高帮大断面硐室围岩稳定性及支护技术研究

石　蒙，鞠文君，汪占领

(1.煤炭科学研究总院开采设计研究分院，北京100013; 2.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京100013)



高帮大断面硐室围岩稳定性及支护技术研究

石蒙1，2，鞠文君1，2，汪占领1，2

(1.煤炭科学研究总院开采设计研究分院，北京100013; 2.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京100013)

［摘要］小纪汗煤矿主排水泵房布置在复合岩层中，采用半圆拱型断面，宽6.04m，高8.92m，掘进断面50m2，为高帮大断面永久硐室，支护难度大、要求高。运用数值模拟方法分析得出了高帮大断面硐室围岩变形破坏特征为以两帮破坏为主的结论，提出了做好控顶工作的同时应着重加强帮部支护的设计思想。采用以高强锚杆、锚索为主体的锚网喷联合支护方案，有效地控制了围岩变形，收到了良好的支护效果。

［关键词］高帮大断面硐室;围岩稳定性分析;锚杆支护

［引用格式］石蒙，鞠文君，汪占领.高帮大断面硐室围岩稳定性及支护技术研究［J］.煤矿开采，2015，20 (2) : 47－49，55.

大断面硐室支护是目前矿山面临的难题之一，与中小断面的巷硐相比，井下大断面硐室的支护与施工存在以下几个关键问题:硐室跨度和高度的增加，降低了其稳定性，增加了支护的难度;施工难度、特别是施工安全管理的难度增大;对支护结构提出更高要求、支护强度和围岩稳定性应协调控制;硐室形状和高宽比例多样，要求支护设计必须有针对性［1］。本文以小纪汗煤矿主水泵房高帮大断面硐室为例，对大断面硐室支护技术进行探索。

1　工程概况

小纪汗煤矿主排水泵房埋深在300m左右，设计为半圆拱型断面，掘进毛宽6.04m，毛高8.92m，其中墙高5.9m，掘进断面50m2，长度134.5m。巷道断面下部1.6m位于煤层，上部位于细粒砂岩岩层，中间夹一层泥岩(如图1所示)。应力解除法测试得到小纪汗煤矿地应力:最大主应力为11.25MPa，方位角为206.06°;最小主应力为8.93MPa，方位角为117.41°;最大最小主应力均为水平应力，垂直主应力10.23MPa，为中间主应力。由于原岩应力方向性不强，所以主应力方向对巷道及工作面的影响不明显。

图1　主水泵房围岩层位

2　高帮大断面硐室围岩稳定性分析

针对大断面硐室围岩稳定性的研究，国内学者做了许多工作。文献［2］运用数值模拟方法对不同形状的大断面巷道进行模拟分析，得出直墙半圆拱形巷道从控顶护帮角度上稳定性优于矩形巷道的结论。肖同强［3］等研究表明:随硐室宽度、高度及断面面积的增大，围岩应力降低区范围增大，顶板、两帮、底板应力集中系数增大。韦寒波［4］对大断面硐室围岩的应力分析表明:在硐室拱角处存在一定范围的剪切破坏区，在底板处还存在一定范围的应力松弛区，这两处应是加强支护的重点部位。张占涛［5］针对大断面煤巷变形破坏规律，研究了不同巷道宽度对巷道破坏的影响效果，巷道越宽，围岩破坏程度越大，大跨度巷道要在顶板增加大吨位锚索，已达到“减跨”之目的。薛军正［6］认为大断面硐室相对于小断面巷道掘进后围岩内分布的应力水平更高，围岩在更高的应力环境中受到挤压，产生屈服、剪切滑移，产生塑性剪胀变形和张裂破碎，从而引起硐室全断面出现大变形。

小纪汗矿主排水泵房所在层位比较特殊，硐室上部有一层较软泥岩夹层，下部有1.6m位于煤层之中，而且硐室高度很高，达到了8.92m，大于硐室的跨度。这在以往的大断面硐室中比较少见，也是支护的特点和难点所在。因此，在进行支护工作之前首先需要针对此硐室的围岩稳定性进行具体分析，得出围岩变形破坏的形式和需要加强支护的重点部位，本文主要运用数值模拟的方法进行分析。

