专题-泥化巷道底板控制技术

泥化巷道底板控制技术摘要：泥岩对巷道支护和底板加固的危害极大，随着煤矿开采向深部发展，原岩应力与构造应力不断升高，使得软岩巷道支护问题就越来越突出，底板泥化给施工带来极大的困难。本文通过对泥岩的矿物成分及泥化机理的分析，进行了现场调查和数值模拟，研究了巷道开挖过程中底板应力分布和破坏情况，总结出了巷道底鼓的机理、影响因素及防治方法，对泥化巷道底鼓的矿压显现规律及其支护技术形成了系统的认识。关键词：泥化巷道；底板；锚注一体化；泥化机理；底鼓1 绪论1.1 问题的提出和研究意义中国是世界上煤炭资源最丰富的国家之一。据不完全统计，我国煤炭探明总储量在9000亿t以上，位居世界前列，已知含煤面积55万多平方千米，煤种齐全，煤层赋存条件多种多样，煤矿开采条件复杂。据我国最新公布的煤炭工业“十二五”发展规划显示：“煤炭是我国的主体能源，在一次能源结构中占70%左右。在未来相当长时期内，煤炭作为主体能源的地位不会改变。煤炭工业是关系国家经济命脉和能源安全的重要基础产业。”因此，进一步发展煤炭资源的开采技术，合理开采、有效利用煤炭资源，提高煤炭资源回采率，实现煤炭资源的可持续发展，是国内外煤炭行业急需解决的问题。在借鉴国外煤层开采技术的基础上，我国经过近20年的不断探索、试验和研究，综放开采技术得到了长足的进步，取得了良好的经济效益，大大提高了厚煤层开采的采出率，延长了矿井寿命，综放开采已经成为我国煤矿实现高产高效的主要途径。站在新世纪之初，纵观世界，可以发现局部地区的武装冲突多集中于能源问题。能源作为一个国家经济发展的动力之源，能源不足必然会受制于能源供应国，因此，一个能源困乏的国家也就不可能成为真正意义上的大国、强国。可以预测，在不久的将来，国与国之间的竞争焦点会更多地集中在能源的竞争与抢夺上。改革开放以来，特别是进入21世纪以来，我国国民经济的飞速发展对能源的需求量与日俱增，对能源的需求量是生态环境所不能承受的。据了解，2003年我国原煤产量为16.67 亿t，2004年原煤产量为19.56 亿t，2005年原煤产量为21.10 亿t，2006年原煤产量为23.80 亿t，2010年原煤产量则已达到32.40 亿t，同时，净进口煤炭1.46亿t。然而，现如今的形势是我国煤炭生产与消费布局间的矛盾也日益加剧。东部地区作为经济发展的“火车头”，同时也是煤炭资源的主要消费地区，但是东部地区煤炭资源日渐枯竭，产量萎缩；中部受资源与环境约束的矛盾加剧，煤炭净调入省增加；资源开发加速向生态环境脆弱的西部转移，不得不过早动用战略后备资源。北煤南运、西煤东调的压力增大，煤炭生产和运输成本上升。在这样的大背景下，东部地区浅部资源随着不断地开采已日益枯竭，必须转入深部开采。20世纪50年代，我国的立井深度平均不到200 m，而90年代平均深度已达600 m，平均每年以812 m的速度向深部延伸。其中东部矿井的向下延伸速度更快，平均每年延伸速度达1025 m。截止2010年，我国矿井开采深度超过1000 m的已达39对。对于国外主要采煤国家，如英国、德国、独联体、波兰等都有深部开采矿井。英国煤矿的平均采深为700 m，最深达1000 m；德国煤矿矿井的平均采深约为947 m，最深达1713 m；独联体己有许多矿井采深达12001400 m；波兰煤矿的平均采深为690 m，最深的达到1300 m。另外，“对先前技术经济上开采不合理的资源块段，通过科学技术的进步予以回收，最大限度的延长矿井服务年限，提高资源采出率”同样受到学术界越来越多的关注。根据围岩松动圈支护理论，松动圈Lp1.5 m的各类巷道围岩统称为软岩，它是各类支护难度较大的巷道围岩的总称，可分为三大类：遇水膨胀型、碎胀型及复合型软岩。目前我国煤炭行业每年巷道掘进量约6000 km，软岩巷道约600 km，其中相当多的一部分巷道需要进行返修。特别是在一些老矿区，由于开采深度相对较大，深部软岩巷道维护问题更为突出，成为制约煤炭开采、影响矿井经济效益的一大难题，同时也成为许多专家学者致力研究的领域。我国由于成煤时期和沉积环境的影响，全国含煤地区煤层底板几乎多为泥质沉积物或沉积泥岩。泥岩对巷道支护和底板加固造成的危害极大，严重影响了煤矿的安全生产，给煤炭行业带来难以估量的经济损失。国内许多科研院所、高等院校及煤矿都对泥岩巷道支护进行了深入的探索研究，在泥化机理研究方面取得了一定成效。但对于泥化治理和加固措施方面依然存在不足，尚需作进一步的探讨，来完善泥岩泥化治理技术。在巷道支护的研究中，巷道底鼓问题一直是煤矿开采等地下工程中难以解决的问题。随着采深的增加和巷道断面的增大，巷道底鼓现象越来越为突出。为控制巷道底鼓，国内外许多学者对其力学机制及控制技术开展了大量的研究工作，提出了许多底鼓控制技术。各种防治底鼓的工程措施按照机理的不同，可分为三大类型，即：支护加固法、联合支护法及卸压法。泥化巷道底板钻孔成孔质量差、易塌孔，底板施工水更是加剧了巷道底鼓，导致巷道底鼓愈加严重，在这样的形势下，迫切需要研究出适合泥化巷道的底板加固技术。1.2 国内外研究现状对泥岩泥化巷道进行合理的支护，需要正确的支护理论做指导。