深部高應(yīng)力大斷面硐室支護(hù)技術(shù)研究

韓超　張朋

煤礦采區(qū)核心硐室如膠帶機(jī)頭硐室、絞車(chē)硐室等擔(dān)負(fù)著整個(gè)采區(qū)的運(yùn)料、出煤任務(wù)，其維護(hù)狀況的好壞將直接影響礦井正常生產(chǎn)。由于煤礦開(kāi)采深度逐漸加大，巷道圍巖地質(zhì)力學(xué)環(huán)境發(fā)生改變，原有的單一支護(hù)形式已不能有效控制巷道圍巖變形，該類(lèi)硐室常規(guī)采用“架棚+噴漿+注漿+錨索”及“錨網(wǎng)噴+錨索”兩種支護(hù)形式。本文針對(duì)白坪煤礦13采區(qū)膠帶機(jī)頭硐室實(shí)際地質(zhì)采礦條件，提出二次錨網(wǎng)索協(xié)同穩(wěn)定性支護(hù)技術(shù)，并達(dá)到了預(yù)期效果。

工程概況及地質(zhì)條件

13采區(qū)膠帶機(jī)頭硐室位于13采區(qū)膠帶上山上部，采用錨網(wǎng)噴支護(hù)，巷道埋深約690m，該硐室施工層位為二1煤層上部砂質(zhì)泥巖，并伴有大量的細(xì)砂巖條帶，與砂質(zhì)泥巖呈互層狀，此類(lèi)圍巖強(qiáng)度較低，在高地應(yīng)力作用下硐室產(chǎn)生了嚴(yán)重變形，現(xiàn)硐室多處漿皮離層、開(kāi)裂，頂?shù)装逑鄬?duì)位移量達(dá)到1550mm，兩幫相對(duì)位移量達(dá)到1500mm。

破壞原因分析

根據(jù)13采區(qū)膠帶機(jī)頭硐室圍巖地質(zhì)條件、現(xiàn)有支護(hù)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(gè)方面：

硐室圍巖巖性差

根據(jù)硐室掘進(jìn)過(guò)程中揭露巖層狀況可知，硐室圍巖以砂質(zhì)泥巖為主，層間含細(xì)砂巖條帶，節(jié)理裂隙較為發(fā)育。根據(jù)該區(qū)域地質(zhì)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(jì)算，則理論上巷道所處位置垂直應(yīng)力水平達(dá)到17.3MPa，巷道圍巖易發(fā)生塑性變形。

原有支護(hù)設(shè)計(jì)不合理

巷道原支護(hù)設(shè)計(jì)中僅對(duì)拱部采用錨索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，而兩幫未布置錨索，底板未進(jìn)行支護(hù)，未充分考慮支護(hù)結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性對(duì)圍巖變形的影響，導(dǎo)致硐室底板及兩幫成為支護(hù)承載結(jié)構(gòu)失穩(wěn)破壞的突破口。

無(wú)控底措施

硐室底板未采取控底措施，不僅硐室底鼓嚴(yán)重，同時(shí)，底臌還促進(jìn)兩幫內(nèi)移，兩幫內(nèi)移加速底臌，形成惡性循環(huán)，若不采取措施，最終會(huì)導(dǎo)致硐室圍巖承載結(jié)構(gòu)失穩(wěn)破壞。

支護(hù)方案和效果分析

支護(hù)方案

硐室加固技術(shù)核心如下：巷道擴(kuò)修后，首先進(jìn)行一次錨網(wǎng)支護(hù)，之后采取二次錨網(wǎng)支護(hù)加固技術(shù)，并針對(duì)支護(hù)承載結(jié)構(gòu)的薄弱部位，采用錨索對(duì)錨網(wǎng)支護(hù)形成的承載結(jié)構(gòu)進(jìn)行結(jié)構(gòu)補(bǔ)償，提高支護(hù)承載結(jié)構(gòu)的整體承載能力及其結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性。同時(shí)對(duì)底板實(shí)施高強(qiáng)穩(wěn)定型錨網(wǎng)索支護(hù)，保證底板的長(zhǎng)期穩(wěn)定。

幫、頂支護(hù)

一次支護(hù)：采用錨網(wǎng)噴支護(hù)，頂板和幫部錨桿均采用φ20×2400mm左旋無(wú)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(jìn)行錨固，每排錨桿均配合鋼筋梯子梁進(jìn)行支護(hù)，錨桿安裝預(yù)緊力矩≥260Nm。護(hù)表構(gòu)件：鋼筋網(wǎng)規(guī)格為φ6×1000×2000mm，網(wǎng)格80×80mm，搭接100mm，由φ6mm鋼筋焊接而成，鋼筋梯子梁φ14mm圓鋼焊接而成，沿巷道周向布置，錨桿托盤(pán)為10×150×150mm鼓形托盤(pán)。一次錨網(wǎng)支護(hù)后對(duì)圍巖表面實(shí)施噴漿，噴層厚度為30mm。一次支護(hù)斷面圖如圖1所示。

