皮里青煤礦斜井穿厚松散層圍巖分段支護技術研究

李 季，丁自偉

(西安科技大學 能源學院，陜西 西安 710054)

在我國西部地區[1-3]，煤層大多埋深淺，上覆厚松散層且基巖薄，地層膠結程度極低，巖石強度低，遇水泥化，遇風軟化現象嚴重。在此類巖層中進行斜井開挖工程，由于圍巖自穩能力差，變形劇烈，而井筒對圍巖的穩定性要求高，勢必會給斜井井筒的圍巖控制帶來一系列的難題。近年來，眾多專家學者對此類地質條件下的井巷圍巖控制進行了有益的探索。文獻[4]研究了深厚含水松散層的工程性質、變形及其在井筒破壞治理工程中的應用，提出了深部粘土存在強變弱面和深部粘土“上、下限強度”的概念和選取方法。文獻[5]針對某斜井的弱膠結未成砂巖的地質條件，提出了一種利用挑頂斜井空間轉換施工隧道初支結構的方法。文獻[6]針對斜井圍巖破碎變形嚴重的特點，在分析其原因的基礎上提出了U 型鋼支架、壁后充填、錨網噴、錨注的耦合支護方式。文獻[7]揭示了極弱膠結地層巷道圍巖力學及變形破壞特征，提出了工字鋼、“鋼筋網+混凝土襯砌”的聯合支護技術。文獻[8]研究了厚礫石層斜井圍巖破壞機理，分析了圍巖壓力和位移變化規律。以上研究，對厚回填土下斜井穿厚松散層圍巖變形規律和支護技術的研究卻鮮有觸及，因此研究該類地質條件下的圍巖變形破壞規律和支護技術，有著重要的理論意義和現實意義。

1 工程地質概況

1.1 工程概況

國投伊犁皮里青煤礦設計產量為3.0Mt/a，開采煤層埋深300m左右，需要從地表斜向下施工一對主副斜井，長度分別為1117m和1194m，傾角均為5.5°左右。井筒表土上方有一層回填土，由附近露天煤礦排土場回填土構成，且井筒圍巖地質賦存條件為薄基巖厚松散層，基巖膠結程度低，物理力學參數極差。

目前井筒掘進支護形式為“16#工字鋼U型棚+網噴混凝土”支護，由于井筒圍巖地質條件的特殊性，井筒部分圍巖還是出現了不同程度的礦壓顯現，主要表現為頂板下沉和兩幫移近明顯，導致了工字鋼U型棚棚腿扭曲，棚頂出現扁平，甚至發生“V”形破壞和噴射混凝土層的不同程度的開裂。為了保證井筒的安全，礦方不斷縮小棚間距，重新進行混凝土的噴射，此外對于棚頂破壞嚴重的支架，架設單體支柱進行補強支護。如此一來，不僅嚴重影響了井筒的掘進速度，同時導致了支護成本的增加。

1.2 井筒圍巖地質力學評估

皮里青礦井筒地層主要由以下五組巖層構成：

1)回填土松散層組。層段由露天煤礦剝離物組成，為塊狀的砂巖、泥巖及松散的粉土加雜堆積，未沉穩，鉆進時漏漿，遇水濕陷。呈散體結構，平均揭露厚度40.44m，為極不穩定型。

2)第四系松散層組。層段由第四系風積粉土(厚度6.60～39.00m)及沖洪積砂礫石(厚度4.68～6.30m)組成。該層巖石無膠結，疏松多孔，為散體結構巖體，為極不穩定型。

3)古近系粉質粘土軟弱巖組。地層為一套巨厚層的磚紅色粉質粘土(厚度37.60～42.00m)，地層近散體結構，易發生膨脹、壓縮沉降、坍塌滑移等工程地質問題，為極不穩定型。

4)侏羅系強風化帶碎裂結構巖組。主要由泥巖、砂巖及砂礫巖構成，屬極不穩定型，厚度為10.62～197.65m，泥巖具可塑狀態，質軟；砂巖及砂礫巖多呈松散狀。

5)侏羅系西山窯組中段層狀碎屑含煤軟巖組。組巖性為泥巖、粉砂巖、細砂巖、中砂巖、煤層及煤線等，為不穩定型，厚度0～125.46m。巖石單軸抗壓強度小于30MPa，軟化系數多小于0.75，屬軟弱巖石，易軟化。