软岩巷道支护在煤矿开采过程中尤为重要。随着煤矿开采深度的不断增加，软岩巷道支护问题越来越为突出。目前软岩巷道支护仍停留在经验性和工程类比阶段，工程性试验也有一些进展。一、软岩巷道支护理论的研究现状软岩支护理论研究相比较于软岩支护的技术研究相对较弱，因此对支护技术的进一步发展有所限制，给工程支护带来了很大的盲目性。1、国外研究现状由俄国学者普罗托吉雅可诺夫1907年提出的普氏冒落拱理论认为：在松散介质中开挖巷道，其上方会形成一个抛物线形的自然平衡拱，下方冒落拱的高度与地下工程跨度和围岩性质有关。该理论的最大贡献是提出巷道具有自承能力。19世纪初开始，人们常常用试验方法来探讨地下巷道中的问题。到20世纪初，人们开始用古典的材料力学和结构力学的理论来分析地下工程中的问题。以海姆（A.Haim）、朗金（W.J.M.RanLkine）和金尼克理论为代表的古典压力理论认为：作用在支护结构上的压力是其上覆岩层的重量h，其不同之处在于对侧压系数认识不同。从20世纪50年代开始，人们又将弹塑性力学引入地下工程的岩石力学分析中，解决了许多地下工程中的问题，其中最著名的是芬纳（R.Fener）和卡斯特纳（H.Kasterner）公式。到了60年代，刚性试验机的应用，揭示了岩石变形破坏的特性和弹塑性断裂破坏理论。20世纪60年代，奥地利工程师Lv.Rabcewicz总结前人的经验，提出了一种新的隧道设计、施工方法，即新奥法。新奥法是目前地下工程的主要设计施工方法之一。新奥法的理论是建立在岩石的刚性压缩特性的岩石三轴压缩应力应变特性以及莫尔（M。hr）学说基础上的，并考虑到隧道掘进的空间和时间效应所提出的新理论。这一新理论集中体现在支护结构种类贯穿在不断变更的设计施工过程中。新奥法的核心是利用围岩的自承作用来支承隧道，使围岩成为支护结构的一部分而与支护体共同形成支承环。同期，日本也进行了一些研究，主要是山地宏和樱井春辅提出的围岩支护的应变控制理论。他们认为，巷道围岩的应变随支护结构的增加而减少，而允许应变则随支护结构的增加而增大，因此，通过加强支护结构可较容易地将围岩的应变控制在允许应变范围内。20世纪70年代，萨拉蒙（M D.Salamn）等人提出了能量支护理论。他们认为，支护与围岩的相互作用、共同变形，在共同变形过程中围岩释放一部分能量，而支护则吸收一部分能量，但总的能量没有变化，因此，主张利用支护结构来使其自动调节围岩释放的能量和支护体吸收的能量，使其相互调节平衡作用。2、国内研究现状20世纪50年代末期，我国开始研究软岩巷道支护问题，起初仅在巷道断面、支护形式及施工工艺等方面取得些初步经验。到20世纪80年代以后，我国对软岩问题的理论研究进入一个新的阶段，并取得较大发展。到目前我国软岩工程支护主要有以下理论：（1）岩性转化理论由我国著名岩土工程专家陈宗基院士在20世纪60年代从大量实践中总结出岩性转化理论。该理论认为：同样矿物成分、同样结构形态，在不同的工程环境工程条件下，会产生不同的应力应变，以形成不同的本构关系。（2）轴变论理论和系统开挖理论由于学馥等人（1981年）提出的轴变理论和系统开挖控制理论认为：巷道围岩破坏是由于应力超过岩体强度极限所致，坍塌是改变巷道轴比，导致应力重新分布，高应力下降低应力上升，直至自稳平衡，应力均匀分布的轴比是巷道最稳定的轴比，其形状为椭圆形。而开挖系统控制理论认为是开挖扰动了岩体的平衡，这个不平衡系统具有自组织功能。（3）联合支护理论冯豫、郑雨天、陆家梁、朱效嘉等人在总结新奥法支护的基础上提出了联合支护技术，其观点认为：对于软岩巷道支护，不能一味强调支护刚度，要“先柔后刚、先抗后让、柔让适度、稳定支护”，并由此发展起来了锚喷网技术、锚喷网架支护技术、锚带网架、锚带喷架等联合支护技术。（4）锚喷一弧板支护理论以郑雨天、孙钧和朱效嘉教授为代表的学者提出了锚喷一弧板支护理论，该理论认为：对软岩总是强调放压是不行的，放压到一定程度，要坚决顶住，即联合支护理论的先柔后刚的刚性支护形式采用高标号、高强度钢筋混凝土弧板，坚决限制和顶住围岩向中空的位移。该理论是对联合支护理论的发展。（5）围岩松动圈理论由董方庭教授等人提出的围岩松动圈理论，其主要观点为：凡是坚硬围岩裸体巷道，其围岩松动圈都接近于零，此时巷道围岩的弹塑性变形虽然存在，但并不需要支护。松动圈越大，收敛变形越大，支护越困难，因此，支护的目的在于防止围岩松动圈发展过程中的有害变形。（6）主次承载区支护理论由方祖烈教授提出的主次承载区理论认为：巷道开挖后，在围岩中形成拉压区域；围岩深部的压缩域，具有自撑能力，是维护巷道稳定的主承载区。张拉域形成于巷道周围，通过加固也有一定的承载能力，但与主承载区相比只能起到辅助作用，故称为次承载区。支护对象为张拉域，支护强度原则上要一次到位。（7）应力控制理论此理论方法源于前苏联，也称为围岩弱化法、卸压法等。其基本原理是通过一定的技术手段改变某些部分围岩的物理力学性质，改善围岩内的应力及能量分布，人为降低支撑压力区围岩的承载能力，使支撑压力向围岩深部转移，以此来提高围岩稳定的一种方法。