综放回采巷道破碎围岩注浆加固技术研究_李飞.pdf

煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 1工程概况 王庄煤矿 5216 工作面位于 52 采区，所采煤层为 3 煤层， 煤层均厚为 6.9m， 平均含有夹矸 3～4 层， 采用 综采放顶煤工艺开采，煤层直接顶为均厚为 3.5m的黑 色泥岩， 基本顶为均厚为 6.7m的灰色细粒砂岩， 直接底 为2.6m的黑色泥岩， 老底为均厚为4.5m的灰色中砂岩， 工作面标高为 610～660m。5216 工作面运输巷沿 3 煤 层底板掘进， 全长为 1500m， 巷道断面为矩形， 高度为 3.2m，宽度为 4.5m，该巷道与 5208 采空区之间留设有 18m的保护煤柱， 5216工作面具体位置如图1所示。 图 15216 工作面位置示意图 图 25216 工作面运输巷支护断面图 5216 工作面运输巷掘进后采用的支护方式为锚 网梁支护， 巷道顶板布置锚杆 6 根， 间排距为 800 800mm， 顶板布置 3 根大孔径预应力锚索， 间排距为 12501600mm，巷道两帮布置 5 根锚杆，间排距为 700800mm， 具体巷道支护断面图如图 2 所示。 该巷 道在掘进期间采用锚网梁支护能够基本围岩稳定， 但 在 5216 工作面回采期间， 5216 工作面运输巷由于受 综放回采巷道破碎围岩注浆加固技术研究 李飞 山西潞安环保能源开发股份有限公司王庄煤矿 ， 山西 长治 046031 摘要 为解决王庄煤矿 5216 工作面运输巷在回采期间变形量大的问题， 利用数值模拟软件结合地 质资料分析得出巷道变形量大的主要原因，根据巷道变形原因选用注浆加固技术来解决巷道围岩变 形严重、 支护困难的问题。 结果表明 注浆加固后有效的提升了巷道的承载能力， 巷道顶板下沉量小于 400mm， 两帮的相对移近量小于 700mm， 满足回采期间的使用要求。 关键词 破碎围岩 ； 回采巷道 ； 注浆加固 ； 围岩变形 中图分类号 TD265文献标识码 A文章编号 1009- 0797 （2019 ） 05- 0013- 04 Research on grouting reinforcement technology of broken surrounding rock in fully- mechanized caving stope LI Fei Shanxi Lu an Environmental EnergyDevelopment CoLtd ， Shanxi Changzhi 046031 Abstract In order tosolve the problemoflarge deation in the 5216 workingface ofwangzhuangcoal mine duringstoping, the main caus- es of large deation in the roadway were obtained by using numerical simulation software combined with geological data analysis, according to the reason of roadway deation, grouting reinforcement technology is chosen to solve the problem of serious deation and difficult support of roadway surrounding rock. The results show that the bearing capacity of the roadway is effectively improved after grouting reinforcement, the roof subsidence of the roadway is less than 400mm, and the relative movement