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新义矿井壁破裂分析与治理实践

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维普资讯 http://www.cqvip.com 总第95期 新义矿井壁破裂分析与治理实践 竺光明 (义马煤业集团公司生产技术部,河南义马摘472300) 要:重点分析了新义煤矿副井井壁破裂原因,介绍了井筒二次加固工程实践及有关参数的合理选择, 提出了立井施工过程中应注意的事项。对类似立井施工具有借鉴意义。 关键词:井壁破裂;原因;实践 中图分类号:TD265 文献标识码:B 文章编号:1005—2798(2007)09—0038—03 1 工程概况及地质水文情况 义煤集团公司新义煤矿,矿井设计生产能力为 120万t/a,矿井采用立井开拓方式,其中副井设计 深704。0 m,表土段厚约19.8 m,基岩段厚约 涌水量降为20.3 t/h。由于井筒施工前没有施工井 检孔,在施工到410~520.9 m段时伴生一高角度 (产状:N40~50。E、SE/88。、H=7.2 m)的断层,该 断层上部较陡,底部变缓,如图1。断层破碎带宽 0。5~0.8 m,穿越井筒长度110.9 m,涌水量 32.0 t/h,断层破碎带由断层角砾及断层泥质岩组 684.2 m,井筒净直径6 m,井筒断面及支护参数见 图1、表1。 41O 450 480 成,泥质胶结,遇水易膨胀,对断层带三次注浆封水 后,井壁发生纵向裂缝或局部破裂(局部破裂位置 为:441.0~446。0 m破裂面积2 m×3.2 m;451.0~ 46。0 m破裂面积5 m×2.0 m;456。0~451.0 m破 532.8 裂面积2 m×3.2 m;441。0~436.0 m破裂面积 3。3 m×3.2 m)。目前井筒涌水量54.6 t/h。不能 满足《矿山井巷工程及验收规范》的要求。 2.2井壁破裂原因分析 通过对现场施工人员的实际调查及对井壁破裂 图1井筒断面示意 表1 井筒断面及支护参数 处现场漏水情况和裂缝的受力力学分析,发现有以 下原因: 1) 断裂面的剪切滑动作用使井壁产生裂缝。 在厚层状的岩体中开挖井巷时,在切向压应力较高, 且有斜向断裂发育的洞壁部位往往发生剪切滑动类 型的破坏,这是因为在这些部位沿断裂面作用的剪 副井井筒由上到下施工中,先后经过第四系、三 叠系、二叠系上下石河子组、山西组煤系地。依据井 筒原始写真,岩性为细、中、粗粒砂岩厚度超过 5.0 m以上8层,超过10 m以上8层,超过20 m以 上2层,细、中、粗粒砂岩约占砂岩总厚度的38.9%, 切力一般比较高,而正应力却比较小,故沿断裂面作 用的剪切力往往会超过其剪切强度,引起沿断裂面 的剪切滑动,这是井壁破裂的主要原因。 2) 破碎带塑性围岩的挤出作用对井壁的影 响。该断层破碎带由断层角砾及断层泥质岩组成, 泥质胶结,遇水易膨胀。井筒开挖后,当围岩应力超 形成较复杂的水文条件,其中平顶山砂岩(160.0~ 197.0 m段)涌水量50~80 t/h。 过塑性围岩的屈服强度时,软弱的塑性物质就会沿 最大应力梯度方向消除了阻力的自由空间挤出,挤 出变形能造成很大的压力,足以破坏强固的井壁或 2 施工中出现的问题及原因 2.1施工中出现的问题 钢支体,因井壁四周受力不均,必然会在井壁受力最 大地方发生破坏。 井筒施工中首先遇到巨厚平顶山砂岩含水层, 最大涌水量80 t/h,通过对该段九次注浆封水,该段 3) 围岩的吸水膨胀作用。井筒开挖后,围岩 收稿日期 ̄2007-06—18 作者简介。,Az h-光明(1964一),男,河南镇平人,工程师,从事井下支护设计和管理工作。 38 维普资讯 http://www.cqvip.com