（8）软岩工程力学支护理论软岩工程力学支护理论是由何满潮教授运用工程地质学和现代大变形力学相结合的方法，通过分析软岩变形力学机制，提出了以转化复合型变形力学机制为核心的一种新的软岩巷道支护理论。它涵盖了从软岩的定义、软岩的基本属性、软岩的连续性概化，到软岩变形力学机制的确定、软岩支护荷载的确定和软岩非线性大变形力学的设计方法等内容。二、软岩巷道支护技术研究现状软岩巷道支护一直是煤矿开采过程中的十分重要问题，随着煤矿开采向深部发展，原岩应力与构造应力不断升高，使得软岩巷道支护问题就越来越突出。目前软岩支护仍停留在经验性和工程类比阶段，也有少部分的工程试验。现在，随着科学技术的进步以及对软岩巷道围岩控制理论的研究，在软岩巷道支护方面，形成了U型钢可缩性支架支护、锚索支护、锚喷支护、砌碹支护、巷帮围岩卸压及联合支护等多种方式，但应用最广范的仍然是锚喷支护及U型钢可缩性支架支护。1、U型钢可缩性支架支护U型钢可缩性支架具有比较好的几何参数和断面形状，很容易实现搭接后的缩让，当围岩变形压力超过U型钢接头的摩擦阻力时，接头就会发生收缩，此时围岩释放能量，巷道断面收敛减少，围岩应力降低，U型钢支架停止收缩。因此U型钢可缩性支架既有足够支护阻力能及时尽早支护，又有与围岩变形位移相适应的可缩性，以释放围岩能量减小围岩的压力，有效控制了围岩的变形，具有较好的支护作用，所以U型钢可缩性支架在软岩支护中具有很大的市场。但是，U型钢的使用状况并不能令人满意，这主要表现在以下几个方面：（1）巷道支护成本高，钢材消耗比较多，成为其广泛使用的最大障碍；（2）支架的支护强度低，一般为0.051 MPa，不能有效控制巷道变形，导致支架型钢、卡缆的变形破坏严重，极大地增加了巷道支护的成本；（3）U型钢可缩性支架的最大优点在于它的可缩性，但在实际地应用中，往往在其压缩量很小（远小于巷道断面的20%）时就破坏，失去了可缩性的意义；（4）U型钢加工工艺比较复杂，质量要求比较高。2、砌碹支护从20世纪60年代以来，砌碹支护曾作为软岩巷道的一种主要支护形式。该支护具有承载能力大、稳定性强等特点，并且在料石间夹有可缩垫层时，还具有一定的可缩变形能力。但是，由于碹体属刚性支架，一般不适应围岩变形很大的软岩巷道支护。3、围岩卸压方法对于深矿井、构造应力大以及部分软岩巷道，采用加强巷道支护往往仍不能保持围岩稳定，需要进行巷道卸压，使巷道围岩中应力峰值向围岩深部转移，降低巷道围岩应力，从而改善巷道的维护状况。卸压技术是将巷道周边围岩内的高应力区向围岩深部转移，从而使高应力围岩转化为可以支护的低应力围岩，最终达到减小围岩变形目的一种支护技术。对于具有膨胀变形的软弱围岩和高应力围岩巷道，采用卸压技术来控制围岩变形是当今是有效的围岩维护方法之一。通常采用的巷道卸压方法主要有：在巷道周边围岩中开槽、切缝、钻孔、松动爆破、无煤柱开采、掘巷道卸压等多种形式。其中的钻孔卸压技术具有施工方便，施工速度快，不影响施工工期等特点。德国在极松软底板的巷道中开底板卸压槽，使底板围岩边缘处的水平应力向岩体内部转移。波兰多个煤矿采用预裂爆破方法使巷道两帮卸压。此外，捷克斯洛伐克和荷兰还试验了钻孔卸压法。目前已研究或用于生产实践的卸压方法很多，但基本是可以归纳为两类，即在被保护巷道外卸压和被保护巷道内卸压。在被保护巷道内卸压包括钻孔卸压、开槽、切缝卸压、钻孔松动爆破卸压和两阶段导巷掘进卸压。这种卸压方法的卸压工作是在被保护的巷道内进行的，通过卸压工程（钻孔、开槽、切缝等）改变巷道围岩的应力分布，使支承压力峰值向围岩深部转移，从而使巷道处于应力降低区。与围岩应力自然分布在巷道围岩中形成应力降低区不同，卸压会造成自然分布导致的围岩整体破坏，因而围岩稳定性提高，巷道变形量大大减小，并且卸压工程还为围岩变形提供了补偿空间，也有利于减小巷道变形量和变形压力。由于卸压工作是在被保护的巷道内进行的，因此巷道掘进与卸压工作可能相互影响，使施工工艺复杂化。在被保护巷道外卸压包括岩石巷道上部煤层掘前预采、岩石巷道上部煤巷工作面跨采、掘进卸压巷道或硐室卸压和宽面掘进等。这类卸压方法可以使巷道及其围岩处于应力降低区，因而从根本上改变深井巷道的应力环境。由于卸压工作是在被保护的巷道外进行的，因此掘进和卸压不互相干扰，但卸压工作量大。4、锚喷支护锚杆是锚喷支护的主体，它能主动地加固围岩，最大限度地保持围岩的完整性、稳定性，控制围岩变形、位移和裂隙的发展，充分发挥围岩自身的支承作用，把围岩从荷载变为承载体，变被动支护为主动支护，有效地改善矿井的支护状况。锚喷支护使用方便，节省钢材，价格便宜，易于机械化操作等优点得到充分体现，特别是在软岩巷道支护中，锚喷支护越来越受到重视，因为这种支护方式不仅可以在某些矿山地质条件下单独应用，而且被普遍用于联合支护的主要组成部分。但一般的锚喷支护不能适应软岩巷道大变形的需求，所以在软岩巷道支护中，应根据具体实际情况采取锚杆与其它支护的联合使用。5、联合支护联合支护是采用两种或两种以上的支护方式对巷道进行联合支护。如果能充分发挥每种支护方式的支护性能，做到优势互补，联合支护会有更好的支护效果和更广泛的适用范围。