大斷面軟巖硐室圍巖穩定性控制技術

任建國

(山西煤炭進出口集團 左權鑫順煤業有限公司，山西 晉中 032699)

1 工程概況

鑫順煤業為兼并重組整合礦井，當前礦井周邊上層煤開采均已關閉，整合后的礦井生產能力為180萬t/a。礦區15號煤層為全區穩定可采煤層，位于石炭系上統太原組，平均厚度為4.5 m，煤層頂板的砂質泥巖為灰黑色、水平節理、內含炭質，細砂巖為灰白色、以石英長石為主，石灰巖為灰黑色、塊狀、致密堅硬、裂隙發育，底板主要為灰黑色泥巖、中部含砂質。15號煤層是當前礦井生產煤層，其煤倉布置在15號煤層和其頂板中，與運輸下山、聯絡巷相連，煤倉斷面由多個硐室組成，總長度49.8 m，如圖1所示，不同斷面規格尺寸見表1。

圖1 煤倉大斷面硐室平面(mm)

表1 不同斷面尺寸規格

2 大斷面軟巖硐室圍巖破壞規律分析

15號煤層是當前礦井生產煤層，整合開采后其煤倉上部卸載大斷面硐室承載能力和服務年限進一步增加，斷面進一步擴大，尤其是1-1斷面等大斷面硐室，完全處于軟弱巖層中，產生了一系列嚴重的問題：

1) 硐室斷面增大后，由于圍巖種類以砂質泥巖、灰巖居多，且巖層厚度大，加上生產能力加大后工作面開采強度大，導致硐室受采動影響劇烈，軟弱圍巖不能夠有效承載動壓影響，造成硐室圍巖裂隙發育直至變形破壞[1]；

2) 整合改造后，硐室服務生產時間增長，原先充分發育的裂隙等宏觀變形受時間效應影響進一步擴展，在軟弱圍巖得不到有效加固的情況下，變形持續時間長，累積變形量顯著；

3) 煤倉構造結構復雜，由多個大斷面單個硐室組成，單個硐室之間高度、跨度、連接方式多有不同，之間還存在有窄巖柱，受壓狀態下極易造成應力集中，給硐室支護帶來困難[2]；

4) 隨著生產時間的增加和開采區域的擴大，大斷面硐室圍巖受到的擾動越來越大，初期支護強度遠不能滿足圍巖穩定性控制需要，單個硐室破壞則會引起連鎖反應，相互擾動導致整體失穩。

3 煤倉大斷面軟巖硐室圍巖控制技術

3.1 控制思路

根據大斷面軟巖硐室的破壞特點可知，圍巖破壞原因主要有兩點[3-4]：一是圍巖強度較弱，不能承載較強的擾動影響；二是支護強度較弱，不能有效控制變形。針對以上兩點原因，可以采取“主動支護+高強支護”的控制思路，針對大斷面硐室斷面和關鍵薄弱部位進行穩定性控制設計。首先，從圍巖強度方面入手，可以通過注漿加固改善硐室圍巖的整體承載力，還可以通過增設錨桿錨索將淺部圍巖與深部圍巖結合起來，形成堅固的承載體進行抵抗擾動影響；再者，通過調整原有錨桿索的支護預緊力、直徑或長度對原支護方式進行增強，達到整體控制的目的；最后，對相對薄弱的部位，如拱肩、單個硐室連接處等部位采取專門加固技術，增設錨桿索或注漿加固。

因此，結合煤倉圍巖控制現狀，綜合考慮施工難易、成本變化等方面，采取在大斷面硐室進行補打錨索加強支護、對薄弱部位專門支護和整體注漿加固的方式，使大斷面硐室圍巖結構和支護體形成一個整體錨固結構，保證硐室圍巖的整體穩定性。由于篇幅所限，本文僅對1-1大斷面圍巖控制技術進行介紹。

3.2 控制技術

3.2.1 1-1大斷面軟巖硐室加強支護

煤倉硐室1-1斷面的原支護方案為：采用D22 mm×2 400 mm的螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×800 mm；錨索為D22 mm×10 500 mm的鋼絞線，間排距為1 600 mm×1 600 mm。采用原支護時，斷面面積較大，圍巖受擾動影響后破碎狀態明顯，未能形成有效的支護承載體，因此需要補打長錨索進行補強支護。補打的錨索為高強預應力鋼絞線，規格為D22 mm×15 000 mm，預應力為300 kN，托盤規格為300 mm×300 mm×16 mm，承載力不低于400 kN，間排距為3 200 mm×1 600mm，有效錨固長度為2 000 mm，如圖2所示。補打長錨索后，硐室圍巖形成三個有效的承載圈，共同起到控制圍巖變形目的。

圖2 硐室斷面補打錨索示意(mm)

3.2.2 1-1大斷面軟巖硐室薄弱部位專門支護

由于1-1斷面拱肩和拱頂位置易產生應力集中現象，需要對兩處部位進行專門加強支護。專門支護強度需要提升較高等級，采用4根錨索制成的組合支護裝置，單根錨索規格為D22 mm×15 000 mm，不同組的間排距為3 200 mm×3 200 mm，錨固劑為1支K2335、2支Z2360，每組采用一個托盤，規格為400 mm×400 mm×20 mm。如圖3所示，組合錨索支護專門針對硐室薄弱部分，能夠有效加強淺部圍巖與深部圍巖的整體性。

圖3 薄弱部位加強支護示意(mm)

3.2.3 1-1大斷面軟巖硐室圍巖注漿加固

針對1-1硐室圍巖性質較為軟弱的問題，采取對硐室圍巖整體進行淺孔低壓注漿加固技術。注漿材料為525標號超細水泥漿，水灰比0.8∶1～1∶1，氣動單液注漿泵的注漿壓力為2～3 MPa，注漿孔成“梅花”布置，間排距3.0 m×3.0 m，底角鉆孔向下傾斜30°，拱角鉆孔向上傾斜15°，其他鉆孔與巷道表面垂直，孔徑42 mm，孔深3.0 m，注漿順序為采用自下而上，先底角、再兩幫、最后頂角，注漿過程中嚴格控制注漿壓力，防止出現噴層變形和破壞。

3.3 應用效果

1-1大斷面軟巖硐室在采用圍巖控制措施后，針對圍巖變形情況進行了跟蹤監測，測站布置在大斷面硐室斷面的頂板上方、底板中央和兩幫位置，選取其中的測站一和測站三的數據進行分析，監測結果如圖4。由圖4可知，在圍巖控制措施實施的兩周之內，圍巖變形繼續成劇烈變化趨勢，兩幫變形量和頂底板移近量均以較高速率增長，在20 d左右達到峰值，并趨于穩定，隨著監測時間的繼續增長，圍巖變形量均保持在同一水平內，波動不大，最終頂底板移近量為120 ～140 mm，兩幫移近量為100 ～110 mm，圍巖控制效果較好，說明采取的穩定性控制措施是有效的。

圖4 硐室圍巖控制效果

4 結 語

1) 煤倉大斷面軟巖硐室斷面大、圍巖軟弱是出現變形破壞的主要原因，大斷面硐室破壞情況與斷面面積和圍巖強度成正比，圍巖控制措施主要圍繞改善圍巖強度和加強支護強度進行。

2) 通過對1-1大斷面軟巖硐室采取加強支護、薄弱部位專門支護和圍巖整體注漿技術后，對控制效果進行了監測，結果表明，圍巖在經歷20 d的變形破壞期后，最終頂底板變形量為120～140 mm，兩幫變形量為100～110 mm，圍巖控制效果良好。