车集煤矿软岩硐室破坏机理及加固技术研究.doc

车集煤矿软岩硐室破坏机理及加固技术研究 程东全 摘要 松软岩层中的井下巷道支护是目前矿山建设中的一个主要难点．针对车集煤矿的具体条件，对井下巷道的破坏形式及破坏机理进行了分析，在此基础上，提出了锚注法修复加固方案，并阐述了锚注法的支护机理及支护参数．实践表明，应用效果显著． 关键词 软岩巷道 破坏机理 锚注法 加固技术 中图法分类号 TD 354 TD 353.9 Study of Damage Mechanism and Reinforcement Technology of the Soft Rock Drifts in Juji Coal Mine Cheng Dongquan Juji Coal Mine, Yongcheng Coal damage mechanism; rock bolting and grouting ; reinforcement technology 0 引 言 永城煤电集团公司车集煤矿是设计生产能力为180万t/a的现代化大型矿井．该矿井采用一对立井开拓，井筒深度超过600 m，其-550 m水平井底车场位于三煤组顶板岩层中，揭露的主要岩层为泥岩、沙质泥岩、细砂岩，尤其是12 m厚的泥岩波及车场很大范围，此岩层强度低，层、节理发育，滑面较多，易风化片落．车场巷道硐室范围内的落差在2 m左右的次生小断层较多，给巷道掘进支护增加了难度．该车场巷道均为半圆拱形断面，设计以锚喷支护为主，局部及大硐室为混凝土或钢筋混凝土砌碹．施工过程中，因地质构造等多种因素造成马头门、泵房、变电所等多处破坏，有的虽经多次翻修，仍不能保持稳定，须采取有效的措施进行修复加固．经方案比较和试验，最终采用了锚注法支护技术修复了井下硐室工程，取得了良好的效果． 1 井下硐室工程破坏现状 车集煤矿井底车场巷道自1995年11月施工至今，已有1 500 m左右的巷道发生变形破坏，占设计工程量的56，其中严重破坏段达1 000 m之多包括井下咽喉工程的泵房、变电所及副井马头门等硐室．其破坏形式主要为两帮内挤、顶板下沉、底板上鼓，其造成的锚喷支护巷道大面积开裂片落，使锚杆连同围岩整体内移，失去锚固作用．而砌碹混凝土开裂离层，两帮大量挤进，也严重影响了矿井的正常生产与施工． 1.1 副井马头门的破坏形式 副井马头门硐室设计为锚喷加混凝土砌碹支护．硐室施工后不久即开始产生变形破坏，混凝土碹体开裂，摇台基础上浮底鼓，无法使用，迫使对摇台基础及马头门两侧5m范围内的墙拱进行了破帮返修．但修复后，该工程仍处于变形之中，5 m范围外的混凝土碹体多处出现纵向裂缝，急需加固． 1.2 中央水泵房的破坏形式 中央水泵房设计临时支护为管缝锚杆锚网喷支护，永久支护为600 mm棚距的矿用工字钢外浇350 mm厚混凝土支护．支护不到一个月就出现了不同程度的破坏，不但混凝土碹体挤进开裂，而且设备吊梁也扭曲变形，大泵基础严重鼓起，已无法安装设备． 1.3 变电所的破坏形式 变电所与泵房为连体工程，设计支护方式为锚喷、砌碹．该硐室碹体已产生开裂，且两帮严重内挤，最大达300 mm，电缆沟高压柜基础及底板鼓起量达200 mm以上，且底鼓中伴有底板开裂现象． 车场主要巷道及硐室施工60 d后变形量统计数据见表1． 表1 主要巷道及硐室变形量统计 Tab.1 The statistics of deation amout in drifts mm 序号 名称 岩性 支护形式 最大变形 底鼓 1 2 3 4 主井马头门 副井马头门 泵房 变电所 泥岩 砂质泥岩 砂质泥岩 砂质泥岩 混凝土碹 钢筋混凝土 锚喷、混凝土 混凝土碹 280 370 240 240 430 240 300 300 2 破坏机理分析 车集矿-550 m水平车场硐室支护结构的失稳破坏属于软岩中巷道破坏，这类巷道的破坏情况比较复杂，其破坏机理可从以下几个方面分析． 2.1 岩性软弱 -550 m水平井下泵房等硐室位于泥岩、砂质泥岩中，岩性软弱破碎、碎胀泥化、强度低、稳定性差，有明显的挤压碎胀现象．