of the two sides is less than 700mm, which meets the requirements for the use duringstoping. Key words Broken surroundingrock ; miningroadway; Groutingreinforcement ; The deation ofsurroundingrock 13 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 到回采动压、 采空区侧向支承压力和工作面支承压力 三种应力叠加的影响作用，致使巷道矿压显现剧烈， 具体表现为巷道两帮煤壁向巷道内变形， 顶板下沉量 大， 其中在工作面大约回采 40m 以后， 工作面前方围 岩松散破碎， 致使原有支护锚杆、 锚索失效严重， 矿方 运用单体支柱在超前工作面 50m 范围内进行支护， 仍无法控制住巷道围岩变形。 根据现场观测在巷道变 形严重区域顶板下沉量达到 600～700mm，两帮的变 形量达到 800～1000mm，故现需采取措施对 5216 工 作面运输巷进行加固。 2巷道变形原因分析与加固方案 2.1巷道变形原因分析 5216 工作面运输巷在工作面回采期间由于受到 超前支承压力和侧向支承压力的叠加作用， 使得巷道 围岩变形破碎， 现为充分分析巷道在采动及超前支承 压力作用下的围岩变形机理， 采用 FLAC3D数值模拟 软件对 5216 工作面运输巷在回采期间围岩塑性区的 分布特征进行具体分析， 建立模型时各岩层力学参数 如表 1 所示。 表 1各岩层物理力学参数 通过数值模拟建立力学计算模型， 并进行开挖支 护后对位于工作面前方 5m 和 25m 范围的围岩塑性 区分布进行出图分析， 如图 3、 图 4 所示。 通过分析图 3、 图 4 分析可知， 围岩塑性区范围 随着与工作面距离的增大而逐渐减小， 工作面回采主 要对工作面帮巷道围岩塑性区的分布影响较大， 工作 面帮塑性区域的分布随着支承压力的增大而逐渐增 大， 工作面前方 5m 处巷道顶板和煤柱帮受到剪切拉 破坏范围及塑性区域范围较大， 局部塑性区域已超出 原有锚索支护的范围； 工作面前方 25m 处， 巷道煤柱 帮及顶底板塑性区域范围相对较小， 基本已不再受工 作面超前支承压力的影响。根据 5216 工作面的地质 资料结合数值模拟结果能够分析得出 5216 工作面运 输巷在回采期间围岩变形量大的主要原因如下 ① 5216 工作面运输巷沿煤层底板掘进，巷道直接顶及 直接底均为泥岩， 巷道本身围岩岩性较差、 强度低； ② 巷道在开挖扰动后， 围岩出现松动破坏， 同时受到临 近采空区高侧向支承压力的影响，使巷道进一步变 形； ③在工作面回采超前支承压力与侧向支承压力的 联合作用下巷道进一步变形破坏， 巷道围岩由浅部塑 性变形转变为基本顶整体下沉变形； ④根据数值模拟 结果， 在工作面回采期间， 围岩破碎区域的范围超过 锚杆的锚固范围， 使锚杆丧失了支护承载能力， 使围 岩变形进一步增大。 图 35216 工作面运巷工作面前方 5m 塑性区分布 图 45216 工作面运巷前方 25m 塑性区分布 2.2巷道注浆加固方案 在 5216 工作面回采期间， 5216 工作面运输巷在 回采工作面前方矿压显现剧烈， 根据上述分析知巷道 围岩变形量大，仅采用锚杆支护、 U 型棚支护等传统 的支护手段很难取得较好围岩控制的效果， 此时便需 要从改善巷道围岩特性，提升围岩自身承载能力出 发， 根据理论研究与相关实践能够得出注浆加固能够 从根本上改变围岩力学性能，提高围岩承载能力[1-3]， 故拟对 5216 工作面运输巷顶板及煤柱帮进行注浆加 固。 本次注浆施工在注浆材料的选择上综合考虑了工 程成本与效果后选择了高水速凝材料作为注浆材料， 具体注浆加固的参数主要如下 1 ）注浆钻孔布置。 