超大斷面硐室安全維控技術的研究與應用

摘 要：文章針對徐莊煤礦換裝硐室實際工程情況，研究分析了硐室尺寸、硐室形狀以及巖層層位對超大斷面硐室圍巖穩定性的影響。對該巷道支護參數和支護形式進行了設計確定采用錨網噴組合支護形式。為保障超大斷面硐室施工過程的安全性和硐室圍巖穩定性，在巷道掘進過程中設置相應的測站，對圍巖表面位移、圍巖深部位移、錨桿、索受力進行觀測。經過理論分析研究，文章提出的方案切實可行，具有較強社會效益和經濟效益，對今后超大斷面硐室安全維控有重要的參考意義。

關鍵詞：超大斷面硐室；圍巖變形；支護方式；技術研究

DOI：10.16640/j.cnki.37-1222/t.2019.08.083

0 概述

徐莊煤礦位于江蘇省徐州市西北大約72 km處，井田位于江蘇省沛縣大屯鎮與山東省微山縣西平鄉境內，核定礦井生產能力為180萬t/a。井田東西走向長約為10.0 km，南北平均寬約為3.84 km，總面積約為38.442km2，開采深度為-60 m至-1300 m。

根據徐莊礦井長期發展規劃，對礦井工作面技術裝備水平進行升級，淘汰現有支架，采用大采高一次采全高液壓支架，現有井筒能力無法滿足液壓支架整體下井，經過企業相關部門決定，在井下-750 m水平原有巷道基礎上擴建液壓支架翻架硐室，實現液壓支架由拆解入井，井下翻架硐室組裝調試，最后運往工作面投入生產。

依據液壓支架尺寸及支架組裝調試工藝確定換裝硐室尺寸。硐室最大掘進高度9850mm，寬度8800mm，掘進斷面面積83. 0865m2，凈斷面高9200mm，寬8500mm，凈斷面面積79.1325m2，硐室標高-750m，屬于大埋深，大跨度，高幫，超大斷面硐室。

隨著埋藏深度的增大，巷道圍巖應力升高，松動范圍擴大，巷道變形量加大，變形速度高，工程中往往需對巷道進行多次擴幫處理，費時、費工、費料，巷道的維護費用高昂，硐室斷面的顯著增大致使硐室圍巖變形破壞嚴重，極易發生冒頂事故，從而給巷道圍巖控制帶來極大的困難，嚴重阻礙著礦井的高產高效和安全生產。本文針對徐莊礦-750 m水平超大斷面翻裝硐室進行研究，提出對應的安全維護與控制技術，保證工作面設備水平的升級，保障礦井安全高效生產。

1 礦井地質條件

換裝硐室位于Ⅱ3采區西南部，采區內煤層整體呈北西傾向的單斜構造，采區中、西部次級小褶曲較發育。煤層平均傾角22.4°，采區淺部、中、東部煤層較陡，深部、西翼煤層傾角較緩，中、東部-750m～-950m范圍內，煤層平均傾角達24.9°，最大傾角近30°。由煤層底板等高線圖可知，Ⅱ3采區西南角地層較緩，換裝硐室所處位置煤（巖）層傾角平均25°。

徐莊煤礦-750m水平換裝硐室位于Ⅱ3采區西南部，硐室位于井底車場西側，硐室長度約70m，硐室軸線與巖層走向一致，硐室東南側為-750西翼人行車庫，西南方向與-750西翼車場相連通。

據《大屯礦區頂底板分類》、《緩傾斜煤層工作面頂板分類方案》標準，7煤直接頂板砂質泥巖為Ⅱ級2類，直接頂砂巖為Ⅳ級4類。該采區7煤頂板中大部分為抗壓強度較大的中細砂巖，故7煤頂板為穩定型頂板。本礦已施工的-750大巷以及深部巷道，由于埋藏較深，局部變形很明顯，底鼓、頂幫開裂現象已明顯顯現。

2 超大斷面硐室圍巖變形規律研究

2.1 硐室尺寸對硐室穩定性影響

（1）隨著硐室斷面尺寸的增加，硐室圍巖變形量增大， 硐室寬度由4.8 m增大到8.8 m，硐室面積由24.7172 m2增大到83.0865 m2，硐室頂板下沉量增加370.15 mm，硐室底板鼓起量增加274.31 mm，硐室高幫移近量增加276.47 mm；硐室低幫移近量增加276.47 mm。