圍巖類別分析是分析圍巖穩定的一種重要方法，也是采礦工程一項重要的研究內容。本文采用修正的BQ分類法[9，10]進行圍巖等級劃分，為數值模擬和確定支護參數提供依據。選取井筒的五個具有代表性的斷面進行圍巖分級。通過對BQ值計算并進行修正，并根據修正后的值劃分斜井圍巖等級，分級結果見表1。

表1 斜井圍巖分級

通過表1可以看出：①V級圍巖包括表土段和風化基巖段，占全斜井長度的40.99%；②IV級圍巖包括穩定基巖段和煤層段，占全斜井長度的59.01%。綜上，斜井圍巖變化大，性質各異，IV級圍巖所占比例較高，需根據井筒不同的圍巖特征和圍巖等級提出與之相適應的支護方法。

1.3 井筒圍巖變形破壞規律

根據井筒圍巖現場變形破壞情況，結合圍巖地質力學參數評估結果，可將斜井圍巖變形破壞規律歸結如下：

1)井筒拱頂圍巖承載能力弱。井筒表土層上方為露天礦回填土，呈散體結構，無承載能力，導致其在重力作用下，將自身重量傳遞給井筒圍巖。而井筒圍巖主要為黃土、粉質泥土、泥巖、砂巖及粉砂巖，其膠結程度低甚至基本沒有膠結，呈散體結構，物理力學參數差。巖層由于強度極低，加之上覆回填土重力作用，巖層完整性遭到破壞，很難形成有效的承載結構。

2)井筒幫部圍巖破壞嚴重。由于井筒頂拱圍巖基本沒有承載能力，因此井筒頂拱的壓力向兩幫轉移，加之兩幫圍巖自身強度較低，因此在頂拱巖層的壓力作用下，幫部出現了應力集中，尤其是幫腳位置應力集中現象更加明顯，導致幫部圍巖發生大范圍的塑性破壞，致使井筒實際跨度增大，使幫部承受的頂拱壓力不斷增大，如此反復，導致幫部的圍巖進入惡性循環破壞。

3)井筒拱頂變形嚴重。由于井筒頂拱圍巖基本沒有承載能力，故其壓力轉向兩幫，導致井筒兩幫圍巖應力集中，圍巖破壞深度增加。兩幫圍巖破壞深度的增加，將導致井筒實際跨度的增加，頂拱兩端的支撐點向兩幫深部不斷轉移，導致頂拱變形進一步加大。

2 斜井穿厚松散層圍巖分段支護技術

2.1 現有支護方式誤區分析

井筒原有掘進支護方式為“16#工字鋼U型棚+網噴混凝土”支護，U型棚由三段16#工字鋼組成，棚間距由800mm不斷縮小至500mm。結合厚回填土下斜井穿厚松散層圍巖的變形破壞規律，可以看出原有支護方式存在以下三方面的誤區：

1)支護體不能使拱頂形成有效地承載結構。皮里青礦斜井井筒拱頂圍巖承載能力弱，無法形成有效地承載能力，而皮里青礦斜井井筒原有支護方式為16#工字鋼U型棚支護，屬于被動支護，無法主動對井筒圍巖進行支護，使頂拱圍巖形成有效承載結構。

2)支護體抗扭能力差。通過研究皮里青礦厚回填土下斜井穿厚松散層圍巖變形破壞規律可以看出，皮里青礦斜井井筒幫部圍巖均出現了應力集中現象，導致幫部圍巖破碎，變形量相對較大，而16#工字鋼U型棚屬于工字鋼支架，其抗扭能力較差，必然會導致支護體出現扭曲變形。

3)支護方式經濟性差。通過核算原有支護成本為大約20000元/m，而現有支護體的支護強度校核[11-13]發現現有支護體的實際載荷只有極限載荷的60%左右，且圍巖控制效果不理想。因此，原有支護方式造成了支護強度浪費，且每米支護成本高，導致斜井井筒支護費用居高不下。

