高幫大斷面硐室圍巖穩(wěn)定性及支護(hù)技術(shù)研究

石　蒙，鞠文君，汪占領(lǐng)

(1.煤炭科學(xué)研究總院開采設(shè)計(jì)研究分院，北京100013; 2.天地科技股份有限公司開采設(shè)計(jì)事業(yè)部，北京100013)

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高幫大斷面硐室圍巖穩(wěn)定性及支護(hù)技術(shù)研究

石蒙1，2，鞠文君1，2，汪占領(lǐng)1，2

(1.煤炭科學(xué)研究總院開采設(shè)計(jì)研究分院，北京100013; 2.天地科技股份有限公司開采設(shè)計(jì)事業(yè)部，北京100013)

［摘要］小紀(jì)汗煤礦主排水泵房布置在復(fù)合巖層中，采用半圓拱型斷面，寬6.04m，高8.92m，掘進(jìn)斷面50m2，為高幫大斷面永久硐室，支護(hù)難度大、要求高。運(yùn)用數(shù)值模擬方法分析得出了高幫大斷面硐室圍巖變形破壞特征為以兩幫破壞為主的結(jié)論，提出了做好控頂工作的同時(shí)應(yīng)著重加強(qiáng)幫部支護(hù)的設(shè)計(jì)思想。采用以高強(qiáng)錨桿、錨索為主體的錨網(wǎng)噴聯(lián)合支護(hù)方案，有效地控制了圍巖變形，收到了良好的支護(hù)效果。

［關(guān)鍵詞］高幫大斷面硐室;圍巖穩(wěn)定性分析;錨桿支護(hù)

［引用格式］石蒙，鞠文君，汪占領(lǐng).高幫大斷面硐室圍巖穩(wěn)定性及支護(hù)技術(shù)研究［J］.煤礦開采，2015，20 (2) : 47－49，55.

大斷面硐室支護(hù)是目前礦山面臨的難題之一，與中小斷面的巷硐相比，井下大斷面硐室的支護(hù)與施工存在以下幾個(gè)關(guān)鍵問題:硐室跨度和高度的增加，降低了其穩(wěn)定性，增加了支護(hù)的難度;施工難度、特別是施工安全管理的難度增大;對支護(hù)結(jié)構(gòu)提出更高要求、支護(hù)強(qiáng)度和圍巖穩(wěn)定性應(yīng)協(xié)調(diào)控制;硐室形狀和高寬比例多樣，要求支護(hù)設(shè)計(jì)必須有針對性［1］。本文以小紀(jì)汗煤礦主水泵房高幫大斷面硐室為例，對大斷面硐室支護(hù)技術(shù)進(jìn)行探索。

1　工程概況

小紀(jì)汗煤礦主排水泵房埋深在300m左右，設(shè)計(jì)為半圓拱型斷面，掘進(jìn)毛寬6.04m，毛高8.92m，其中墻高5.9m，掘進(jìn)斷面50m2，長度134.5m。巷道斷面下部1.6m位于煤層，上部位于細(xì)粒砂巖巖層，中間夾一層泥巖(如圖1所示)。應(yīng)力解除法測試得到小紀(jì)汗煤礦地應(yīng)力:最大主應(yīng)力為11.25MPa，方位角為206.06°;最小主應(yīng)力為8.93MPa，方位角為117.41°;最大最小主應(yīng)力均為水平應(yīng)力，垂直主應(yīng)力10.23MPa，為中間主應(yīng)力。由于原巖應(yīng)力方向性不強(qiáng)，所以主應(yīng)力方向?qū)ο锏兰肮ぷ髅娴挠绊懖幻黠@。