（2）隨著硐室斷面尺寸的增加，硐室圍巖塑性區范圍增加，硐室寬度由4.8 m增大到8.8 m，硐室面積由24.7172 m2增大到83.0865 m2，硐室頂板塑性區增加7.30 m，硐室底板塑性區增加6.46 m，硐室高幫塑性區增加8.72 m；硐室低幫塑性區增加9.45 m，塑性區范圍與硐室尺寸呈正比關系，與彈塑性力學推導結果相似。

2.2 硐室形狀對硐室圍巖穩定性影響

（1）與矩形硐室相比，直墻半圓拱形硐室頂板下沉量減小約70 mm，高幫圍巖移近量減小了49.71 mm，低幫圍巖移近量減小了 51.05 mm。硐室頂板下沉量、高幫移近量和低幫移近量顯著減小，頂板形狀改變對于底鼓量影響不大。因此，采用直墻拱形硐室與采用矩形硐室相比，能夠減小硐室圍巖變形量，有利于硐室穩定。

（2）硐室頂板采用拱形，能夠有效減小塑性區的范圍，對于硐室頂板，采用半圓拱，比矩形硐室塑性區減小了16.81%，其它位置圍巖塑性區均有不同程度的減小，有利于硐室圍巖的穩定性。

2.3 巖層層位對硐室穩定性影響

（1）對于硐室頂板，從全砂巖頂板到半砂巖半砂質泥巖頂板，再到砂質泥巖頂板，硐室頂板下沉量先增大，然后減小；對于硐室底板，從砂質泥巖底板到砂巖底板，底鼓減小；對于硐室高幫，從全砂質泥巖到半砂質泥巖半砂巖，移近量減小；對于硐室低幫，從半砂質泥巖半砂巖到全砂質泥巖，移近量增大。因此，在硐室掘進過程中，硐室圍巖變形量隨著掘進揭露的巖層巖性不同而不同，在軟弱巖層位置掘進，應加強控制。

（2）對于硐室頂板，從全砂巖頂板到半砂巖半砂質泥巖頂板，再到砂質泥巖頂板，頂板塑性區增大；對于硐室底板，從砂質泥巖底板到砂巖底板，塑性區減小；對于硐室高幫，從全砂質泥巖到半砂質泥巖半砂巖，塑性區有減小趨勢；對于硐室低幫，從半砂質泥巖半砂巖到全砂質泥巖，塑性區有增大趨勢。因此，塑性區范圍受巖層巖性影響顯著，松軟圍巖塑性區范圍大，硐室圍巖穩定程度差。

3 支護參數形式與參數的確定

3.1 支護形式選取

為實現超大斷面硐室穩定控制，參照現有支護控制案例，確定采用錨網噴組合支護形式。

采用錨桿（索）的主動支護形式，在巷道圍巖變形初期提供支護阻力，改善巷道圍巖的應力狀態，提高圍巖的力學參數。金屬網能夠兜護硐室表面破碎圍巖體，防止硐室局部破碎垮塌導致的硐室成型不好。噴射混凝土起到封閉圍巖，壁面錨桿、錨索、金屬網銹蝕；同時能夠改善硐室表面成型不好引起的應力集中等現象。

3.2 支護參數理論計算

3.2.1 錨桿（索）支護參數確定

（1）錨索長度。對于超大斷面硐室，硐室跨度對支護參數的選取影響比較大，長錨索的長度可采用與硐室跨度有關的經驗公式進行計算。硐室寬度為8.8 m，錨索的長度分別為6.84 m、5.35 m和5.04 m，綜合分析認為，錨索長度為7.0 m時可以滿足要求。

為確保頂板穩定，且考慮施工方便，頂板采用10000 mm錨索，兩幫采用7200 mm錨索。

（2）錨桿長度。按照懸吊理論計算錨桿長度，錨桿長度能夠滿足控制硐室冒落拱范圍內的破碎巖體，經過計算得到錨桿長度為2.9 m，為了提高超大斷面硐室圍巖的穩定性，取錨桿長度為3.0 m。

