大断面巷道围岩控制与应用技术研究

大断面巷道围岩控制与应用技术研究

张昭田

身份证号码： 3203221979112**** 江苏省 徐州市 221611

摘要：为满足姚桥煤矿现有技术装备水平升级的需要对特殊巷道进行扩刷，大断面巷道围岩控制及支护方式、参数的确定是困扰已久的难题，姚桥煤矿采用先初步理论计算，再进行数值模拟分析，依据分析结果对原支护参数进行优化补充的方式，解决了如何选择合适的围岩条件和确定支护方式及参数的难题。

关键词：大断面 巷道 围岩控制 理论计算 支护技术

1 导言

煤矿生产中随着对现有技术装备水平进行升级，部分老矿井巷道不能满足设备外观尺寸的要求，必须对特殊巷道进行扩刷，姚桥煤矿最大扩刷断面达80平方米，如果围岩得不到有效控制，极易发生冒顶事故，无法满足使用要求。目前国内对超大断面支护的研究发展迅速，对岩层顶板的破坏原因、破裂岩体的锚固规律及影响因素、支护预紧力的作用机理做了较深入的分析，研究成果可为大断面巷道围岩的变形规律及控制技术研究起到很好的参考作用。

2 大断面巷道围岩控制技术

2.1 基础数据的选择及测试

为实现超大断面硐室稳定控制，参照现有支护控制案例，确定采用锚网喷组合支护形式。而锚网支护是充分利用围岩自身承载能力，因此选择自承载能力强的巷道围岩条件至关重要。依据主次承载区支护理论，巷道开挖后，在围岩中形成拉压域。压缩域在围岩深部，处于三向应力状态，是维护巷道稳定的主承载区；张拉域在巷道周围，通过支护加固，也有一定的承载力，称为次承载区。主、次承载区的协调作用决定巷道的最终稳定，而浅部张拉区围岩强度的高低是锚杆支护是否成功的关键。巷道位于-650水平，地应力测试结果显示，区域水平地应力较高，最大主应力14.79MPa，与铅垂方向成103.83º夹角，中间主应力σ2与铅垂方向有较小的夹角为16.39º，最小主应力σ3接近水平方向，与铅垂方向的夹角为98.63°。煤岩物理力学性能测试实验结果显示该区域7煤老顶砂岩较厚，各项力学性能较好，适合超做为大断面硐室围岩。

2.2 支护参数形式与参数的计算

2.2.1锚索长度计算：对于超大断面硐室，硐室跨度对支护参数的选取影响比较大，长锚索的长度可采用与硐室跨度有关的经验公式进行计算，其计算公式为：X=(0.7×span)^0.7+2、X=5+0.125×（span-6）、X=(span+18.46)/5.4式中：X为锚索长度，m；span为硐室跨度，m。硐室宽度为8.8 m，分别采用上述三个经验公式进行计算，得到锚索的长度分别为6.84 m、5.35 m和5.04 m，综合分析认为，锚索长度为7.0 m时可以满足要求。为确保顶板稳定，且考虑施工方便，顶板采用10000 mm锚索，两帮采用7200 mm锚索。

2.2.2锚杆长度计算：按照悬吊理论计算锚杆长度，锚杆长度能够满足控制硐室冒落拱范围内的破碎岩体，计算公式：L=KH+L₁+L₂ ,式中：L为锚杆长度，m；H为冒落拱高度，m；K为安全系数，一般取2；L₁为锚杆如稳定岩层的深度，m，一般按经验取0.5 m；L₂为锚杆在硐室中的外露长度，m，一般取0.1 m。冒落拱高度H按照： H=B/2f 计算，式中B为硐室宽度，8.8 m；f为岩层坚硬系数，砂岩取4。计算得到锚杆长度为2.9 m，为了提高超大断面硐室围岩的稳定性，取锚杆长度为3.0 m。

2.2.3锚杆间排距计算：锚杆间排距按a=√Q/K₁Hr 计算。式中： 为锚杆间排距，m；Q为设计锚固力，取150 KN；H为冒落拱高度，取1.1 m； 为悬吊破碎岩层的密度，近似取25.0 KN/m3；K₁为安全系数，取4。计算得到锚杆间排距为0.95 m。

