大斷面煤倉硐室支護技術研究

王先軍

（湖南華潤煤業唐洞煤礦有限公司， 湖南郴州市 423400）

大斷面煤倉硐室支護技術研究

王先軍

（湖南華潤煤業唐洞煤礦有限公司， 湖南郴州市 423400）

摘 要：：以華潤煤業唐洞煤礦-450m水平煤倉為例，針對大斷面巷道特性，通過采用工程類比法和理論分析等方法，選擇了“錨桿+錨索+注漿”的聯合支護方案。運用松動圈理論和耦合支護原理對錨桿、錨索支護參數進行了優化計算，通過經驗方法對注漿參數進行了優化選擇。現場礦壓觀測結果證明了“錨桿+錨索+注漿”的聯合支護技術較適合大斷面巷道的圍巖變形控制。

關鍵詞：大斷面煤倉硐室；圍巖穩定性；錨桿注漿聯合支護

1 工程概況

湖南華潤煤業唐洞煤礦-450m水平煤倉直徑4.6m，開挖直徑5.6m，屬于大斷面硐室，如圖1所示。該硐室埋深約600m，圍巖主要為粉砂巖，由于硐室跨度大，硐室開挖后，硐室局部位置將難免會產生應力集中現象，導致片幫和冒頂事故發生，硐室支護將極為困難。

2 大斷面硐室失穩影響因素分析

2.1巷道斷面的尺寸效應

如圖2所示，將巷道頂板模型視為兩邊固支，頂板載荷為均布載荷，載荷大小為q，且將頂板近似為無限長的薄板。

根據圖2可知，其撓度曲線可按公式（1）、（2）來計算：

式中：W——巖層撓度，m；

n、an——系數；

l——巖層寬度，m。

由公式（2）可知，巷道的寬度對巷道頂板的最大撓度值影響最大，即其最大撓度與寬度的四次方成正比關系，因此，隨著巷道寬度的增大，即巷道斷面越大，由彎曲變形產生的應力就越大，導致頂板圍巖不穩定。

圖1　煤倉斷面圖

圖2　巷道頂板固支模型

2.2應力與巷道圍巖穩定性的關系

對于深埋巷道，科學界都將巷道等效為圓形巷道，本文將巷道等效為雙向等壓圓形巷道，通過彈塑性理論推導，其巷道周邊應力為：

由式（3）可知，切向應力和徑向應力和巷道采深H是成正比的。隨著巷道埋深H的增加，切向應力σt越大，而切向應力又對巷道圍巖變形破壞起決定作用，故巷道變形破壞越嚴重，巷道支護越困難。

3 煤倉硐室支護方案研究

3.1支護方案工程類比

對于大斷面硐室的支護，有以下可供選擇的方案。

（1）錨桿+襯砌支護。第一步為錨網噴臨時支護，第二步襯砌作為永久支護。

（2）錨網噴+U型鋼支架聯合支護。與第一方案的唯一區別就在第二步支護，第二步支護選擇架U型鋼支架作為永久支護。

（3）錨桿+錨索+注漿聯合支護。該支護實質是利用注漿錨桿進行注漿，提高破碎圍巖的整體性，提升圍巖自穩能力。

根據-450m水平煤倉的圍巖特性，這幾種支護形式都是可行的，但錨砌支護方案硐室開挖量大，施工較復雜，且后期維護困難；而錨網噴與U型鋼支架聯合支護方案的施工難度大、成本高；錨桿、錨索、注漿聯合支護結構則克服了上述兩種支護體系的缺點。采礦工程界在軟巖頂板、大斷面、破碎圍巖帶、高應力條件下等復雜條件下的巷道支護體系中較為普遍采用錨桿支護。然而在上述復雜條件下的巷道支護中，如按常規設計錨桿支護參數，根據工程經驗，巷道圍巖的大變形不能得到有效控制，“錨桿-圍巖”的整體垮落是該類巷道變形失穩的主要表現形式。為了解決此類安全問題，往往通過使用巷道圍巖注漿、小孔徑預應力錨索、單體柱進行加強支護。

通過對唐洞煤礦大型機電硐室使用調查與比較分析，從施工方便、工期短、材料消耗量省等因素考慮，煤倉硐室支護結構要從永久、堅固、經濟適用等幾方面綜合考慮，確定-450m水平煤倉硐室選用錨桿、錨索、注漿聯合支護方案。

