高幫大斷面硐室圍巖穩定性及支護技術研究

石　蒙，鞠文君，汪占領

(1.煤炭科學研究總院開采設計研究分院，北京100013; 2.天地科技股份有限公司開采設計事業部，北京100013)

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高幫大斷面硐室圍巖穩定性及支護技術研究

石蒙1，2，鞠文君1，2，汪占領1，2

(1.煤炭科學研究總院開采設計研究分院，北京100013; 2.天地科技股份有限公司開采設計事業部，北京100013)

［摘要］小紀汗煤礦主排水泵房布置在復合巖層中，采用半圓拱型斷面，寬6.04m，高8.92m，掘進斷面50m2，為高幫大斷面永久硐室，支護難度大、要求高。運用數值模擬方法分析得出了高幫大斷面硐室圍巖變形破壞特征為以兩幫破壞為主的結論，提出了做好控頂工作的同時應著重加強幫部支護的設計思想。采用以高強錨桿、錨索為主體的錨網噴聯合支護方案，有效地控制了圍巖變形，收到了良好的支護效果。

［關鍵詞］高幫大斷面硐室;圍巖穩定性分析;錨桿支護

［引用格式］石蒙，鞠文君，汪占領.高幫大斷面硐室圍巖穩定性及支護技術研究［J］.煤礦開采，2015，20 (2) : 47－49，55.

大斷面硐室支護是目前礦山面臨的難題之一，與中小斷面的巷硐相比，井下大斷面硐室的支護與施工存在以下幾個關鍵問題:硐室跨度和高度的增加，降低了其穩定性，增加了支護的難度;施工難度、特別是施工安全管理的難度增大;對支護結構提出更高要求、支護強度和圍巖穩定性應協調控制;硐室形狀和高寬比例多樣，要求支護設計必須有針對性［1］。本文以小紀汗煤礦主水泵房高幫大斷面硐室為例，對大斷面硐室支護技術進行探索。

1　工程概況

小紀汗煤礦主排水泵房埋深在300m左右，設計為半圓拱型斷面，掘進毛寬6.04m，毛高8.92m，其中墻高5.9m，掘進斷面50m2，長度134.5m。巷道斷面下部1.6m位于煤層，上部位于細粒砂巖巖層，中間夾一層泥巖(如圖1所示)。應力解除法測試得到小紀汗煤礦地應力:最大主應力為11.25MPa，方位角為206.06°;最小主應力為8.93MPa，方位角為117.41°;最大最小主應力均為水平應力，垂直主應力10.23MPa，為中間主應力。由于原巖應力方向性不強，所以主應力方向對巷道及工作面的影響不明顯。

圖1　主水泵房圍巖層位

2　高幫大斷面硐室圍巖穩定性分析

針對大斷面硐室圍巖穩定性的研究，國內學者做了許多工作。文獻［2］運用數值模擬方法對不同形狀的大斷面巷道進行模擬分析，得出直墻半圓拱形巷道從控頂護幫角度上穩定性優于矩形巷道的結論。肖同強［3］等研究表明:隨硐室寬度、高度及斷面面積的增大，圍巖應力降低區范圍增大，頂板、兩幫、底板應力集中系數增大。韋寒波［4］對大斷面硐室圍巖的應力分析表明:在硐室拱角處存在一定范圍的剪切破壞區，在底板處還存在一定范圍的應力松弛區，這兩處應是加強支護的重點部位。張占濤［5］針對大斷面煤巷變形破壞規律，研究了不同巷道寬度對巷道破壞的影響效果，巷道越寬，圍巖破壞程度越大，大跨度巷道要在頂板增加大噸位錨索，已達到“減跨”之目的。薛軍正［6］認為大斷面硐室相對于小斷面巷道掘進后圍巖內分布的應力水平更高，圍巖在更高的應力環境中受到擠壓，產生屈服、剪切滑移，產生塑性剪脹變形和張裂破碎，從而引起硐室全斷面出現大變形。

小紀汗礦主排水泵房所在層位比較特殊，硐室上部有一層較軟泥巖夾層，下部有1.6m位于煤層之中，而且硐室高度很高，達到了8.92m，大于硐室的跨度。這在以往的大斷面硐室中比較少見，也是支護的特點和難點所在。因此，在進行支護工作之前首先需要針對此硐室的圍巖穩定性進行具體分析，得出圍巖變形破壞的形式和需要加強支護的重點部位，本文主要運用數值模擬的方法進行分析。