在 5216 工作面运输巷顶板采 用浅部注浆和注浆锚索相结合的注浆方式， 煤柱帮采 用注浆锚索进行加固，巷道顶板布置 2 个浅部注浆 顶底板岩层 体积模量 GPa 剪切模量 GPa 摩擦角 / 泊松比 粘结力 /MPa 老顶砂岩6.45.8430.196.7 直接顶泥岩6.95.2370.185.3 煤层3 煤1.50.6210.322.4 直接底泥岩6.75.1360.175.3 老底中砂岩6.55.8390.155.5 14 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 孔， 3 个注浆锚索孔，浅部注浆孔之间的间排距为 1500mm1600mm， 孔深 2.5m， 孔径为 42mm， 顶板注 浆锚索间排距为 1250mm1600mm，孔深 8000mm， 孔径为 32mm； 煤柱帮布置 2 个注浆锚索， 锚索的间 排距为 1100mm1600mm，锚索注浆孔深 5000mm， 孔径为 32mm， 顶板及煤柱帮设定的注浆锚索的预紧 力均为 28MPa,具体注浆钻孔布置如图 5 所示。 图 55216 工作面运输巷注浆钻孔布置图 2 ）注浆水灰比。 本次使用的高水速凝材料[4]主要 由甲料加甲料和乙料加乙料组成， 甲料加甲料的主要 成分为硫铝酸盐水泥熟料、 悬浮剂和缓凝剂， 实际应 用中甲料加甲料混合使用， 乙料加乙料的主要成分为 石膏、 石灰、 悬浮剂及速凝剂， 实际使用时乙料加乙料 混合使用。 通过不同水灰比的试验研究表明[5]， 当水灰 比为 1.51 时， 浆液固结体的性能较好， 经济合理， 故 最终确定甲料加甲料与乙料加乙料的水灰配比均为 1.51。 3 ）注浆压力。 注浆压力主要由注浆材料的性能、 渗透范围及围岩的渗透性等因素确定， 注浆压力高时 能克服裂隙的阻力使浆液渗透到围岩， 但压力过高时 会对围岩产生劈裂效应；在围岩裂隙发育严重时， 注 浆压力一般小于 1MPa，在围岩裂隙开裂度较小时注 浆压力可为 1～2MPa[6]。根据 5216 工作面运输巷的实 际情况确定浅部注浆孔的注浆压力不超过 2MPa， 注 浆锚索的压力不超过 5MPa。 4 ） 注浆量。 为保证注浆加固后破碎围岩能够充填 密实并充分固结，现场注浆时应保证注到不吃浆为 止， 在达到注浆压力后。 通过观察浆液的渗透、 漏出情 况来判断注浆孔浆液是否已经注浆充分， 另外每隔注 浆孔的浆液消耗量可通过下式进行计算 QALπR2βλ （1 ） 式中 Q 为注浆钻孔的浆液注入量， m3； L 为钻孔 长度方向加固区域的厚度， m； A 为浆液的消耗系数， 取 1.2～1.5； β 为围岩的裂隙率，取 1～5； R 为浆液 的有效扩散半径， m。 浅部注浆施工时的施工顺序为打设注浆钻孔→ 插管封孔→注浆施工， 中空注浆锚索的施工顺序为打 设锚索注浆孔→安装注浆锚索→张拉锚索→锚索注 浆。 3注浆加固效果分析 在对 5216 工作面运输巷注浆加固后通过对巷道 表面进行持续的位移测量顶底板移近量及两帮收敛 量， 根据测量结果能够判断出采用壁后注浆后， 锚杆 锚索的注浆效果及巷道围岩的稳定性。 将位移测量所 得到的数据绘制成变形量、 变形速度距工作面距离 的曲线， 如图 6、 图 7 所示。 从图 6、 图 7 中能够看出如 下规律 1 ）5216 工作面运输巷在工作面回采期间，通过 对巷道进行注浆加固后， 巷道在侧向支承压力和超前 支承压力的影响下， 顶板下沉量小于 400mm， 两帮的 相对移近量小于 700mm， 故 5216 工作面运输巷在注 浆加固后巷道的变形量满足使用要求； 2 ）在 5216 工作面回采期间， 在超前支承压力范 围内巷道顶板下沉速度随着距离工作面长度的缩短 在逐渐增大， 超出超前支承压力的影响范围后的巷道 围岩变形速度逐渐减小； 3 ） 从图 5 中能够看出在超前支承压力的影响范 围内， 与工作面的距离越小， 巷道的变形量越大， 并且 该处变形量会决定巷道最终变形量的大小； 图 65216 工作面运输巷在回采期间围岩变形曲线 图 75216 工作面运输巷回采期间围岩变形速率曲线 （下转第 19 页） 15 ChaoXing （上接第 15 页 ） 4 ） 从图 7 巷道围岩变形速率曲线能够看出注浆 加固后超前支承压力的影响范围约为 40m， 在超前支 承压力的范围内巷道围岩变形量较快， 超出超前支承 压力的影响范围后巷道变形速度便比较缓慢。 