3.2支護參數確定

3.2.1錨桿、錨索支護參數

（1）錨桿直徑。按照組合拱原理可計算錨桿直徑：

式中：d——錨桿直徑，mm；

G——錨桿所受載荷，按松動圈理論計算為松

動圈巖石重量；

R——錨桿材料抗拉強度，R=310 N/mm2；

K——安全系數，取1.4。

式中：B——硐室寬度。

N——圍巖不穩定系數，N=1.1。

故取錨桿長度為2.1m。

（3）錨索長度的設計。根據經驗數據，在一般不穩定（Ⅳ）圍巖中巷道垮度為7～9m，每米2～4根錨索，長度在6～8m之間。故在唐洞礦煤倉支護中，錨索采用直徑為5mm的鋼絲7根組合而成直徑為15mm，L=6.5m。

根據數值計算結果和工程類比，確定煤倉硐室采用Φ20×2100mm強螺紋鋼無縱筋錨桿，錨桿間距設計為700mm，排距為700mm。錨固劑采用兩支型號為Z2335樹脂藥卷，錨固長度設計為0.8m。

錨索采用7根Φ5mm的鋼絲組合，設計錨索長度L=6.5m，直徑Φ=15mm，錨索間距為1500mm，排距為1500mm。每根錨索采用型號為S2360的4個樹脂錨固劑藥卷錨固，每支樹脂錨固劑的長度L =600mm，直徑Φ=23mm。單根錨索錨固力設計為≥2000 kN，錨索托盤采用型號為300mm×300mm×10mm和150mm×150mm×10mm大小兩個雙層疊加。錨桿（錨索）布置如圖3～6所示。

3.2.2注漿參數

從圖1可以看出，煤倉底部斷面非常大，承載的壓力主要集中在煤倉底部兩端，故必須加強支護，通過注漿煤倉底部圍巖，使煤倉圍巖的粘聚力和內摩擦角得到提高，從而使巖塊間相對位移的阻力得到增大，最終達到提高圍巖整體穩定性的目的。

故選取Φ20mm的螺紋鋼。

（2）錨桿長度計算。據耦合支護原理可知：

此次注漿采用水泥水玻璃漿液。水泥漿液與水玻璃體積比為1∶0.03，水泥漿的水灰比設計為0.8∶1，設計注漿孔長度L=3.5m，直徑Φ=42mm；注漿管采用普通鐵管或鋼管，直徑Φ=20mm，長度L=1.5m。封孔材料采用速凝水泥，封孔長度為0.5m。煤倉底部進行注漿，B-B剖面注漿孔間距一般為1.2m，C-C剖面注漿孔間距一般為1.6m；排距均為2m，采用平行布置。斷面布置見圖7和圖8所示。

圖3　煤倉硐室錨桿（錨索）布置參數

圖4　A-A剖面錨桿（錨索）布置參數

圖5　B-B剖面錨桿（錨索）布置

圖6　C-C剖面錨桿（錨索）布置

圖7　B-B剖面注漿孔布置

圖8　C-C剖面注漿孔布置圖

4 煤倉硐室穩定性現場觀測分析

該煤倉硐室已完工，項目組分別在煤倉底部、中部、底部設立了3個測站進行了3個月的礦壓觀測。從圖9可看出，在1測站（煤倉底部）兩幫移近量最大為54mm；在2測站（煤倉中部）兩幫移近量最大為51mm；在3測站（煤倉上部）兩幫移近量最大為45.7mm。圍巖的穩定得到較好的控制。

從圖10可看出，在1測站（煤倉底部）右幫移近量最大為29mm；在2測站（煤倉中部）右幫移近量最大為26mm；在3測站（煤倉上部）右幫移近量最大為22mm。可見煤倉右幫圍巖的穩定得到較好的控制。

圖9　煤倉硐室兩幫位移量

圖10　煤倉硐室各測站右幫位移量

近3個月的現場礦壓觀測結果顯示，大斷面煤倉硐室的圍巖變形在設計允許范圍內，錨桿、錨索受力均勻，無失效錨桿、錨索。這充分證明了特大斷面硐室采用“錨桿+錨索+注漿”聯合支護方案是合理可靠的，煤倉硐室圍巖的長期穩定能夠得到保證。

5 結 論

唐洞煤礦大斷面煤倉硐室支護施工表明：唐洞煤礦煤倉硐室通過增加錨桿密度，加大錨索長度和密度，增加錨桿、錨索預緊力和錨固力來提高支護強度，噴漿封閉圍巖防止水和空氣侵蝕支護體，注水泥漿改變圍巖巖性等支護手段是行之有效的，而且操作較為簡便。盡管新方案支護材料費用有所增加，但大大降低了維護費用，保證了正常的生產，取得了顯著的經濟效益。

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收稿日期：（2015-11-09）

作者簡介：王先軍（1979-），男，湖南永州人，工程師，主要從事煤礦開采技術方面的研究，Email：rty11112@163.com。