2007年9月 竺光明:新义矿井壁破裂分析与治理实践 第16卷第9期 表面减压区的形成促使水分由内部高应力区向围岩 表面移动,结果是易于吸水膨胀的岩层发生强烈的 层盘上。用吊桶运送注浆材料,工作地点人工搅拌, 直接由注浆泵吸入泵内,再压入被注的混凝土壁内。 为避免井筒漏水量较大给施工带来的不便,也 为了便于观察井壁的漏水位置和质量,选注浆施工 顺序为下行式。待注浆达到设计位置后,采用上行 式检查注浆质量。 3.3.2注浆参数选择 膨胀变形,特别是富含粘土物质(特别是蒙脱石)的 岩层,吸水后可增加14%~25%,而施工时对岩层 这种强烈的膨胀作用认识不足,未对井筒围岩采取 必要的控制措施。 4) 井壁施工中竖向附加力的影响。由于井 筒穿过砂岩含水层较多,井筒施工使岩层发生疏排 水,使岩层产生固结沉降,井筒与岩层间沉降的不同 注浆材料选择水泥一水玻璃双液浆的注浆方 案,选择普通新鲜硅酸盐42.5 MPa水泥;水玻璃选 步导致了附加力(即岩层对井筒的向下摩擦力)的产 生。但这种附加力在断层处又转换为剪切滑动作用。 3井壁二次加固 3.1 注浆前井壁及围岩再加固 为了及时修复井壁,有效控制井筒局部围岩的 塑性变形,使井筒周围均衡受力,依据井筒赋存的地 质、水文地质、构造地质及井筒含水层的分布,将平 顶山砂岩含水层160.0~197.0 m段和井筒穿构造 段410.0—520.9 m段作为本次加固和注浆的重点。 对平顶山砂岩段,采用D20 mm×3 300 mm的树脂 锚杆(间排距1.0 m×1.0 m)加固井壁;对井筒 (436.0~456.0 m)段,拆除井壁后,先对井壁围岩 采用D20 1Tim×3 500 mm的树脂锚杆,金属网(网格 80 mm×80 mm)锚固,再采用11 工字钢或绑扎钢 筋作骨架浇注混凝土井壁。对480.0~523.8 m段 井壁先采用11 矿工字钢加固破碎带,再采用 D20 mm×3 500 mm的树脂锚杆,金属网(网格 80 mm×80 mm),对井壁及围岩加固。 3.2二次注浆加固方案选择 为了封堵井筒漏水,并对井筒破碎带围岩进行 有效加固,使井筒周围均匀受力,依据井壁穿过构造 段的分布范围,以及井壁不同井深含水层的厚度、富 水性,注浆方案选择如下: 1) 副井井筒壁后注浆浆液原则上选择水泥 浆、水玻璃浆或双液浆进行处理。 2) 对平顶山砂岩(160.0~197.0 m段)采用 均匀布孔、深孔诱导,复合注浆方式对壁后和含水层 进行帷封堵水。 3)对井筒构造带(即410.0~520.9 m段)依 据井筒漏水位置、断层带空间位置、井壁受力等因素 综合分析后,选择方案原则为:采用先锚固,后封水。 3.3 注浆设备及注浆参数选择 3.3.1 注浆设备及工艺 选用YT一28型风钻凿孔,用2TGZ60/210注浆 泵做动力,为了确保注浆顺利进行,保证注浆人员的 施工安全,注浆工作位置设置在井筒工作吊盘的二 择45 Be、M=2.8~3.2之间的水玻璃。 1) 注浆浆液配比。依据井壁漏水状况及壁 后注浆要求,本次注浆依据井壁的不同漏水状况、井 壁质量、凿孔深度来选择浆液配比,选择水灰比范围 3:1~1:1;水泥浆一水玻璃浆液体积比为1:0.3~ 1:0.6之间,注浆时依据封水条件做具体调整。 2) 注浆压力的确定。依据副井井筒受注点 的静水压力选择下列公式进行计算: P。=p。+(5~8) 式中:P 为注浆终压;P。为受注点静水压力;5 ~8为压力系数。 注浆终压是随着井深的增加而不断变化的,它 随着受注点静水压力的不同而有不同的注浆终压。 此次注浆将井口锁口盘为井深的始点,利用井内悬挂 的测绳来计算井筒不同深度注浆的终压。压力系数 的选择可依据井壁的质量来选择,井壁质量好,凿孔 深度较大时选择大压力系数;反之选择小压力系数。 3) 浆液扩散半径选择及注浆孔孔数的确定。 依据井筒注浆目的,根据所揭露砂岩含水层裂缝发 育程度以及浆液浓度的选择,将浆液的扩散半径选 择为1.5 1TI。 注浆孔数的确定,依据受注不同的地质、水文地 质、构造地质条件,选择注浆孔的孔排距平均为 2.0 1TI×2.0 1TI,孔深平均为2.0 1TI,其受注段的段高 取266.0 m,共布置133排注浆孔,每排9个孔,共 布置注浆孔1 197个。 4)浆液注浆量计算: p:A ,n 式中:p为注浆浆液量1TI ;h为注浆孔深度1TI, 取平均值2.0 1TI;竹为3.14;,为扩散半径,根据含水 层裂隙发育程度取1.5 1TI;A取1.1;"r/为岩体裂隙 率(0.5%~3%),这里取1%;m为结石率(取 0.85); 为浆液在孔隙内的有效充填系数(可取 0.85);n为注浆孔孔数,经计算为1 197。 单孔注浆量q=0.155 1TI。;总注浆量计算得Q= 186.05 m 。 39 维普资讯 http://www.cqvip.com 竺光明:新义矿井壁破裂分析与治理实践 第16卷第9期 5) 注浆过程中应注意的问题:①注浆前依据 孑L内涌水量的大小调整浆液的水灰比,依据凿孑L深 度确定的方案适时改变浆液的性质。