极软弱地层井巷工程建设关键技术研究

2018-04-11 02:43孟庆彬韩立军韩德明孙景武梅凤清
西安科技大学学报 2018年2期
关键词:斜井工字钢井筒

孟庆彬,韩立军,韩德明,孙景武,梅凤清,冯 伟

(1.中国矿业大学 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,江苏 徐州 221116;2.华润电力(锡林郭勒)煤业有限公司,内蒙古 锡林浩特 026000)

0 引 言

长期以来,煤炭是中国的主体能源,随着中国中东部深部矿井建设热潮的衰退和深井不断关停,矿井开采逐渐向煤炭资源丰富的西部地区发展。由于西部地区特殊的成岩环境,造成广大西部地区存在一类特殊软岩,即极弱胶结软岩[1-4];极软弱地层井巷工程围岩自稳能力差,自稳时间短,围岩控制困难,严重影响了西部矿区矿井的安全高效建设。

由于极弱胶结软岩强度低、遇水泥化、可锚性差,导致锚杆、锚索的锚固性能极低,造成锚杆锚固后极易被拔出,根本无法发挥锚杆、锚索对围岩的加固作用,造成处于极弱胶结地层中的斜井井筒、大断面硐室与开拓巷道无法实施采用锚杆、锚索等主动支护结构;对于矩形断面的回采巷道而言,在这类特殊地层中开挖成型与支护较为困难,巷道返修次数较多、维护成本较高。目前在软岩巷道围岩稳定理论与控制技术方面的取得了一些进展,如孟庆彬等采用FLAC3D分析了锚杆与锚索支护下巷道围岩应力场分布特征,揭示了锚杆-锚索预应力耦合支护效应,提出了极弱胶结地层煤巷矩形断面开切眼导硐采用锚网索与工字钢支架联合支护技术方案,并成功应用于工程实践[4]。Yan等分析了深部煤巷变形破坏特征,提出了锚网索联合支护技术,并采用数值模拟与井下工业性试验评价了支护效果[5]。袁亮等采用现场地质调查与试验监测、岩石力学试验、数值模拟和理论分析等综合研究方法,提出了淮南矿区深部岩巷围岩分类标准体系,形成了深部岩巷围岩稳定控制理论及分步联合支护理念与施工安全控制的成套技术[6]。Jing等研制了大尺度三维岩体锚固模拟试验系统,研究了锚杆的受力演化及分布特征,揭示了全长锚固锚杆的群锚机理,提出了深部岩巷锚网索耦合支护技术[7]。孙广义等将直墙拱形与封闭拱形断面融合在一起,形成了半封闭型巷道,改善了巷道围岩的应力分布状态,减小了巷道围岩的破坏范围[8]。吕爱钟从降低硐室围岩塑性区面积的角度,基于弹性假定确定了硐室最优形状[9]。高富强采用数值方法揭示了断面形状对巷道围岩稳定性的影响规律,采用圆弧拱断面巷道代替矩形断面巷道,改善了巷道围岩应力状况,减小了巷道变形量与围岩塑性区范围[10]。

虽然许多学者针对软岩巷道支护技术与断面形状优化[11-12]及围岩稳定控制难题[13-17]进行了的理论研究与工程实践,解决了许多井巷工程围岩控制难题。但是,目前对极软弱地层井巷工程支护技术的研究较少,文中以内蒙古锡林浩特市五间房矿区西一矿极软弱地层井巷工程为研究背景,通过井下工业性试验,探讨极软弱地层井巷工程合理支护技术,为中国西部井巷工程建设提供理论指导与技术支持,保证中国西部地区极软弱地层中煤炭资源的安全高效开采。

1 地质特征与围岩特性

西一矿设计生产能力为800万t/a,采用斜井盘区下山开拓方式。西一矿主要含煤地层位于白垩系,煤层顶底板主要为胶结程度极差的岩石,煤系地层主要岩石物理力学参数详见表1[18],并呈现出煤层顶板岩石的强度小于煤层强度的特殊现象。为确定极弱胶结软岩的膨胀性粘土矿物成分,采用D/Max-3B型X射线衍射仪,对岩样进行全岩矿物分析,测试结果表明,西一矿软岩巷道围岩中的泥岩、粉砂质泥岩的粘土矿物成分以高岭石、伊利石为主,不含有强膨胀性的蒙脱石,伊蒙混层矿物含量也比较低。膨胀性试验结果表明[18],泥岩:膨胀力平均为195.1 kPa,自由膨胀率平均为6.72%;粉砂质泥岩:膨胀力平均为225.03 kPa,自由膨胀率平均为16.13%;粉砂岩:膨胀力平均为586.0 kPa,自由膨胀率平均为4.99%;细砂岩:膨胀力平均为38.38 kPa,自由膨胀率平均为0.54%;遇水后具有一定的膨胀性,但膨胀程度不大,属于微膨胀性软岩,但是具有后极易崩解、泥化,在很短时间内成散状物。

