深部软岩巷道支护中合理注浆时间研究与应用.pdf

深部软岩巷道支护中合理注浆时间研究与应用许来峥1,李楠1,韦四江2(1.河南能源化工集团 焦煤集团科研所,河南 焦作市 4 5 4 0 0 0;2.河南理工大学 能源科学与工程学院,河南 焦作市 4 5 4 0 0 0)摘 要:针对深部软岩巷道变形严重,常规壁后注浆工艺支护效果差,注浆时间的确定缺乏科学依据等问题,提出了合理注浆时间的概念,寻求壁后注浆与巷道掘进的时间关系,对其进行了理论分析,并运用巷道轮廓变形法和钻孔成像法对合理注浆时间进行了测定,对地质条件与注浆时间的关系进行了阐述。现场测试和工程应用表明:赵固一矿北回风大巷合理注浆时间为巷道掘进后4 0 6 0d,九里山矿1 6 0 7 1中间底抽巷合理注浆时间为顶板至少滞后掘进时间6 0d,帮部滞后5 0 6 0d;合理的注浆时间与围岩性质、埋藏深度、地应力、顶板淋水等因素有较大关系。关键词:软岩巷道;壁后注浆;合理注浆时间;变形监测;钻孔成像0 引言我国煤炭以深部埋藏为主,埋深在1 0 0 0m以上的煤炭已占我国煤炭资源总量的5 1.3 4%12。随着浅部煤炭资源的日趋减少,我国许多大中型煤矿开采深度逐渐向深部延伸3。随着矿井向深部转移,高应力条件下的软岩巷道表现出变形大、长时间持续流变的特性,已成为巷道支护的难题之一。深部软岩巷道目前普遍采用锚喷支护,但当巷道的变形量或者围岩破裂范围过大时,采用这种支护方法不能取得好的支护效果,需要对围岩进行注浆,借助浆液来提高围岩的整体强度和自稳能力,使其形成注浆加固圈加固巷道围岩。对于这类巷道采用二次支护的形式是注浆47。李海燕等8研究了二次支护中锚杆长度对锚固效果的影响,得出了锚杆长度对二次支护影响很小的结论。李大伟等9确定了第二次大刚度高强度支护的合理参数,选择了安全可靠的支护方法,实现了巷道的长期稳定。杨治敏1 0在白坪煤矿的现场应用证明了二次高强锚网支护有效控制了大断面硐室的变形。施江旭等1 1基于极限位移准则和变形速率准则确定了二次支护时间。颜亚民等1 2提出了二次支护工程技术措施,减少了巷道返修率。李学彬等1 3认为补强稳定支护施工后,煤巷支护是全面的高强度刚性支护,限制了围岩变形,能维持巷道围岩的长期稳定。罗生虎等1 4通过数学实例计算认为二次支护与初次支护之间的时间间隔,能够影响两个支护结构之间的作用力。上述研究在支护时间方面多为一次支护时间的研究,针对二次支护中的合理注浆时间研究还较少。因此,本文研究了合理注浆时间并进行了现场应用,为煤巷支护提供了一定的参考依据。1 工程概况赵固一矿位于河南省北部,该矿井煤层埋深为6 5 0m、冲积层厚、基岩薄(顶板基岩厚度为3 61 2 5m)、地压大、矿压显现剧烈。近几年随着采深的不断加大,巷道所承受的原岩应力也相应增加,矿压的显现也变得异常明显,对巷道围岩的破坏更加剧烈,再叠加采动影响、巷道淋水、保护煤柱留设等复杂因素,采用普通支护形式已无法满足巷道的使用年限和要求,巷道返修工程量居高不下。赵固一矿主采二叠系山西组二1煤层,煤层赋存稳定,煤层厚为4.6 6.5m,平均厚约5.5m,煤层倾角为-1 0,平均倾角为-0.5。煤层硬度系数f为1,层理较发育。顶板基岩厚度为3 61 2 5m,直接顶较薄,砂岩层局部直接覆盖于二1煤层之上。