚固段长度为1.0 m。锚索采用17.8 mm预应力钢绞线，强度为18 6 0 MPa，锚索长度为8 2 0 0 mm，锚固段长度为1.5m。锚索间排距均为16 0 0 mmx1600mm，每排3根，施加预拉力130 kN。基于目前巷道围岩的实际变形情况，有必要将锚杆预应力提高至50 7 0 kN，锚固段长度增加至1.52.0m，锚索排距缩小至150 0 140 0 mm。针对合理的锚杆预应力、锚杆锚固段长度以及锚杆索支护密度，采用数值模拟方法进行研究确定，提出的FLAC3D数值模拟方案，具体见表1。其中，表中未列出的其他支护参数采用原支护方案技术参数。120顶板位移量（2 0 0 0 步）顶板位移量（7 0 0 0 步）100一两帮位移量（2 0 0 0 步）80两帮位移量（7 0 0 0 步）60上402000246810距巷道表面距离/m(a)围岩位移量女一巷道表面一0.5m深度-1.0 m深度120-个1.5m深度-2.0 m深度-2.5m深度100/8060402002000400060008000计算时步/步(b)巷道顶板围岩位移120-$0.5 m深度会-1.0 m深度1000-1.5m深度/-02.0m深度802.5m深度巷道表面60A-4-4-4-4-40A-4-4-A-A-A20002000400060008000计算时步/步(c)巷道两帮围岩位移3.53.02.52.01.51.00.5顶板塑性区两帮塑性区001000200030004000500060007000计算时步/步(d)塑性区深度图3巷道围岩变形特征表1数值模拟方案预应锚固锚杆锚索方案力/kN长度/m排距/mm排距/mm501.57501500501.57001400三502.07501500四502.07001400五601.57501500六601.57001400七602.07501500八602.07001400九701.57501500十701.57001400十一702.07501500十二702.0700140061灰2023年第8 期程煤施工二技术3.2围岩承载与塑性区分布特征由于数值计算方案较多，本文不再对模拟过程进行详细分析，仅列举不同数值计算方案的最终结果。不同支护方案的巷道顶板下沉量、两帮移近量、底板底鼓量、最大垂直应力、塑性区最大发育深度、锚杆索最大轴向载荷见表2。表2数值计算结果塑性区锚杆最锚索最两帮顶板底鼓最大垂最大发大轴向大轴向方案移近量下沉量量/直应力育深度载荷/载荷/mm/mmmm/MPa/mkN/kN一115.013231.34.34.1117.4250.2二103.6116.726.93.83.5103.5218.3三112.5126.029.64.03.9114.3239.0四99.8112.125.53.63.498.5210.3五114.2130.531.04.14.0116.5246.1六102.3115.126.13.83.5101215.7七111.3125.129.14.03.9113.5235.3八98.7111.025.13.63.397.3209九113.6128.430.44.14.0115.2242.8十101.0113.125.83.73.499.6212.2十一109.4123.428.63.93.8112.0231.4十二98.1110.225.03.63.397.0207.6由表1、表2 可知，当锚杆锚索排距一定时（以方案一、五、九和方案一、三为例），锚杆预应力增大及锚固长度增长对巷道围岩位移、受力、锚杆索载荷值的影响较小，如锚杆预应力从50 kN增加至70kN，顶板下沉量从132 mm下降至12 8.4mm，降低幅度为2.7%，塑性区最大发育深度从4.1m降低至3.9m，降低幅度为4.8%。锚杆预应力及锚固长度一定时，锚杆锚索排距的变化对巷道围岩位移、受力、锚杆索载荷值的影响较大。锚杆排距为750mm，锚索排距为150 0 mm时（方案一、三、五、七、九、十一），两帮移近量、顶板下沉量、锚杆锚索轴向载荷均较大，且锚索轴向载荷接近于其屈服载荷值。而当锚杆（锚索）排距变为7 0 0 mm（140 0 mm）时，各监测值明显减小，特别是锚杆、锚索轴向载荷。通过对比方案二、四、六、八、十、十二，考虑到锚固长度增大带来的时间与经济效应，在保证围岩稳定性基础上确定方案二为最优方案，其数值模拟结果如图4所示。