联合支护有多种类型，如锚喷+U型钢可缩性支架、U型钢可缩性支架+注浆加固、锚喷十注浆加固、锚喷+弧板支架、钻孔卸压+U型钢可缩性支架，以及锚喷+注浆+U型钢可缩性支架等形式。选择联合支护时，应根据巷道围岩的具体地质条件和生产条件，确定出合理的支护形式和支护参数。三、巷道概况及泥化原因近十年来，随着掘进巷道先进设备的引进和研制，国内许多煤炭企业加快高产高效矿井建设步伐，连采工作面掘进速度显著提高。如神东矿区的连采队，巷道宽度56 m，高度4.04.5 m，采用连续掘进机、梭车和胶轮车运输，进口澳大利亚锚杆机等设备，运输平巷铺设皮带，辅助运输平巷铺设l5 cm厚混凝土。施工中，进尺快时可达5000 m/月，而泥化严重时进尺却只有1500 m/月左右。底板泥化给施工带来极大的困难。造成泥化的因素主要有下列几点：（1）巷道开挖后底板灰色泥岩卸荷后极易风化崩解。（2）掘进头积水严重。从实际情况看，水主要来源于煤壁渗水（泥化夹层以上涌水量小、泥化夹层以下渗水在刚开挖后渗水严重、泥化夹层渗透性低隔水效果好）、底板泥岩裂隙渗水、连采机掘进时喷雾洒水等。（3）连采机和梭车或胶轮运输车频繁调度，这种动载荷加重了底板泥化程度。四、泥化巷道底鼓的影响现场调研发现，积水少的地方底板泥化程度轻，对掘进影响小。由于泥化造成的后果是增加了清理和排除淤泥两道工序、设备轮胎破损、机械零件破坏、电缆破坏、工作环境差、影响打锚杆和混凝土底板工序。从现场看，在清除淤泥后还要进行放炮起底、排矸、回填料石，最后打混凝土路面。这些影响因素不仅增加了工作量，也给安全生产带来了困难。巷道由于掘进或受回采影响引起其围岩应力状态发生变化以及在维护过程中围岩性质的变化，使顶底板和两帮岩体变形并向巷道内移动，底板向上隆起，这种现象称之为底鼓。一般而言，少量的底鼓对巷道的稳定性并不构成危害，通常当巷道底鼓量小于200 mm时，不需要采取专门的防治措施，因为在这种量级范围内的底鼓对井下运输和通风的影响不大。但当底鼓量较大时就会妨碍生产，而且，由于底板是巷道的基础，剧烈的底鼓会导致整个巷道失稳。目前，我国煤矿开采深度正以每年812 m的速度增加，东部矿井开采深度正以每年1025 m的速度发展，可以预计在未来20年内我国很多煤矿将进入到1 0001 500 m的开采深度。随着开采深度的增加，巷道围岩变形量大（一般在500 mm以上，有些巷道的位移高达3 000 mm以上，如淮南、铁法小康等矿区，金川镍铂矿区），巷道维护普遍比较困难。现场调查表明，在底板不支护的深部开采中，巷道顶底板移近量的2/33/4是底鼓引起的，底鼓造成的巷道维修量占维修总量的 50%。例如，龙凤矿625 m水平的巷道，底鼓速率平均为35 mm/d，每年卧底46次，每次300500 mm。再如权台矿3108工作面的回风巷，当距工作面120 m时，巷道开始底鼓，回采结束时底鼓量达到1200 mm，为了保证该工作面的正常生产，不得不使用30 多人的专业队伍昼夜卧底。国内外的研究表明，巷道围岩控制是深部煤炭开采中的关键问题，而要攻克深井软岩巷道支护的难关，就必须首先研究底鼓的机理及其防治措施。2 泥岩的矿物、岩相和类型自然界中泥岩的有机质比较丰富（Weiss，1990；Huunt，1979，1996），泥岩矿物的组成是黏土矿物、原生矿物（碳酸岩和含铁矿物）、石英和长石等陆原碎屑，其中黏土矿物是构成泥岩的主体。黏土矿物是一种硅酸盐或铝硅酸盐矿物，有非晶质和结晶质两种，其中结晶质矿物可分为层状和链层状结构。黏土矿物由于结构的不同可分为蒙皂石、伊利石、伊/蒙混物、高岭石、绿泥石等各种类型，各类黏土矿物的电荷数、比表面积吸水膨胀性以及矿物层间含水量均有差异。2.1 矿物特征根据XRD分析（邓宏文、钱凯，1993），国内沉积泥岩由黏土矿物、原生矿物和其他矿物组成，黏土矿物是组成泥岩的主要矿物，但含量变化范围较大，大致在20%70%，反映了不同沉积环境、不同成煤时期的差异性。泥岩中的黏土矿物：中国矿业大学何满潮教授等人，通过对泥岩的黏土矿物的XRD分析发现，黏土矿物以蒙脱石、伊利石/蒙脱石层间矿物为主，含量高达50%。其次是伊利石含量达20%，高岭石和绿泥石的含量一般较低，尤其是绿泥石含量不到10%。但由于不同地域的差异性，在鄂尔多斯煤田的神东矿区泥岩中，以伊利石和伊利石/蒙脱石层间矿物含量为主，达到60%，4#底板泥岩绿泥石含量15%，山西大同石炭二叠纪泥岩中的黏土矿物则以伊利石和高岭石为主，蒙脱石、伊利石/蒙脱石层间矿物次之，少有绿泥石。原生矿物：原生矿物主要是硅酸盐类矿物、氧化类矿物、硫化物类及磷酸盐类矿物。泥岩中普遍含碎屑矿物如石英和长石。其他矿物：泥岩中发育大量的碳酸盐、黄铁矿和硫酸盐等矿物，表现特征各异。2.2 泥岩的岩相煤系地层的底板泥岩岩相多为水平层理泥页岩相、钙质纹层页岩相、碳质泥岩及杂质泥岩。主要由灰色、浅绿灰色泥岩组成。2.3 泥岩的类型一般依照黏土矿物成分的差异I/S间层值的变化，把泥岩划分为三种类型：类泥岩的I/S间层值为45%50%，黏土矿物的性质以蒙脱石为主，具有很强的膨胀性和变形特点；类泥岩的I/S间层值为10%50%，黏土矿物的性质为蒙脱石含量降低，伊利石含量上升，膨胀性较弱；类泥岩的I/S间层值小于10%，黏土矿物的性质以伊利石为主，高岭石次之，泥岩强度较高，膨胀性小。