任楼煤矿副井井筒变形破坏机理研究与防治

徐海洋，桂和荣，孙本魁

1.安徽理工大学地球与环境学院，安徽淮南,232001；2.宿州学院资源与土木工程学院，安徽宿州,234000；3.国家煤矿水害防治工程技术研究中心，安徽宿州,234000；

任楼煤矿副井井筒变形破坏机理研究与防治

徐海洋1,2，桂和荣2,3，孙本魁3

1.安徽理工大学地球与环境学院，安徽淮南,232001；2.宿州学院资源与土木工程学院，安徽宿州,234000；3.国家煤矿水害防治工程技术研究中心，安徽宿州,234000；

在分析任楼煤矿副井井筒变形破坏特征的基础上，结合新生界松散层地质和水文地质条件分析，阐述了地面供水和地下采煤引起的松散含水层水位动态变化、地面沉降特征，研究了二者之间的内在联系，得出了松散层地下水水位下降与地面沉降之间的正相关关系。在此基础上建立了副井井壁变形破坏的工程地质模型，解释了该矿副井井壁的变形破坏机理，进而提出并实施了有针对性的修复技术——井圈加固和注浆加固，取得了良好的治理效果。

井筒变形；机理分析；修复技术；任楼煤矿

井筒作为整个矿井安全生产系统的咽喉，是煤矿安全生产与高效生产的重要保障[1]。立井井筒的非采动破坏是华东地区普遍存在的一种特殊的煤矿工程地质灾害，仅黄淮地区就有数十对矿井的井筒在20世纪80年代末至90年代初出现了非采动条件下不同程度的破坏现象，对矿井的安全与生产造成了严重影响[2-4]。如皖北临涣煤矿的副井虽经多次修复加固，但井筒仍在发生径向变形[5]；再如2009年4月18日国投新集集团板集煤矿副井井筒突然破裂出水，造成井下5700 m的巷道和三个井筒全部被淹[6]。

关于煤矿井筒变形破坏的机理研究，一直受到煤矿企业和科研院所的广泛关注，所提出的假说也较多，如竖直附加力说[7]、井壁施工质量说、渗流变形说[8]、地震说、竖井三因素的综合破坏说[9]、新构造运动说[10]等。目前的主流观点大都将井筒的变形破坏与新生界松散层含水层的失水联系起来，即认为由于矿井排水或地面供水引起松散层含水层的水位下降，导致土层的有效应力增加，土体发生固结，在固结沉降过程中对井壁外表面形成一个竖直向下的附加力，该力是引起井筒变形破坏的主要因素。

娄根达等[11]、杨维好[12]提出一些基本的假设，对地面下沉中井壁的受力进行了解析，丰富了井筒变形破坏附加应力说的研究内容。于双忠[13]依据土体的长期抗剪强度指标，计算井壁的附加应力，为井筒变形破坏的力学分析奠定了基础。刘环宇在对井筒破坏机理分析的基础上建立了在底含渗流压缩变形情况下井筒与周围土体之间相互作用的力学简化模型，采用位移变分法进行分析计算，得到了井筒外壁的附加应力计算公式[14]。此外，相似模拟实验[15]以及渗透实验的方法[16]在煤矿井筒变形破坏机理分析研究中也取得了许多成果。竖井变形破坏在国外也有发生，但仅限于在建井施工期或生产运营期因采动而造成竖井破坏的案例，与我国徐淮地区煤矿井筒的非采动破坏在特征和机理上存在较大差异[17]。

本文在上述研究成果的基础上，借助现场水文动态与地面沉降的实测成果，先从造成任楼矿副井井筒变形破坏的原因入手，重点分析引起地面沉降的主要因素，探讨井筒变形破坏与地面沉降的相关性，并提出相应的防治措施。

1 井田松散层概况

任楼井田石炭、二叠系煤系地层之上均由新生界松散层覆盖，松散层由第四系和新近系组成，总厚度为190.00～321.92 m，一般厚度为220～280 m，自上而下划分为4个含水层和3个隔水层[18](表1)。

