深部高應力大斷面硐室支護技術研究

◎韓 超 張 朋

深部高應力大斷面硐室支護技術研究

◎韓 超 張 朋

針對鄭煤集團白坪煤礦深部開采水平13采區膠帶機頭硐室變形破壞特征，為控制圍巖變形量及保證生產安全，通過對硐室原有錨網噴支護破壞進行分析，得出圍巖失穩的主要原因，并根據硐室的破壞情況，提出了二次錨網索協同穩定性支護技術，有效地控制了該礦深部硐室圍巖變形。

煤礦采區核心硐室如膠帶機頭硐室﹑絞車硐室等擔負著整個采區的運料﹑出煤任務，其維護狀況的好壞將直接影響礦井正常生產。由于煤礦開采深度逐漸加大，巷道圍巖地質力學環境發生改變，原有的單一支護形式已不能有效控制巷道圍巖變形，該類硐室常規采用“架棚＋噴漿＋注漿＋錨索”及“錨網噴＋錨索”兩種支護形式。本文針對白坪煤礦13采區膠帶機頭硐室實際地質采礦條件，提出二次錨網索協同穩定性支護技術，并達到了預期效果。

工程概況及地質條件

13采區膠帶機頭硐室位于13采區膠帶上山上部，采用錨網噴支護，巷道埋深約690m，該硐室施工層位為二1煤層上部砂質泥巖，并伴有大量的細砂巖條帶，與砂質泥巖呈互層狀，此類圍巖強度較低，在高地應力作用下硐室產生了嚴重變形，現硐室多處漿皮離層﹑開裂，頂底板相對位移量達到1550mm，兩幫相對位移量達到1500mm。

破壞原因分析

根據13采區膠帶機頭硐室圍巖地質條件﹑現有支護形式及破壞特征分析，造成該硐室變形主要因素有以下幾個方面：

硐室圍巖巖性差

根據硐室掘進過程中揭露巖層狀況可知，硐室圍巖以砂質泥巖為主，層間含細砂巖條帶，節理裂隙較為發育。根據該區域地質資料顯示，巷道埋深在690m左右，若上覆巖層平均容重按2500kg/m3計算，則理論上巷道所處位置垂直應力水平達到17.3MPa，巷道圍巖易發生塑性變形。

原有支護設計不合理

巷道原支護設計中僅對拱部采用錨索補強支護，而兩幫未布置錨索，底板未進行支護，未充分考慮支護結構穩定性對圍巖變形的影響，導致硐室底板及兩幫成為支護承載結構失穩破壞的突破口。

無控底措施

硐室底板未采取控底措施，不僅硐室底鼓嚴重，同時，底臌還促進兩幫內移，兩幫內移加速底臌，形成惡性循環，若不采取措施，最終會導致硐室圍巖承載結構失穩破壞。

支護方案和效果分析

支護方案

硐室加固技術核心如下：巷道擴修后，首先進行一次錨網支護，之后采取二次錨網支護加固技術，并針對支護承載結構的薄弱部位，采用錨索對錨網支護形成的承載結構進行結構補償，提高支護承載結構的整體承載能力及其結構穩定性。同時對底板實施高強穩定型錨網索支護，保證底板的長期穩定。

幫、頂支護

一次支護：采用錨網噴支護，頂板和幫部錨桿均采用Φ20×2400mm左旋無縱筋錨桿，間排距800×800mm，每根錨桿采用一支Z2350型中速錨固劑和一支K2350型快速錨固劑進行錨固，每排錨桿均配合鋼筋梯子梁進行支護，錨桿安裝預緊力矩≥260N.m。護表構件：鋼筋網規格為Φ6×1000×2000mm，網格80×80mm，搭接100mm，由Φ6mm鋼筋焊接而成，鋼筋梯子梁由Φ14mm圓鋼焊接而成，沿巷道周向布置，錨桿托盤為10×150×150mm鼓形托盤。一次錨網支護后對圍巖表面實施噴漿，噴層厚度為30mm。一次支護斷面圖如圖1所示。

圖1 一次支護斷面圖

注漿：注漿管采用直徑25mm的一般焊接管加工，一端扯絲，另一端自端頭開始打7個Φ10mm小孔（小孔在管壁環繞中心成螺旋狀均勻布置，小孔間距150mm），長度1.2m，安裝后外露長度100～150mm。注漿材料為水泥漿，水泥采用PC42.5標號普通硅酸鹽水泥，水灰比為1:0.7～1:0.8（重量比）。注漿管間排距2.4m×2.4m，注漿順序為由下向上，注漿時壓力由小到大逐步進行，最終注漿壓力控制在2～4MPa，以注實為準。

二次支護：在一次錨網噴支護基礎上，實行二次錨網支護，二次錨網支護采用兩種斷面，斷面A和斷面B相間布置，斷面間距800mm，錨桿均采用Φ20×3000mm左旋無縱筋錨桿，考慮到硐室跨度達到8m以上，結構補償錨索采用Φ17.8×10000mm 1860鋼絞線并配合W鋼帶進行支護，每根錨索采用一支Z2350型中速錨固劑和兩支K2350型快速錨固劑進行錨固，預緊力≥100KN。W鋼帶長度3200mm且均沿巷道軸向布置，其余支護參數與構件參數與一次支護相同。二次支護斷面圖如圖2所示。

圖2 二次支護斷面圖

二次支護時機：現研究表明，二次支護應在一次支護完成后且圍巖應力得到一定程度的釋放并趨于穩定時進行，避開圍巖活動劇烈期。通過礦壓觀測手段，同時根據現場施工反饋的信息，巷道在一次支護施工30d左右后圍巖趨于穩定，之后再進行二次支護。

底板支護

施工底板錨索時，首先澆筑60mm混凝土。硐室底板錨桿采用Φ20×3000mm左旋無縱筋錨桿，錨索采用Φ17.8×6000mm1860鋼絞線，錨桿（索）間排距1100×1200mm；皮帶基礎內壁采用Φ20×2500mm左旋無縱筋錨桿，間排距900×1200mm，底板錨索采用Φ17.8×5000mm1860鋼絞線，間排距1100×1200mm。錨桿（索）托梁采用400mm18#槽鋼加工配合80×80×10mm墊板使用。絞車房底板錨網索支護具體技術參數見圖3。

施工工藝

硐室二次錨網索協同穩定性支護技術的施工工藝：擴巷→一次支護→一次噴漿（厚30mm）→注漿→二次支護→二次噴漿（厚100mm）

圖3

硐室底板施工工藝：落底→澆灌60mm厚混凝土→注漿→施工錨網索→二次澆灌。

支護效果分析

在一次支護施工結束后，對巷道進行礦壓監測工作，在一次支護施工40d后，通過對巷道錨索測力計﹑頂板離層儀及表面位移數據整理分析，巷道圍巖趨于穩定，之后實施二次支護。巷道圍巖表面位移隨時間變化曲線如圖5所示。由圖4可知，硐室兩幫相對移近量約為90mm，頂底板相對移近量約為130mm，支護效果良好。

圖4 頂板離層儀及錨索測力計

在分析13采區膠帶機頭硐室變形破壞原因的基礎上，對硐室實施二次錨網索高強穩定性支護技術。

針對深部高應力軟巖性質，采用二次支護原理，并通過對巷道實施礦壓監測工作，合理選擇二次支護時機，充分發揮承載體的支護效果。

二次錨網索高強穩定性支護技術有效地控制了大斷面硐室的變形，取得了良好的經濟效益和支護效果。

（作者單位：鄭煤集團(河南）白坪煤業有限公司）

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