深井软岩巷道大断面硐室支护技术

深井软岩巷道大断面硐室支护技术

李建伟

平顶山天安煤业股份有限公司六矿，河南平顶山，467091

摘要：介绍了五矿己三下延皮带巷机头硐室在软岩巷道内的支护技术和方法，解决了大断面机头硐室变形破坏的难题，为今后深水平软岩巷道支护设计和施工，提供了经验参考。

关键词：大断面硐室  软岩  支护技术

五矿己三下延采区是主力采区，标高在-441.761m—-650m。己三采区2002年豫煤安一号文重新核定为158万t/年。

己三采区及石门巷道在掘进支护较短时间后，出现巷道顶板下沉、两帮变形开裂，底鼓等围岩压力现象，如不及时处理，将影响运输设备的安装使用，易导致输送带跑偏，机器损坏等事故。经设点观测和技术分析，认为在高应力作用下，软岩的性质已发生了很大变化，围岩的能量释放在大幅增加。通过已施工并发生变形破坏的软岩巷道，进行松动圈测试，其松动圈半径达2m以上，最高达3.2m，属大松动圈软岩。

本文介绍了五矿己三下延强力皮带巷机头硐室在软岩内的支护技术和方法。

1 工程地质概况

五矿己三下延强力皮带巷机头硐室设计长度24m，掘进断面31.55㎡。主体工程中部设有煤仓，两边设有电机，绞车电气控制开关。该硐室2010年1月开始施工，2010年10月全部施工结束。该硐室穿过的地层位于山西组砂质泥岩，炭质泥岩，且中间夹有0.5m薄煤层，节理较多，岩石松散破碎，围岩抗压强度低。

2 多种支护原理与技术

（1）采用多中支护原理共同支护技术，控制围岩变形，在深部软岩内开掘硐室，具有围岩压力大，变形量大，自稳时间长的特点。通过采用多中支护原理共同支护技术，使先期支护的让压来缓冲围岩的膨胀压力，后提高工作阻力，控制围岩变形。

（2）锚网喷组合支撑拱共同承载。围岩在锚杆主动支护的作用下，可锁紧破碎岩体，提高岩体的自身强度，形成锚岩组合支撑拱。钢筋网、金属网和喷射混凝土支护，对围岩进行封闭，防止围岩的风化和剥落，有效地提高了锚杆支护能力，增强了围岩支护结构体的承载能力。

（3）锚注支护，增强围岩强度和整体稳定性。由于软岩层松散破碎，通过注浆注入水泥浆液，使松散的围岩胶结成一体，改变了围岩的松散状态。提高了岩体的内摩擦角和内聚力，从而提高了岩体的强度和围岩的整体稳定性以及围岩本身的承载能力。浆液扩散大于围岩松动圈范围，使锚杆的锚固作用得以发挥，锚固力增大，组合支护的支撑能力得到进一步提高。

（4）36U型钢可缩棚子对巷道再次加固，棚距0.6米。铺设冷拔丝钢网，小板刹背，使巷道整体支撑能力又得到进一步提高。

3 支护技术方案

鉴于大断面机头硐室的特殊使用要求和穿过软岩的地质特性，经过反复研究，最终确定采用多种支护原理共同支护技术方案。即拱墙一次掘出，初次使用锚网喷支护，待围岩应力释放，硐室卸压变形稳定后，在进行一次支护。采用钢筋网和锚喷注浆联合支护。底板采用混泥土反拱和锚网注浆的支护技术方案。支护后，在对巷道加设36U型钢可缩棚子。

因硐室断面大，围岩稳定性差，为减少硐室全断面掘进暴露时间，以便及时支护，确保施工安全，硐室施工分为上下两部分，即上部分掘高为4.6m，有拱顶和墙上帮组成；下部分掘深2.21m，为拱底形式，有墙下帮和反拱组成。

3.1 初次支护

初次支护为硐室上部分，采用正台阶法施工。上台阶高位3m，下台阶高为1.6m，台阶长6m。上下台阶掘出后初喷50mm厚混凝土，封闭围岩，减少风化，随后进行锚网支护。锚杆采用￠18mm螺纹钢筋，长1.8m，间排距0.8m，Z2335树脂药卷，全长锚固。金属网采用8号铁丝网，网格80mm×80mm。复喷工作再下台阶的后方进行，喷混凝土50mm，喷混凝土强度C20。硐室初次支护结构如图1所示。

图1  硐室初次支护结构

3.2 变形卸压

机头部硐室经初次支护后，在全长24m范围内设5组观测基点，对硐室拱顶，肩窝、帮、底板定期观测达8个月。开始6个月，硐室变形量较大，底鼓明显，地板下沉290～570mm，两帮及底板移近量达300～500mm，特别是垂直于岩层面的顶板和底帮受力变形较大（图2）。后2个月，硐室变形量很小，为20mm左右，硐室处于稳定状态。

当硐室变形处于稳定后，对硐室全长24m变性破坏段，采用刷大挖除变形破坏围岩至初次支护的设计毛断面，仍采用锚网喷初次支护形式处理，为全断面再次支护做准备。

图2  初次支护后挖除变形破坏围岩支护示意图

3.3 锚网喷和注浆联合支护

在初次支护的基础上，对硐室上部分采用锚网喷加强支护。锚杆采用直径22mm，长2.5m左旋无纵筋螺纹钢高强锚杆，间排距0.8m.菱形布置。锚固剂为Z2335型树脂药卷，锚固剂长度350mm。螺母扭矩为100N.M。钢筋网采用直径11mm螺纹钢筋，间排距0.25m。喷混凝土厚度为100mm，喷混凝土强度C20。锚注锚杆采用直径22mm、长2m钢管制成，间排距1.7m×0.8m,注浆水泥为42.5号普通硅酸盐水泥，单液注浆，水灰比0.7～1.0，注浆压力为1.5～2MPa.