圖1　主水泵房圍巖層位

2　高幫大斷面硐室圍巖穩(wěn)定性分析

針對大斷面硐室圍巖穩(wěn)定性的研究，國內(nèi)學(xué)者做了許多工作。文獻(xiàn)［2］運(yùn)用數(shù)值模擬方法對不同形狀的大斷面巷道進(jìn)行模擬分析，得出直墻半圓拱形巷道從控頂護(hù)幫角度上穩(wěn)定性優(yōu)于矩形巷道的結(jié)論。肖同強(qiáng)［3］等研究表明:隨硐室寬度、高度及斷面面積的增大，圍巖應(yīng)力降低區(qū)范圍增大，頂板、兩幫、底板應(yīng)力集中系數(shù)增大。韋寒波［4］對大斷面硐室圍巖的應(yīng)力分析表明:在硐室拱角處存在一定范圍的剪切破壞區(qū)，在底板處還存在一定范圍的應(yīng)力松弛區(qū)，這兩處應(yīng)是加強(qiáng)支護(hù)的重點(diǎn)部位。張占濤［5］針對大斷面煤巷變形破壞規(guī)律，研究了不同巷道寬度對巷道破壞的影響效果，巷道越寬，圍巖破壞程度越大，大跨度巷道要在頂板增加大噸位錨索，已達(dá)到“減跨”之目的。薛軍正［6］認(rèn)為大斷面硐室相對于小斷面巷道掘進(jìn)后圍巖內(nèi)分布的應(yīng)力水平更高，圍巖在更高的應(yīng)力環(huán)境中受到擠壓，產(chǎn)生屈服、剪切滑移，產(chǎn)生塑性剪脹變形和張裂破碎，從而引起硐室全斷面出現(xiàn)大變形。

小紀(jì)汗礦主排水泵房所在層位比較特殊，硐室上部有一層較軟泥巖夾層，下部有1.6m位于煤層之中，而且硐室高度很高，達(dá)到了8.92m，大于硐室的跨度。這在以往的大斷面硐室中比較少見，也是支護(hù)的特點(diǎn)和難點(diǎn)所在。因此，在進(jìn)行支護(hù)工作之前首先需要針對此硐室的圍巖穩(wěn)定性進(jìn)行具體分析，得出圍巖變形破壞的形式和需要加強(qiáng)支護(hù)的重點(diǎn)部位，本文主要運(yùn)用數(shù)值模擬的方法進(jìn)行分析。

應(yīng)用Flac3D軟件，根據(jù)實(shí)測巖層物理力學(xué)參數(shù)和地質(zhì)力學(xué)參數(shù)建立數(shù)值模型，模擬主排水泵房開挖后不支護(hù)情形下圍巖應(yīng)力分布、位移變化和塑性區(qū)分布狀況，硐室按實(shí)際施工情況采用分步臺階式開挖。數(shù)值模擬結(jié)果(如圖2)表明:

(1)由于硐室高度很高，高跨比達(dá)到了1.47，幫部位移大于頂?shù)装逦灰?，尤其是在下部位于煤層中的部分，幫部位移量最大達(dá)到120mm，頂板下沉最大為80mm。

(2)硐室開挖后應(yīng)力傳遞路徑阻斷，原巖應(yīng)力重新分布，兩幫深度3～7m范圍內(nèi)出現(xiàn)垂直應(yīng)力集中，應(yīng)力集中系數(shù)最大為1.6;靠近頂板圍巖水平應(yīng)力集中，集中系數(shù)最大為1.4;頂?shù)装灞砻鏈\部出現(xiàn)小范圍的拉應(yīng)力區(qū)。

(3)兩幫圍巖塑性區(qū)范圍較大，主要是剪切破壞，頂板及拱角剪切破壞塑性區(qū)范圍不是很大，底板淺部呈現(xiàn)拉伸破壞趨勢。

通過圍巖穩(wěn)定性分析和以往工程經(jīng)驗(yàn)，小紀(jì)汗礦主排水泵房由于硐室高度大，支護(hù)的重點(diǎn)部位為兩幫，在做好控頂工作的同時(shí)，應(yīng)著重加強(qiáng)幫部支護(hù)，必要時(shí)打底板錨桿。