在强大的上覆岩层压力作用下，巷道围岩沿软弱面向巷道内挤压，发生碎胀变形，产生碎胀压力．当巷道支护结构不足以抵抗围岩压力时，巷道即发生变形破坏． 2.2 围岩裂隙发育和地下水的作用 -550 m水平车场巷道、硐室在掘进过程中遇到了许多小断层，围岩裂隙极其发育，使锚杆锚固力低，难以形成有效的支护结构．另外围岩裂隙发育，也加大了作用在支护结构上的松散压力和变形压力，加剧了巷道的变形破坏． 该车场上距K5砂岩含水层较近，一些巷道硐室长期处于淋水浸水状态，严重削弱了围岩及底板岩层的承载能力，引起巷道发生底鼓及两帮收敛．围岩在水的作用下，其力学性能发生很大变化，如三煤层顶板泥岩在水的作用下，其软化系数达0.10～0.24，弹性模量由自然状态下的8 400 MPa降到2 300 MPa，降低了72.6，抗拉强度降至天然状态的1/8．围岩强度的降低，必然使得支护结构的承载能力显著下降，并进一步导致围岩塑性区范围的扩大． 据中国矿业大学1996年4月的测试研究表明车集矿车场巷道围岩的松动圈范围达2 m以上，不稳定围岩． 2.3 设计及施工不当 车集矿井底车场巷道布置过于集中，且许多临时硐室也集中布置在车场内，出现巷道、硐室纵横交错、立体贯通的局面．在此情况下，各硐室的先后施工造成硐室围岩应力多次重新分布，以及后续工程施工的爆破振动，使先期施工的工程多次受到压力扰动而破坏．而巷道成形不好、支护不及时、爆破振动控制不利及施工质量方面存在的问题，也是造成围岩松动失稳的原因之一． 2.4 底鼓机理分析 巷道的底鼓有两方面的原因，一是作用在支护结构上的各种荷载较大，通过顶传递到墙、再作用在巷道底板岩层上，从而造成底板荷载集中度较大，使其在底板承载能力不足的情况下必然产生塑性变形，导致底板破坏鼓起．底板发生底鼓，必然影响帮的稳定，出现内挤、倾斜、失稳，且两帮内挤失稳也扩大了底板岩层梁的跨度，加速了底板岩层的底鼓．其二是由膨胀应力引起的．膨胀应力来自两个方面一是长期被高压压实的岩石失去这个压力后，在应力重新分布的过程中，一些岩石会出现弹塑性膨胀；二是一些含有蒙脱石等强膨胀性粘土矿物的岩层，风化吸水后剧烈膨胀，使得巷道的底板不稳定，从而出现底鼓现象． 3 井下硐室工程修复加固方案 修复加固方案是根据地质资料、围岩松动圈大小、硐室破坏情况及破坏原因而制定的．通过对车集矿井底车场巷道硐室破坏情况的调查，以及对其破坏原因及机理分析可知，巷道的破坏是由多种因素综合使用的结果．因此，防止巷道破坏也应采取多方面的措施，使巷道的变形和破坏控制在允许的范围内． 通过分析比较和多次讨论，最后确定了-550 m水平井下硐室顶及两帮采用长、短组合锚杆注浆加固方案，底板卧底后亦采用底板组合锚杆注浆加固方案． 4 锚注法支护机理 锚注法加固方案是在锚喷或混凝土砌碹支护基础上，增加长短注浆锚杆、树脂锚杆、底板锚杆等，并进行壁后注浆，以增加支护结构的整体性和承载能力．该方案既具有锚杆支护的柔性与让压作用，又具有砌碹的刚性支护作用，组成了多种支护体系以共同维持巷道硐室的稳定，但其关键技术仍在于锚注法支护技术．注浆锚杆集锚固与注浆为一体，利用注浆管兼做锚杆，通过向注浆锚杆注入浆液，封堵围岩裂隙，隔绝空气，防止围岩风化及围岩被水浸湿而降低强度．注浆锚杆注浆后将松散破碎的围岩胶结成整体，从而提高岩体的粘聚力、内摩擦角及弹性模量．注浆后使碹体壁后充填密实，从而避免碹体出现应力集中点而首先破坏．注浆使端头锚固锚杆变为全长锚固，形成可靠有效的组合拱．浆液充填围岩裂隙，配合锚喷或锚杆砌碹支护，形成一个多层有效组合拱支护结构，即碹体组合拱、锚杆压缩区组合拱、浆液扩散加固拱及碹体与压缩区之间的浆液加固拱．多层组合拱既扩大了支护结构的有效承载范围，又提高了支护结构的整体性能和承载能力如图1所示． 图1 锚注法加固支护机理 Fig.1 Damage mechanism of rock bolting and grouting reinforcement 1树脂锚杆； 4注浆扩散范围； 2注浆锚杆； 5锚杆作用形成的岩石拱； 3混凝土碹体；6碹体作用形成的组合拱． 