若在注浆过程 中单孑L进浆量较大时,在压力不变而连续进浆时,应 调浓浆液并加速凝济;或一次少注浆、反复注的方法 解决。②浆液级配的原则为:稀浆一浓浆一稀浆。 5结语 1) 在施工井筒前必须施工井检孑L,预先探查 出井筒可能穿过的断层构造带及含水层,为井筒施 工提供原始资料,以便做好施工前准备,减少工程额 外投入,必要时改变井筒设计位置。 2) 新义煤矿副井井壁在施工后被压裂的主 要原因是断层断裂面的剪切滑动作用、破碎带塑性 ③当浆液注入量达到一定程度时,岩层密实度提高, 继续增加注浆量,注浆压力将显著提高,当孑L内注浆 压力缓缓上升,吸浆量逐渐减少并封堵了漏水,即可 结束本孑L注浆。 围岩的挤出作用及围岩的吸水膨胀作用,当然,还存 在岩层竖向附加力的影响。 3) 在井筒过断层等构造带时,在堵水的同 4工程效果 从2006年6月15日开始,历时40 d。由于施 时,必须对井筒围岩进行加强支护,同时要保证井壁 施工质量,以增强井壁围岩(特别是破碎带)的强 度,减少围岩的塑性变形,使井壁均匀受力;对井壁 工前对破损井壁及围岩实施加固,对注浆参数进行 认真的计算和选择,制定了详细的施工方案和施工 措施,并在施工现场严格执行,受损的井壁及围岩得 到进一步加固。经过对井筒加固段井筒半径的多次 测量,都在允许的范围内,井筒的涌水量由原来的 内注浆既有堵水作用又有加固作用,要依据井壁的 地质情况、漏水情况及井壁受力情况,合理确定注浆 加固范围,降低注浆成本。 [责任编辑:李巧英] 80~120 t/h降至6 t/h左右,达到理想的支护效果。 (上接第26页)底板鼓起,锚索断裂较多,帮锚杆托 盘撕裂失效严重。 的补充、完善。3302工作面巷道掘进施工以来,吸取 教训,总结经验,在原有“北京开采所”锚杆支护设 特色的锚杆支护理论。巷道横川开口处用锚杆、锚 针对以上问题,在3302工作面的巷道留设中对 计的基础上修改、补充、完善,形成了一套具有寺河 巷道布置和巷道支护设计进行了修改,需保留的两 条巷道煤柱距工作面由21 m、51 m分别加大到 索加强支护,横川开口前施工4根8.3 m长的锁口 40 m、65 m,锚索也由原来的D15.24 mm改为 锚索;横川与正巷交岔点处,正巷10 m范围内加强 D17.8 mm,并在巷道各横川与正巷交叉部分加强支 支护,锚索排距由每3 m2根改为每2 m2根。切眼 护,在3302工作面回采的同时,在需留设的33022、 顶锚杆由一排9根改为10根,采用w钢带和网片 33024两巷采用在顶、帮补打锚杆、锚索补强。经过 联合支护,锚索补强,锚索由原来的D为15.24 mm、 留设巷道的加固,33022、33024巷已成功留设,作为 长7.3 in的锚索改为D为17.8 inin、长8.3 in的锚 回采的3301工作面两条进风巷使用良好。 索,锚索排距为每2 m5根。针对巷道掘进过程中出 2) 锚杆支护在撤架通道的实践应用。撤架通 现的小断层、软煤等构造,将锚杆间、排距改为 道作为大采高工作面撤架时通道,在工作面搬家过 800 mm,采用8.3 m以上的锚索进行补强,顶、帮使  程中起着至关重要的作用,由于在工作面在末采过 用w型钢带和网片联合支护,根据顶、帮破碎情况,程中,撤架通道受到动压影响,撤架通道的维护显得 锚索排距为每2排2根、每2排3根、每2排5根几 种情况,对顶、帮加强支护,有效地控制了顶板。 尤为重要。 2301主撤通道贯通时,顶板下沉量最大达 1.8 m,由此看来,对主撤通道,必须在原有锚索的基 础上加长至少2 m。经过多方论证、研究、对大采高 5结语 锚杆支护作为一种新型的支护技术,使用材料 工作面的主撤通道维护进行了修改、补充、完善,顶 少,成本低。节省人力物力。但在推广应用过程中, 锚索由原来的7.3 m加长到9.3 m的锚索,锚索排 必须从设计、施工、监督管理、支护材料质量等方面 距为每2 m3根,锚索采用槽钢进行连锁。帮支护在 严格把关,并积极研究试验新型支护机具和支护材 锚杆钢筋托梁和网片联合支护的基础上,采用5.3 m 料,认真总结经验,吸取教训,才能保证锚杆支护巷 帮锚索补强。另外,使用小型支架和垛式支架加强 道的安全可靠性,保证矿井安全生产。 维护,2302、3302主撤成功留设。 3) 锚杆支护在超宽、超高巷道、地质构造区域 [责任编辑:李巧英] 

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