圖2　數(shù)值模擬結(jié)果

3　加固支護(hù)方案

根據(jù)以上對高幫大斷面硐室穩(wěn)定性分析和確定的設(shè)計(jì)思想，根據(jù)工程經(jīng)驗(yàn)及數(shù)值模擬程序比較和分析了多個(gè)方案，從中選出了一個(gè)最優(yōu)支護(hù)方案。主要采用樹脂加長錨固錨桿組合支護(hù)系統(tǒng)，頂板及兩幫進(jìn)行錨索補(bǔ)強(qiáng)，并噴射混凝土(錨桿錨索布置如圖3所示)，主要支護(hù)參數(shù)如下:

圖3　硐室斷面支護(hù)布置

錨桿桿體為20號左旋無縱筋螺紋鋼筋，長度2.4m，桿尾螺紋為M22，螺紋長度150mm，配高強(qiáng)度螺母。錨固方式為樹脂加長錨固，采用2支低粘度錨固劑，錨固長度為1300mm。頂板鋼筋網(wǎng)在安裝錨桿時(shí)裝好，網(wǎng)孔規(guī)格150mm×150mm。頂板錨桿排距800mm，每排13根錨桿，間距800mm。兩幫錨桿排距800mm，每排16根錨桿，間距800mm。錨桿預(yù)緊扭矩不低于400N·m。

錨索材料為22mm，1×19股高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線，長度6.3m，樹脂加長錨固，錨固長度2700mm。頂板打5根錨索，間距2000mm，排距3200mm。兩幫每幫打3根錨索，最上部一根錨索與中間錨索間距2700mm，最下部錨索與中間錨索間距為800mm，最下部錨索距底板300mm，幫錨索排距1600mm，錨索張拉預(yù)緊力為200～250kN。

混凝土終噴厚度100mm，強(qiáng)度等級為C20，噴漿所用水泥為普通硅酸鹽水泥，標(biāo)號為32.5號。

4　加固支護(hù)效果

錨桿支護(hù)實(shí)施于井下后，進(jìn)行綜合監(jiān)測，以此作為反映支護(hù)效果的重要依據(jù)。在主水泵房硐室中，共設(shè)1個(gè)測站，掘進(jìn)50m后安裝測站，測站包括2個(gè)巷道表面位移監(jiān)測斷面，1個(gè)頂板離層監(jiān)測斷面，1個(gè)錨桿受力監(jiān)測斷面。

從硐室圍巖表面位移結(jié)果(圖4)看，圍巖變形在開始30d內(nèi)較為激烈，45d后完全穩(wěn)定下來。左幫移近量穩(wěn)定在10mm，右?guī)鸵平孔畲鬄?6mm，頂板下沉量穩(wěn)定在3mm，巷道底鼓量為19mm左右。由于底板沒有支護(hù)，且處在煤層中，變形量最大，但尚在許可范圍內(nèi)，不然需補(bǔ)打底板錨桿。硐室圍巖在支護(hù)后變形明顯收斂，區(qū)域圍巖穩(wěn)定，圍巖得到有效控制。

圖4　主排水泵房表面位移監(jiān)測

頂板離層監(jiān)測曲線如圖5所示。通過頂板離層監(jiān)測顯示:該測點(diǎn)處巷道淺部離層為1.7mm左右，深部離層為1.3mm左右，總離層值為3.0mm左右。由此可以看出，主水泵房硐室的頂板非常穩(wěn)定，基本沒有離層，設(shè)計(jì)支護(hù)方式成功地控制了圍巖變形及圍巖內(nèi)部離層的發(fā)生。

圖5　主排水泵房頂板離層監(jiān)測

錨桿受力監(jiān)測結(jié)果如圖6所示。由錨桿受力曲線可以看出:錨桿的受力在40～80kN之間，隨著掘進(jìn)的向前推進(jìn)，錨桿受力逐漸增加，頂錨桿穩(wěn)定在70～80 kN之間;幫錨桿穩(wěn)定在60 kN之間。頂錨桿受力為錨桿屈服極限的50%～67%。表明錨桿、錨索的支護(hù)強(qiáng)度是合理的。