表1 煤系地层岩石物理力学参数

采用地质雷达无损探测技术对西一矿开拓与回采巷道的顶板、底板及两帮进行了围岩松动圈测试,以确定巷道围岩松动圈的大小及分布规律,为巷道支护方案与参数设计提供依据,开拓与回采巷道地质雷达探测剖面图如图1所示,各探测断面的松动圈范围详见表2[19-20]。

表2 巷道围岩松动圈地质雷达探测结果

由表1分析可知,开拓巷道围岩顶板、底板及两帮的松动圈范围较大,基本上在2.0~3.0 m范围之内,局部可达到4.0~4.5 m,属于大松动圈[19]。1302回风顺槽松动圈测试结果表明,左帮围岩破碎深度为2.0~3.0 m;顶板围岩破碎深度可达到3.0 m左右,右帮围岩破碎深度为2.5 m左右,破碎深度为1.5~2.0 m;总的来说,1302回风顺槽松动圈范围较大,基本上在2.0~2.5 m范围之内,局部可达到3.0 m,属于大松动圈[20]。对于极弱胶结软岩巷道而言,其强度较低,自稳能力差,开挖后围岩松动圈范围较大;而锚杆与锚索支护效果差,支护结构施加后不能有效地控制围岩塑性区的损伤扩展,会造成围岩进一步的变形破坏,极不利于巷道围岩的稳定与控制,最终导致巷道围岩失稳破坏,使其经多次翻修后仍不能满足正常使用。

2 斜井井筒合理支护与掘进技术

2.1 分段合理支护方案设计

五间房西一矿主要采用斜井井筒开拓方式,根据地质报告和井筒检查孔资料[18],表土层较厚,第四系主要为风积细沙,松散;第三系粘土,稍湿~湿,坚硬~硬塑~可塑,浸水崩解;井筒穿过的白垩系下统巴彦花组地段,砂岩、砂砾岩自稳性极差,岩体几乎没有胶结性,岩石基本为极软岩,岩体完整程度较破碎,自承能力较差;井筒穿过岩层均为弱含水层,水文地质条件简单。可根据井筒穿过的地层条件分段设计合理的支护方案,采用理论计算与数值分析验算支护结构的承载能力,通过围岩变形监测评价支护方案的可行性。

图1 开拓与回采巷道地质雷达探测剖面图Fig.1 Geological radar detection profile of development roadway and mining roadway

将主斜井井筒支护设计分为表土段、第三系下段Ⅰ,第三系下段Ⅱ,白垩系上段等4段(见图2)。

1)表土段斜井井筒支护方案:里程为0~92.408 m(斜井埋深约为0~22.79 m),以细砂及粘土为主,条件较差,采用双层钢筋混凝土支护结构,拱部混凝土厚度为400 mm,墙体混凝土厚度为500 mm,底部片石砂浆层厚度为400 mm,现浇混凝土厚度为400 mm;采用二级18 mm钢筋,间排距为@300 mm;

2)第三系下段Ⅰ斜井井筒支护方案:里程为92.408~150.0 m(斜井埋深约为22.79~33.74 m),以细砂岩及粘土为主,支护方式采用16#工字钢+挂网喷混凝土初次支护,排距为700 mm,喷混凝土厚度为160 mm,然后再用钢筋混凝土砌碹(厚度为240 mm);底部片石砂浆层厚度为400 mm,现浇混凝土厚度为400 mm;采用二级18 mm钢筋,间排距为@300 mm;

3)第三系下段Ⅱ斜井井筒支护方案:里程为150.0~295.0 m(斜井埋深约为33.74~66.36 m),以细砂岩及粘土为主,设计分二次支护:一次支护采用挂网+16#工字钢,排距为700 mm,喷混凝土厚度为160 mm,二次支护采用挂网锚喷混凝土厚度为140 mm;底部片石砂浆层厚度为400 mm,现浇混凝土厚度为200 mm;

4)白垩系上段斜井井筒支护方案:里程为295.0~568.181 m(斜井埋深约为66.36~120.0 m),以砂岩及泥岩为主,设计采用钢筋网+16#工字钢+喷混凝土支护(厚度为160 mm),现浇混凝土铺底200 mm;挂网规格为钢丝直径φ6.5 mm,网孔为150 mm×150 mm;16#工字钢排距为700 mm,在每架16#工字钢的两底端各焊接一块钢板,钢板的规格为长×宽×厚=300 mm×250 mm×10 mm;砌碹混凝土强度等级为C30,喷混凝土强度等级为C25,铺底混凝土强度等级为C20.