4工程应用4.1围岩控制技术11701工作面回风巷在掘进过程中存在以下问题：巷道顶板下沉量大，出现顶板“网兜”现象，局部钢筋网搭接处撕裂，大部分“网兜”尺寸面积(a)围岩水平位移(b)垂直位移图(c)围岩垂直应力(d)围岩塑性区(e)锚杆索轴向载荷图4最优方案数值模拟结果较大，其中部分“网兜”区域内的锚杆及托盘与网兜岩体同步下沉。根据上述研究结果，可共同说明在部分“网兜”区域，锚杆支护范围内的岩体呈现一定的整体下沉趋势。因此，有必要强化巷道顶板锚索的支护效能，确保巷道的安全稳定。结合巷道围岩具有初期变形快、浅部离层大的变形特点，则需要提高支护系统的支护刚度与及时支护措施，增强锚杆索对于围岩变形的敏感性。因此，提出的117 0 1工作面回风巷围岩控制策略如下：1）加强网片搭接强度：搭接处用双股12 铁丝双股双排扣绑扎连接，搭接处利用钢筋梯子梁和锚杆压紧。2）采用宽钢带提高围岩护表强度。采用抗拉强度550 MPa、尺寸规格为2 8 0 m3.0mm的W型宽钢带配合锚杆、钢筋网支护，提高护表强度。3）及时初喷，改进浆料性能：先于锚杆、索支护进行喷浆作业，避免碱性水对钢筋网、托盘等支护构件的腐蚀。添加早强剂、降低水灰比，提高混凝土料浆抗水能力。4.2巷道支护效果评价为验证上述围岩控制措施及最优支护方案对于富碱性水软岩巷道的围岩控制效果，在117 0 1工作面回风巷进行工业性试验，并对试验段的围岩变形、顶板离层、锚杆索受力等进行实时监测，测点布置如图5所示。现场围岩位移与离层以及锚杆索受力监测结果如图6 所示，由图6 可知，117 0 1工作面回风巷顶板最大下沉量为116 mm，两帮移近量为10 2.7 mm，底鼓量为2 6.4mm，最大变形速率为18.5mm/d，顶板3 8 m深度范围内的最大离层量为2 8.5mm，帮锚杆最大轴向载荷为110.5kN，顶板锚杆最大轴62张宝优）（责任编辑灰施工2023年第8 期二技术程煤向载荷为10 2 kN，顶板锚索最大轴向载荷为216.8kN。可见，在应用优化方案后，巷道围岩变形量、离层量以及锚杆索受力明显小于原支护方案下的相应值，且锚杆索的承载空间明显扩大，保证了支护系统的安全稳定。1600锚索017.8x8200锚杆020 x2400800W钢带测力计10图511701回风巷道测点布置（mm）3m深度顶板位移8 m深度顶板位移012010100w/2080306040底鼓值40一一两帮变形量50顶板变形量602000-0-0-00-0-0-0-0700020406080100120140距掘进工作面距离/m(a)围岩位移与离层AMAMMAMAM25201510。两帮锚杆顶板锚杆5顶板锚索10-L090-L0LI-LO91-2017-L097-201E-LOSO-80701-80日期(b)锚杆索受力图6现场测试结果5结论1）确定了现有支护方案下巷道围岩变形特征，整体移近量及锚杆索受力均呈现先急剧增大后缓慢增大趋势，且浅部1.5m深度范围内离层现象明显，应进一步优化支护方案。2）揭示了富碱性水弱胶结软岩巷道的围岩变形机理，围岩初期变形快，围岩塑性破坏早于变形，应加强及时支护并提高支护刚度3）锚杆、锚索排距是巷道围岩变形与锚杆、索载荷值的主控因素，优化了117 0 1工作面回风巷道支护方案，即：锚杆预应力50 kN、锚固长度1.5m、锚杆排距7 50 mm、锚索排距150 0 mm、联合金属网及W钢带。最后通过工业性试验验证了该方案的有效性。参考文献：1张东升，李文平，来兴平，等我国西北煤炭开采中的水资源保护基础理论研究进展J煤炭学报，2 0 17，42（1）：36-43.2王渭明，孙捷城，吕连勋弱胶结软岩巷道围岩位移反演地应力研究J中国矿业大学学报，2 0 16，45(3）：6 46-6 52.3王瑞红，王宇轩，蒋昱州水岩作用下裂隙岩体变形特性试验研究J水利水电技术，2 0 18，49(5）：136-142.4王艳磊，唐建新，江君，等水-岩化学作用下灰砂岩的力学特性与参数损伤效应J煤炭学报，2 0 17，42（1)：228-235.5李学彬，杨春满，王波，等西部弱胶结软岩巷道新型聚合物喷层支护研究J煤炭科学技术，2 0 17，45(12)：7 6-8 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