2.2.4锚杆直径计算：按照锚杆杆体承载力与锚固力等强度原则，锚杆杆体直径计算公式：D=35.52×√Q/σt 式中，D为锚杆直径，mm；Q为锚固力，kN；σt为锚杆杆体材料的抗压强度。计算得到D=19.26 mm，常用锚杆直径有16 mm、18 mm、20 mm、22 mm和25 mm几种，选择锚杆直径为22 mm。

2.3支护形式与参数模拟校核

依据理论计算初步确定的支护形式与参数，利用连续介质快速拉格朗日差分法FLAC（Fast Lagrangian Analysis of Continua）进行数值模拟分析校核，验证支护参数能否有效控制超大断面硐室围岩变形。根据类似巷道开窝2个月内围岩变形云图，与未支护状态对比：硐室顶板下沉量：未支护时432.28 mm，支护后52.65 mm。硐室底板鼓起量：未支护时239.74 mm，支护后110.25 mm。硐室两帮移近量：未支护时363.20 mm，支护后120.79 mm。与未支护条件相比，采用锚杆、锚索进行支护能够显著减小硐室围岩的变形量，围岩变形量小于150 mm，能够满足硐室使用要求。同时数值模拟结果显示巷道开挖支护一个月后变形趋于稳定。

2.4 支护参数形式与参数的计算

锚杆采用Φ22×3000 mm左旋螺纹钢高强锚杆，锚杆间排距为800×800 mm；锚杆要均匀布置。锚杆托盘规格为150 mm×150×δ10 mm冲压球状托盘。锚杆外露长度为30~50 mm。钢筋网网片由Φ6.5 mm圆钢筋焊制，网格100×100 mm，网片规格2000×1000 mm，网片与网片间搭接长度不小于100 mm，用14#铁丝双股绑扎联网，连接长度不大于200 mm。帮部锚索规格为Φ21.6×7200 mm，锚索托梁为18#槽钢制作，长度2000 mm，每个锚索托梁布置两根锚索，锚索间排距1600×1600 mm。外露长度为150~250 mm。顶部锚索规格为Φ21.6×10000 mm，锚索托梁为18#槽钢制作，长度2000 mm，每个锚索托梁布置两根锚索，锚索间排距1600×1600 mm。外露长度为150~250 mm。针对硐室顶板砂质泥岩塑性区范围较大，顶部增加21.6mm×6300mm注浆锚索，注浆锚索及锚索插花布置，间排距为1600mm×1600mm，同时采用水泥注浆材料对0～2.5m的破碎区和2.5～6m塑性区实施注浆加固，浅孔为42mm×3000mm，注浆压力为0.5MPa，深孔为42mm×8000mm，注浆压力为1.5MPa，间排距均为3000mm×3000mm。喷浆、铺底和水沟砌筑混凝土强度等级均为C20，支护后及时进行初喷，初喷厚度50mm；巷道变形稳定后进行复喷，厚度50mm；喷浆总厚度为100 mm。待巷道围岩变形稳定后浇筑行车柱。

3 应用效果及结论

为围岩控制技术使用的安全性和硐室围岩稳定性，在巷道掘进后采用设置相应的测站，对巷道围岩位移进行观察，根据观测结果显示硐室开窝后支护初期硐室围岩处于活动期，待巷道逐步微变形后巷道支护向围岩提供更强的轴向约束力，硐室开窝1个月后围岩变形趋于稳定，确定合适的钢筋混凝土行车柱浇筑时间。大断面巷道围岩控制技术在姚桥煤矿成功应用的关键在于强度高、自承载能力强的围岩条件有利于充分发挥锚杆、索的主动支护性能，支护设计初期的煤岩物理学性能测试及区域地应力测试至关重要。

参考文献

[1]虎生武.红石湾煤矿开采工程活动对地表沉陷影响数值模拟分析[J].内蒙古煤炭经济,2016(24):29-30.

[2]常存玮.煤矿采煤掘进工作中高强支护技术的应用探究[J].科技风,2018(36):141.

[3]孟庆彬. 煤矿软岩巷道工程支护的研究现状与展望 [J].煤，2011(01):8-13.