（3）錨桿間排距。錨桿間排距計算時設計錨固力取150 KN；冒落拱高度，取1.1 m；懸吊破碎巖層的密度，近似取25.0 KN/m3；安全系數，取4。計算得到錨桿間排距為0.95 m。

（4）錨索間排距。根據徐莊煤礦已有地質資料，7煤直接頂板砂質泥巖為Ⅱ級2類，直接頂砂巖為Ⅳ級4類。該采區7煤頂板中大部分為抗壓強度較大的中細砂巖，綜合考慮7煤上部一定距離處的超大斷面硐室圍巖以砂巖和砂質泥巖為主，取圍巖的RMR值為60，計算得到錨索支護密度為0.4，錨索間排距為1600 mm ×1600 mm。

（5）錨桿直徑。按照錨桿桿體承載力與錨固力等強度原則，錨桿桿體直徑經過計算確定選用直徑為22 mm的錨桿。

3.2.2 噴射混凝土參數

噴層厚度的確定一般需根據現場施工錨網情況和工程經驗來確定。根據5.2.1確定的硐室圍巖錨網支護參數，確保噴層能夠將錨桿和金屬網包裹，加固圍巖的同時防止錨桿、錨索和金屬網腐蝕，確定噴層厚度為100 mm。

3.3 支護形式與參數初步確定

根據以上超大斷面硐室圍巖穩定性及變形規律研究，采用理論計算，初步確定硐室的支護參數如表1。

4 建議的支護形式與參數

錨桿采用Φ22×3000 mm左旋螺紋鋼高強錨桿，錨桿間排距為800×800 mm；錨桿要均勻布置。錨桿托盤規格為150 mm×150×δ10 mm沖壓球狀托盤。錨桿外露長度為30～50 mm。

鋼筋網網片由Φ6.5 mm圓鋼筋焊制，網格100×100 mm，網片規格2000×1000 mm，網片與網片間搭接長度不小于100 mm，用14#鐵絲雙股綁扎聯網，連接長度不大于200 mm。

幫部錨索規格為Φ21.6×7200 mm，錨索托梁為18#槽鋼制作，長度2000 mm，每個錨索托梁布置兩根錨索，錨索間排距1600×1600 mm。外露長度為150～250 mm。

頂部錨索規格為Φ21.6×10000 mm，錨索托梁為18#槽鋼制作，長度2000 mm，每個錨索托梁布置兩根錨索，錨索間排距1600×1600 mm。外露長度為150～250 mm。

噴漿、鋪底和水溝砌筑混凝土強度等級均為C20，支護后及時進行初噴，初噴厚度50mm；巷道變形穩定后進行復噴，厚度50mm；噴漿總厚度為100 mm。

在施工過程中，應根據地質條件的變化及礦壓觀測結果，實時進行支護參數的調整，以保證硐室的穩定。

5 硐室礦壓觀測

5.1 觀測內容及觀測方法

為保障超大斷面硐室施工過程的安全性和硐室圍巖穩定性，在巷道掘進過程中需設置相應的測站，對圍巖表面位移、圍巖深部位移、錨桿、索受力進行觀測，確定硐室圍巖變形能夠滿足施工要求。錨桿支護時主要監測內容、目的及手段見表2所示。

5.2 測站設置

（1）巷道表面位移測站：硐室擴大開始設置測站，在超大斷面硐室中部斷面和左右兩個斷面中部設置3個測站，巖性或錨桿支護參數發生變化均應設置測站觀測，在每個斷面的頂、底板和兩幫的中部各布置1個測點。觀測方法：用測槍或測桿進行量測。

（2）深部圍巖位移測站：硐室擴大開始設置測站，在超大斷面硐室中部斷面和左右兩個斷面中部設置3個測站，每個測站1個測面，在每個測站頂板中部鉆一個直徑28 mm的孔及兩幫中部各安設一個深基點位移計。

