深部高应力大断面硐室支护技术研究
煤矿采区核心硐室如胶带机头硐室、绞车硐室等担负着整个采区的运料、出煤任务，其维护状况的好坏将直接影响矿井正常生产。
由于煤矿开采深度逐渐加大，巷道围岩地质力学环境发生改变，原有的单一支护形式已不能有效控制巷道围岩变形，该类硐室常规采用“架棚+喷浆+注浆+锚索”及“锚网喷+锚索”两种支护形式。
本文针对白坪煤矿13采区胶带机头硐室实际地质采矿条件，提出二次锚网索协同稳定性支护技术，并达到了预期效果。
下载论文网 /3/view—12932023.htm 工程概况及地质条件 13采区胶带机头硐室位于13采?^胶带上山上部，采用锚网喷支护，巷道埋深约690m，该硐室施工层位为二1煤层上部砂质泥岩，并伴有大量的细砂岩条带，与砂质泥岩呈互层状，此类围岩强度较低，在高地应力作用下硐室产生了严重变形，现硐室多处浆皮离层、开裂，顶底板相对位移量达到1550mm，两帮相对位移量达到1500mm。
破坏原因分析 根据13采区胶带机头硐室围岩地质条件、现有支护形式及破坏特征分析，造成该硐室变形主要因素有以下几个方面： 硐室围岩岩性差 根据硐室掘进过程中揭露岩层状况可知，硐室围岩以砂质泥岩为主，层间含细砂岩条带，节理裂隙较为发育。
根据该区域地质资料显示，巷道埋深在690m左右，若上覆岩层平均容重按2500kg/m3计算，则理论上巷道所处位置垂直应力水平达到17.3MPa，巷道围岩易发生塑性变形。
原有支护设计不合理 巷道原支护设计中仅对拱部采用锚索补强支护，而两帮未布置锚索，底板未进行支护，未充分考虑支护结构稳定性对围岩变形的影响，导致硐室底板及两帮成为支护承载结构失稳破坏的突破口。
无控底措施 硐室底板未采取控底措施，不仅硐室底鼓严重，同时，底臌还促进两帮内移，两帮内移加速底臌，形成恶性循环，若不采取措施，最终会导致硐室围岩承载结构失稳破坏。
支护方案和效果分析 支护方案 硐室加固技术核心如下：巷道扩修后，首先进行一次锚网支护，之后采取二次锚网支护加固技术，并针对支护承载结构的薄弱部位，采用锚索对锚网支护形成的承载结构进行结构补偿，提高支护承载结构的整体承载能力及其结构稳定性。
帮、顶支护 一次支护：采用锚网喷支护，顶板和帮部锚杆均采用φ20×2400mm左旋无纵筋锚杆，间排距800×800mm，每根锚杆采用一支Z2350型中速锚固剂和一支K2350型快速锚固剂进行锚固，每排锚杆均配合钢筋梯子梁进行支护，锚杆安装预紧力矩≥260Nm。
护表构件：钢筋网规格为φ6×1000×2000mm，网格80×80mm，搭接100mm，由φ6mm钢筋焊接而成，钢筋梯子梁φ14mm圆钢焊接而成，沿巷道周向布置，锚杆托盘为10×150×150mm鼓形托盘。
注浆：注浆管采用直径25mm的一般焊接管加工，一端扯丝，另一端自端头开始打7个φ10mm小孔（小孔在管壁环绕中心成螺旋状均匀布置，小孔间距150mm），长度1.2m，安装后外露长度100～150mm。
注浆材料为水泥浆，水泥采用PC42.5标号普通硅酸盐水泥，水灰比为1：0.7～1：0.8（重量比）。
注浆管间排距2.4mx2.4m，注浆顺序为由下向上，注浆时压力由小到大逐步进行，最终注浆压力控制在2～4MPa，以注实为准。
二次支护：在一次锚网喷支护基础上，实行二次锚网支护，二次锚网支护采用两种断面，断面A和断面B相间布置，断面间距800mm，锚杆均采用φ20×3000mm左旋无纵筋锚杆，考虑到硐室跨度达到8m以上，结构补偿锚索采用φ17.8×10000mm1860钢绞线并配合w钢带进行支护。
每根锚索采用一支Z2350型中速锚固剂和两支K2350型快速锚固剂进行锚固，预紧力≥100KN。
w钢带长度3200mm且均沿巷道轴向布置，其余支护参数与构件参数与一次支护相同。
二次支护时机：现研究表明，二次支护应在一次支护完成后且围岩应力得到一定程度的释放并趋于稳定时进行，避开围岩活动剧烈期。
通过矿压观测手段，同时根据现场施工反馈的信息，巷道在一次支护施工30d左右后围岩趋于稳定，之后再进行二次支护。
硐室底板锚杆采用φ20×3000mm左旋无纵筋锚杆，锚索采用φ17.8×6000mml860钢绞线，锚杆（索）间排距1100×1200mm；皮带基础内壁采用φ20×2500mm左旋无纵筋锚杆，间排距900×1200mm，底板锚索采用φ17.8×5000mml860钢绞线，间排距1100×1200mm。
锚杆（索）托梁采用400mm 18#槽钢加工配合80×80×10mm垫板使用。
施工工艺 硐室二次锚网索协同稳定性支护技术的施工工艺：扩巷—一次支护—一次喷浆（厚30mm）—注浆—二次支护—二次喷浆（厚100mm） 硐室底板施工工艺：落底—浇灌60mm厚混凝土—注浆—施工锚网索—二次浇灌。
支护效果分析 在一次支护施工结束后，对巷道进行矿压监测工作，在一次支护施工40d后，通过对巷道锚索测力计、顶板离层仪及表面位移数据整理分析，巷道围岩趋于稳定，之后实施二次支护。
由图4可知，硐室两帮相对移近量约为90mm，顶底板相对移近量约为130mm，支护效果良好。
在分析13采区胶带机头硐室变形破坏原因的基础上，对硐室实施二次锚网索高强稳定性支护技术。
针对深部高应力软岩性质，采用二次支护原理，并通过对巷道实施矿压监测工作，合理选择二次支护时机，充分发挥承载体的支护效果。
二次锚网索高强稳定性支护技术有效地控制了大断面硐室的变形，取得了良好的经济效益和支护效果。
（作者单位：郑煤集团（河南）白坪煤业有限公司）。