2.2 不同地質條件圍巖段支護方式的選擇

由于表土段和基巖段上覆40～60m厚的回填土，而圍巖變形破規律顯示頂板難以形成有效地承載結構，導致井筒頂部壓力較大。而井筒圍巖分級結果顯示，表土層和風化基巖段屬于V類圍巖，破碎，易風化，圍巖地質力學參數極差。若實行錨網噴，錨桿(索)錨固力得不到保障。因此表土段和風化基巖段必須使用具有高承載能力剛性金屬支架。

熱軋型鋼在抗彎截面模量、斷面利用率和總模量等參數比礦用工字鋼和U型棚更優[14]。鋼筋網和混凝土可以和圍巖形成整體，充填井筒表面裂隙，減少裂隙深部圍巖的破壞，有效地隔絕空氣和水的作用，防止由于巖體風化、水解破壞井筒圍巖完整性，造成圍巖強度降低，保持井筒穩定性。同時考慮支架的技術性和經濟性因素，決定選用“16#普通熱軋型鋼U型棚+鋼筋網+噴射混凝土”對表土段和風化基巖段進行支護。

相比于表土段和風化基巖段，基巖段圍巖條件較好。基巖段圍巖為膠結程度低的泥巖、砂巖和粉砂巖，現場錨桿拉拔力試驗顯示，基巖段錨桿拉拔力均可達到8t以上，考慮到其圍巖變形規律，決定在基巖段運用錨網噴技術進行支護，使井筒頂部巖層形成一定的承載結構，降低支護成本，提高掘進速度。

2.3 支護方式對井筒圍巖控制效果的數值模擬研究

為了驗證兩種支護方式的合理性，利用FLAC3D對兩種支護方式下的井筒圍巖的塑性區和位移進行了數值模擬研究。模型上部施加巖層自重，左右邊界為水平位移約束，底部邊界為固定位移約束，頂部為自由邊界，施加應力邊界條件，圍巖物理力學參數見表2，本構模型采用摩爾-庫倫模型，錨桿索采用FLAC3D中的錨索結構單元來實現，金屬支架采用FLAC3D中的殼型結構單元來實現[15-17]。

2.3.1 金屬支架支護效果分析

金屬支架支護下表土段圍巖塑性破壞及位移圖如圖1所示，由圖1可以看出，表土段使用金屬支架支護時，由于金屬支架支護承載能力高，承擔了一部分頂板壓力，使頂板轉移給兩幫的壓力減少，因此金屬支架支護下兩幫最大塑性區半徑有所減小，而頂底板塑性區并沒有變化。同時使用金屬支架，表土段表面最大位移大幅減小，頂板最大位移減小了73.4%，幫部最大位移減小了67.7%。因此在表土段使用金屬支架支護，可以對圍巖提供較高的支護阻力，可以大幅減小圍巖位移，較好地控制圍巖變形。

表2 圍巖力學參數表

圖1 金屬支架支護下表土段圍巖塑性破壞及位移圖

金屬支架支護下風化基巖段圍巖塑性破壞及位移圖如圖2所示，由圖2可以看出，在風化基巖段，與表土段相比風化基巖段圍巖條件較好，因此使用金屬支架支護時，金屬支架的高強支護力，減小了頂板轉移到兩幫的壓力，對圍巖的惡性破壞有所改善，因此風化基巖段圍巖最大塑性區半徑都有所減少。同時，頂板的最大位移量減小了79.7%，兩幫最大位移減小了64.4%。因此在風化基巖段使用金屬支架支護，可以減小圍巖的惡性破壞，有效減小圍巖的位移，控制圍巖效果良好。

