李文洲

(1.煤炭科學(xué)研究總院 開采研究分院，北京 100013；2.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計事業(yè)部，北京 100013 )

井筒落地馬頭門圍巖異化破壞機理分析及注漿綜合加固

李文洲1，2

(1.煤炭科學(xué)研究總院 開采研究分院，北京 100013；2.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計事業(yè)部，北京 100013 )

煤礦井筒落地層位不當，巖性異化非均勻變形，造成圍巖變形破壞嚴重，以山西潞安漳村煤礦邕子風(fēng)井馬頭門為例，在地質(zhì)力學(xué)參數(shù)測試的基礎(chǔ)上，對井筒不同落地層位及支護情況下，馬頭門圍巖變形及塑性區(qū)分布情況進行了數(shù)值模擬分析，得出了井筒落地層位選擇及支護強度是影響馬頭門變形失穩(wěn)的主要因素。采用水泥注漿配合注漿錨索支護的方法，對馬頭門及井筒區(qū)域進行綜合加固。結(jié)果表明：注漿后圍巖結(jié)構(gòu)完整，巷道的變形量僅為10mm左右，注漿錨索受力穩(wěn)定，加固效果明顯。

馬頭門；圍巖異化；注漿綜合加固；非均勻變形；地應(yīng)力；數(shù)值分析

隨著我國煤礦機械化程度增高，產(chǎn)量逐漸增大，部分礦區(qū)為保證煤礦的生產(chǎn)和通風(fēng)的需要，增加了數(shù)量不等的風(fēng)井，但是隨著采掘的延伸，在新風(fēng)井建設(shè)過程中，因風(fēng)井落地層位不合適，地應(yīng)力復(fù)雜，應(yīng)力分布集中，軟巖發(fā)育，巖性異化等造成井筒落地段馬頭門相關(guān)巷道圍巖變形較大，底鼓較為嚴重，嚴重影響了煤礦的安全生產(chǎn)。

山西潞安漳村礦進風(fēng)井井底車場巷道與馬頭門貫通后，馬頭門及井筒落地附近區(qū)域出現(xiàn)開裂，開裂長度約9m，隨著相關(guān)硐室的掘進貫通，馬頭門開裂范圍和程度均有所增大。馬頭門南側(cè)墻體最外層80mm 厚混凝土保護層開裂嚴重，混凝土墻由東馬頭門經(jīng)井筒到西馬頭門裂開，開裂長度約17m，縫隙寬30～80mm，部分鋼筋外露，裂縫處混凝土脫落，西馬頭門搖臺基礎(chǔ)與墻體基礎(chǔ)開裂脫離，東西馬頭門南北墻體基礎(chǔ)向巷道中心變形，南側(cè)位移量最大達200mm，北側(cè)位移量最大達150mm。部分錨桿變形嚴重，金屬網(wǎng)成兜狀，井底等候室及醫(yī)務(wù)室巷道凈寬縮小200～300mm。

1 礦井生產(chǎn)地質(zhì)條件

漳村煤礦進風(fēng)立井服務(wù)于該礦+480m水平西部延伸擴區(qū)，擔(dān)負西擴區(qū)的人員、設(shè)備、材料及其他輔助提升任務(wù)。井筒直徑8m，凈斷面積50.27m2，垂深498.3m(不含水窩)，為單層素混凝土井壁，壁厚450mm，混凝土強度等級為C30。馬頭門設(shè)計斷面為直墻半圓拱形，凈寬6.3m，凈高6.5m，支護形式為錨網(wǎng)索噴加現(xiàn)澆鋼筋混凝土支護。錨桿強度335MPa，直徑22mm，長度2.4m，間距800mm×800mm；錨索直徑18.9mm，長度8.3m，間距1600mm×1600mm；噴射混凝土強度C25，厚度50mm?；炷烈r砌：拱部、墻部為C30鋼筋混凝土，厚度450mm；底板為鋼筋混凝土平板，厚度300mm，螺紋鋼筋直徑18mm。進風(fēng)立井馬頭門井筒落地層位柱狀圖如圖1所示。

圖1 井筒落地層位柱狀

井檢孔與進風(fēng)立井井筒距離約25m，通過井檢孔探測，井筒實際揭露3號煤層底板標高為+502.50m，煤層厚度5.3m，而井檢孔揭露3號煤層底板標高為+506.05m，煤層厚度5.93m，井筒實際施工揭露3號煤層層位情況與井檢孔柱狀圖煤層層位出現(xiàn)明顯差別，馬頭門位于3號煤層及其頂部砂質(zhì)泥巖中。