北翼回风大巷主要担负北翼盘区通风及行人工作。自开口位置向里1 5 4.8m按照-5 掘进,掘进至接触煤顶后,巷道沿煤层顶板掘进,巷道掘进方向煤层倾角-1 0。北回风大巷断面规格均为:净宽5 4 0 0mm,净高3 5 0 0mm,净断面面积1 8.9m2;掘进宽度5 6 0 0mm,掘进高度3 6 0 0mm,掘进断面面积2 0.1 6m2,沿煤层顶板掘进。煤层顶底板情况见表1。I S S N1 6 7 1 2 9 0 0C N4 3 1 3 4 7/T D采矿技术 第2 3卷 第3期M i n i n gT e c h n o l o g y,V o l.2 3,N o.32 0 2 3年5月M a y.2 0 2 3表1 煤层顶底板情况顶底板名称岩石类别厚度(最薄至最厚/平均)/m岩性描述老顶大占砂岩1 2 1 3.8/1 2.7 8灰色,厚层状,细粒砂状结构,成分以长石、石英为主,中部夹有大量泥质条带,具中型平行层理及交错层理。直接顶泥岩0.7 8 1.2 8/1.0 3黑色,薄层状,平坦状断口,断面含有大量植物化石碎片,较松软。伪顶炭质泥岩0 0.5/0.2 0黑色,泥质结构,脆性高,较破碎。直接底细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩1 7.1 1 9.1/1 8.1灰色,厚层状,细粒砂状结构,成分以长石、石英为主,中部夹有大量泥质条带,具中型平行层理及交错层理。老底L 9灰岩1.5 2/1.7 5灰色,隐晶质,遇稀酸起泡,含动物化石,含黄铁矿晶体,具不规则方解石脉。2 合理注浆时间理论分析松散破碎以及软弱围岩巷道支护需要借助浆液来提高围岩的整体强度和自稳能力,浆液能够在围岩中均匀地流动渗透并到达一定的范围,是有效进行注浆加固的先决条件。浆液在围岩中的渗透深度、扩展宽度和加固范围取决于岩体应力分布情况以及由此产生的裂隙发育状态。在多数情况下,岩石渗透性最佳的状态,既不在强度峰值,也不在完全破坏后的残余强度阶段,而是在强度峰值后的某个位置上,此时裂隙发育程度最佳,最有利于注浆。围岩强度和围岩裂隙发育程度随时间变化如图1所示。图1 围岩裂隙发育程度随时间变化从图1可以看出,在围岩强度达到峰值时,随着裂隙发育程度的增加,围岩强度也增加,但围岩强度的峰值是早于裂隙发育程度的峰值的,当裂隙发育程度达到峰值时,围岩强度已经大幅下降,此时进行注浆则不利于利用围岩自身强度。理论上分析,应在围岩强度曲线与裂隙发育程度曲线的交叉点进行注浆是最合理的,此时围岩强度仍处于一个相对高点,同时围岩裂隙发育较为充分,浆液最易渗入围岩,对注浆材料性能和注浆工艺的要求也相对较低,也就是说注浆应滞后掘进工作面一个合理的时间。3 巷道变形量与合理注浆时间为确定巷道掘进后围岩中形成必要的注浆裂隙所需时间,首先建立巷道围岩的裂隙系数与巷道变形量之间的关系式。要保证巷道围岩达到最佳注浆加固效果,就必须在围岩中形成必要的裂隙,巷道变形所产生的变形量(也称轮廓位移量)U可由式(1)计算出1 5。(见图2)。U=UP+UT(1)式中,UP为围岩因流变所产生的位移,m;UT为围岩产生裂隙和碎胀所形成的巷道表面位移,m。