从表1可以看出，三隔在井田范围内普遍发育，分布稳定，而且厚度较大。

表1 主、副、风井松散层结构及岩性特征

2 井壁结构与变形破坏特征

2.1 井壁结构

任楼矿三个井筒(主井、副井和风井)中，副井变形破坏最严重，已经影响到煤矿的正常生产。副井松散层厚度280 m，采用冻结法施工，一水平于1988年竣工，2004年经扩建后延伸至二水平。井筒设计净直径7.2 m，表土层厚度280 m，井筒垂深776.50 m，采用双壁结构。在井深100～160 m段，外壁为单层钢筋混凝土结构，壁厚550 mm，内壁为钢筋混凝土结构，混凝土强度等级为C35，壁厚500 mm，内外壁之间有2层防水塑料板。

2.2 变形破坏特征

副井井筒淋水以往常年维持在1 m3/h左右，但于2013年10月开始井筒淋水明显增大，主要出水点在井深146～148 m东南面，出水层位于新生界松散层第三含水层，出水形式由淋水逐渐变成喷水，单点出水量为1.5～3.0 m3/h，总出水量为8.3 m3/h，出水清澈无砂。主井井筒在107～160 m位置出现渗水，层位也位于松散层第三含水层。根据相关资料，任楼煤矿井筒变形破坏从发生时间、位置和破坏特征等方面看，符合我国华东地区立井井筒变形破坏的一般特征——非采动破坏。

3 井壁破坏原因和机理分析

分析任楼矿副井井筒变形破坏特征，并结合地质和水文地质资料，可以认为，副井井壁变形破坏主要是由于松散层含水层失水引起地层压缩下沉所致。具体来讲，深厚松散层中的含水层在失水过程中会出现水位下降，土层在固结压缩过程中会造成上覆土体的压缩而下沉(反映到地表即为地面沉降)，井壁会受到一个竖直向下的附加力，而且自上而下逐渐增大(图1)。

图1 任楼矿副井井筒变形破坏机理分析示意图

3.1 松散含水层水位动态特征

从以上分析可以看出，任楼煤矿副井井壁变形破坏主要由松散层中含水层水位下降引起的地层压缩沉降所致。因此，这里重点分析松散层中主要含水层(二含、三含与四含)水位下降特征。

3.1.1 供水引起的二含和三含水位下降

目前，任楼矿工业广场在用的水源井共11个(表2)，分布位置如图2所示，供水能力约370 m3/h，取水层位为二含和三含。根据供水记录，任楼煤矿日平均取水量约为2600 m3(单个水源井取水量以10m3/h计)。

任楼煤矿工业广场长期供水，造成二含和三含水位下降较大，地层压缩沉降明显，是井壁变形破坏的主要诱因。此外，从图2看，供水水源井集中于井筒的东南部。供水造成井筒东南部二含和三含水位下降较大、地层压缩沉降较快，垂直向下的附加应力在井筒径向上的不均匀性，也会引起井壁的变形破坏。因而，导致井筒东南面井壁变形破坏较为严重。

表2 任楼矿工业广场水源井一览表

图2 任楼矿工业广场水源井分布图

3.1.2 井下开采引起的四含水位下降

任楼煤矿松散层四含直接覆盖于基岩面之上，与二叠系煤系砂岩裂隙水、太灰水甚至奥灰水之间存在不同程度的水力联系。特别是在提高上限开采过程中，四含水构成了矿井的直接充水水源。随着四含水通过采动导水冒裂带进入矿井，其水位持续下降，对井筒稳定性形成威胁。

根据2007年4月到2014年3月间水位观测资料(图3)，任楼煤矿四含水位(水16长观孔)虽有波动，但总体呈下降趋势。2007年4月该孔四含水位标高为1.4 m，2014年3月已下降到-26.9 m左右，累计下降约28.3 m，月均降幅341 mm，且目前仍具有下降的变化趋势。