3 泥岩中的有机质3.1 分布及保存形式根据显微荧光分析，泥岩中的有机质以分散、顺层富集、局部富集和生物碎屑等形式分布。泥岩中的黏土矿物、碳酸盐含量较高时，有机质分布集中，以无定性可溶有机质为主，随原生矿物的增加，有机质趋于分散，且以生物有机质为主体。根据前人的研究成果，泥岩中的有机质主要有生物有机质、溶解有机质和聚合有机质（以无定形形式），这些有机质都是碳水化合物、蛋白质、脂肪和木质素等生物体分解产物，表明泥岩中可以保存大量的有机质。这对泥岩的软化、泥化、崩解影响具有重要的意义。3.2 有机质对黏土矿物的影响根据对黏土矿物层间有机质的XRD、热失量、差热、差热色谱等研究发现，正常湿度下蒙脱石层间含有两个水分子时，蒙脱石层间距一般为1.50 nm，当层间只含一个水分子时层间距为1.25 nm，经过加热脱水后，层间距一般收缩到1.00 nm。而伊利石不论在自然干燥还是加热处理，层间距均不发生变化，固定在1.00 nm。伊利石/蒙脱石层间矿物的层间距达2.70 nm，当加热550 后，层间距变为1.00 nm，说明层间吸附有水分子。4 泥岩泥化机理泥岩自然状态下强度较高，单轴抗压强度在5062 Mpa，抗拉强度为2.08.7 Mpa，凝聚力5.511.5 Mpa，内摩擦角3436。但浸水以后1 h内崩解成碎块状，基本失去强度。前面的研究成果为了解泥岩风化崩解、泥化机理提供了实验依据和启示。巷道开挖以前泥岩处于力学平衡状态，开挖后，受人类活动影响，围岩发生扰动，底板泥岩可能出现四种情况：一是岩层沿层面或节理裂隙面开裂；二是底板卸荷后，围岩由三向应力状态转化为二向应力状态，受采动影响出现底板破裂带；三是暴露在大气中很容易风化崩解，这与泥岩的成分组成有密切关系；四是巷道和顶底板涌水等水浸作用。这些情况导致泥岩经历失水加载吸水崩解泥化过程。4.1 水的作用岩石是多空隙结构，天然赋存的泥岩中含有层间水、结构水、裂隙空隙水。其中裂隙空隙水通过裂隙容易排除，而层间水和结构水很难排除。根据实验研究发现，当温度达到250 时层间水排除，当温度达到500600 时结构水方能排除，所以巷道掘进后泥岩中能保存大量的水。由于泥岩的渗透性低，巷道开挖时，人工排水和通风风干作用，使得泥岩下部水向表层渗流速度远小于表层水分蒸发速度，这就造成表层岩体失水收缩产生拉应力，当拉应力大于表层岩体的抗拉强度时将出现拉裂破坏。由于煤层赋存起伏不定，巷道底板高低不平，上覆岩层和地表水渗流影响，经常造成巷道局部积水，泥岩在水作用下，底板比压大大降低，抗压强度明显下降。4.2 裂隙的作用 泥岩中裂隙一般分原生裂隙和次生裂隙，其中次生裂隙按生成机理又可分为风化裂隙、胀缩裂隙、卸荷裂隙以及构造裂隙。巷道掘进时，底板泥岩应力重布后，底板形成低应力区，机械设备的往返运行更加速了卸荷裂隙的产生和发展。随后，暴露的泥岩受通风影响开始产生风化裂隙，当积水渗入卸荷和风化裂隙后，导致岩体矿物成分的结构改变而发生胀缩，产生胀缩裂隙。对巷道泥化影响较大的是胀缩裂隙。4.3 有机质作用 已往对泥化机理研究侧重于水和裂隙作用，而忽视有机质对泥化的影响。中国矿业大学何满潮教授在软岩工程力学和软岩巷道支护技术研究中，注意到有机质对巷道膨胀变形的影响。但是国内对有机质作用在泥岩泥化机理研究较少。根据前面研究发现，有机质含量、层间结构对沉积泥岩性质影响较大，泥岩中有机质夹层在原岩应力状态时，不发生变化，一旦巷道开掘后，在水和动载共同作用下，就构成强度缺陷，促进泥化的发展。4.4 动载作用掘进巷道使用的设备越来越重型化，连续掘进机、锚杆机、梭车、运煤胶轮车等都是大吨位设备，自重多在20 t左右，这些设备频繁的在巷道中运行碾轧，促进裂隙的扩展，激活了黏土矿物和有机质作用，因此加重了泥岩的泥化程度。综上所述，泥岩泥化是多因素共同作用的结果。5 巷道底鼓的基本特征研究5.1 巷道底鼓的现场调查和矿压观测根据在淮南、铁法、兖州、平顶山、龙口等矿区的现场调查和矿压观测，煤矿巷道底鼓有如下特征：（1）在深井软岩中，底鼓量占整个巷道变形量主要部分，图5-1-1为部分矿区的巷道底鼓实况。如淮南谢桥东风井锚喷网支护巷道在前3个月中，两帮内移和顶板下沉与底鼓量比例分别是：两帮内移/底鼓=1/2.05，1/2.97，1/2.67；顶板下沉/底鼓=1/1.76，1/2.48，1/2.02。（a） U 型钢不封底时巷道底鼓 （b） U 型钢封底时巷道底鼓（c） 全断面锚喷网巷道底鼓 （d） 翻修巷道的破坏形态图5-1-1 井下巷道底鼓实况（2）不受采动影响的巷道底鼓可以分为3个阶段：第1阶段为掘巷初期底鼓速率急剧增加阶段，通常在第10 d左右时达到最大值，如淮南谢桥东风B巷道的底鼓速率达到30 mm/d；第2阶段为底鼓速率锯齿状下降阶段，通常要经历1个月左右；第3阶段为常速底鼓阶段，如果控制不当，底鼓仍以较高的速度在流变。图5-1-2为淮南谢桥东风井锚喷网支护巷道底鼓实测曲线。