大斷面聯合卸載站硐室圍巖流變控制技術研究

摘要：古漢山礦井下聯合卸載站硐室，由于它布置在高應力、節理化、復合型軟巖中，且卸載站周圍巷道多，已經成為制約礦井安全生產的瓶頸問題。本文就我礦出現的井底卸載站硐室圍巖變形破壞情況進行了探討與思考。

關鍵詞：聯合卸載站硐室 圍巖 變性破壞 技術研究

1 概述

根據現場考察，卸載站硐室自1998年投入使用后，噴層不斷開裂、掉皮，底板鼓起、巖體開裂，硐室周圍巖體破碎，黏結力幾乎為零，內摩擦力大為降低，圍巖變形嚴重，硐室斷面縮小，其頂底板、兩幫移近最大速度可達13mm/d，其圍巖變形量如頂底板移近可達1500mm，特別是底鼔嚴重，變形量在1200mm以上，兩幫移近量亦在1000mm左右。卸載站硐室盡管經過了多次修復，但圍巖變形尚未穩定，目前圍巖的變形已嚴重影響卸載站的正常使用。自2010年6月起已開始對卸載站硐室的外圍部分進行修復加固。

2 聯合卸載硐室圍巖破壞機理分析

聯合卸載站自1998年建成后，經過了多次修復，圍巖變形一直是難以解決的問題。由于硐室周圍無動壓影響，因此可以認為硐室的變形破壞主要是由巖石的時效性以及支護結構的失穩所造成。

2.1 硐室圍巖的時間效應

下圖為典型的反應巖石時效性的蠕變曲線。從曲線形態看，巖石蠕變有三個階段：①AB階段，稱作為瞬態蠕變階段。②BC階段，被稱作為穩定蠕變階段。③C點以后階段，為非穩態蠕變。

聯合卸載站經過了幾年的長期穩定變形，其穩定應變速率很小，近似為零，處于穩態蠕變階段。而最近幾個月硐室出現不穩定性變形，說明圍巖進入非穩態蠕變階段，變形速度加快，因此需對硐室圍巖進行加固，改善圍巖的承載結構，從而保持圍巖穩定或促使圍巖重回到穩定蠕變變形階段。

2.2 卸載站硐室加固的支護對策

針對上述聯合卸載站硐室圍巖變形破壞特點，考慮加固技術時，必須解決以下幾個問題：①支護結構要有足夠的承載能力，保證靜動壓下的穩定，不再進行修復加固。②應盡量采取有效的主動支護措施，充分發揮圍巖的自承能力，大大提高支護結構的承載力和適應性。③對具有明顯流變的硐室圍巖來說，因圍巖的松動范圍極大，加固時不宜再采用讓壓支護，而需要加大支護強度，提高圍巖的整體性和自承載能力，實現主動支護。④加強硐室底板的治理，防止硐室底板破壞造成設備基礎破壞。⑤盡量降低支護成本，加快施工速度，降低勞動強度，提高經濟效益，保證施工安全，減少對生產的影響。

3 聯合卸載站硐室圍巖加固方案

3.1 隨著開采深度的增加，硐室支護技術已從被動支護（以工字鋼棚、U型鋼棚為代表）發展到主動支護（以錨桿、錨索支護為代表）。根據目前的研究成果，并結合古漢山礦的具體條件，圍巖的軟巖特征，從加固施工角度可將古漢山礦井井底卸載站硐室分為兩部分，一是卸載煤倉影響區域，指煤倉及附近2.0m范圍內硐室。采用倉壁注漿加固、堵水；錨網索支護和U型鋼支架剛性聯合支護，圍巖注漿加固。對煤倉上部應力集中區域進行加固；對煤倉上方硐室進行加固，尤其要治理硐室兩幫向巷道內的移動。最終達到此區域的穩定；二是煤倉影響外區域，采用硐室錨網索支護和封閉支架剛性聯合支護，圍巖注漿加固。防止圍巖出現較大的變形，保證運輸暢通，確保巷道穩定。

3.2 深井、軟巖硐室具有圍巖強度低、軟弱破碎和地應力高的特點，圍巖的破碎區、塑性區范圍大，硐室表現出大變形、長時間持續流變的特性。對于這類極難維護硐室，采用一次支護難以奏效，通常需要進行二次支護。

因此，針對古漢山礦卸載站硐室圍巖控制的特點出發，從硐室圍巖控制的發展趨勢，提出硐室修復的總體思路是：主動支護和被動支護協調作用，確保開拓硐室的穩定。

4 聯合卸載站圍巖流變加固設計

4.1 錨桿、錨索支護參數及注漿加固參數的確定

4.1.1 錨桿質材，采用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，直徑20mm，長度2400mm。

4.1.2 錨固劑采用樹脂藥卷，其型號包括直徑、長度和膠凝時間等。直徑：根據樹脂藥卷直徑比鉆孔直徑小3～5mm時錨固力最大的原則，確定使用直徑φ28mm的樹脂藥卷。樹脂藥卷長度L根據需要的錨固長度確定；型號：為了保證錨桿盡快獲得錨固力，提高掘進速度，需要在鉆孔中裝入兩種速度的樹脂錨固劑，孔底為超快速，凝膠時間26～40S，其余為快速， 凝膠時間41～90S。錨桿采用加長錨固錨桿。設計采用CK2360型和Z2360型樹脂藥卷各一卷。

4.1.3 托梁、托盤和護網

為了保證錨桿支護系統的整體性，防止危巖冒落和片幫，在施工中要求使用托梁、托盤和護網等。托梁：設計使用鋼筋梯子梁，型號為GT 14/4080：采用直徑Ф14mm的鋼筋焊接而成。托盤：可使用中間凸出的方形或圓形托盤。目前成套錨桿均有其配套托盤。護網：鋼筋網采用Ф4×1500mm×850mm壓痕鋼筋網，網片搭接不少于100mm，用鉛絲連接綁扎牢固。