2 馬頭門區(qū)域地應(yīng)力及圍巖結(jié)構(gòu)調(diào)查

2.1 馬頭門區(qū)域地應(yīng)力分布及圍巖強度影響

采用小孔徑水壓致裂耦合測試對馬頭門區(qū)域進行地應(yīng)力測試，共布置2個測試點。通過測試，第1測點最大水平主應(yīng)力為11.46MPa，最小水平主應(yīng)力為7.11MPa，垂直應(yīng)力為10.66MPa；第2測點最大水平主應(yīng)力為11.61MPa，最小水平主應(yīng)力為6.57MPa，垂直應(yīng)力為10.56MPa；地應(yīng)力場在量值上屬于中等應(yīng)力區(qū)。兩個測點最大水平主應(yīng)力方向分別為N45.5°E，N51.9°E。兩個測點中最大水平主應(yīng)力大于垂直主應(yīng)力，應(yīng)力場類型為σH>σV>σh型應(yīng)力場。該區(qū)域巷道頂板泥巖強度平均值為53.28MPa。中粒砂巖強度平均值為97.43MPa，3號煤平均強度為13.78MPa。

2.2 馬頭門破壞圍巖結(jié)構(gòu)窺視

為了準確了解馬頭門的圍巖變形情況，對馬頭門、井筒與井底水窩連接段及相關(guān)硐室圍巖結(jié)構(gòu)進行了窺視，頂板窺視孔深12m，幫部窺視孔深10m。窺視結(jié)果顯示，馬頭門區(qū)域頂板相對完整，部分位置細小裂隙發(fā)育，兩幫1.2m以下為煤層，裂隙發(fā)育，煤層破碎，鉆孔過程中多出現(xiàn)塌孔現(xiàn)象。馬頭門不同位置圍巖結(jié)構(gòu)窺視如圖2所示。

圖 2 馬頭門不同位置圍巖結(jié)構(gòu)窺視

2.3 馬頭門及井筒圍巖變形破壞數(shù)值分析

根據(jù)井筒的不同落地層位建立數(shù)值模擬模型，模型共有143270單元、24381節(jié)點，分別模擬了馬頭門位于3號煤底板及3號煤層中等不同層位馬頭門圍巖破壞情況。支護方式為錨網(wǎng)索噴+雙層鋼筋混凝土砌碹支護，噴射混凝土標號為C25，厚度100mm，砌碹雙層鋼筋混凝土標號C40，厚度500mm。錨桿為φ20mm×2400mm高強螺紋鋼錨桿，間排距800mm×800mm，錨固力不小于70kN；網(wǎng)片φ6mm鋼筋網(wǎng)，網(wǎng)格100mm×100mm；錨索φ17.8mm×7300mm鋼絞線，間排距1600mm×1600mm，錨固力不小于130kN。錨索用2000mm×100mm×10mm扁鋼帶連接成一個整體。馬頭門及井筒不同落地層位圍巖最大位移云圖如圖3所示，圍巖塑性區(qū)分布如圖4所示。

圖3 馬頭門及井筒不同落地層位圍巖最大位移

圖4 馬頭門及井筒不同落地層位圍巖塑性區(qū)分布

通過數(shù)值模擬可以得出：當馬頭門位于3號煤層中時，馬頭門與井筒連接部分變形量最大，塑性區(qū)范圍也最大，但井筒上部變形較小，塑性區(qū)范圍也較小，馬頭門兩幫移近量大于頂?shù)装逡平?，塑性區(qū)主要分布在兩幫及拱肩位置，與現(xiàn)場情況基本一致。

當馬頭門位于3號煤層底板時，井筒上部位于軟弱煤層中的部分，變形量和塑性區(qū)范圍都很大，而馬頭門及馬頭門與井筒連接部分處于穩(wěn)定的砂巖層中，圍巖變形量較小，塑性區(qū)范圍相對也較小。

