古城煤矿软岩硐室底鼓控制及预防研究

2014-09-15王振伟

采矿与岩层控制工程学报 2014年4期

关键词：底鼓软岩泥岩

王振伟

(山东能源临矿集团古城煤矿，山东兖州 272019)

古城煤矿软岩硐室底鼓控制及预防研究

王振伟

(山东能源临矿集团古城煤矿，山东兖州 272019)

通过对古城煤矿-1030m水平巷道布置层位围岩的物理力学测试和数值模拟分析，掌握了巷道围岩塑性范围和应力分布，分析了底鼓产生的各个主要因素，提出以加强支护、改变围岩物理性质、控制水对围岩影响为主要方向的治理方案，并通过现场实施对方案进行了优化，取得了良好的控制效果。

软岩硐室；力学测试；数值模拟；底鼓预防；变形控制

FloorHeaveControlandPreventionofSoft-rockCaverninGuchengColliery

临矿集团古城煤矿设计生产能力900kt/a。井田整体为单斜构造，倾角10～29°，以断层构造为主。主要含煤地层为华北型石碳二叠系，太原群和山西组含煤建造。矿井主采3煤，位于山西组下部距山西组10m左右，距三灰50m左右，平均厚度8.49m，层位稳定，结构简单。直接顶为深灰色厚3m左右的砂质泥岩。基本顶为灰白色和黑色矿物较多的中粒砂岩。底板为5～7m具有清楚波状层理及挠动构造的细砂岩，常相变为灰黑色砂质泥岩有时为泥岩。矿井现已开拓至 -1030m水平。

长期以来软岩巷道底鼓一直是困扰矿井安全生产的重大隐患之一。由于底鼓导致巷道轨道变形给运输安全造成隐患，同时在处理底鼓起底过程中，由于反复对底板的破坏和扰动进一步加剧了两帮的形变[1]。截止到2012年底，全矿共有底鼓巷道10.3km，其中-1030m巷道接近5km，维修频率为每月1次，仅人工费用每年就达1200万元。

2012年根据国家安监总局文件精神，矿井在-1030m水平建设紧急避险硐室，考虑到硐室的维护问题，结合当前巷道支护理论[2]，通过现场观测、理论分析、数值模拟研究了该区域巷道底鼓的机理，确定了合理的预防控制措施，取得了良好效果。

1 工程概况

-1030m水平南翼紧急避险硐室位于矿井中深部，埋深1086m，硐室一端出口位于-1030m水平南翼轨道巷，另一端出口位于南翼第二轨道胶带联络巷，距离-1030m南翼轨道巷20m，平行布置，为穿层巷道(见图1)。巷道穿过岩层主要为三灰、泥岩。三灰上距煤层50m，属二叠系下统山西组，该组岩石主要由灰色至灰黑色的细砂岩、中砂岩、粉砂岩夹砂质泥岩、泥岩、含砾砂岩和煤层组成。其间多为砂质泥岩、泥岩，局部为炭质泥岩。

图1 -1030m南翼避险硐室平剖面

巷道断面为直墙半圆拱形，净宽3.8m，净高3.6m，支护参数为：锚杆使用φ22mm×2800mm的高位让均压应力显示锚杆，底脚采用φ22mm×2800mm高强蛇形锚杆，配2卷K2370树脂锚固剂，200mm×200mm×10mm方形托盘，间排距为1700mm×900mm。锚索为φ21.6mm×5000mm低松弛钢绞线，配3卷K2370锚固剂，300mm×300mm×12mm的高强方型托盘，间排距为1700mm×900mm，与锚杆交错间隔布置。巷道全断面挂网，金属网为φ6mm圆盘加工经纬网，全断面喷浆，混凝土标号C20，喷厚100mm。

巷道底鼓变形特征为沿巷道布置方向自巷道轴线偏向上山方向为底鼓最高点，一般平均为300～550mm/月，巷道两帮收敛变形不明显，4个月变形量为50～240mm。

2 紧急避险硐室底鼓影响因素分析

2.1 岩石强度

古城煤矿地面标高+56m，-1030m水平南翼紧急避险硐室埋深实际为-1086m，其垂向地应力为：

σv=γH=24.4(MPa)

式中，γ为岩石平均容重，2.2t/m3；H为埋深，m。

该区域岩石试件试验参数如表1所示。

表1 岩石试件试验参数

根据实验该层位主要岩石抗压强度为29.8～44.9MPa，由于埋深大，所以出现塑性流变现象，可将该岩石看作工程软岩，为典型深井软岩巷道[3]。岩石裂隙发育深度如图2所示。

图2 岩石裂隙发育深度

巷道开挖后受深部地压影响岩石开始破碎，岩体出现初步塑性或流变变形[4]。同时根据部分开挖6个月后巷道剖面岩体裂隙发育程度来看，单纯地压对原岩裂隙发育影响明显。

2.2 采掘活动对巷道影响

紧急避险硐室距离-1030m南翼轨道巷法线距离20m，根据-1030m水平车场扩修实际揭露和-850m水平巷道开拓经验来看，相邻巷道相互影响范围岩巷在50m左右，煤巷在120～150m左右，因此相邻的轨道大巷和紧急避险硐室势必会互相影响，进一步加剧巷道变形[5]。