基于围岩压力理论、弹塑性理论等,采用ANSYS大型有限元软件,分析了支护结构的承载能力,验算了支护结构与参数的合理性(因篇幅限制,该计算过程省略)。并采用FLAC3D模拟分析了斜井井筒支护方案的支护效果,数值模拟结果详见表3;结果表明,所提出的斜井井筒支护方案可有效地控制斜井井筒围岩的变形与底臌,抑制了围岩塑性区的损伤扩展,保证了斜井井筒支护结构的稳定及安全。当斜井井筒穿过较弱不良地层时,进行超前导管支护,并采取短掘短支、加强支护的技术手段,保证了斜井井筒的施工安全与进度。

表3 斜井井筒支护方案效果数值模拟分析结果

图2 斜井井筒合理支护方案Fig.2 Reasonable supporting scheme of inclined shaft

2.2 斜井井筒围岩变形监测

为验证支护方案的可行性与支护效果,对不同里程段斜井井筒围岩变形进行了实时监测,以反映斜井井筒围岩表面位移的大小及断面收缩程度,各监测断面围岩变形监测结果如图3所示。

图3 斜井井筒围岩收敛变形与时间关系曲线Fig.3 Curves of convergence deformation vs.time of inclined shaft surrounding rock

由图3分析可知,主斜井井筒12个监测断面、副斜井28个监测断面及回风斜井9个监测断面的两帮收敛变形曲线趋势基本一致,即随着时间的延续,两帮围岩变形经过剧烈变形、波动变形及稳定变形等3个阶段后趋于稳定[19],即井筒围岩位移随时间变化关系曲线为衰减稳定型。主斜井井筒里程约为5.3~549.8 m(埋深约为1.2~123.7 m),两帮收敛变形约为15.0~36.2 mm,平均值约为25.38 mm;副斜井井筒里程约为2.4~1 358.2 m(埋深约为0.2~130.2 m),两帮收敛变形约为12.6~28.5 mm,平均值约为21.24 mm;回风斜井井筒里程约为3.5~325.4 m(埋深约为1.4~127.1 m),两帮收敛变形约为14.1~41.2 mm,平均值约为26.19 mm.根据监测数据,针对极软弱地层这一特殊工程地质条件,采用了对斜井井筒采用全封闭型钢支架、钢筋混凝土与全封闭型钢支架、双层钢筋网、喷射混凝土等2种合理的支护结构,保证了斜井井壁结构的长期稳定与安全。

3 开拓大巷合理支护与掘进技术

3.1 合理支护方案设计

由于大巷所穿越地层岩性为极弱胶结的软岩,其强度极低,无法有效地实施锚杆、锚索等主动支护,并且巷道开挖后自稳能力较低,巷道支护困难;只能采用被动支护结构,以保证巷道围岩与支护结构的稳定及安全。

1)正常段开拓大巷:采用挂双层网+喷混凝土+16#工字钢支架,支护厚度为300 mm;支架采用16#工字钢制作,间距700 mm,支架底脚板采用10 mm厚钢板制作,底脚板规格400 mm×400 mm×10 mm.金属网为φ6.5 mm钢筋焊接,网孔尺寸为100 mm×100 mm(图4)。巷道混凝土铺底加设工字钢底梁,工字钢底梁间距1 400 mm,混凝土铺底增加一层金属网,混凝土铺底厚度为600 mm反底拱;铺底混凝土、喷混凝土强度等级均为C25;

2)过断层段开拓巷道支护方案:采用挂双层网喷+16#工字钢加强支护,支护厚度为350 mm,工字钢间距700 mm;巷道混凝土铺底加设工字钢底梁,工字钢底梁间距700 mm,混凝土铺底增加一层金属网;铺底混凝土、喷混凝土强度等级均为C25;