1巷道刚掘进时轮廓线的位置 2产生位移U时巷道轮廓线的位置3巷道围岩裂隙区边界图2 巷道轮廓位移计算 根据巷道掘进后围岩产生的裂隙体积与因裂隙扩胀而使巷道轮廓收敛的体积相等的原则,建立式(2):RTrkr m(r)dr-0.5mm(R2T-r20)=0.5 (r0-UP)2-(r0-U)2(2)式中,r0为巷道掘进后顶部初始半径,m;rk为巷道变形后顶部半径,m;RT为巷道围岩裂隙区半径,m;mm为巷道掘进前顶部岩体原始裂隙系数;m(r)为巷道变形后岩体裂隙系数沿巷道径向分布函数。111许来峥,等:深部软岩巷道支护中合理注浆时间研究与应用 裂隙分布的大量实测数据表明,巷道轮廓收敛变形后,其围岩中裂隙系数随着裂隙与巷道表面距离增大呈指数分布。因此,m(r)可用式(3)表示:m(r)=mm+(mk-mm)e-a(r-rk)(3)式中,mk为巷道轮廓位移达到U值时,巷道轮廓处裂隙系数;a为与裂隙指数分布曲线的曲率相关的系数。将式(3)代入式(2),经积分和化简得式(4):mmR2T-(r0-U)2 +2(mk-mm)ar0-U +1a2-a RT+1a2ea(RT-r0+U)=mm(R2T-r20)+(r0-UP)2-(r0-U)2(4)用M a p l e软件求解上述超越方程,可计算当巷道轮廓处裂隙系数mk达到某给定值时,巷道轮廓的位移量U。计算时各种参数取范围和步长见表2。表2 参数取值范围和步长mk/%mm/%r0/mRT/maUP/m步长/m3.0 5.00 2.01.0 3.0L+r021 0 1 0-310.50.50.2 通过查阅其他文献可知,当巷道表面附近围岩中裂隙系数mk=4%5%时,底抽巷顶板轮廓位移量U为1 0 0mm,围岩中大部分裂隙已张开,但尚未产生大变形和围岩冒落,此时实施注浆等加固的效果最好。4 合理注浆时间现场考察4.1 巷道轮廓变形法考察根据巷道轮廓变形法对赵固一矿北翼回风大巷的合理注浆时间进行了考察。巷道表面位移监测站分别设立在巷道通尺1 0 0m、1 4 0m、1 5 0m、1 9 0m处。测试数据如图3、图4所示。横轴为巷道掘进日期,纵轴为巷道累计变形量。图3 通尺1 0 0m巷道表面位移变形曲线图4 通尺1 4 0m巷道表面位移变形曲线 从图3、图4可以看出:通尺1 0 0m处巷道掘进5 0d后,累计变形1 1 0mm,且曲线开始趋于平缓,说明日均变形速率不断降低;通尺1 4 0m处巷道在经过连续3 6d(首次支护后1 8 5 4d)的变形速率降低后,有一个明显加速的阶段,说明该时刻巷道深部围岩有进一步破坏趋势,因此应在该趋势发生之前进行注浆;同样对1 5 0m及1 9 0m处数据进行分析,分别得出巷道在掘进5 0d、4 8d是进行注浆的合理时间。综合4个测站数据认为:赵固一矿北翼回风巷合理注浆支护时间是巷道掘进后4 8 5 4d。4.2 钻孔成像法考察钻孔成像法的优点是对于裂隙分析比较准确、直观,可及时得出准确数据,常用作围岩松动圈测试工作,而通过钻孔成像法测定巷道围岩松动圈的动态发展过程,是寻找确定巷道合理注浆支护时间的重要手段。4.2.1 赵固一矿考察(1)第一次探测。首次支护后3 8 4 1d对赵固一矿北翼回风大巷1 7个钻孔的围岩裂隙进行了探测,由于篇幅有限,以下只展示有代表性的探测结果。