大断面弱结构硐室施工工艺与支护研究

赵长红，吕兆海，岳晓军

(1.神华宁夏煤业集团有限责任公司，宁夏 银川 750004；2.西安科技大学 能源学院，陕西 西安 710054)



大断面弱结构硐室施工工艺与支护研究

赵长红1，吕兆海,2，岳晓军1

(1.神华宁夏煤业集团有限责任公司，宁夏 银川 750004；2.西安科技大学 能源学院，陕西 西安 710054)

[摘要]针对金家渠煤矿绞车硐室大断面(宽11.5m，高7.45m，断面积71.5m2)支护系统薄弱、顶板围岩弱结构体特征，采用台阶法分块段施工工艺(上部台阶分为右上第Ⅰ块段(高4.0m)、左上第Ⅱ块段(高4.0m)、下部台阶第Ⅲ块段(高3.45m))；通过分析弱结构硐室控制机理，依据克斯特纳方程，确定极限平衡区范围Rp为6.54m，提出柔性支护、补强支护、刚性支护方案，即一次支护采用“锚网喷+锚索”柔性支护，理论分析锚杆长度2.4m，间排距0.8m，锚索长度7.0m，锚索预紧力为锚杆预紧力的4.7倍，达到最佳耦合强度。在顶板喷层开裂范围内采用8组桁架锚索进行不均匀补强支护，采用“钢筋混凝土”刚性支护进一步限制围岩蠕变，浇筑混凝土厚度450mm，钢筋保护层厚度>50mm，强度等级>C30。工程实践证明该技术不仅保证了硐室的安全施工，也实现了支护体与围岩在刚度、强度和结构上的耦合，有效解决了硐室变形、失稳问题。

[关键词]大断面；弱结构；柔性支护；补强支护；刚性支护

大断面硐室施工，常规支护方法很难控制其变形破坏，亟需破解以下难题：一是断面大，一些硐室宽度、高度达到8～10m，断面积70～100m2，断面的显著增大致使围岩变形破坏严重，极易诱发冒顶事故；二是硐室周围井巷工程多，一个硐室常与其他硐室相连，硐室的受力情况较复杂；三是硐室体弱结构普遍存在，在地压及工程应力作用下，产生不均衡变形、破坏；四是支护参数难以定量分析，一旦选择不合理，就起不到有效支护[1-3]。针对金家渠煤矿绞车硐室施工，采用锚网喷+锚索支护与高承载力钢筋混凝土联合支护，解决了大断面硐室支护难题。

1概况

绞车硐室为直墙半圆拱断面，掘进长×宽×高为16.0m×11.5m×7.45m，断面积71.5m2。硐室位于尖儿庄背斜东翼，在3煤及3煤顶板之间，为侏罗系中统延安组J2y，岩性由灰及灰白色长石、石英各粒级砂岩、灰～灰黑色粉砂岩、泥岩、炭质泥岩构成，综合柱状见图1。

图1　综合柱状

2大断面硐室施工工艺

施工工艺取决于硐室断面大小、围岩稳定性。围岩稳定性不仅与工程地质和水文地质因素有关，与断面形状、施工方法和支护形式等也密切相关[4-5]。

2.1掘进工序

硐室跨度、高度较大，采用全断面一次性施工难度大，不利于安全施工。主体采用台阶法分块段施工，分3个块段：即右上第Ⅰ块段、左上第Ⅱ块段、下部台阶第Ⅲ块段，其中上部台阶高度4.0m，下部台阶高度3.45m。从绞车房回风通道开始按回风通道断面以12°正坡掘进至分层高度后，反向施工上部台阶Ⅰ、Ⅱ块段，待施工至设计断面后，再正向施工上部台阶Ⅰ、Ⅱ块段，依次完成上部台阶后退回，依次循环施工下部台阶第Ⅲ块段。施工顺序如图2所示。

图2　硐室施工顺序

2.2爆破工艺

采用光面爆破，在块段结合处硐室顶部采用多打眼，少装药或隔眼装药，减少二次爆破对弱结构面影响。楔形掏槽，掏槽眼垂深2.2m，周边眼间距350mm，正向连续单段水炮泥装药结构，毫秒延时电爆网络，一次起爆工艺。