應用Flac3D軟件，根據實測巖層物理力學參數和地質力學參數建立數值模型，模擬主排水泵房開挖后不支護情形下圍巖應力分布、位移變化和塑性區分布狀況，硐室按實際施工情況采用分步臺階式開挖。數值模擬結果(如圖2)表明:

(1)由于硐室高度很高，高跨比達到了1.47，幫部位移大于頂底板位移，尤其是在下部位于煤層中的部分，幫部位移量最大達到120mm，頂板下沉最大為80mm。

(2)硐室開挖后應力傳遞路徑阻斷，原巖應力重新分布，兩幫深度3～7m范圍內出現垂直應力集中，應力集中系數最大為1.6;靠近頂板圍巖水平應力集中，集中系數最大為1.4;頂底板表面淺部出現小范圍的拉應力區。

(3)兩幫圍巖塑性區范圍較大，主要是剪切破壞，頂板及拱角剪切破壞塑性區范圍不是很大，底板淺部呈現拉伸破壞趨勢。

通過圍巖穩定性分析和以往工程經驗，小紀汗礦主排水泵房由于硐室高度大，支護的重點部位為兩幫，在做好控頂工作的同時，應著重加強幫部支護，必要時打底板錨桿。

圖2　數值模擬結果

3　加固支護方案

根據以上對高幫大斷面硐室穩定性分析和確定的設計思想，根據工程經驗及數值模擬程序比較和分析了多個方案，從中選出了一個最優支護方案。主要采用樹脂加長錨固錨桿組合支護系統，頂板及兩幫進行錨索補強，并噴射混凝土(錨桿錨索布置如圖3所示)，主要支護參數如下:

圖3　硐室斷面支護布置

錨桿桿體為20號左旋無縱筋螺紋鋼筋，長度2.4m，桿尾螺紋為M22，螺紋長度150mm，配高強度螺母。錨固方式為樹脂加長錨固，采用2支低粘度錨固劑，錨固長度為1300mm。頂板鋼筋網在安裝錨桿時裝好，網孔規格150mm×150mm。頂板錨桿排距800mm，每排13根錨桿，間距800mm。兩幫錨桿排距800mm，每排16根錨桿，間距800mm。錨桿預緊扭矩不低于400N·m。

錨索材料為22mm，1×19股高強度低松弛預應力鋼絞線，長度6.3m，樹脂加長錨固，錨固長度2700mm。頂板打5根錨索，間距2000mm，排距3200mm。兩幫每幫打3根錨索，最上部一根錨索與中間錨索間距2700mm，最下部錨索與中間錨索間距為800mm，最下部錨索距底板300mm，幫錨索排距1600mm，錨索張拉預緊力為200～250kN。

混凝土終噴厚度100mm，強度等級為C20，噴漿所用水泥為普通硅酸鹽水泥，標號為32.5號。

4　加固支護效果

錨桿支護實施于井下后，進行綜合監測，以此作為反映支護效果的重要依據。在主水泵房硐室中，共設1個測站，掘進50m后安裝測站，測站包括2個巷道表面位移監測斷面，1個頂板離層監測斷面，1個錨桿受力監測斷面。

從硐室圍巖表面位移結果(圖4)看，圍巖變形在開始30d內較為激烈，45d后完全穩定下來。左幫移近量穩定在10mm，右幫移近量最大為16mm，頂板下沉量穩定在3mm，巷道底鼓量為19mm左右。由于底板沒有支護，且處在煤層中，變形量最大，但尚在許可范圍內，不然需補打底板錨桿。硐室圍巖在支護后變形明顯收斂，區域圍巖穩定，圍巖得到有效控制。

圖4　主排水泵房表面位移監測

頂板離層監測曲線如圖5所示。通過頂板離層監測顯示:該測點處巷道淺部離層為1.7mm左右，深部離層為1.3mm左右，總離層值為3.0mm左右。由此可以看出，主水泵房硐室的頂板非常穩定，基本沒有離層，設計支護方式成功地控制了圍巖變形及圍巖內部離層的發生。