1#测站:掘进与探测间隔时间为4 1d。通过图5可以看出,顶板在0.2 0.5m范围内破碎,1.3m处有裂隙;1.5m处顶板出现离层;2.2m处离层、裂隙发育;其余顶板完整。2#测站:掘进与探测间隔时间为3 8d。从图6可以看出,帮部6m范围内整体较为完整,未发现明显的离层和裂隙。第一次探测可看出,巷道掘进3 8 4 1d后围岩帮部未出现明显离层破坏,仅局部211采矿技术2 0 2 3,2 3(3)图5 掘进4 1d1#测站顶板探测截图图6 掘进3 8d2#测站钻孔探测截图地区顶板松动破坏,此时不适宜进行注浆支护。(2)第二次探测。在第一次探测之后3 0d,对相同地点进行了再次探测,共探测1 8个钻孔,以下为有代表性的探测结果。1#测站:掘进与探测间隔时间为7 0d。从图7可以看出,孔口0.2 0.5m范围内围岩破碎;1.5m及1.8 6m处顶板出现离层;2.4m处有空洞离层,裂隙发育,塌孔。2#测站:掘进与探测间隔时间为6 6d。从图8可以看出,0 0.5m范围裂隙发育,离层明显。3#测站:掘进与探测间隔时间为6 1d。从图9可以看出,该孔在0.41.0m范围内孔壁破碎严重,有7条较大离层;1.6m处有一条明显的离层。通过两次探测结果发现,巷道在首次支护3 8d图7 掘进7 0d1#测站顶板探测截图图8 掘进6 6d2#测站钻孔探测截图311许来峥,等:深部软岩巷道支护中合理注浆时间研究与应用图9 掘进6 1d3#测站钻孔探测截图后,围岩大范围完整,未发生明显离层和裂隙,6 1d后,原本完整性较好的围岩出现了多段的离层和破坏,顶板离层和裂隙也在不同程度增加。因此,认为合理的注浆支护时间为巷道掘进后4 0 6 0d。4.2.2 九里山矿合理注浆时间考察为了更广泛地研究合理注浆时间问题,对不同的地质、支护情况的巷道也进行了考察,考察地点为焦煤集团九里山矿1 6 0 7 1中间底抽巷,考察方法为钻孔成像法。九里山矿1 6 0 7 1中间底抽巷位于1 6采区东翼中部,巷道设计全长为8 5 0m,埋深为6 0 0m,距煤层垂直距离不小于1 0m,巷道顶板为粉砂岩,平均厚约1 0m。巷道支护选用锚网索喷+注浆支护,采用直墙半圆拱断面,断面规格为4.4m(宽)3.4m(高)。考察前期共探测2个断面6个钻孔,后又增加2个帮部钻孔,考察过程见表3。对5次探测的围岩裂隙进行了统计对比,对比情况见表4。根据钻孔成像法的考察,九里山1 6 0 7 1中间底抽巷顶板及肩窝围岩整体较为完好,浅部0 1.1m存在部分裂隙破碎情况,1.2 3.1m个别围岩夹层处存在轻微裂隙。从裂隙变形发育情况看,围岩裂隙变形发育主要集中在浅部01.0m,中部1.03.1m围岩裂隙未发生明显变化。因此该巷道合理注浆时间为顶板至少滞后掘进时间2个月,帮部滞后5 0 6 0d。表3 1 6 0 7 1中间底抽巷探测时间统计地点掘进日期第一次第二次第三次第四次第五次探测日期掘进天数/d探测日期掘进天数/d探测日期掘进天数/d探测日期掘进天数/d探测日期掘进天数/d通尺3 3 5m9月4日9月1 5日1 19月2 3日1 99月2 8日2 41 0月1 4日4 01 0月2 8日5 4通天3 2 5m9月1日9月1 5日1 49月2 3日2 29月2 8日2 71 0月1 4日4 31 0月2 8日5 7表4 1 6 0 7 1中间底抽巷围岩裂隙变化情况对比探测地点编号钻孔位置第1次第2次第3次第4次第5次通尺3 3 5m1#顶板正中0.5 5m轻微破碎,2.1m小裂隙。