2.3浇筑工艺

混凝土浇筑施工顺序：检测断面→放线定位→清理基础→浇筑基础→绑扎钢筋→架设碹架→模板安装→浇筑→进行下一循环作业→封口。

3弱结构硐室控制机理与技术

3.1弱结构硐室控制机理

分析硐室破坏机理，结合耦合支护、非均匀控制理论[6-7]，保证硐室围岩与支护体在强度、刚度及结构上的耦合。据此提出大断面硐室围岩控制原理：前期支护针对支护体强度、结构的耦合，后期支护针对支护体的刚度耦合。

(1)软弱夹层对围岩力学性质具有较强的弱化作用，受尖儿庄背斜及岩层自身结构影响，顶板节理发育，在一定范围内存在软弱夹层。在支护过程中应考虑弱结构的非均衡变形，采用不均匀支护技术，改善弱结构面力学性能及应力状态[8]。在锚杆安装初期提供较大的预紧力增大破碎区的岩层层面的摩擦阻力，使岩层层面不发生错动，提高其抗弯、抗剪和抗拉能力。

(2)硐室与回风通道及绳道相连，在地压及工程应力作用下，硐室表面喷层张拉破坏明显，在拱顶出现拉破坏区域并沿走向扩展，引起周边巷道顶板浆皮开裂。需采用高强度支护体系，进一步控制围岩变形破坏。

3.2弱结构硐室控制技术

(1)采用屈服强度≥400MPa的高强度螺纹钢锚杆，施加高预紧力强化硐室顶板弱结构面，提高整体强度，形成有效的内承载结构；通过大直径锚索锚固在深层围岩，对外承载结构提供较大径向支撑力，促使外承载结构稳定，确保硐室整体稳定。

(2)在不破坏围岩自身承载强度前提下，允许围岩有一定的变形空间；同时支护体要有足够的刚度，限制围岩过度变形。前期采用柔性锚网喷+锚索联合支护，及时封闭围岩，以加强围岩的强度和自稳能力；后期二次衬砌采用钢筋混凝土结构，保证硐室永久稳定。

(3)采用桁架锚索进行补强支护，改善弱结构面力学性能。由于弱结构面的存在，顶板喷层开裂，开裂长度达8m，宽度约15mm，采用8组桁架锚索进行补强支护，确保硐室整体稳定。

3.2.1柔性支护

(1)当量半径及锚杆长度计算

根据文献[9]则有：

(1)

式中，R0为巷道当量半径，m；K1为巷道断面修正系数，取1.1；S为巷道断面，m2。

经计算当量半径为5.24m。

根据克斯特纳方程，极限平衡区范围Rp为：

(2)

式中，Rp为交岔点极限平衡区范围，m；C为黏聚力，取10.87MPa；φ为内摩擦角，取32°；γ为岩石容重，取24.5kN/m3；H为巷道埋深，取524m；K2为煤岩体力学参数修正系数，取1/3。

经计算极限平衡区Rp=6.54m。

确定锚杆长度L为:

ΔL=Rp-R0

(3)

L=L1+ΔL+L2

(4)

式中，L1为锚杆锚固段长度，取1.0m；ΔL为极限平衡区宽度，m；L2为锚杆外露长度，取0.04m。

经计算ΔL=1.3m，L=2.34m，实际锚杆长度取2.4m，Rp=6.54m，锚索长度确定为7.0m。

(2)锚杆间排距计算

(5)

(6)

式中，Dr为锚杆间排距，mm；Qr为巷道顶板载荷集度，kN/m；Pr为锚杆拉拔力，取70kN；K为安全系数，取2；a为巷道半跨距，取5.75m；ΔL为极限平衡区宽度，取1.3m；γ为巷道上覆岩层平均容重,取24.5kN/m3；Ka为应力集中系数，取1.6；α为岩层倾角，取8°。

经计算Dr=845mm，锚杆间排距取800mm，锚索间排距取锚杆间排距的2～3倍。

针对硐室断面大，前期支护考虑围岩变形能在可控条件下进行释放，采用锚网喷+锚索进行支护。全断面采用强度等级>400MPa，规格为φ20mm×2400mm螺纹钢锚杆支护，间排距800mm×800mm，三花布置，锚杆锚固力≥70kN；锚索采用φ21.6mm×7000mm高强度低松弛预应力钢绞线，每排布置7根，间排距2400mm×1600mm；喷射混凝土厚50mm，强度C20。支护参数见图3。

图3　支护参数

(3)预紧力计算

根据胡克定律[10]，锚杆及锚索预紧力由公式(7)确定。

σ=Eε

(7)