圖6　主排水泵房錨桿受力監(jiān)測

采用高強(qiáng)錨桿支護(hù)后，巷道最大變形量只有20mm左右，總離層量只有3mm，巷道頂板完整穩(wěn)定，巷道圍巖的承載能力明顯提高?？梢姼哳A(yù)緊力錨桿錨索支護(hù)系統(tǒng)有效地控制了巷道圍巖變形，減小了巷道圍巖破碎程度，避免了由于圍巖變形過大導(dǎo)致噴漿開裂的現(xiàn)象，減少了維護(hù)費(fèi)用和維護(hù)工程量，大大降低了施工難度，提高了主水泵房的使用壽命，支護(hù)效果明顯改善。

5　結(jié)論

(1)高度大于跨度的大斷面硐室開掘后兩幫的破壞程度要大于頂?shù)装澹瑑蓭臀灰坪蛻?yīng)力集中程度也較大，在做好控頂工作的同時(shí)，應(yīng)著重加強(qiáng)幫部支護(hù)。硐室底板易出現(xiàn)拉應(yīng)力區(qū)，且一般底板不進(jìn)行支護(hù)，在實(shí)際支護(hù)工作中應(yīng)注意底板破壞情況，必要時(shí)需打設(shè)底板錨桿。

(2)位于復(fù)合層位的大斷面硐室，由于位于煤層部分圍巖強(qiáng)度較低，變形較大，不利于硐室整體穩(wěn)定，硐室的這部分應(yīng)提高支護(hù)強(qiáng)度。

(3)以高強(qiáng)錨桿、錨索為基礎(chǔ)的錨網(wǎng)噴支護(hù)顯著提高了井底大斷面硐室的支護(hù)效果，有效地控制了硐室圍巖變形，減小了巷道圍巖破碎程度，可有效提高硐室使用壽命，保證工作安全。

［參考文獻(xiàn)］

［1］康紅普，王金華，等.煤巷錨桿支護(hù)理論與成套技術(shù)［M］.北京:煤炭工業(yè)出版社，2007.

［2］寇永嘉.大斷面巷道硐室圍巖控制及錨固支護(hù)技術(shù)研究［D］.太原:太原理工大學(xué)，2011.

［3］肖同強(qiáng)，李化敏，楊建立，等.超大斷面硐室圍巖變形破壞機(jī)理及控制［J］.煤炭學(xué)報(bào)，2014，39 (4) : 631－636.

［4］韋寒波，高謙，余偉健，等.大斷面硐室開挖支護(hù)與圍巖穩(wěn)定性分析［J］.中國礦業(yè)，2007，16 (10) : 80－82，85.

［5］張占濤，鞠文君.大斷面煤巷變形破壞規(guī)律與支護(hù)對策［J］.煤礦開采，2009，14 (2) : 86－88，53.

［6］薛軍正，都海龍.井底大斷面關(guān)鍵永久硐室圍巖變形機(jī)理及其控制技術(shù)［J］.煤礦開采，2014，19 (3) : 85－89.

［責(zé)任編輯:王興庫］

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

［作者簡介］石蒙(1988－)男，山東肥城人，在讀碩士研究生，主要從事巷道礦壓理論與支護(hù)技術(shù)研究

［基金項(xiàng)目］國家科技支撐計(jì)劃課題(2012BAK04B08) ;天地科技公司研發(fā)項(xiàng)目(KJ－2013－TDKC－05) ;天地科技開采設(shè)計(jì)事業(yè)部生產(chǎn)力轉(zhuǎn)化基金項(xiàng)目(KJ－2013－TDKC－07)

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

［收稿日期］2014－09－08

［中圖分類號］TD353

［文獻(xiàn)標(biāo)識碼］A

［文章編號］1006-6225 (2015) 02-0047-03