2#上肩窝0 0.2m破碎,1.1m小裂隙,3.1轻微破碎。4.8 5.0m孔壁出现轻微开裂3#下肩窝0 0.3 5m小破碎。通尺3 2 5m4#顶板正中00.2 m破碎,0.8 m小裂隙,2.3 2.5m小裂隙。孔口0.1 5m变形错孔5#上肩窝00.4 m小裂 隙破碎,0.8 m、1.1m小裂隙。0.8m裂隙明显增大0.8m大裂隙轻微变形错孔6#下肩窝0.3 0.9m轻微裂隙破碎,1.1m小裂隙。0.5m裂隙轻微增大0.5m裂隙轻微错孔4.3 合理注浆时间差别原因分析利用巷道轮廓变形法和钻孔成像法对多个地区的合理注浆时间进行了考察,得出了不同的考察结果,为了探明产生这种不同的原因,对考察地区的顶板岩性、岩层硬度、埋深及地应力等多个因素进行了分析,得出了影响合理注浆时间的原因。411采矿技术2 0 2 3,2 3(3)(1)从巷道顶板岩性来看,顶板为1 0m以上的粉砂岩且致密的条件下,围岩最为稳定,巷道成型两个月后仍未产生注浆通道;巷道老顶即使为较厚的大占砂岩,但若夹有大量泥质条带,且直接顶为较松软的泥岩的情况下,巷道掘出4 55 5d为合理注浆时间;直接顶为硬但薄的岩层(如0 2m的灰岩)且老顶局部含有泥岩夹层的情况下,合理注浆时间极短,应在巷道掘进后越快进行注浆越好。(2)从主地应力大小和方向来看,九里山矿最大水平地应力为1 8.3 4M P a,赵固一矿最大水平主应力为1 6M P a,虽然九里山地应力更高,但该矿巷道方位角与最大主应力方向夹角为1 0 2 2,赵固一矿为5 7,九里山矿巷道与最大地应力之间状态更佳,因此九里山矿合理注浆时间更晚,甚至顶板不需要注浆。(3)从淋水情况来看,如果巷道有淋水,即使淋水量较小,但如果顶板为泥岩和砂质泥岩,或具有煤层或泥岩夹层,就会造成围岩遇水软化、膨胀,导致裂隙发育极快,合理注浆时间应越快越好。5 工程应用效果根据对合理注浆时间的分析和考察,在赵固一矿北翼回风大巷进行了现场工程应用,并对应用后的巷道支护效果进行了考察,考察方法主要为巷道变形量监测,共建立了4处监测站,其变形曲线如图1 0所示。通过监测所得的巷道变形数据可以看出,在巷道施工初期(0 4 0d),巷道在短时间内发生了较大变形,变形曲线斜率较大,后期随着在合理的时间进行的注浆支护,曲线斜率大幅度减小,部分测站曲线近乎水平,两帮变形速率保持在0.5mm/d之内,巷道处于稳定状态。6 结论(1)巷道的壁后注浆工序存在着一个合理时间,且该时间应以滞后掘进时间为依据。在合理的时图1 0 两帮累计移近量曲线间范围内,围岩裂隙发育已经充分,浆液流通通道已经形成,有利于浆液渗入围岩,且此时围岩自身仍有较高的强度,对巷道支护最有利。(2)运用巷道轮廓位变形和钻孔成像法可以对合理注浆时间进行理论计算和现场考察。理论计算为巷道表面位移达到1 0 0mm时可开始注浆。运用钻孔成像法也能较准确地得出合理注浆时间,通过现场实测,赵固一矿北回风大巷合理注浆时间为巷道掘进后4 0 6 0d,九里山矿1 6 0 7底抽巷为顶板滞后掘进时间6 0d,帮部滞后5 0 6 0d。