2.3 围岩物理性质的影响

紧急避险硐室所处围岩为三灰及三灰上层泥岩，组内各层砂岩中碎屑含量较高，达90%以上，成分主要为石英，少部分具波状消光及次生加大现象，次为长石，另含少量硅质岩、黏土岩岩屑和云母、褐铁矿、磁铁矿等矿物。胶结物含量不足10%，钙质泥质胶结。分选好，次棱角、次圆状。泥岩、砂质泥岩主要分布于煤层附近，成分以伊利石为主，含高岭石，自生矿物有黄铁矿、菱铁矿，泥质结构，显微层理构造。为海相沉积，局部含鲕粒。通过用射线分析后发现，黏土岩中伊、蒙混合层的含量达到37%。岩石单向抗压强度为29.8～44.9MPa。岩石结构疏构、有精感、亲水性强、遇水膨胀泥化，具有明显的可塑性和流变性[6]，故较易受水影响。

2.4 水的影响

由于受自然条件影响，矿井井下掘进环境中水对掘进施工影响不可避免。其主要来源为：迎头施工用水、工作面开挖后岩层出水、井下大气环境中水蒸气、其他来源水。在紧急避险硐室支护影响中，井下大气环境中水蒸气和岩石裂隙出水影响最大。岩石吸水随时间变化见图3。

图3 岩石吸水随时间变化

根据现场实际测定，头年10月份至下年5月份井下相对湿度较低，在20%～43%之间，6至9月份相对湿度较高，一般在60%以上，最大可达到78%。而井下已开掘围岩的风化也是在这段时间表现活跃。

根据实验及现场观测可以看出，现场开挖后岩石吸水膨胀变形，导致巷道形变。

图4为岩石体积变化率与吸水率关系。

图4 岩石体积变化率与吸水率关系

采用直径50mm，高69.54mm圆柱型试块放在70mm不锈钢桶中，加水后进行浸水压力测试，发现岩石破裂后随着水的加入，其抗压强度迅速下降，同时发现不同试块在浸水过程中未加压产生风化崩解现象。图5为岩石浸水试验强度变化曲线。

图5 岩石浸水实验强度变化

2.5 地压和水对岩石的综合影响

根据现场情况，可以看到巷道开挖后由于地压影响岩石开始破碎产生裂隙。裂隙发生后水沿裂隙进入，岩石开始发生水解，产生膨胀，巷道变形加大。岩石开始产生初步塑性或流变变形[7]。

基于以上原因提出加强支护、封闭围岩支护治理措施。

3 紧急避险硐室底鼓治理方案

3.1 控制底鼓方法与措施

根据以上分析可以得出-1030m水平紧急避险硐室底鼓治理途径为：

(1)改变围岩物理力学特性，提高围岩强度；采用全断面注浆进行解决[8]。

(2)控制水对巷道围岩的侵蚀。

(3)降低围岩塑性区，提高锚杆锚索支护效果[9]。

3.2 巷道底鼓治理措施数值模拟计算

-1030m水平紧急避险硐室数值模拟计算采用ANSYS 程序中的PLANE42 单元加以模拟。岩石力学参数采用-1030m大巷岩石物理试验力学参数，其他未作试验岩石力学参数参照主副井检查孔岩石力学分析参数确定。

模拟过程为设定基本模型，施加边界条件，开挖巷道，令开挖单元休眠，支护单元(锚杆)激活进行计算，分别模拟单纯用锚杆锚索支护和打底锚索联合支护的效果。

计算求出了加强支护后的顶板下沉、底鼓和两帮移近量：最大底鼓量为20mm，顶板下沉量为50mm，两帮移近量为9mm。

图6为原支护状态和加固支护最大主应力、塑性区分布

图6 原支护状态和加固支护最大主应力、塑性区分布

3.3 巷道底鼓治理措施

注浆材料采用单液水泥浆，注浆水泥采用P.O52.5普通硅酸盐水泥，浆液为单液水泥浆。水灰比为1∶1。水泥浆搅拌时间为3～5min。注浆孔分为深孔和浅孔2种布置方式，孔间距1.1m，浅深孔相互交错布置。浅孔使用直径φ15mm，壁厚为2.5mm长度3000mm镀锌钢管制作。使用YT-28风动凿岩机打孔，注浆压力2.0MPa。深孔采用ZQJJ-200/1.8底板锚索钻机进行钻孔，孔径75mm，孔深6m，每孔配合安装φ22mm倒楔式1×19注浆锚索，注浆压力6MPa。施工方式为现在地面铺设100mm厚止浆层，然后进行浅孔注浆，最后进行深孔注浆，孔内注满后在混凝土凝固前进行预应力加压。

注浆泵采用2ZBQ-5/18风动注浆泵，巷道局部漏浆区域采用快凝水泥药卷作为封堵材料进行封堵。

施工顺序：起底→浇筑底板止浆层(厚度100mm)→打底板注浆锚杆→底板浅孔注浆→打底板注浆锚索→底板深孔注浆→浇灌地面C30(厚度500mm)→打顶帮注浆锚杆→顶帮锚杆注浆。

在注浆施工过程中，要提前打好临近注浆孔作为泄水孔，当注浆机发出很大噪音，压力表显示剧烈变化时表示浆液已注满，应更换注浆孔再进行注液。注浆锚索布置如图7所示。