4.2 錨索支護參數的確定

在錨索的設計上采用短錨索，設計長度6.5m。確定的錨索規格：直徑17.8mm，長度6500mm，用2支CK2360和2支Z2360錨固劑錨固。錨索托盤用11#工字鋼制作，長500mm。安裝依次為工字鋼、鋼板、索具，鋼板規格：厚×長×寬=10mm×250mm×150mm。錨索排距根據U型鋼的排距加以調整，排距2.0m。間距根據圍巖斷面在2m左右。

4.3 注漿加固參數的確定

注漿加固是將配制好的水泥漿通過注漿泵輸送到圍巖空洞或裂隙中去，經漿液凝膠固結圍巖，從而提高其整體穩定性和承載能力。考慮到硐室斷面較大，松動圈涉及到圍巖深處，注漿加固分兩步進行，即噴漿和中深孔圍巖注漿。鉆孔布置為：卸載站上平道地平面向下2000mm為第一排孔，上平道地平面向下6500mm為第四排孔；鉆孔排間距為1500mm×1500mm，每排有12個鉆孔均勻布置。注漿錨桿采用Φ20×2200mm普通注漿錨桿，鉆孔孔深2000mm，鉆孔方向垂直巷幫。圍巖破碎嚴重時：每段布置8～13個注漿孔，拱部2～3個，兩幫各2～3個，底板2～4個。圍巖頂部和兩幫較完整時：考慮到硐室頂部注漿孔注漿效果不如底部，頂部和兩幫可以只進行錨索加固，不再進行注漿加固，所以僅在硐室底板設計2～4個注漿孔。但從現場情況來看，兩個拱肩，硐室兩幫以及底板的注漿必須保證。

4.4 U36馬蹄形封閉支架設計

根據硐室斷面的變化，設計幾種支架結構，建立模型進行計算，對支架的承載能力進行計算，以確定支架的合理結構和排距。根據經驗，封閉支架排距確定為0.4m，封閉支架施工中要注意的關鍵問題：①支架安裝牢固、穩定，相鄰架連接可靠。②原卸載硐室中有兩根長度為22m的鋼筋混凝土基礎梁，梁高1.3m，梁寬0.65m，影響著封閉支架底梁的安裝，在卸載煤倉影響區域外，這兩根混凝土基礎梁需拆除。但在卸載煤倉影響區域內，由于不安裝封閉支架，這一部分混凝土基礎梁不需拆除。

4.5 煤倉加固

由于圍巖具有膨脹性，考慮到煤倉的使用，必須對煤倉出水點及煤倉周圍巖層進行注漿加固。注漿施工順序為下行式，每排孔注漿完成后，再施注下一排孔，這樣可避免井壁漏水量較大給施工帶來不利因素，也便于觀察井壁的漏水位置及井壁質量狀況。注漿作業結束后24小時，即可進行注漿錨桿托盤的安裝。安裝托盤后，注漿錨桿即起到了錨固煤倉壁和圍巖的作用，增強了煤倉壁的穩定性。

5 聯合卸載站圍巖應力和變形分布的數值模擬研究

5.1 計算模型的建立

古漢山礦井開采水平標高-450m，井底卸載站與開采水平一致，埋深545m，位于主采煤層頂板22m處，硐室底板為細粒砂巖，硐室兩幫及頂板均位于厚度為12.23m的深灰色泥巖中。根據硐室附近地區圍巖注狀圖和巖石力學性質建立了三維數學模型，巷道周圍巖層的物理力學參數具體如表5-1所示。

5.2 井底卸載站

加固前巷道圍巖垂直最大主應力約為22MPa，加固后，應力值約為21.78Mpa，可見，加固前后，井底卸載站周圍垂直應力沒有太大變化。卸載站巷道加固前垂直位移約為250mm，加固后垂直應力只有6.17mm，可見加固后，卸載站巷道在垂直方向上的位移大大減少。而卸載站圍巖的水平即巷道兩幫的移近量才是加固效果的最直接體現，加固前水平位移約為250mm，加固后只有7.7mm，可見，加固效果非常顯著。

5.3 井底煤倉

井底煤倉水平處圍巖的原巖應力約為12Mpa，煤倉附近的最大垂直應力約為28Mpa，最大主應力約為22 Mpa，最大垂直應力集中系數約為2.33，最大主應力集中系數約為1.83，由于煤倉支承如此大的壓力，所以煤倉圍巖變形較大。煤倉加固前垂直位移最大為80mm，加固后垂直應力只有6.5mm，可見加固后，卸載站巷道在垂直方向上的位移大大減少。而煤倉的水平位移才是加固效果的最直接體現，加固前水平位移約為350mm，加固后只有2.5mm，可見，加固效果非常顯著。

6 施工工序

刷大斷面至掘進斷面→臨時支護→安裝錨桿→安裝錨索→安裝注漿錨桿→噴漿→注漿。

卸載站硐室加固施工完畢之后，觀測期內兩幫最大移近量為27mm，頂底板最大移近量80mm。經過最長叁個月的觀測，硐室變形速率已等于零，從觀測結果可以看出，說明卸載站硐室已完全穩定；課題所提出的主動支護與被動支護聯合加固方式是成功的，所采用的 “錨桿+注漿+錨索+U型鋼封閉支架”加固方案是成功的，參數設計是合理的，實踐證明是解決流變性質硐室加固的一條有效途徑。

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