应用Flac3D软件，根据实测岩层物理力学参数和地质力学参数建立数值模型，模拟主排水泵房开挖后不支护情形下围岩应力分布、位移变化和塑性区分布状况，硐室按实际施工情况采用分步台阶式开挖。数值模拟结果(如图2)表明:

(1)由于硐室高度很高，高跨比达到了1.47，帮部位移大于顶底板位移，尤其是在下部位于煤层中的部分，帮部位移量最大达到120mm，顶板下沉最大为80mm。

(2)硐室开挖后应力传递路径阻断，原岩应力重新分布，两帮深度3～7m范围内出现垂直应力集中，应力集中系数最大为1.6;靠近顶板围岩水平应力集中，集中系数最大为1.4;顶底板表面浅部出现小范围的拉应力区。

(3)两帮围岩塑性区范围较大，主要是剪切破坏，顶板及拱角剪切破坏塑性区范围不是很大，底板浅部呈现拉伸破坏趋势。

通过围岩稳定性分析和以往工程经验，小纪汗矿主排水泵房由于硐室高度大，支护的重点部位为两帮，在做好控顶工作的同时，应着重加强帮部支护，必要时打底板锚杆。

图2　数值模拟结果

3　加固支护方案

根据以上对高帮大断面硐室稳定性分析和确定的设计思想，根据工程经验及数值模拟程序比较和分析了多个方案，从中选出了一个最优支护方案。主要采用树脂加长锚固锚杆组合支护系统，顶板及两帮进行锚索补强，并喷射混凝土(锚杆锚索布置如图3所示)，主要支护参数如下:

图3　硐室断面支护布置

锚杆杆体为20号左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.4m，杆尾螺纹为M22，螺纹长度150mm，配高强度螺母。锚固方式为树脂加长锚固，采用2支低粘度锚固剂，锚固长度为1300mm。顶板钢筋网在安装锚杆时装好，网孔规格150mm×150mm。顶板锚杆排距800mm，每排13根锚杆，间距800mm。两帮锚杆排距800mm，每排16根锚杆，间距800mm。锚杆预紧扭矩不低于400N·m。

锚索材料为22mm，1×19股高强度低松弛预应力钢绞线，长度6.3m，树脂加长锚固，锚固长度2700mm。顶板打5根锚索，间距2000mm，排距3200mm。两帮每帮打3根锚索，最上部一根锚索与中间锚索间距2700mm，最下部锚索与中间锚索间距为800mm，最下部锚索距底板300mm，帮锚索排距1600mm，锚索张拉预紧力为200～250kN。

混凝土终喷厚度100mm，强度等级为C20，喷浆所用水泥为普通硅酸盐水泥，标号为32.5号。

4　加固支护效果

锚杆支护实施于井下后，进行综合监测，以此作为反映支护效果的重要依据。在主水泵房硐室中，共设1个测站，掘进50m后安装测站，测站包括2个巷道表面位移监测断面，1个顶板离层监测断面，1个锚杆受力监测断面。

从硐室围岩表面位移结果(图4)看，围岩变形在开始30d内较为激烈，45d后完全稳定下来。左帮移近量稳定在10mm，右帮移近量最大为16mm，顶板下沉量稳定在3mm，巷道底鼓量为19mm左右。由于底板没有支护，且处在煤层中，变形量最大，但尚在许可范围内，不然需补打底板锚杆。硐室围岩在支护后变形明显收敛，区域围岩稳定，围岩得到有效控制。

图4　主排水泵房表面位移监测

顶板离层监测曲线如图5所示。通过顶板离层监测显示:该测点处巷道浅部离层为1.7mm左右，深部离层为1.3mm左右，总离层值为3.0mm左右。由此可以看出，主水泵房硐室的顶板非常稳定，基本没有离层，设计支护方式成功地控制了围岩变形及围岩内部离层的发生。