4结论 1 ）通过综合 5216 工作面运输巷地质资料和数 值模拟结果得出巷道围岩岩性差、 回采动压及侧向支 承压力作用下围岩破坏严重及工作面前方 5m 以上 的范围塑性区宽度超出锚杆的锚固范围， 使锚杆丧失 承载能力是造成巷道围岩变形大的主要原因。 2 ）针对 5216 工作面运输巷变形破坏特征， 提出 对巷道顶板采用注浆管浅部注浆与注浆锚索相结合 的注浆方式， 煤柱帮采用注浆锚索的方式对巷道进行 注浆加固 3 ）注浆加固后，通过矿压观测数据能够得出巷 道顶板下沉量小于 400mm，两帮的相对移近量小于 700mm，注浆加固有效的提高了围岩的承载能力， 使 得巷道变形量满足回采期间的使用要求。 参考文献 [1] 杨米加,陈明雄,贺永年.注浆理论的研究现状及发展方向 [J].岩石力学与工程学报,200106839- 841. [2] 康红普,冯志强.煤矿巷道围岩注浆加固技术的现状与发 展趋势[J].煤矿开采,2013,18031- 7. [3] 杨仁树,薛华俊,郭东明,李涛涛,何天宇,高宗明.大断面软 弱煤帮巷道注浆加固支护技术[J].煤炭科学技术,2014,42 121- 4. [4] 王卫军,侯朝炯,柏建彪,张长根.综放工作面过空巷高水 速凝材料充填试验[J].中国矿业,20010559- 63. [5] 郑玉辉. 裂隙岩体注浆浆液与注浆控制方法的研究[D].吉 林大学,2005. [6] 郝哲,王介强,刘 斌.岩体渗透注浆的理论研究[J].岩石力 学与工程学报,200104492- 496. 作者简介 李飞 （1988-） ， 男， 山西省朔州市人， 2013 年 7 月毕业于 太原理工大学阳泉学院采矿工程专业， 助理工程师， 现从事 煤矿掘进技术管理工作。（收稿日期 2018- 9- 7） 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 再根据矿压监测数据具体绘制出实体煤帮及充 填墙体帮或采帮的围岩变形曲线， 如图 7 所示。 从图 7 中能够看出，在工作面前方 0～40m 的范 围内， 采帮的最大位移为 56mm， 实体煤帮的最大位 移为 33mm， 当巷道围岩变形稳定后， 充填墙帮的最 大位移量为 108mm， 实体煤帮的最大位移为 243mm， 根据曲线能够看出实体煤帮的围岩变形比充填墙帮 的变形更严重， 实体煤帮的移近量占到两帮移近量的 69， 根据两帮监测数据能够得出现有巷旁充填体的 加固技术效果较好， 有效的控制了充填墙体的变形。 4结论 1 ） 通过对沿空留巷基本顶断裂前建立模型分析， 得出基本顶四种可能的破断位置， 坚硬顶板沿空留巷 上覆基本顶破断后形成 “斜跨梁” 结构， 巷道和充填体 需主动接受基本顶的 “给定变形” 。 2 ） 根据对 1198 工作面沿空留巷结构的分析确定 充填墙选用高水确定充填材料， 材料的水灰比为 1.5 1， 充填墙体的宽度为 1.5m， 并在巷道原有基本支护 的基础上在巷道中部补打一根锚索对巷道围岩进行 控制。 3 ） 根据对 1198 工作面运料巷实施沿空留巷后的 矿压监测数据显示， 留巷所用巷旁充填体的加固技术 较好， 现有巷道支护手段有效的控制了沿空巷道的围 岩变形。 参考文献 [1] 何廷峻. 工作面端头悬顶在沿空巷道中破断位置的预测 [J].煤炭学报,2000, （1） 28- 31. [2] 谢文兵,许传峰,宋建龙.综放沿空留巷围岩控制技术分析 [J].煤炭科学技术,2005, （2） 10- 12. [3] 谢文兵.综放沿空留巷围岩稳定性影响分析[J].岩石力学 与工程学报,2004 （18） 3059- 3065. [4] 马立强,张东升.综放巷内充填沿空留巷工业试验[J].中国 矿业大学学报,2004 （06） 54- 58. 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