巷道翻修时将重复这3个阶段，但只要措施得当，其变形量将大大降低。图5-1- 2 淮南谢桥东风井锚喷网支护巷道底鼓实测曲线（3）采动影响的巷道底鼓主要由工作面位置（采动应力）所决定。图5-1-3为铁法小康矿S1W3回风巷道的底鼓曲线和底板深部位移曲线。该巷道采用29U型钢拱形可缩性支架支护，棚距0.5 m，巷道掘进100 d后底鼓量达643 mm，占顶底移近量的67.12%。观测点离采面距离为90 m处已经处于采动影响的范围之内，底鼓速率明显逐渐增大，巷道严重破坏，在工作面前方3050 m处，巷道断面已不能满足安全生产的要求，不得不进行第3次翻修。（4）处于断裂带、风化带附近或位于软岩层的巷道，其底鼓通常十分强烈；受采动影响的巷道比不受采动影响的巷道底鼓破坏剧烈；膨胀岩底板遇水时，巷道底鼓更为严重。（a）铁法小康矿 S1W3 回风巷道的底鼓曲线（b） 铁法小康矿 S1W3 回风巷道的底板深部位移曲线图5-1-3 铁法小康回风巷道的底鼓曲线和底板深部位移曲线5.2 巷道底鼓的实验室模拟在巷道底鼓研究方面，能在实验室内再现这种复杂矿压现象的研究工作不多，国外只有Jacobi，Odengott等在德国埃森采矿研究中心的研究工作和井下的实际现象接近，国内虽然有这方面的研究报道，但从未见到能令人比较满意的结果。能否在实验室内再现井下巷道底鼓现象的关键是巷道模型试验台和模拟材料的相似性，同时取决于研究者对问题的理解程度。为了研究巷道底鼓的机理，笔者在自行设计的真三轴巷道平面模型试验台上进行了大量的相似材料模拟研究，模型尺寸为1 m1 m0.2 m，立式布置。通过3套互相独立的液压枕对模型的6面加载，3个方向加载比例可以任意调节，最大载荷为10 MPa。煤矿巷道一般位于沉积岩中，层状赋存是沉积岩的基本特征之一，但同时又被裂隙和节理所分割。为了研究底板岩体特性和巷道底鼓的关系，设计了12个对比模型试验，所有模型的顶、帮、底均为同一种相似材料配比号，即具有相同的试块强度，但顶、帮为完整结构，底板为下面3种不同的岩体结构：（1）底板岩层为软弱破碎结构；（2） 底板岩层为薄层状结构，即底板基本上不被裂隙节理切割贯通；（3）底板岩层为厚层状结构，该组岩层基本上不被裂隙节理切割贯通。相似材料选用石腊和砂的混合物，岩层的分层通过铺洒云母片来实现。巷道底鼓模型试验表明，垂直应力sV和水平应力sH都可能引起底鼓。在地质条件完全相同的情况下，当底鼓主要由垂直应力引起时（sV=2 sH），底板岩层破坏范围呈梯形状；当底鼓主要由水平应力引起时（sH=2sV），底板岩层的破坏范围呈倒梯形或倒三角形；当底鼓主要由静水压力引起时（sV=sH），底板岩层破坏范围呈半圆形状（图5-2-1）。同时，还对淮南谢桥东风井锚喷网支护巷道的底鼓破坏和铁法小康矿型钢拱形可缩性支架支护巷道的底鼓破坏进行了试验模拟分析，均取得了满意的结果。（a） sV = 2 sH 时底鼓形态和底板破坏范围（b） sV = sH 时底鼓形态和底板破坏范围（c） sH = 2sV 时底鼓形态和底板破坏范围图5-2-1 巷道模型试验底鼓照片5.3 巷道底鼓的数值模拟在现场观测和实验室模拟试验的基础上，利用岩土力学数值分析软件，对深井软岩巷道的底鼓问题及其影响因素进行了深入研究，所采用的软件包括有限元ADINA、有限差分FLAC2D和离散元UDEC2D。图5-3-1的离散元UDEC2D数值计算表明，底板岩体的破碎程度对底鼓量的大小起着决定性的作用，这与现场观测和物理模拟完全一致，同时，底鼓速率的变化趋势也和现场观测一致。 （a） 节理块平均边长= 0.25 m （b） 节理块平均边长= 0.5 m （c） 节理块平均边长= 0.75 m （d） 底鼓速度曲线图 5-3-1 巷道底鼓的离散元 UDEC2D 数值计算6 巷道底鼓的机理根据现场观测、物理模拟和数值模拟的研究结果，深井软岩巷道底鼓的机理可归结为下述4种基本类型。6.1 挤压流动性底鼓这种类型的底鼓常发生于直接底板为软弱破碎岩层（如粘土岩、煤等），而两帮和顶板的强度远大于底板岩体强度的情况下。在两帮岩柱的压模效应和远场应力的作用下，底板软弱破碎岩体挤压流动到巷道内。当整个巷道都位于松软碎裂的岩体内时，由于围岩应力重新分布和远场应力的作用，而使 底板破碎岩体流动变形。其力学模型如图6（a），（b）。6.2 挠曲褶皱性底鼓当巷道底板岩层为层状岩体时，即使是中硬岩体也可能发生底鼓。这种底鼓的机理是底板岩层在平行于层理方向的压力作用下向临空方向挠曲褶皱而失稳，其力学模型如图6（c）。研究表明，底板岩层的分层越薄，巷道的宽度越大，其底鼓量也越大。6.3 剪切错动性底鼓巷道直接底板岩层为厚层岩体时（底板岩层相对厚度aB/3，B为巷道宽度），在高应力作用下，底板将发生剪切破坏，从而使底板岩层形成剪切破坏楔块，剪切破坏楔块的错动使底板鼓出，其力学模型如图6（d）。6.4 遇水膨胀性底鼓一般情况下。岩石浸水后尽管强度弱化，但体积变化较小，而有些粘土岩层中，由于含有蒙脱石、伊利石等，浸水后体积会发生剧烈增大。井下实际生产中，巷道底板经常积水，当底板为膨胀岩时，就会遇水膨胀而引起膨胀性底鼓。 （a） 挤压流动性底鼓 （b） 挤压流动性底鼓 （c） 挠曲褶皱性底鼓 （d） 剪切错动性底鼓图 6 巷道底鼓的类型和力学模型7 影响底鼓的主要因素研究表明，引起巷道底鼓的因素很多，其中，影响最大的有底板岩层性质、围岩应力、水理作用 和支护强度等。7.1 底板岩性巷道中，底板岩层的强度和结构状态（破碎结构、薄层结构、厚层结构）对巷道底鼓起着决定性的作用。主要表现为：底板岩层的结构状态决定着巷道底鼓的类型；底板岩层的强度、分层厚度和破碎程度决定着底鼓量的大小，如图5-3-1的离散元UDEC2D数值模拟所示。7.2 围岩应力当围岩应力达到一定条件时，巷道底板破坏。围岩应力越大，底鼓也越严重。因此，深部开采、残留煤柱下或受采动影响的巷道也往往出现比较严重的底鼓。模型研究表明，围岩的应力场状态（水平应力大于垂直应力、垂直应力大于水平应力和静水压力状态），都会引起底鼓，但底板的破坏范围却不相同，如图5-2-1所示。7.3 水理作用浸水后的巷道底板往往产生严重的底鼓，一般表现为3个方面：（1） 底板岩层浸水后，其强度降低，从而更容易破坏。 （2）泥质胶结的岩层，浸水后易破碎、泥化、崩解，甚至强度完全丧失。 （3）当底板岩层中含有蒙脱石、伊利石等膨胀性岩层时，浸水后会产生膨胀性底鼓。因此，巷道积水问题的治理是控制巷道底鼓的重要环节。7.4 支护强度巷道底板通常处于敞开不支护状态是巷道底鼓 量大于顶板下沉量的主要因素。尤其是遇水崩解或 膨胀的粘土岩和泥质岩层，底板及时支护和封闭是 控制底鼓的根本措施。图7-4-1为权台煤矿回风巷中的 现场测试结果，可见，底板支护阻力对底鼓量的控制起着关键作用。图 7-4-1 底鼓量-支护阻力线性回归曲线8 巷道底鼓的防治方法关于巷道底鼓的防治方法，总体上可概括为加固和卸压2大类。加固方法中包括带底拱的U型钢可缩性支架、混凝土碹和弧板等全断面支护法以及底板锚杆、底板注浆和锚注结合等加固法2类。卸压方法有巷道周边卸压法，如帮底开卸压槽和底板深部松动爆破等，前苏联在这面研究较多，但笔者在研究中发现，用巷道周边卸压来防治底鼓的现场效果并不理想，且实施困难。另一类卸压法为降低整个巷道围岩应力，如利用煤层开采引起围岩应力重新分布的规律，或者在巷道和硐室顶部开槽卸压，从而减少受采动的影响，使巷道位于卸压区内。实践证明，该类卸压法是行之有效的。下面介绍几种治理深井软岩巷道底鼓的措施。8.1 全封闭U型钢可缩性支架当底板为软弱破碎岩体时，用打底锚杆的方法来控制底鼓效果并不理想，而此时采用封闭式U型钢可缩性支架往往可有效防治巷道底鼓。淮南谢桥煤矿、徐州权台煤矿和铁法小康煤矿采用U型钢拱形支架防治底鼓，均取得了显著效果。在采用封闭式金属支架时，要根据实际情况，对支架底选型、结构、工艺和参数等进行合理的设计，否则，使用时也会出现支架损坏和失效。一般采用封闭式金属支架必须注意以下环节：（1）合理设计淮南谢桥煤矿的回风大巷，位于风化的极软岩内，虽然采用马蹄形U型钢支架，由于底梁错位及受到集中和偏心荷载作用而造成大多底梁损坏和失效，使得巷道底鼓速率长期高达35 mm/d。后来改进设计，采用3项措施：底梁与柱腿之间采用纵向和横向均可缩的镶嵌式接头；底梁之间采用强力拉杆固定；支架与围岩之间铺设钢筋网并进行壁后充填，使封闭式支架和底梁均成为整体结构，研究表明支架的承载能力增加5倍，有效控制了巷道底鼓，底鼓速率降至0.05 mm/d。（2）合理选择支护阻力权台煤矿回风巷中的现场测试结果表明，在巷道底宽为3 m左右的条件下，支护阻力应不低于0.1 MPa；底板十分松软或底宽较大的巷道，支护阻力应不低于0.15 MPa。因此，封闭式U型钢支架的卡缆扭矩不低于300 Nm。（3）使用双向可缩底梁为适应巷道围岩持续变形和底鼓，采用双向可缩底梁，底梁拱高至少为0.3 m。这样可有效吸收围岩中的变形能，对底鼓起到相应的防治作用。（4）合理选择封底时间一般可在巷道开掘初期引起强烈底鼓后，在掘进工作面后方的20 m处封底，封底过早容易引起掘巷初期强烈底鼓而损坏底梁，过迟则会延缓支架承载，对有效控制巷道围岩变形和底鼓不利。8.2 锚注结合加固底板底板岩性直接决定着底板锚杆控制底鼓的成败。当底板为中硬层状岩层时，在平行于层理方向的压应力作用下产生挠曲褶皱。这时通过打底板锚杆防治底鼓效果良好。当底板主要由岩层松软碎裂而产生挤压流动时，底锚杆可降低掘巷初期的底鼓速率，但不能有效防治底鼓。例如，淮南谢桥煤矿位于极软岩内的回风大巷，采用锚网封底，锚杆长度为1800 mm，间距为500 mm500 mm，底板锚固后又浇灌100 mm厚的混凝土。结果，巷道开掘后100 d内，底鼓速率一直居高不下，底鼓速率平均高达10 mm/d。井下观测表明，松软底板鼓起的深度一般为巷宽的0.75倍，因此，短锚杆难以阻止底鼓。而实际工程中，宽度为5 m的巷道，必须采用4 m左右的锚杆，由于施工工艺复杂，较难实现。对于松软破碎岩层，通过注浆形成的加固层为锚杆提供了可靠的基础，使锚杆对碎裂岩层的锚固作用得以充分的发挥。将锚杆和注浆有机地结合起来，可以弥补各自原有的不足，具有广泛的实用性。