董金勇

(河南永煤集團 新橋煤礦，河南 永城 476600)

某礦Ⅱ61下采區(qū)作為礦井-800 m水平以下的首采區(qū)，巷道平均埋深接近900 m，其軌道下山掘進后常規(guī)斷面巷道變形嚴重，相比于普通巷道，深部硐室圍巖控制難度更大，具體體現(xiàn)在以下兩個方面：1) 由于硐室內(nèi)機電設備布置的特殊性，致使硐室斷面形狀復雜多變，圍巖應力環(huán)境相對復雜，而且硐室高度、跨度普遍較大，施工工藝相對復雜，常用的臺階施工方法在施工過程中的施工擾動更是加大了硐室的支護難度[1-2]。2) 對于某些特殊硐室，由于需要開挖基礎并在底板布置機電設備，一旦硐室底板出現(xiàn)不均勻隆起，將導致機電設備無法正常運轉(zhuǎn)，甚至造成重大事故，此類硐室對底板底鼓量要求十分嚴格?；诖?，對深部大斷面軟巖硐室圍巖控制技術(shù)展開研究，具有重要的現(xiàn)實意義。

1 工程概況

架空乘人裝置人車硐室為新掘硐室，埋深900 m，理論所處垂直應力約為24 MPa，硐室受EF31正斷層影響構(gòu)造應力較大，已有研究結(jié)果表明，構(gòu)造應力往往數(shù)倍于原巖應力，若應力集中系數(shù)按2～3考慮，則斷層構(gòu)造帶處垂直應力將達到48 MPa以上。硐室斷面凈寬×凈高=6 m×4.8 m，掘進揭露圍巖主要為泥巖及泥沙巖，且在斷層帶影響圍巖內(nèi)部節(jié)理裂隙發(fā)育。另外，通過對離硐室10 m位置相同斷面巷道進行地質(zhì)雷達圍巖松動圈測試，此處巷道支護采取一次錨網(wǎng)支護，測試結(jié)果見圖1，大斷面硐室全斷面塑性區(qū)都比較發(fā)育，巷道圍巖穩(wěn)定性越差，硐室支護越困難。

圖1 硐室圍巖松動圈發(fā)育范圍示意圖

2 深部硐室圍巖控制技術(shù)

現(xiàn)有深部巷道支護理論與技術(shù)表明[3-5]，要有效控制巷道圍巖變形，需要進行二次支護。深部大段面巷道圍巖松動圈實測結(jié)果表明，僅采取一次支護，巷道圍巖松動圈全斷面都較大，現(xiàn)場圍巖監(jiān)測結(jié)果顯示巷道圍巖變形嚴重，兩幫和頂?shù)装逡平吭?0天內(nèi)都超過了400 mm，變形量大且呈現(xiàn)持續(xù)流變，為此對架空乘人裝置人車硐室提出了二次高強全斷面錨網(wǎng)支護技術(shù)。

2.1 二次支護時機分析

建立FLAC2D模型分析采用一次支護后硐室圍巖變形特征，在巷道的幫腳、起拱線以及拱部與水平方向呈15°、30°、45°、60°、75°、90°處分別設置8 m深的監(jiān)測線，監(jiān)測線從巷道幫腳到拱頂分別命名為1#、2#、3#…9#，并且在監(jiān)測線上每隔1 m設置監(jiān)測點，見 圖2。

圖2 硐室監(jiān)測線布置示意圖

一次支護后巖圍變形量見圖3。

圖3 一次支護后圍巖變形量圖

硐室圍巖變形分為3個階段：1) 變形移動劇烈階段見圖3中0～200步，硐室圍巖變形快且變形量大，達到了總變形量的65％以上。2) 變形平緩階段見圖3中200～2 500步，圍巖變形平緩，變形量為總變形量25％以上，前兩個階段變形量占據(jù)了95％。3) 相對穩(wěn)定階段見圖3中2 500～3 687步，硐室圍巖變形趨于穩(wěn)定。

從一次支護后的時步變化可以看出，圍巖持續(xù)變形時間約2 500時步，為分析二次錨網(wǎng)支護時機對圍巖變形量的影響，分別在一次支護后不同時步進行二次錨網(wǎng)支護，得到的圍巖位移變化曲線見圖4(僅列出0步及200步)。

a) 一次支護后直接二次支護

b) 一次支護200步后二次支護

由圖4可知，0步時，即一次支護過程中直接進行二次錨網(wǎng)支護，圍巖變形速度與不進行二次錨網(wǎng)支護時圍巖變形速度基本相當，圍巖總體變形量只小幅下降；200步時，圍巖變形分3階段，第一階段為一次支護后圍巖變形能的釋放，此時圍巖變形速度較快，在第200步，進行二次錨網(wǎng)支護后圍巖變形速度明顯減緩，與其他3種支護時機相比，圍巖變形量最小，二次支護在變形劇烈階段到變形平緩階段的拐點進行為宜。

2.2 錨桿(索)預緊力合理匹配

錨網(wǎng)支護時，錨桿延伸率高，比如該礦d20 mm螺紋鋼錨桿的桿體延伸率≥15％，錨索的延伸率低<1.8％，若二者預緊力不匹配，二者的剩余變形量相差較大，在整個支護過程中不能同步承載，如錨桿預緊力低、錨索預緊力大，錨桿起不到主動支護作用，錨索預緊力高導致初期載荷集中于錨索，延伸率低，增阻快，錨索拉力超過破斷載荷導致錨索被拉斷，錨索應保持合適預緊力，留有較大的變形量，適用圍巖的離層與變形。錨桿索變形能力匹配公式如下[6]：