式中，σ为锚杆及锚索在支护过程中受到的应力，kN；E为锚杆及锚索的弹性模量；ε为纵向线应变，根据支护原材料试验，钢绞线应变为5.0，锚杆应变为23.5。

由于锚杆、锚索在安装初期，σ主要由安装预紧力引起，上式则有：σ锚索=4.7σ锚杆，为保证锚索、锚杆支护强度耦合，锚杆预紧力矩取200N·m，锚杆预紧力35kN，锚索预紧力164kN。

3.2.2补强支护

在硐室顶板喷层开裂范围内采用8组桁架锚索进行不均匀补强支护，锚索采用φ21.8mm×7000mm钢绞线，桁架采用14号b槽钢，长2400mm。锚索间排距1000mm×1600mm，沿裂缝对称布置。

3.2.3刚性支护

采用刚性钢筋混凝土支护进一步限制围岩蠕变，提高围岩稳定性及支撑强度。混凝土与围岩紧密结合，能在结合面上传递各种应力，加上充填隔绝作用，大幅提高硐室稳定性[11]。参数如下：浇筑混凝土厚度450mm，钢筋保护层厚度>50mm，混凝土强度等级>C30，地坪厚度200mm，混凝土强度等级>C15。

4结论

(1)基于弱结构体控制机理，采用高强度、

高预紧力锚杆+锚索联合支护，理论计算得出锚杆长度2.4m，间排距0.8m，锚索长度7.0m，锚索预紧力为锚杆预紧力4.7倍时，二者在强度上达到最佳耦合；二次衬砌采用“钢筋混凝土”刚性支护，支护厚度450mm，强度等级>C30，实现了对弱结构顶板的刚化，保证硐室稳定性。

(2)该支护方案在绞车硐室进行了实施，在一次支护至二次衬砌支护90d内，绞车硐室整体喷浆层未出现大面积开裂及脱落现象，锚杆和锚索受力基本稳定，能够初步控制围岩变形。

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[10]刘鸿文.材料力学(第5版)[M].北京：高等教育出版社，2011.

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[责任编辑：王兴库]

Construction Technology and Supporting of Chamber with Large Section and Weak Structure

ZHAO Chang-hong1，LU Zhao-hai1，2，Yue Xiao-jun1

(1.Shenhua-Ningxia Coal Group Co.，Ltd.，Yinchuan 750004，China;2.Energy School,Xi'an University of Science and Technology，Xi′an 710054,China)

Abstract：Based on weak support system and weak structure of roof surrounding rock of the winch chamber at district of Jinjiaqu Coalmine，with the large section (11.5m wide，7.45m high，71.5m2sectional)，a segmental benching construction method is employed.The upper bench is divided into Segment I on the upper right (4.0m high) and Segment II on the upper left (4.0m high)，and the lower bench is Segment III (3.45m high).Calculated by Kestner's equation，the zone of limit equilibrium Rpis 6.54m，and proposed flexible supporting， reinforcing support and rigid support programs-“Shotcrete Boltingmesh and Cable Anchor”.Analyzed controlmechanism of weak structure chamber，the length of an anchor rod is 2.4m，the interval is 0.8m，and the anchor cable is 7.0m.The best coupling can be achieved in terms of strength when the pre-tensioning force of the anchor cable is 4.7 times that of the anchor rod.To gain the best coupling strength；using uneven reinforcing support of 8 groups truss cables in roof sprayed layer cracking areas；Using the rigid support of “reinforced concrete structure”，450mm thickness C30strength class concrete with reinforced protective layer of aminimum thickness of 50mm，to restrict creeping of surrounding rocks.Engineering practices show that this technique can not only ensure the safety of chamber construction but also achieve the coupling of support with surrounding rock in terms of rigidity，strength and structure，effectively eliminating the deformation and instability of the chamber.

Key words：large section，weak structure；flexible support；reinforcing support；rigid support

[中图分类号]TD353

[文献标识码]A

[文章编号]1006-6225(2016)01-0070-03

[作者简介]赵长红(1981-)，男，宁夏隆德人，工程师，主要从事技术管理工作。

[收稿日期]2015-06-04

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2016.01.019

[引用格式]赵长红，吕兆海，岳晓军.大断面弱结构硐室施工工艺与支护研究[J].煤矿开采，2016，21(1)：70-72，83.