注浆的效果主要取决于注浆材料、注浆孔的分布、注浆压力和注浆时机。若在巷道掘进时就在底板预定深度进行松动爆破，将原定的底板标高以上的矸石运出后，再向底板钻眼注浆。这种方法不但可使注浆液易渗入裂隙，而且可在巷道底板岩层深处形成卸压区，浅部形成强度较大的碎石反拱，与浇灌混凝土反拱相比，其承载能力更高而成本明显降低。该方法的工艺系统如图8-2-1所示。 （a） 沿注浆锚杆向底板深处注浆 （b） 安设底梁图 8-2-1 锚注结合构筑反拱的工艺系统一、底板合理加固深度目前底鼓治理中，底板加固深度都在23 m，随采深增加和巷道围岩工程地质条件的复杂化，23 m锚固深度尚未锚固到底板稳定岩层中，底鼓治理后很短时间内底板加固失效，再次发生严重变形。为了确定泥化巷道底板合理加固深度，利用FLAC模拟分析了同等应力条件下巷道开挖过程中围岩塑性区的分布特征，如图8-2-2所示。图8-2-2 直墙半圆拱与等径圆形巷道开挖围岩塑性区结果表明，直墙半圆拱（图8-2-2（a）与等径（巷道断面的外径）开挖圆形（图8-2-2（b）巷道的塑性区分布基本一致。也就是说，开挖直墙半圆拱巷道时，相当于开挖了同径的圆形巷道，即等效开挖，如图8-2-3所示。图8-2-3 巷道等效开挖过程示意图因而在采取支护措施特别是确定底板合理加固范围时，必须充分考虑到等效开挖的断面形状和大小。在巷道开挖过程中，认为围岩破坏变形存在如下力学模型，巷道开挖后，存在一个与巷道相切的等效开挖区，随断面形状和应力条件的不同，周围存在明显的无效加固区，当垂直应力与水平应力近似相等时，如图8-2-4所示。图8-2-4 软岩巷道围岩及承载结构示意图根据等效开挖和有效加固的观念，随岩性不同，巷道的破碎区也有明显的不同，而对于巷道整体的加固，存在一个合理的加固范围和最小加固深度，才能使各加固措施能够形成有效的承载环。为了有效的控制底鼓，必须消除或减少底板的低效加固区，使各项加固措施能直接形成可靠的承载结构，有效加固底板。底板最小加固深度：H=H1+H2+H式中：H1为低效加固区厚度，m；H2为最小承载环厚度，m；H为考虑岩性、服务时间和锚固质量，取0.20.8 m。H采用如下公式进行计算：式中：RP为塑性区半径，m；Rb为破碎区半径，m；为弹性区岩石抗压强度，MPa；为塑性区岩石抗压强度，MPa；k为应变软化系数；为泊松比；P0为原岩应力，MPa；为内摩擦角。二、底板锚注一体化技术以高岭石为主的底板遇水后极易泥化。水的存在使底鼓更加严重，底板钻孔成孔质量差，钻杆退出后，仅巷道底板浅部钻孔成孔质量较好，深部钻孔则发生塌孔，底板锚杆、注浆管仅能施工、加固巷道底板浅部，底板深部锚杆、注浆管无法施工，底板深部围岩得不到加固，巷道底鼓非常严重。且目前底板钻机施工孔径60 mm左右，而锚索直径仅为22 mm，三径不匹配，锚索直接锚固底板效果不好。为解决以上问题，提出了底板锚注一体化加固技术，该技术可有效加固地质异常带、软弱、破碎巷道底板，控制巷道底鼓。底板锚注一体化加固技术所采用的具体方案是：卧底施工混凝土地坪，底板浅孔注浆加固浅部围岩，且注浆后注浆范围内围岩的完整性得到提高，解决了后续注浆钻孔塌孔问题；然后，在同一底板孔内进行深孔注浆、高预应力锚索梁加固底板深部岩层。底板锚注一体化技术由卧底施工地坪、浅孔注浆、深孔注浆、锚索张拉及底板回填等5部分组成。（1）施工地坪首先将巷道底板卧底，卧底后在巷道底板施工厚100 mm的混凝土地坪，防止注浆时发生跑浆、漏浆现象。（2）浅孔注浆先浅孔注浆封堵浅部裂隙、形成浅部止浆层，保证了深孔注浆压力的增加，且解决了后续注浆钻孔塌孔问题。地坪凝固后施工底板浅孔注浆孔，现场试验确定孔深1500 mm，孔径32 mm，注浆孔间排距约1.52.0 m。封孔采用棉纱及快硬水泥药卷封孔，封孔深不小于300 mm；注浆终孔压2 MPa，稳压35 min。浆液采用水泥浆。（3）深孔注浆浅孔注浆全部完成后（以不漏、串浆为准），用钻机施工底板，分段进行深孔注浆加锚索全长锚固控制底板。以潘一煤矿为例，东副井车场断面为5.64.54 m，H1=1.06 m；根据理论计算可得，RP=4.53 m；根据以上分析可知，底板最小加固深度：H=1.06+4.53+0.8=6.39 m，故底板加固深度取7.0 m。底板锚索与深孔注浆共用一孔，间排距约1.52.0 m。锚索直径为22 mm，锚索长7.3 m；注浆管长5.0 m，如图8-2-5所示。图8-2-5 底板锚注一体化加固 注浆管安装固结后进行深孔注浆，采用单孔间隔循环注浆方式，相邻注浆孔间隔23倍排距（以不发生漏浆，串浆为准），注浆压力为45 MPa，稳压35 min。注浆压力达到要求后，对附近漏浆地段封堵严实，保证每个深孔注浆效果。注浆材料采用水泥浆或化学浆。（4）锚索张拉深孔注浆固结后，采用14#槽钢梁和工字钢梁将每排相邻2根锚索组合成一体，然后安装小托盘、锁具张拉锚索，预紧力不小于22 MPa。（5）底板回填三、效果分析（1）底板变形在潘一东矿井底车场进行工业性试验。图8-2-6为底板锚注一体化加固前后底板变形曲线。图8-2-6 底板锚注一体化加固前后底板变形曲线第3 d开始浅孔注浆