圖2 金屬支架支護下風化基巖段圍巖塑性破壞及位移圖

2.3.2 錨網噴支護效果分析

錨網噴支護下穩定基巖段圍巖塑性破壞及位移圖如圖3所示，由圖3可以看出，在穩定基巖段，使用錨網噴支護后，由于錨桿索的協調支護，圍巖塑性區分布范圍有所減少，并且塑性區呈均勻化分布。同時由于錨桿索為主動支護，頂板發生最大位移的范圍減小，盡在頂板深部0～1m范圍內，此外頂板中深部圍巖位移量較小，頂板最大位移量減小了59.6%，兩幫最大位移均發生在淺部位移，深部圍巖位移量很小，兩幫最大位移量減小了35%。因此基巖段使用錨網噴支護時，由于錨桿索的協調主動支護，發揮中深部圍巖的承載能力，控制中深部圍巖的位移，有效減小圍巖的破壞。

圖3 錨網噴支護下穩定基巖段圍巖塑性破壞及位移圖

綜上所述，在表土段和基巖段使用金屬支架支護時，由于金屬支架的高承載力，可以有效減小頂板傳遞給兩幫的壓力，使頂板和兩幫的位移量大幅減小。而基巖段使用錨網噴支護，錨桿索協調支護可以對圍巖提供主動支護力，調動深部圍巖的承載能力，控制圍巖的惡性破壞。

3 現場工業性試驗

為了驗證分段支護技術的合理性，在皮里青礦主斜井進行了現場工業性試驗。利用壓力拱理論并結合現場工程實踐，確定表土段和風化基巖段支護參數為：16#普通熱軋型鋼U型棚，排距為800mm，特別破碎段可縮小為排距500～600mm。同時，根據錨桿設計理論，結合基巖段圍巖變形規律，確定基巖段支護參數為：錨索錨桿協調支護。每排7根Φ20mm×2250mm無縱筋全螺紋鋼等強錨桿，間排距為1050mm×800mm。每排2根Φ17.8mm×6300mm的錨索，間排距為2100mm×2100mm。

為了檢驗現場支護效果，分別在表土段、風化基巖段進行了深基點位移監測，主斜井不同段圍巖頂板深基點位移曲線如圖4所示。

圖4 主斜井不同段圍巖頂板深基點位移曲線

通過圖4可以看出，表土段和風化基巖段在使用16#普通熱軋型鋼U型棚下，在掘進后3～4d圍巖基本趨于穩定，位移量保持在3cm；而風化基巖段在掘進后0～6d基本趨于穩定，位移量保持在1.1cm，同時位移主要發生在0～4m范圍內的巖層中，而4m以上的深部位移量很小。主斜井現場實際掘進施工過程中，累計節約支護成本約434萬元，掘進速度為原來的1.6倍，井筒穩定性較好，達到了使用要求。

4 結 論

1)利用修正的BQ圍巖分類法對皮里青礦斜井井筒進行了圍巖分級，分級結果顯示：V級圍巖包括表土段和風化基巖段，占斜井長度的40.99%；IV級圍巖包括穩定基巖段和煤層段，占斜井長度的59.01%。

2)揭示了皮里青礦厚回填土下斜井穿厚松散層圍巖變形破壞規律為：井筒拱頂圍巖承載能力弱，在回填土荷載作用下，井筒頂拱的壓力向兩幫轉移，幫部出現了應力集中，尤其是幫腳位置應力集中現象明顯，加之兩幫圍巖自身強度較低，導致幫部圍巖發生大范圍的塑性破壞，致使井筒實際跨度增大，使幫部承受的頂拱壓力不斷增大，如此反復，頂拱兩端的支撐點向兩幫深部不斷轉移，導致井筒圍巖進入惡性循環破壞。

3)針對井筒圍巖變形規律，并結合工程實踐，提出了厚回填土下斜井穿厚松散層圍巖分段支護技術：表土層和風化基巖段支護采用“承載力高的16#普通熱軋型鋼U型棚配合鋼筋網+噴射混凝土”支護；穩定基巖段采用錨桿索協調支護，提高頂部圍巖自穩能力，降低支護成本，提高掘進速度。

4)在皮里青礦主斜井進行了現場工業性試驗，試驗結果表明：在使用厚回填土下斜井穿厚松散層圍巖分段支護技術后，井筒圍巖變形均在工程允許范圍內，符合井筒使用要求，累計節約支護成本約434萬元，掘進速度提高為原來的1.6倍。