3)加强支护段开拓巷道支护方案:采用16#工字钢支架+挂网喷混凝土+钢筋混凝土衬砌,支架采用16#工字钢制作,工字钢棚间距700 mm,支架底脚板采用10 mm厚钢板制作,底脚板规格400 mm×400 mm×10 mm;金属网为φ6.5 mm钢筋焊接,网孔尺寸为100 mm×100 mm;主筋采用二级18 mm钢筋,间排距为@300 mm;箍筋采用二级6.5 mm钢筋,间排距为@600 mm;巷道混凝土铺底加设工字钢底梁,工字钢底梁间距1 400 mm,混凝土铺底增加一层金属网,混凝土铺底厚度为600 mm反底拱;铺底混凝土、喷混凝土强度等级均为C25.

图4 开拓大巷合理支护方案Fig.4 Reasonable supporting scheme of main development roadway

3.2 开拓巷道围岩变形监测分析

围岩变形量是反映巷道变形规律与稳定状态最直观的物理量,也是评价支护效果最直观可行的指标[21-22]。巷道围岩收敛变形监测采用收敛计,每隔30~50 m布置一个监测断面,开拓巷道围岩位移随时间变化关系曲线如图5所示。

由图5分析可知,东一回风大巷8个监测断面、东一主运大巷22个监测断面及西一主运大巷15个监测断面的两帮收敛变形曲线趋势基本一致,即巷道围岩位移随时间变化关系曲线为衰减稳定型。东一回风大巷里程约为780.0~1 003.7 m(埋深约为169.0~175.5 m),两帮收敛变形约为23.1~42.0 mm,平均值约为30.71 mm;东一主运大巷里程约为729.0~1 027.0 m(埋深约为164.3~176.5 m),两帮收敛变形约为4.0~24.1 mm,平均值约为13.96 mm;西一主运大巷里程约为690.0~880.0 m(埋深约为147.9~150.6 m),两帮收敛变形约为13.0~30.7 mm,平均值约为19.75 mm.监测数据表明,根据开拓巷道围岩工程地质条件,提出了全封闭型钢支架、双层钢筋网与喷射混凝土组成的联合支护方案,提高了巷道掘进效率,保证了开拓巷道围岩与支护结构的稳定及安全。

图5 开拓巷道围岩收敛变形与时间关系曲线Fig.5 Curves of convergence deformation vs.time of development roadway surrounding rock

采用FLAC3D模拟研究了巷道开挖后的围岩变形特征及塑性区演化规律,分析了不同埋深和侧压力系数对巷道围岩稳定的影响规律[20],为优化不同埋深条件下开拓巷道支护结构形式提供了依据。当巷道过断层破碎带时,提出了合理施工与支护工艺,制定了过断层及探水施工安全措施,以保障巷道施工安全,防止出水事故。

4 回采大巷合理支护与掘进技术

4.1 回采巷道断面与支护方案优化设计

针对西一矿极弱胶结地层回采巷道的工程特征与地质条件,提出了基于锚网索耦合支护技术的双层锚固平衡拱结构(图6),其要点为[23]

1)巷道开挖过程中,巷道周边会产生松动圈效应,当采用预应力锚杆对松动岩体进行支护时,通过钢筋网、钢筋梯等辅助支护作用,对破碎围岩产生径向压缩作用,形成内层锚固拱结构,此外,锚杆之间的相互挤压作用保证了内层拱的形成与稳定,由锚杆形成的压缩拱结构称为内层锚固拱结构;

2)当采用预应力锚索进行加强支护时,如果锚索的支护密度足够大,锚索由于压缩锥叠加作用同样形成外层压缩拱结构,当采用密集锚索支护时,对原内层锚固结构起到了强化作用,并对内层锚固结构施加了径向压力,提高了内层锚固结构的承载能力;

而在社会经济发展过程中,区间经济发展的不均衡问题也较为显著,在珠三角地区以及粤东西北地区存在显著的差异,这样就造成了城市旅游效率的差异等问题。

3)锚索作为加强支护方式,由于锚固深度大,可将内层锚固结构锚固在上部稳定岩层中,锚索的预应力锚固作用形成的外层锚固结构与锚杆作用形成的内层锚固结构相互叠加形成双层锚固平衡拱结构,同时增加了锚固层的厚度。锚索一般较长,可以在很大范围内对松动围岩产生挤压作用,不但分担了部分围岩压力,还较大幅度的提高了围岩的稳定性与承载能力。因此,外层锚固结构的形成可以保证巷道的长期稳定性;