通過對馬頭門區(qū)域地應(yīng)力、圍巖強度及圍巖破壞情況的調(diào)查，并建立數(shù)值模型對不同井筒落地層位馬頭門圍巖破壞情況進行分析，結(jié)合現(xiàn)場揭露的馬頭門附近3號煤層巖層情況，得出馬頭門區(qū)域地應(yīng)力水平較高，為構(gòu)造應(yīng)力場；初始支護強度與剛度較低，馬頭門開挖后，圍巖應(yīng)力重新分布，塑性區(qū)范圍不斷擴大，而井筒落地層位較差，馬頭門區(qū)域為煤巖過渡區(qū)域，巖性異化，頂板砂質(zhì)泥巖易風(fēng)化和遇水膨脹，圍巖非均勻變形嚴重，兩幫移近、底板鼓起，頂板下沉，造成圍巖變形破壞。

3 馬頭門及井筒段圍巖綜合加固研究

為確保漳村礦邕子風(fēng)井生產(chǎn)安全，根據(jù)巷道圍巖變形和圍巖內(nèi)部結(jié)構(gòu)條件，確定采用水泥水玻璃注漿加固配合強力注漿錨索的加固方法。

3.1 馬頭門及井筒段圍巖綜合加固方案

3.1.1 加固范圍及材料

根據(jù)圍巖變形情況確定加固范圍為東西馬頭門、井筒與井底水窩連接部分及相關(guān)硐室等。注漿采用水泥水玻璃漿液，水泥為PO42.5MPa普通硅酸鹽水泥，水玻璃濃度為48～55Be’，模數(shù)M=2.8～3.2。

錨桿型號為HRB335，直徑22mm，長度2.4m，桿尾螺紋規(guī)格M24，滾壓加工工藝成型，高強度拱型托盤，配合高強扭矩螺母、調(diào)心球墊和尼龍墊圈，托盤材質(zhì)為Q235鋼，尺寸不低于150mm×150mm×12mm，高度不低于36mm。φ6.5mm鋼筋網(wǎng)，網(wǎng)孔100mm×100mm。樹脂加長錨固。錨桿預(yù)緊扭矩300N·m，不能超過450N·m。

錨索為φ22mm，119股高強度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線，長度7300mm，高強度拱形托盤300mm×300mm×16mm、調(diào)心球墊，承載能力不低于550kN，φ6.5mm鋼筋網(wǎng)，規(guī)格1500mm×2000mm，樹脂端部錨固，其余部分采用水泥漿錨固，錨索預(yù)緊力≥250kN。錨索孔終止壓力3～5MPa。

3.1.2 加固方案

3.1.2.1 馬頭門加固方案

為防止注漿過程中對表層砌體造成破壞，注漿前首先采用錨桿對馬頭門表層砌體進行防護，馬頭門砌體防護錨桿布置圖如圖5所示，錨桿成排布置，排距1500mm，每個斷面11根錨桿。馬頭門水泥漿孔布置圖如圖6所示，一排8個一排9個隔排布置，排距2000mm，孔深10m，注漿壓力3～5MPa。注漿錨索長度7300mm。錨索沿巷道斷面成排布置，排距1400mm，每排9根錨索。錨索間距2000mm，起錨高度350mm。

圖5 馬頭門砌體防護錨桿布置

圖6 馬頭門水泥漿孔布置

馬頭門注漿錨索布置如圖7所示。

圖7 馬頭門注漿錨索孔布置

3.1.2.2 井筒段加固方案

為保證注漿過程中井筒安全，對井筒注漿的注漿量進行估算。井筒加固范圍為井筒壁外側(cè)7m，加固的井筒段高度3.4m，需加固圍巖體積為1120m3。

通過窺視，按孔隙率2%計算，需要加固體積為22.4m3，共18個注漿孔，則單孔注漿量為1.3m3。注漿過程中注漿量的主要控制方式：當壓力表達到注漿終壓時，停止注漿；當單孔所注水泥漿達到1000kg時，若注漿壓力未達到注漿終壓時，暫停注漿，3h后再復(fù)注，若復(fù)注時注入水泥漿超過100kg，而壓力仍未達到注漿終壓，則進行洗孔，待24h后再復(fù)注。鉆孔實際注漿量應(yīng)根據(jù)現(xiàn)場鉆孔注漿進行試驗確定。水泥注漿孔排距2000mm，每圈8個注漿孔，注漿孔深7000mm?？卓谧{壓力2～3MPa，井筒段水泥注漿孔布置如圖8所示。