图3 水16长观孔水位历时曲线

3.2 地面沉降

松散含水层水位下降是导致地面沉降的直接原因。监测数据显示，任楼矿工业广场和井筒附近的地面下沉速度约为10 mm/a。

3.2.1 工业广场地面沉降

根据任楼煤矿工业广场地面沉降的监测数据，在1985-1994年建井前期地表年平均沉降量为24.4 mm[19]，而后在1996-2003年期间地表总下沉量约45 mm，2003-2009年期间地表总下沉量约84 mm。由此可以分别计算出上面两个时间段年均地表沉降量分别为6.4 mm和14.0 mm，且后期年均沉降速度明显大于前期，在这13年间的年均沉降量约9.9 mm。

3.2.2 副井四周地面沉降

以任楼矿2013年8月21日二等水准点的数据为基准，至2014年9月17日的测试结果表明，副井四周地面均发生了一定程度的沉降(表3)。

表3 任楼矿副井四周地面沉降监测数据统计表

表3显示，副井的东南和东北面地面沉降最大，主要原因是地面供水井集中布置在副井的东侧(图2)，长期供水引起较大的地面下沉。从图4可知，任楼矿副井四周地面标高均随时间呈现下降的变化规律，且4个测点的沉降速率都是前期较快，后期逐渐放缓。沉降速率从大到小的顺序为：东北面(11.760 mm/a)>西北面(7.932 mm/a)>东南面(7.812 mm/a)>西南面(6.516 mm/a)。

图4 任楼矿副井四周地面沉降历时曲线

3.3 松散含水层水位变化与地面沉降的关系

任楼煤矿松散层二含和三含无水位观测资料，这里仅基于四含水位监测数据来阐释松散含水层的水位变化与地面沉降的相关性。运用分析软件Origin9.0对2013年8月21日至2014年2月21日副井四周监测点标高(s)和水16四含水位标高(h)的数据进行线性拟合、Pearson相关性分析(图5)。结果表明，副井四周地面监测点标高与四含水位标高之间存在极强的正相关关系(r>0.8)，其中东北方向地面监测点标高与四含水位标高的相关度最强(r≈0.978)。

图5 地面沉降与松散含水层水位下降的关系

3.4 井筒变形破坏的工程地质模型

已有研究表明，上覆松散土层在失水引发的固结沉降过程中，与立井井筒外壁之间有摩擦力而相互作用。对立井井筒而言，该摩擦力属于负摩擦力，由于在第四系土层与立井井壁的交界面处的相对位移较小，作用的时间较长，因而，可将第四系土层与立井井筒视为相对静止的两个物体，则两者之间的摩擦力属于静摩擦力[4,14,20]。又粘性土(隔水层)中的孔隙率较高，在失水后土层固结压缩的过程中比砂性土(含水层)更容易被压缩[21]，因此可构建副井井筒变形破坏的工程地质模型(图6)。由于三含的厚度较大，水量较丰富，可以其失水为例进行分析。若三含失水后水位下降了ΔH,且自表层至三含处各层土的天然重度分别为γ0～γ5，土层与井壁的静摩擦因素为k，土的静止侧压力系数为K0，若不考虑井壁自重，对于一隔，其上覆土层的总应力为：

(1)

其对井壁的最大静摩擦力为：

(2)

对于二隔，其上覆土层的总应力为：

(3)

其对井壁的最大静摩擦力为：

(4)

对于三隔，其上覆土层的总应力为：

(5)

其对井壁的最大静摩擦力为：

(6)

式中σc为土的竖向自重应力，kPa；γi为第i层土的天然重度，对地下水位以下的土取其饱和重度γsat，kN/m3；γw为水的重度，kN/m3；hi为第i层土的厚度，m；k为土层与井壁的静摩擦因数，不同土层的k值不同，一般计算中可取k为0.3；K0为土的静止侧压力系数，K0=1-sinφ，φ为土体的有效内摩擦角。