图5　主排水泵房顶板离层监测

锚杆受力监测结果如图6所示。由锚杆受力曲线可以看出:锚杆的受力在40～80kN之间，随着掘进的向前推进，锚杆受力逐渐增加，顶锚杆稳定在70～80 kN之间;帮锚杆稳定在60 kN之间。顶锚杆受力为锚杆屈服极限的50%～67%。表明锚杆、锚索的支护强度是合理的。

图6　主排水泵房锚杆受力监测

采用高强锚杆支护后，巷道最大变形量只有20mm左右，总离层量只有3mm，巷道顶板完整稳定，巷道围岩的承载能力明显提高。可见高预紧力锚杆锚索支护系统有效地控制了巷道围岩变形，减小了巷道围岩破碎程度，避免了由于围岩变形过大导致喷浆开裂的现象，减少了维护费用和维护工程量，大大降低了施工难度，提高了主水泵房的使用寿命，支护效果明显改善。

5　结论

(1)高度大于跨度的大断面硐室开掘后两帮的破坏程度要大于顶底板，两帮位移和应力集中程度也较大，在做好控顶工作的同时，应着重加强帮部支护。硐室底板易出现拉应力区，且一般底板不进行支护，在实际支护工作中应注意底板破坏情况，必要时需打设底板锚杆。

(2)位于复合层位的大断面硐室，由于位于煤层部分围岩强度较低，变形较大，不利于硐室整体稳定，硐室的这部分应提高支护强度。

(3)以高强锚杆、锚索为基础的锚网喷支护显著提高了井底大断面硐室的支护效果，有效地控制了硐室围岩变形，减小了巷道围岩破碎程度，可有效提高硐室使用寿命，保证工作安全。

［参考文献］

［1］康红普，王金华，等.煤巷锚杆支护理论与成套技术［M］.北京:煤炭工业出版社，2007.

［2］寇永嘉.大断面巷道硐室围岩控制及锚固支护技术研究［D］.太原:太原理工大学，2011.

［3］肖同强，李化敏，杨建立，等.超大断面硐室围岩变形破坏机理及控制［J］.煤炭学报，2014，39 (4) : 631－636.

［4］韦寒波，高谦，余伟健，等.大断面硐室开挖支护与围岩稳定性分析［J］.中国矿业，2007，16 (10) : 80－82，85.

［5］张占涛，鞠文君.大断面煤巷变形破坏规律与支护对策［J］.煤矿开采，2009，14 (2) : 86－88，53.

［6］薛军正，都海龙.井底大断面关键永久硐室围岩变形机理及其控制技术［J］.煤矿开采，2014，19 (3) : 85－89.

［责任编辑:王兴库］

Surrounding Rock Stability and Supporting of Cavern with High Wall and Large Section

SHI Meng1，2，JU Wen-jun1，2，WANG Zhan-ling1，2

(1.Coal Mining＆Designing Research Branch，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China; 2.Coal Mining＆Designing Department，Tiandi Science＆Technology Co.，Ltd.，100013，China)

Abstract:Main drainage pump room was in combined rock.The semicircular-arch-shape pump cavern was 6.04m wide and 8.92m high and its area reached 50m2.For the high-wall and large-section permanent cavern，supporting was difficult.Applying numerical simulation method，it was obtained that two-side of the cavern was main failure location.Supporting design of reinforcing two-side supporting on the premise of controlling roof was put forward.After applying combined supporting projection of anchored mesh and spraying with high-strength anchored bolt and cable，surrounding rock deformation was controlled effectively and supporting effect was excellent.

Keywords:high-wall and large-section cavern; stability analysis of surrounding rock; anchored bolt supporting

［作者简介］石蒙(1988－)男，山东肥城人，在读硕士研究生，主要从事巷道矿压理论与支护技术研究

［基金项目］国家科技支撑计划课题(2012BAK04B08) ;天地科技公司研发项目(KJ－2013－TDKC－05) ;天地科技开采设计事业部生产力转化基金项目(KJ－2013－TDKC－07)

［DOI］10.13532/j.cnki.cn11－3677/td.2015.02.014

［收稿日期］2014－09－08

［中图分类号］TD353

［文献标识码］A

［文章编号］1006-6225 (2015) 02-0047-03