圖8 井筒段水泥注漿孔布置

4 加固效果及評價

4.1 注漿后圍巖結(jié)構(gòu)調(diào)查

圍巖加固后，為保證注漿效果，對馬頭門及井筒連接段注漿后圍巖結(jié)構(gòu)進行了窺視，窺視結(jié)果如圖9所示。水泥漿充填滿圍巖內(nèi)裂隙及空洞，注漿效果明顯，顯著改善了圍巖結(jié)構(gòu)狀況。

圖9 馬頭門及井筒連接段注漿后圍巖結(jié)構(gòu)窺視

4.2 巷道表面位移及錨索受力監(jiān)測

在馬頭門處布置了表面位移測站對巷道變形進行監(jiān)測，錨索監(jiān)測從施工完畢后3月25日開始，每月監(jiān)測1次，共監(jiān)測8次，錨索受力監(jiān)測曲線如圖10所示。馬頭門變形量為10mm左右，圍巖穩(wěn)定，注漿錨索預(yù)緊力201kN，此后錨索受力基本穩(wěn)定，說明巷道處于穩(wěn)定狀態(tài)，加固效果良好。

圖10 錨索受力監(jiān)測曲線

5 結(jié) 論

(1)通過對馬頭門區(qū)域地應(yīng)力測試圍巖結(jié)構(gòu)及強度測試，最大主應(yīng)力11.54MPa,最大主應(yīng)力方向北偏東45～52°，為σH>σV>σh型應(yīng)力場。頂板泥巖強度平均值53.28MPa，中粒砂巖強度平均值7.43MPa，3號煤平均強度為13.78MPa。馬頭門區(qū)域頂板相對完整，巷幫1.2m以下為煤層，部分位置裂隙發(fā)育，兩幫主要為煤層，裂隙發(fā)育，煤層破碎，打孔過程中多出現(xiàn)塌孔現(xiàn)象。

(2)通過對不同落地層位馬頭門變形特征的數(shù)值分析，位于3號煤層底板巖層中時，馬頭門變形量及塑性區(qū)范圍明顯減小，巷道變形破壞與馬頭門在3號煤層中不同的層位關(guān)系密切，井筒落地層位選擇及支護強度是影響馬頭門相關(guān)巷道變形失穩(wěn)的主要因素。

(3)在對馬頭門圍巖、馬頭門巖性異化圍巖破壞機理分析的基礎(chǔ)上，采用水泥注漿配合注漿錨索支護的方法，對馬頭門及井筒區(qū)域進行綜合加固，注漿后圍巖結(jié)構(gòu)完整，巷道的變形量僅為10mm左右，注漿錨索受力穩(wěn)定，加固效果明顯。

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SurroundingRockDisassimilationBrokenMechanismofShaftIngateandIt’sSynthesisGroutingReinforcement

LI Wen-zhou1,2

(1.Mining Institute，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China;2.Coal Mining and Designing Department ，Tiandi Science & Technology Co.，Ltd.，Beijing 100013，China)

Surrounding rock broken seriously as the improper final horizon of shaft，rock dissimilation and heterogeneous deformation，it taking ingate of Yongzi ventilation shaft of Zhangcun coal mine in Lu’an coal district of Shanxi province，based on in-situ stress testing，and then surrounding rock deformation and plastic zone distribution of ingate were simulated under different final horizontal and supporting condition，it concluded that final position of shaft and supporting intensity were the main factors that induced ingate deformation and broken.Then synthesis method that cement grouting and supporting with grouting cables were applied，the results showed that the structural of surrounding rock was integrity，roadway convergence was only about 10mm，and grouting cables stress was stability，reinforcement effect was remarkable.

ingate；surrounding rock dissimilation；synthesis grouting reinforcement ；heterogeneous deformation；in-situ stress；numerical simulation

2017-09-25

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.06.014

國家重點研發(fā)計劃課題:千米深井巷道圍巖改性關(guān)鍵材料與技術(shù)(2017YFC0603004)；煤炭科學(xué)研究總院創(chuàng)新基金項目:基于水力壓裂卸壓和混凝土支柱支護的沿空留巷技術(shù)研究(2016ZYMS011)

李文洲(1981-)，男，山西晉城人，碩士，副研究員，主要從事巖石力學(xué)、巷道支護及圍巖注漿方面的研究。

李文洲.井筒落地馬頭門圍巖異化破壞機理分析及注漿綜合加固[J].煤礦開采，2017，22(6)：58-61，81.

TD353

A

1006-6225(2017)06-0058-04

林健]