一般计算中，可取水的重度为10 kN/m3、土的重度为17～20 kN/m3。通常情况下，粘性土(如松散层中的隔水层)的内聚力较砂性土大，且与井壁的摩擦阻力也大于砂性土。从表1看，任楼矿副井松散层的3个粘性隔水层中，三隔的厚度最大(>91 m)，分别约为一隔厚度的2倍、二隔厚度的5倍，因而由式(2)(4)(6)可知，f3>f1+f2，又井壁所受的静摩擦力f≤fmax。由此可知，任楼矿副井井壁的破裂机理为：在三含水位下降引起的松散层压缩下沉过程中，三隔粘性土与井壁之间的摩擦力远大于三含以上粘性土(一隔+二隔)与井壁之间的摩擦力，即三隔对井壁的“围抱力”更大，在垂直向下的附加“围抱力”的作用下，三含上、下粘性土对井壁的“围抱力”差异悬殊，导致井壁在三含处被拉裂，以至发生渗水。

图6 任楼矿井筒变形破坏的工程地质模型示意图

4 破坏井筒的防治

4.1 防治思路

由于深厚松散含水层疏排水过程中井壁与围岩相互耦合作用而产生的“竖直附加应力”是导致井壁发生破坏的主要原因，所以防治井壁变形破坏的技术途径主要从井壁、地层和水头三个方面考虑[22-23]。

(1)井壁处理措施：从力学机理上看，井壁的处理措施有两种技术思路，即“横向抗，纵向让”[24]。“抗”是从提高井壁的自身强度的角度出发，通过增大井壁的强度，使其能抵御自重应力、土层固结压缩产生的附加应力和土层侧压力的共同作用，具体做法是套壁，即在井壁内套一层混凝土井壁。“让”就是采取工程措施使井壁能承受一定的竖向变形，减少井壁由于地层压缩、下沉产生的附加应力，具体做法是在内井壁开卸压槽[2]。

(2)地层加固措施：就是通过向壁后地层注浆以提高其抗压缩变形能力，减少由于水位疏降而产生的地层压缩变形量，降低作用于井壁的附加应力，从而达到保护井壁的目的。具体做法有地面注浆和破壁注浆两种。地面注浆是在地面施工，在井筒周围距井壁一定距离处布孔，向待加固的地层段注浆。此法能较大范围地改变井筒周围土层的物理力学性质，改善地层流水过程中与井壁的相互作用关系。破壁注浆是在井筒内凿穿井壁，然后再进行注浆，加固井筒周围一定范围的土层[2,25]。

(3)水头控制措施：通过控制和保持井筒周围一定范围内含水层的水头高度，减少因地层固结而产生的附加应力，保护井筒。具体措施有注水或帷幕注浆等工程方法。值得注意的是，由于技术和经济方面的原因，这一措施的实现难度较大[2,22-23]。

此外，槽钢井圈喷混凝土加固法也是立井破坏井壁常用的治理措施。对于煤矿立井在建井前也可采取一定的防范措施，如提前对地层进行疏水沉降，井壁结构采用可缩井壁(适用于钻井法凿井)或滑动可缩井壁(适用于冻结法凿井)等[14]，都能在一定程度上防止井壁发生破裂。

4.2 工程措施

对于任楼矿副井井壁的治理，考虑其井壁在三含位置处由于水源井取水和四含失水导致该处井壁附加应力的集中而产生破坏，且出现了喷水现象，因而治理的主导思想是加固破坏段的井壁，采取的修复工程是架设井圈与注浆加固，具体的施工内容及工艺如下。

4.2.1 架设井圈

图7 井圈架设

在井深141～148 m段，自下而上地架设20#b槽钢井圈17道(图7)。其中，花背井圈8道，密集井圈9道。花背井圈的加工：在每小节井圈圈身的同一侧焊接两根站腿，站腿使用8 mm厚、7.0热轧等边角钢，站腿长度350 mm；密集井圈的外直径为7.2 m，每道井圈分为8节，每小节井圈外弧长2.806 m，两头分别焊接10 mm厚200×80 mm对接钢板，同一水平的每小节井圈之间需采用对接钢板与 M18×60 mm镀锌螺栓连接。