由于注浆使得组合拱厚度加大，从而减小了作用在底板上的荷载集中度，减少了底板岩石中的应力，减弱了底板的塑性变形，减轻了底板的底鼓．底板的稳定有助于两帮的稳定，在底板两帮稳定的情况下，又能保持拱顶的稳定．顶板的稳定不仅仅取决于顶板荷载，在非破碎带中，关键取决于底板与两帮的稳定．因此，注浆支护的重点是保证底板与两帮的稳定，从而保证整体支护结构的稳定． 如果锚杆长度增加到4.0～5.0 m，就可使锚杆伸入到较稳定的岩层中形成较大的组合拱，从而扩大锚杆的控制范围． 5 加固支护设计及支护参数 5.1 支护结构设计 马头门设计采用长短组合，锚杆锚注加固．两帮底角及拱基线部位则布置长注浆锚杆，其余部位布置树脂锚杆和普通注浆锚杆，二者隔排均布，锚杆间排距为1.0 m1.0 m，锚杆间横向全断面采用钢筋带连为一整体． 中央泵房也采用长短组合锚杆锚注加固，两帮底角以及拱基线部位则布置两根长注浆锚杆，其余的部分采用全断面普遍注浆锚杆与树脂锚杆支护，每两排树脂锚杆间加一排注浆锚杆，锚杆间排距为1.0 m1.0 m，锚杆间横向全断面采用钢筋带连接，底板卧底后采用组合注浆锚杆、树脂锚杆同排布置，间排距为1.0 m1.0 m．中央变电所两帮先破帮涮大至设计断面尺寸，然后再采用注浆锚杆、树脂锚杆联合支护，两类锚杆隔排布置，锚杆间排距为800 mm800 mm．锚杆横向采用钢筋带连为一体，底板采用注浆锚杆与树脂锚杆同排布置注浆加固方法，间排距为800 mm800 mm．泵房支护结构如图2所示． 图2 泵房加固支护结构 Fig.2 Reinforcement structure of drift 1树脂锚杆； 4钢筋带； 2长注浆锚杆；5混凝土喷层； 3混凝土碹体；6注浆锚杆． 5.2 支护参数的确定［1］ 长注浆锚杆采用30 mm的无缝钢管制作，长4 m，两个树脂药包锚固．为便于注浆，在管体上交错钻有8 mm出浆孔．普通注浆锚杆采用20 mm焊接管制作，长2 m，一个树脂药卷锚固．钢筋带采用14 mm螺纹钢点焊而成． 注浆采用水泥水玻璃单浆液，水泥为425号普通硅酸盐水泥，水玻璃浓度为40～50B′e，主要是作为速凝剂．水灰比为0.8～1.2，水玻璃掺量为水泥重量的3～5，而注浆压力为0.8～1.0 MPa． 6 加固效果及结论 6.1 硐室变形量测试 为便于掌握围岩的变形规律和变形量，了解围岩的松动范围，保证硐室的支护效果，在施工过程中对泵房、变电所硐室进行了围岩表面收敛变形测试．泵房设置了3个断面，变电所设置了2个断面，测试时间3个多月． 测试数据表明，泵房两帮在测试期间总变形量为25 mm，顶底板移近量为20 mm；变电所两帮总变形量为15 mm，顶底板移近量为10 mm．由测试结果看，泵房、变电所两硐室的表面收敛变形量均较小． 6.2 加固效果 泵房、变电所硐室采用注浆锚杆、树脂锚杆联合锚注支护后，使得已松动破碎的围岩又成为一个整体，其承载能力大大加强，并保证了锚杆的锚固力，形成了更有效的组合拱．因此，泵房变电所加固施工后，至今已有8个多月，硐室变形量很小，围岩已趋于稳定马头门外侧修复加固后，两帮及底板保持稳定． 6.3 结 论 1将长、短注浆锚杆及树脂锚杆组合成群体支护体系，利用注浆锚杆注浆加固松散、破碎的围岩，将它们胶结成为一个整体，提高了围岩岩体强度、内摩擦角和围岩的自承载能力，且能形成扩大的组合拱，降低了应力集中度，也提高了支护结构的承载能力和稳定性，减少了底鼓．因此，这是一种非常可靠、有效、经济合理的支护技术． 2实践表明底板注浆锚杆作为支护结构的一部分，能起到传递荷载、控制底鼓的作用，并能有效地控制底鼓． 尽管锚注加固技术已初步取得了较好的技术经济效果，但还有许多方面需要完善和改进，如注浆参数．特别是注浆量的确定有待于进一步优化，注浆材料的选择也直接影响注浆量及注浆成本，施工质量有待于进一步提高等． 作者简介程东全，男，1965年生，工程师． 作者单位永城煤电集团公司车集煤矿 永城476600 参考文献 ［1］易恭猷，韩立军，林登阁．极不稳定巷道合理支护技术研究．中国煤炭，1996632～34 本文责任编校 杨玉东 李文清 收稿日期1998-09-06；修回日期1998-11-10