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(kāi)始打7個(gè)φ10mm小孔（小孔在管壁環(huán)繞中心成螺旋狀均勻布置，小孔間距150mm），長(zhǎng)度1.2m，安裝后外露長(zhǎng)度100～150mm。注漿材料為水泥漿，水泥采用PC42.5標(biāo)號(hào)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2.4mx2.4m，注漿順序?yàn)橛上孪蛏?，注漿時(shí)壓力由小到大逐步進(jìn)行，最終注漿壓力控制在2～4MPa，以注實(shí)為準(zhǔn)。

二次支護(hù)：在一次錨網(wǎng)噴支護(hù)基礎(chǔ)上，實(shí)行二次錨網(wǎng)支護(hù)，二次錨網(wǎng)支護(hù)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(wú)縱筋錨桿，考慮到硐室跨度達(dá)到8m以上，結(jié)構(gòu)補(bǔ)償錨索采用φ17.8×10000mm1860鋼絞線(xiàn)并配合w鋼帶進(jìn)行支護(hù)。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(jìn)行錨固，預(yù)緊力≥100KN。w鋼帶長(zhǎng)度3200mm且均沿巷道軸向布置，其余支護(hù)參數(shù)與構(gòu)件參數(shù)與一次支護(hù)相同。二次支護(hù)斷面圖如圖2所示。

二次支護(hù)時(shí)機(jī)：現(xiàn)研究表明，二次支護(hù)應(yīng)在一次支護(hù)完成后且圍巖應(yīng)力得到一定程度的釋放并趨于穩(wěn)定時(shí)進(jìn)行，避開(kāi)圍巖活動(dòng)劇烈期。通過(guò)礦壓觀測(cè)手段，同時(shí)根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)施工反饋的信息，巷道在一次支護(hù)施工30d左右后圍巖趨于穩(wěn)定，之后再進(jìn)行二次支護(hù)。

底板支護(hù)

施工底板錨索時(shí)，首先澆筑60mm混凝土。硐室底板錨桿采用φ20×3000mm左旋無(wú)縱筋錨桿，錨索采用φ17.8×6000mml860鋼絞線(xiàn)，錨桿（索）間排距1100×1200mm；皮帶基礎(chǔ)內(nèi)壁采用φ20×2500mm左旋無(wú)縱筋錨桿，間排距900×1200mm，底板錨索采用φ17.8×5000mml860鋼絞線(xiàn)，間排距1100×1200mm。錨桿（索）托梁采用400mm 18#槽鋼加工配合80×80×10mm墊板使用。絞車(chē)房底板錨網(wǎng)索支護(hù)具體技術(shù)參數(shù)見(jiàn)圖3。

施工工藝

硐室二次錨網(wǎng)索協(xié)同穩(wěn)定性支護(hù)技術(shù)的施工工藝：擴(kuò)巷-一次支護(hù)-一次噴漿（厚30mm）-注漿-二次支護(hù)-二次噴漿（厚100mm）

硐室底板施工工藝：落底-澆灌60mm厚混凝土-注漿-施工錨網(wǎng)索-二次澆灌。

支護(hù)效果分析

在一次支護(hù)施工結(jié)束后，對(duì)巷道進(jìn)行礦壓監(jiān)測(cè)工作，在一次支護(hù)施工40d后，通過(guò)對(duì)巷道錨索測(cè)力計(jì)、頂板離層儀及表面位移數(shù)據(jù)整理分析，巷道圍巖趨于穩(wěn)定，之后實(shí)施二次支護(hù)。巷道圍巖表面位移隨時(shí)間變化曲線(xiàn)如圖5所示。由圖4可知，硐室兩幫相對(duì)移近量約為90mm，頂?shù)装逑鄬?duì)移近量約為130mm，支護(hù)效果良好。

在分析13采區(qū)膠帶機(jī)頭硐室變形破壞原因的基礎(chǔ)上，對(duì)硐室實(shí)施二次錨網(wǎng)索高強(qiáng)穩(wěn)定性支護(hù)技術(shù)。

針對(duì)深部高應(yīng)力軟巖性質(zhì)，采用二次支護(hù)原理，并通過(guò)對(duì)巷道實(shí)施礦壓監(jiān)測(cè)工作，合理選擇二次支護(hù)時(shí)機(jī)，充分發(fā)揮承載體的支護(hù)效果。

二次錨網(wǎng)索高強(qiáng)穩(wěn)定性支護(hù)技術(shù)有效地控制了大斷面硐室的變形，取得了良好的經(jīng)濟(jì)效益和支護(hù)效果。

（作者單位：鄭煤集團(tuán)（河南）白坪煤業(yè)有限公司）endprint