4)钢筋网、钢筋梯的主要作用是防止锚杆锚固区域内的破碎岩块掉落和提高锚喷支护结构的整体强度及支护效果。

1-高强预应力锚杆 2-钢筋网 3-锚杆托盘4-低松驰预应力锚索 5-锚索托盘 6-钢筋托梁图6 双层锚固平衡拱结构示意图Fig.6 Structure of double balance arch

采用力学基本原理推导出了双层锚固平衡拱结构的承载力与支护参数及双层锚固平衡拱结构拱厚的计算公式等[23]。并采用FLAC3D研究了双层组合拱结构形成机制,初步揭示了合理断面形状、锚杆与锚索支护参数对双层组合拱结构形成机制的影响规律[23],并提出了极弱胶结地层回采巷道分类支护技术方案与参数[20,24],主要采用锚网索耦合支护方案,如图7所示。锚网索联合支护参数:锚杆规格为φ20 mm(直径)×2 400 mm(长度),间排距为700 mm(间距)×700 mm(排距),预紧力设计值不低于50 kN;锚杆采用拱型高强度托盘,规格为150 mm(长度)×150 mm(宽度)×8 mm(厚度);金属网的网格尺寸为φ6.5 mm(直径)×50 mm(长度)×50 mm(宽度);钢筋托梁采用φ14 mm的圆钢焊接,要求巷道全断面使用;锚索规格为φ17.8 mm(直径)× 5 100/6 000 mm(长度),间排距为1 600 mm(间距)×2 100 mm(排距),按3-2-3的方式进行布置,预紧力设计值不低于150 kN;锚索采用高强度垫板,规格为300 mm(长度)×300 mm(宽度)×16 mm(厚度);底板采用C35混凝土进行现场浇筑,底拱处混凝土的厚度为300 mm,墙角处混凝土的厚度为200 mm.

图7 回采巷道锚网索联合支护方案Fig.7 Combined support scheme of bolt-mesh-cable in mining roadway

采用FLAC3D揭示了不同断面形状回采巷道开挖后围岩稳定演化规律,确定了回采巷道采用切圆拱形断面,既可提高巷道断面使用率,又有利于围岩自稳能力的提高与拱顶锚固平衡拱结构的形成,提高了锚网索支护效果,保证了围岩稳定与支护结构的可靠;分析了不同支护技术方案对回采巷道围岩稳定控制效果[20,24-25],提出了回采巷道过断层与富水地层时的掘进技术与施工工艺及支护方案,确保其施工安全与围岩稳定。

4.2  回采巷道围岩变形监测分析

采用收敛计对回采巷道围岩变形进行动态监测,每隔30~50 m布置一个监测断面,采用中腰十字布点法布设测点,极弱胶结地层回采巷道围岩收敛变形与时间关系曲线如图8所示[20,24]。

图8 回采巷道围岩收敛变形与时间关系曲线Fig.8 Curves of roadway surrounding rock deformation deformation-time

由图8分析可知,1302运输顺槽11个两帮收敛变形监测断面、10个顶板下沉监测断面的曲线变化趋势基本一致,即巷道围岩位移随时间变化关系曲线为衰减稳定型。1302运输顺槽巷道里程约为1 242~2 067 m(巷道埋深约为224.8~263.7 m),两帮收敛变形约为6~81 mm,平均值约为41.67 mm;顶板下沉量约为2~29 mm,平均值约为17 mm.围岩变形监测结果表明,回采巷道两帮收敛变形量大于顶板下沉量(除个别测点外),即说明锚网索联合支护结构有效地控制了顶板的下沉与离层;随着巷道埋深的增加,巷道围岩变形与顶板下沉量呈增大的趋势,且巷道局部地段出现了轻微底臌,故应采取相应的加强支护措施,实现“控顶、强帮、固底”的围岩控制理念,以保证回采巷道围岩与支护结构的长期稳定及安全。

5 结 论

1)针对蒙东矿区极软岩具有松散、破碎、遇水泥化、强度极低、自稳能力差等特征,提出了全封闭型钢支架、双层钢筋网与喷射混凝土组成的刚柔联合支护结构,保证了围岩与支护结构的长期稳定及安全;

2)针对极软弱地层这一特殊工程地质条件,提出了开拓巷道采用“双层网+喷混凝土+工字钢支架”和“工字钢支架+网喷+钢筋混凝土衬砌”等两类支护技术方案,满足了极软弱地层中开拓巷道围岩和支护结构稳定的需要;

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