式中：

Psmax—錨索極限載承能力，kN；

Pgmax——錨桿極限載承能力，Pa；

Ps0—錨索初錨力，kN；

Pg0—錨桿初錨力，kN；

ds—錨索每絲直徑,mm；

dg—錨桿直徑，mm；

σbs—錨索材料極限強度，kN；

σbg—錨桿材料極限強度，kN；

ls—錨索長度,m；

lg—錨桿長度，m；

δs—錨索延伸率；

δg—錨桿延伸率；

n—錨索絲數(shù)，取7。

2.3 底板支護效果分析

架空乘人裝置人車硐室底板巖層主要為砂質(zhì)泥巖，不屬于膨脹性圍巖，因此其主要是擠壓流動性底鼓。當兩幫和頂板圍巖得到有效控制，而底板未采取控底措施時(圖5)，相當于承載結(jié)構(gòu)的薄弱部位，底板容易成為變形突破口，采取控底措施后，底板與幫頂支護承載結(jié)構(gòu)形成“框式”承載結(jié)構(gòu)，見圖5b)?？刂频坠牡耐瑫r在幫腳處提供了有利的著力“支撐點”，避免了幫部支護承載結(jié)構(gòu)在幫腳處的局部薄弱。

a) 底板未支護 b) 底板支護

3 深部硐室支護方案

硐室設計巷寬6 m、高4.8 m，一次支護錨桿規(guī)格d20 mm×2 400 mm，錨桿間排距800 mm×800 mm，一次支護后，對巷道進行初噴，保證巷道成型。采用高強度二次錨網(wǎng)支護對巷道圍巖進行加固，在一次錨網(wǎng)支護兩排錨桿間實施二次高強錨網(wǎng)索支護，二次支護錨桿規(guī)格d20 mm×3 000 mm，錨索規(guī)格d17.8 mm×7 000 mm，采用斷面A和斷面B相間布置，排距1 600 mm，展開圖見圖6。底板布置d20 mm×2 400 mm錨桿，間排距為800 mm×800 mm。

圖6 架空乘人裝置人車硐室支護展開圖

現(xiàn)場實際實施采取臺階施工法，硐室整體一次支護施工35天完畢，布置測定進行位移監(jiān)測，硐室變形劇烈階段已過，因此，立即進行二次支護。

二次支護錨桿規(guī)格d20 mm×3 000 mm，錨索規(guī)格d17.8 mm×7 000 mm，以錨索支護為主體，優(yōu)先考慮錨索預緊力。二次支護中以錨索預緊力為100 kN，代入各項錨桿、錨索特征數(shù)值，計算得出錨桿最優(yōu)匹配預緊力為39.5 kN，需要扭力扳手施工至300 N·m，能保證達到39.5 kN，因此，對二次支護的錨桿要提高錨桿扭矩，以達到變形匹配。

4 硐室支護效果分析

根據(jù)1、2、3測站觀測的二次支護完成后巷道表面位移的觀測結(jié)果得出，硐室兩幫和頂?shù)装逦灰圃谥ёo完成兩個月左右趨于穩(wěn)定，巷道頂?shù)装逡平枯^大，1、2、3測點頂?shù)装遄畲笠平糠謩e為：65 mm、71 mm、54 mm；兩幫最大位移量分別為：32 mm、23 mm、36 mm，平均為30 mm；頂?shù)装迤骄平窟_到了63 mm，大于兩幫平均位移量，平均變形速率約0.7 mm/d，這是因為巷道底板在二次支護后沒有立即采取支護措施，幫頂支護完成后，底板成了圍巖變形釋放的突破口。巷道兩幫變形量較小，兩幫最大位移量平均為30 mm，平均變形速率約0.33 mm/d，但現(xiàn)在圍巖位移速度已趨于零，顯示了二次錨網(wǎng)索支護技術(shù)在深部巷道中良好的支護效果。

5 結(jié) 論

由于硐室斷面形狀復雜多變，應力環(huán)境復雜，而且硐室高度、跨度普遍較大，施工工藝相對復雜，常用的臺階施工方法在施工過程中的施工擾動更是加大了硐室的支護難度，且對于某些特殊硐室有嚴格的控底要求，大斷面硐室支護難度大。通過實施二次高強全斷面錨網(wǎng)支護，圍巖監(jiān)測結(jié)果表明，硐室圍巖變形量小，圍巖變形得到了有效控制。

[1]任愛武.柳海礦泵房吸水井立體交叉硐室群集約化新設計研究[D].北京:中國地質(zhì)大學,2006.

[2]米德才.淺埋大跨度硐室群圍巖穩(wěn)定性工程地質(zhì)研究[D].成都:成都理工大學,2006.

[3]張永將，謝廣祥.深井高地壓軟巖.巷道二次支護技術(shù)研究及應用[J].中國煤炭，2006(11)：32-33.

[4]魯 巖，柏建彪，鄒喜正.深井軟巖巷道確定二次支護時機的研究[J].煤炭科學技術(shù)，2007(8)：47-48.

[5]常慶糧，周華強，李大偉.軟巖破碎巷道大剛度二次支護穩(wěn)定原理[J].采礦與安全工程學報，2007：16-17.

[6]牛福龍.錨桿錨索變形匹配技術(shù)在巷道支護中的應用[J].煤炭科學技術(shù)，2010(6)：27-31.