架圈流程：在对原有破损严重或鼓包的井壁进行人工刷扩后，首先在架设第一道井圈下沿的同一水平面上，沿井筒均匀布置16根Ф40×450 mm圆钢作为支撑点。若架圈过程中遇到罐梁牛腿等障碍物时，先在其上方50 mm处设16根托底圆钢，再开始架设座底圈。每小节井圈底部有2根圆钢支撑，每一道井圈共16根，以便正常架圈。架圈时，应根据安全间距对井圈进行切割和补强，并采用铁楔和水泥、砂浆对已架井圈进行校正和填充。

4.2.2 注浆加固

对破坏段上下8 m(井深140.5～148.5 m)段进行注浆，以加固井壁破坏段外围的地层。由井深148.5 m开始自下而上布置注浆孔，分别为148.5 m、145.5 m、142.5 m、140.5 m四个水平，每个水平为一排，有6个注浆孔，孔间弧距3.7 m，共计24个孔。钻孔先打壁间孔，孔深0.6 m，待壁间注浆结束后，再对全部钻孔进行破壁，孔深1.58 m，待注浆结束后，对所有壁后注浆孔进行重新透孔、再次复注，透孔深度不小于2.8 m。

(1)注浆方式：壁间、壁后注浆均采用上行式注浆方式。

(2)注浆工艺流程：风钻开孔→孔口管安装→孔口管试压→关闭球阀连接混合器与注浆管路→开启注浆泵进行压水→打开球阀→注入水泥浆液→达到设计压力后封孔→关闭球阀。

(3)注浆材料：注浆材料为单液水泥浆，等到封孔时使用水泥浓浆或水泥-水玻璃双液浆，优先使用水泥浓浆，若水泥浓浆封孔效果不好，则使用水泥—水玻璃双液浆。水泥选用新鲜P.O42.5普通硅酸盐水泥，使用模数2.8～3.2，波美度为40°～45°的水玻璃。水泥浆的水灰比为1∶1，水泥浓浆的水灰比为0.75∶1或0.5∶1，水泥与水玻璃的体积比G∶S=4∶1～3∶1。

(4)注浆压力：为安全起见，壁间注浆压力不能超过该注浆点静水压力的1.5倍，注浆终压取该孔1.5倍静水压力和井壁安全承受压力二者之间的较小值。根据计算结果，表土层段井壁壁间注浆终压不得超过2.0 MPa。壁后注浆压力取静水压力的1.5倍，不大于3.0 MPa，而深孔注浆压力取4.0 MPa，且最终注浆压力可根据钻孔周围井壁的情况，适当降低终孔压力。

4.3 治理效果

修复工程结束后，架设的井圈与井壁贴合紧密，排列平整，井壁注浆段的总渗水量小于0.05 m3/h(治理前总涌水量8.3 m3/h)，原出水点已全部消除，且无明显的渗水点，堵水率在98%以上，取得了良好的治理效果。

5 结 语

针对任楼矿副井井筒变形破坏特征，通过分析其松散含水层的水位动态变化和地面沉降趋势，得到了以下结论：

(1)地面供水和地下采煤等活动是引起任楼矿副井松散含水层水位下降的主要原因。

(2)松散含水层水位下降引起了地层的压缩沉降，且由Pearson相关性分析可知两者之间存在显著的正相关关系。

(3)松散含水层失水引发的地层压缩沉降过程中，作用于井壁上的竖直附加应力是井筒发生变形破坏的根本原因。

(4)在任楼矿副井井壁变形破坏机理分析的基础上，实施了架设井圈和注浆加固的修复治理工程，井壁渗水量由治理前的8.3 m3/h减小为治理后的0.05 m3/h以下，取得了明显治理效果。

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(责任编辑：汪材印)

10.3969/j.issn.1673-2006.2016.12.031

2016-09-12

宿州学院安徽省煤矿勘探工程研究中心开放课题资助项目(2014YKF06)；国家自然科学基金项目“隐伏型煤田深层地下水系统地环境同位素示踪”(41373095)。

徐海洋(1990-)，安徽庐江人，在读硕士研究生，主要研究方向：工程地质与水文地质。

TD262

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1673-2006(2016)12-0112-08