（3）頂板離層監測：在頂板為泥巖或淋水的大巷觀測，每隔20 m在頂板中部安設一個離層指示儀。觀測方法：直接讀取數據。

（4）錨桿桿體受力：硐室擴大開始設置測站，在超大斷面硐室中部斷面和左右兩個斷面中部設置3個測站，每個測站1個測面，采用測力錨桿觀測。

（5）錨桿、索端頭受力：硐室擴大開始設置測站，在超大斷面硐室中部斷面22和左右兩個斷面中部設置3個測站，每個測站1個測面，采用錨桿、索測力計觀測。

（6）錨桿錨固力：每300根錨桿為1組，每組測6根，頂板3根、兩幫共3根。

5.3 觀測要求

頂板離層指示儀要求每班觀測一次，其余內容，在測站設置2個星期內每天觀測一次，2～4個星期每周觀測2～3次，然后1周觀測1次，變形穩定后，一個月觀測一次。

每次觀測除了記錄上述內容外，還要記錄觀測時間、最新測站與掘進面的距離。

6 技術結論

本研究針對徐莊煤礦-750 m水平超大斷面硐室，綜合分析了硐室斷面尺寸、形狀和巖層層位對硐室圍巖穩定性的影響，理論計算硐室圍巖支護參數、數值模擬優化支護方案，提出硐室圍巖控制的建議支護形式和參數，具體結論如下：

（1）硐室寬度由4.8 m增大到8.8 m，硐室面積由24.7172 m2增大到83.0865 m2，硐室頂板下沉量增加370.15 mm，硐室底板鼓起量增加274.31 mm，硐室高幫移近量增加276.47 mm；硐室低幫移近量增加276.47 mm硐室寬度由4.8 m增大到8.8 m，硐室面積由24.7172 m2增大到83.0865 m2，硐室頂板塑性區增加7.30 m，硐室底板塑性區增加6.46 m，硐室高幫塑性區增加8.72 m；硐室低幫塑性區增加9.45 m；硐室斷面尺寸對硐室圍巖穩定性具有顯著影響，隨著硐室斷面尺寸的增加，硐室圍巖變形量增加，硐室圍巖變形量與硐室尺寸呈正比關系；硐室圍巖塑性區范圍增加，塑性區范圍與硐室尺寸呈正比關系。

（2）與矩形硐室相比，直墻半圓拱形硐室頂板下沉量減小約70 mm，高幫圍巖移近量減小了49.71 mm，低幫圍巖移近量減小了 51.05 mm，隨著硐室頂板有平頂向弧形頂板過渡的過程中，硐室頂板塑性破壞范圍減小，應力分布向有利的方向發展，說明采用弧形硐室對于硐室圍巖穩定性控制具有一定作用。

（3）頂板在砂質泥巖中硐室圍巖變形量比在砂巖中增加41.66%，塑性區方位增加29.00%，超大斷面穿層硐室圍巖支護設計過程中，要考慮有硐室圍巖的非均質性導致圍巖的非對稱變形，加強軟弱圍巖部位的支護強度，才能夠實現硐室圍巖穩定控制。

（4）建議采用錨網噴進行超大斷面硐室圍巖控制，理論計算硐室支護參數，數值模擬進行支護參數校核，確定錨桿Φ22 mm×3000 mm，間排距 800 mm ×800 mm；幫部錨索Φ21.6 mm×7200 mm，頂部錨索規格為Φ21.6×10000 mm，間排距1600 mm ×1600 mm；錨索托梁為18#槽鋼制作，長度2000 mm，每個錨索托梁布置兩根錨索；鋼筋網網片由Φ6.5 mm圓鋼筋焊制，網格100×100 mm，網片規格2000×1000 mm；噴漿護表，噴層厚度100 mm。

（5）超大段面硐室施工過程中，應加強安全防護，保證工人施工的安全；施工時應實時進行巷道圍巖穩定性監控，保證施工質量及安全。

7 效益分析

（1）經濟效益。該項目實施后，預計每年可節省大型設備拆裝人工成本及運輸管理費用合計90萬元。

（2）社會效益。有效解放副井運輸能力保障礦井西翼開拓生產接續；提高工作面安裝拆除速度降低防滅火管理壓力；緩解集中運輸壓力提高運輸安全保障能力；減少拆分、組裝等工序，降低因拆分及組裝等工作帶來的安全風險。

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作者簡介：杜洋（1988-），男，山西芮城人，本科，助理工程師，從事煤礦井工設計工作。