3.4 拱底支护

硐室墙下帮支护，与墙上帮和拱顶的加强支护相同，喷混凝土总厚为200mm。为防止硐室底鼓、底脚变形，硐室底部采用反拱形式，反拱形式采用钢筋网、锚杆和混凝土封底及锚注联合支护。反拱钢筋网采用直径18mm螺纹钢筋，间排距0.3m；锚杆采用直径18mm，长1.8m,间排距0.7m，Z2335型树脂药卷；反拱混凝土厚200mm，混凝土强度C30;锚注锚杆长1.5m，间排距2～3m（图3）.

图3  拱底支护断面图

3.536U支可缩棚子再次加强支护

36U支可缩棚子间距0.6m,铺设金属网，小板500mm一块，金属网每500mm一道14号双股扎丝连接。

4支护施工工艺

4.1 支护设备

（1）锚杆钻机。硐室拱顶锚杆采用MQT-85J2型气动锚杆钻机，钻孔直径32mm。硐室两帮及反拱底锚杆孔采用YT-27型凿岩机钻眼，孔径32mm。

（2）锚注设备。锚注锚杆孔用YT-27型凿岩机钻眼，孔径42mm。注浆用KBY-50-70型注浆泵，最大排量50L∕min，最大工作压力7MPa。

4.2  施工工艺

（1）初次支护施工工艺。上下台阶爆破，出矸→对拱顶及两帮初喷50mm厚混凝土→打拱顶、两帮锚杆孔→安装拱顶、两帮锚杆和挂金属网→全断面复喷50mm混凝土成巷。

（2）再次支护施工工艺。局部挖除变形围岩到毛断面→初喷50mm厚混凝土→打锚杆孔→安装锚杆、挂金属网→喷浆50mm→打拱顶、两帮锚杆孔→安装锚杆→扎钢筋网→复喷100mm成巷→打拱顶锚注锚杆孔→安装锚注锚杆→对顶、帮注浆。

（3）拱底支护施工工艺。挖底刷帮掘反拱→两帮初喷100mm混凝土→打两帮、底角及反拱底锚杆孔和注浆锚杆孔→安装锚杆和注浆锚杆→扎两帮和反拱钢筋网→浇灌混凝土反拱→两帮复喷100mm厚混凝土→对反拱底和两帮注浆→用碎石和砂浆充填反拱

（4）对巷道再次架设36U支可缩型棚支护,间距0.6m。

5  主要施工经验

（1）采用超前锚杆和光爆技术，在软岩中掘进，因围岩松软破碎，为防止冒顶和破坏，凿炮眼前，先在工作面的顶部打8根管缝式锚杆超前支护，管缝式锚杆直径43mm、长1.8m，初锚力40kN.为减少爆破对顶板围岩的冲击震动破坏和扰动，增强顶板的整体稳定性和完整性，周边眼采用间隔孔装药，间距200～250mm，炮眼直径42mm，抵抗线500mm。三级煤矿许用乳化炸药，周边眼集中度为0.07～0.1kg／m。经采用超前锚杆和光爆技术后，硐室顶板围岩成型较好。

（2）加强两底脚连接处的锚注技术。对硐室两底脚采用45°底脚锚杆，并采用锚注支护技术。经使用后，没有出现变形现象。

（3）采用先喷后锚网和三径（锚杆孔直径、锚杆直径、药卷直径）匹配技术。光爆后，为减小围岩风化，采用混凝土及时封闭，解决在软岩内打锚杆孔，易造成孔口震动破坏、塌孔和锚杆托板、金属网不贴岩面及锚固效果差的问题。采用先喷后锚网支护和小钻孔、小药卷与锚杆三径匹配技术，提高了锚杆支护质量和支护效果。

（4）采用对锚杆螺母的二次紧固技术。等强锚杆安装后，为加大锚杆的紧固力，在复喷前，对等强锚杆螺母进行二次加固。确认紧固后，螺母扭矩由100N.m增大到150N.m，提高了等强锚杆的支护能力和大断面硐室的承载能力。

（5）对巷道架设36U支可缩棚子再次加强支护，抵抗围岩破坏力。

6   结语

在输送机机头大断面硐室，在软岩中采用多种支护技术和施工工艺后，对硐室顶、底板和两帮重新埋点进行长期观测，没有发现变形，有效地解决了围岩应力释放高峰期所造成硐室变形和破坏问题。设备安装和使用后，均能满足安全生产需要，避免了二次或三次修复所带来的经济损失和生产影响，是深水平软岩层中巷道施工和支护的一项成功经验。

参考文献：

【1】陈炎光，陆士良。中国煤矿巷道围岩控制【M】徐州：中国矿业大学出版社，1994

【2】陆士良，孙永联，陆庆明，等。软岩动压巷道的锚注支护【J】.中国煤炭，1995（4）。

【3】易恭猷，韩立军，林登阁。极不稳定巷道合理支护技术研究【J】。中国煤炭，1996（6）

【4】杨新安，陆士良。软岩巷道锚杆支护研究新进展【J】。中国煤炭，1996（8）

【5】陆士良，姜耀东。巷道底鼓的机理与防治【J】。中国煤炭，1995（8）。