(3)合理的注浆时间与围岩性质、埋藏深度、地应力、顶板淋水等因素有较大关系。顶板岩层的硬度大小和裂隙发育强弱不是绝对的反相关,在顶板岩层硬且薄的情况下裂隙最快,需要尽早进行注浆;主应力对合理注浆时间的影响不仅体现在大小方面,也与方向相关,巷道轴线与主应力方向越接近平行,裂隙发育就越缓慢,合理注浆时间就越晚。参考文献:1 孟庆彬,韩立军,乔卫国,等.赵楼矿深部软岩巷道变形破坏机理及控制技术J.采矿与安全工程学报,2 0 1 3,3 0(0 2):1 6 5-1 7 2.2蓝航,陈东科,毛德兵.我国煤矿深部开采现状及灾害防治分析J.煤炭科学技术,2 0 1 6,4 4(0 1):3 9-4 6.3郭东明,叶善德,王汉军,等.华丰矿高应力巷道二次支护参数设计研究J.煤炭工程,2 0 1 7,4 9(0 9):7 5-7 9.4童义学.软岩巷道二次支护技术的应用J.煤炭科学技术,2 0 0 4(1 2):1 6-1 8.5方新秋,赵俊杰,洪木银.深井破碎围岩巷道变形机理及控制研究J.采矿与安全工程学报,2 0 1 2,2 9(0 1):1-7.511许来峥,等:深部软岩巷道支护中合理注浆时间研究与应用6李清,刘文江,杨仁树,等.深部岩巷二次锚喷耦合支护技术J.采矿与安全工程学报,2 0 0 8(0 3):2 5 8-2 6 2.7黄文忠,王卫军,余伟健.深部高应力碎胀围岩二次支护参数研究J.采矿与安全工程学报,2 0 1 3,3 0(0 5):6 6 5-6 7 2.8李海燕,张波,刘纪阳,等.煤矿巷道二次支护锚固参数研究J.采矿与安全工程学报,2 0 1 7,3 4(0 5):9 6 2-9 6 7.9李大伟,侯朝炯,柏建彪.大刚度高强度二次支护巷道控制机理与应用J.岩土工程学报,2 0 0 8(0 7):1 0 7 2-1 0 7 8.1 0 杨治敏.大断面硐室二次高强锚网支护技术研究J.水力采煤与管道运输,2 0 1 8(0 3):1 3 9-1 4 0+1 4 2.1 1 施江旭,张成良,吕文乾,等.基于监控量测对软岩隧道二衬支护时间的确定J.中国水运(下半月),2 0 1 7,1 7(1 2):2 1 9-2 2 0+2 4 2.1 2 颜亚民,李士东.二次支护在软岩巷道中的应用J.中国矿业,2 0 1 3,2 2(0 1):1 0 0-1 0 2.1 3 李学彬.大断面煤巷快速掘进二次支护理论研究J.煤矿开采,2 0 1 5,2 0(0 1):5 1-5 5.1 4 罗生虎,伍永平,解盘石.二次支护围岩 支护结构耦合作用黏弹性解析J.中国矿业大学学报,2 0 1 7,4 6(0 3):5 2 8-5 3 6.1 5 乔卫国,乌格梁尼采A B,彼尔绅B B.巷道注浆加固合理滞后时间的确定J.岩石力学与工程学报,2 0 0 3(S 1):2 4 0 9-2 4 1 1.(收稿日期:2 0 2 2-0 9-0 5)作者简介:许来峥(1 9 8 4),男,河南焦作人,硕士研究生,工程师,主要研究方向为巷道支护和矿山压力,E-m a i l:x u-l a i z h e n g 1 6 3.c o m。611采矿技术2 0 2 3,2 3(3)