圖5　主排水泵房頂板離層監測

錨桿受力監測結果如圖6所示。由錨桿受力曲線可以看出:錨桿的受力在40～80kN之間，隨著掘進的向前推進，錨桿受力逐漸增加，頂錨桿穩定在70～80 kN之間;幫錨桿穩定在60 kN之間。頂錨桿受力為錨桿屈服極限的50%～67%。表明錨桿、錨索的支護強度是合理的。

圖6　主排水泵房錨桿受力監測

采用高強錨桿支護后，巷道最大變形量只有20mm左右，總離層量只有3mm，巷道頂板完整穩定，巷道圍巖的承載能力明顯提高。可見高預緊力錨桿錨索支護系統有效地控制了巷道圍巖變形，減小了巷道圍巖破碎程度，避免了由于圍巖變形過大導致噴漿開裂的現象，減少了維護費用和維護工程量，大大降低了施工難度，提高了主水泵房的使用壽命，支護效果明顯改善。

5　結論

(1)高度大于跨度的大斷面硐室開掘后兩幫的破壞程度要大于頂底板，兩幫位移和應力集中程度也較大，在做好控頂工作的同時，應著重加強幫部支護。硐室底板易出現拉應力區，且一般底板不進行支護，在實際支護工作中應注意底板破壞情況，必要時需打設底板錨桿。

(2)位于復合層位的大斷面硐室，由于位于煤層部分圍巖強度較低，變形較大，不利于硐室整體穩定，硐室的這部分應提高支護強度。

(3)以高強錨桿、錨索為基礎的錨網噴支護顯著提高了井底大斷面硐室的支護效果，有效地控制了硐室圍巖變形，減小了巷道圍巖破碎程度，可有效提高硐室使用壽命，保證工作安全。

［參考文獻］

［1］康紅普，王金華，等.煤巷錨桿支護理論與成套技術［M］.北京:煤炭工業出版社，2007.

［2］寇永嘉.大斷面巷道硐室圍巖控制及錨固支護技術研究［D］.太原:太原理工大學，2011.

［3］肖同強，李化敏，楊建立，等.超大斷面硐室圍巖變形破壞機理及控制［J］.煤炭學報，2014，39 (4) : 631－636.

［4］韋寒波，高謙，余偉健，等.大斷面硐室開挖支護與圍巖穩定性分析［J］.中國礦業，2007，16 (10) : 80－82，85.

［5］張占濤，鞠文君.大斷面煤巷變形破壞規律與支護對策［J］.煤礦開采，2009，14 (2) : 86－88，53.

［6］薛軍正，都海龍.井底大斷面關鍵永久硐室圍巖變形機理及其控制技術［J］.煤礦開采，2014，19 (3) : 85－89.

［責任編輯:王興庫］

Surrounding Rock Stability and Supporting of Cavern with High Wall and Large Section

SHI Meng1，2，JU Wen-jun1，2，WANG Zhan-ling1，2

(1.Coal Mining＆Designing Research Branch，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China; 2.Coal Mining＆Designing Department，Tiandi Science＆Technology Co.，Ltd.，100013，China)

Abstract:Main drainage pump room was in combined rock.The semicircular-arch-shape pump cavern was 6.04m wide and 8.92m high and its area reached 50m2.For the high-wall and large-section permanent cavern，supporting was difficult.Applying numerical simulation method，it was obtained that two-side of the cavern was main failure location.Supporting design of reinforcing two-side supporting on the premise of controlling roof was put forward.After applying combined supporting projection of anchored mesh and spraying with high-strength anchored bolt and cable，surrounding rock deformation was controlled effectively and supporting effect was excellent.

Keywords:high-wall and large-section cavern; stability analysis of surrounding rock; anchored bolt supporting

［作者簡介］石蒙(1988－)男，山東肥城人，在讀碩士研究生，主要從事巷道礦壓理論與支護技術研究

［基金項目］國家科技支撐計劃課題(2012BAK04B08) ;天地科技公司研發項目(KJ－2013－TDKC－05) ;天地科技開采設計事業部生產力轉化基金項目(KJ－2013－TDKC－07)

［DOI］10.13532/j.cnki.cn11－3677/td.2015.02.014

［收稿日期］2014－09－08

［中圖分類號］TD353

［文獻標識碼］A

［文章編號］1006-6225 (2015) 02-0047-03