车集煤矿软岩硐室破坏机理及加固技术研究

程东全

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5?m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 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)．

　　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 m×1.0 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 m×1.0 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 m×1.0 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 mm×800 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 mm×800 mm．泵房支护结构如图2所示．

5.2　支护参数的确定［1］
　　长注浆锚杆采用Ø30 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Ø8 mm出浆孔．普通注浆锚杆采用Ø20 mm焊接管制作，长2 m，一个树脂药卷锚固．钢筋带采用Ø14 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40～50°B′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，1996(6)：32～34