超大断面硐室安全维控技术的研究与应用

摘 要：文章针对徐庄煤矿换装硐室实际工程情况，研究分析了硐室尺寸、硐室形状以及岩层层位对超大断面硐室围岩稳定性的影响。对该巷道支护参数和支护形式进行了设计确定采用锚网喷组合支护形式。为保障超大断面硐室施工过程的安全性和硐室围岩稳定性，在巷道掘进过程中设置相应的测站，对围岩表面位移、围岩深部位移、锚杆、索受力进行观测。经过理论分析研究，文章提出的方案切实可行，具有较强社会效益和经济效益，对今后超大断面硐室安全维控有重要的参考意义。

关键词：超大断面硐室；围岩变形；支护方式；技术研究

DOI：10.16640/j.cnki.37-1222/t.2019.08.083

0 概述

徐庄煤矿位于江苏省徐州市西北大约72 km处，井田位于江苏省沛县大屯镇与山东省微山县西平乡境内，核定矿井生产能力为180万t/a。井田东西走向长约为10.0 km，南北平均宽约为3.84 km，总面积约为38.442km2，开采深度为-60 m至-1300 m。

根据徐庄矿井长期发展规划，对矿井工作面技术装备水平进行升级，淘汰现有支架，采用大采高一次采全高液压支架，现有井筒能力无法满足液压支架整体下井，经过企业相关部门决定，在井下-750 m水平原有巷道基础上扩建液压支架翻架硐室，实现液压支架由拆解入井，井下翻架硐室组装调试，最后运往工作面投入生产。

依据液压支架尺寸及支架组装调试工艺确定换装硐室尺寸。硐室最大掘进高度9850mm，宽度8800mm，掘进断面面积83. 0865m2，净断面高9200mm，宽8500mm，净断面面积79.1325m2，硐室标高-750m，属于大埋深，大跨度，高帮，超大断面硐室。

随着埋藏深度的增大，巷道围岩应力升高，松动范围扩大，巷道变形量加大，变形速度高，工程中往往需对巷道进行多次扩帮处理，费时、费工、费料，巷道的维护费用高昂，硐室断面的显著增大致使硐室围岩变形破坏严重，极易发生冒顶事故，从而给巷道围岩控制带来极大的困难，严重阻碍着矿井的高产高效和安全生产。本文针对徐庄矿-750 m水平超大断面翻装硐室进行研究，提出对应的安全维护与控制技术，保证工作面设备水平的升级，保障矿井安全高效生产。

1 矿井地质条件

换装硐室位于Ⅱ3采区西南部，采区内煤层整体呈北西倾向的单斜构造，采区中、西部次级小褶曲较发育。煤层平均倾角22.4°，采区浅部、中、东部煤层较陡，深部、西翼煤层倾角较缓，中、东部-750m～-950m范围内，煤层平均倾角达24.9°，最大倾角近30°。由煤层底板等高线图可知，Ⅱ3采区西南角地层较缓，换装硐室所处位置煤（岩）层倾角平均25°。

徐庄煤矿-750m水平换装硐室位于Ⅱ3采区西南部，硐室位于井底车场西侧，硐室长度约70m，硐室轴线与岩层走向一致，硐室东南侧为-750西翼人行车库，西南方向与-750西翼车场相连通。

据《大屯矿区顶底板分类》、《缓倾斜煤层工作面顶板分类方案》标准，7煤直接顶板砂质泥岩为Ⅱ级2类，直接顶砂岩为Ⅳ级4类。该采区7煤顶板中大部分为抗压强度较大的中细砂岩，故7煤顶板为稳定型顶板。本矿已施工的-750大巷以及深部巷道，由于埋藏较深，局部变形很明显，底鼓、顶帮开裂现象已明显显现。

2 超大断面硐室围岩变形规律研究

2.1 硐室尺寸对硐室稳定性影响

（1）随着硐室断面尺寸的增加，硐室围岩变形量增大， 硐室宽度由4.8 m增大到8.8 m，硐室面积由24.7172 m2增大到83.0865 m2，硐室顶板下沉量增加370.15 mm，硐室底板鼓起量增加274.31 mm，硐室高帮移近量增加276.47 mm；硐室低帮移近量增加276.47 mm。

（2）随着硐室断面尺寸的增加，硐室围岩塑性区范围增加，硐室宽度由4.8 m增大到8.8 m，硐室面积由24.7172 m2增大到83.0865 m2，硐室顶板塑性区增加7.30 m，硐室底板塑性区增加6.46 m，硐室高帮塑性区增加8.72 m；硐室低帮塑性区增加9.45 m，塑性区范围与硐室尺寸呈正比關系，与弹塑性力学推导结果相似。

2.2 硐室形状对硐室围岩稳定性影响

（1）与矩形硐室相比，直墙半圆拱形硐室顶板下沉量减小约70 mm，高帮围岩移近量减小了49.71 mm，低帮围岩移近量减小了 51.05 mm。硐室顶板下沉量、高帮移近量和低帮移近量显著减小，顶板形状改变对于底鼓量影响不大。因此，采用直墙拱形硐室与采用矩形硐室相比，能够减小硐室围岩变形量，有利于硐室稳定。

（2）硐室顶板采用拱形，能够有效减小塑性区的范围，对于硐室顶板，采用半圆拱，比矩形硐室塑性区减小了16.81%，其它位置围岩塑性区均有不同程度的减小，有利于硐室围岩的稳定性。

2.3 岩层层位对硐室稳定性影响

（1）对于硐室顶板，从全砂岩顶板到半砂岩半砂质泥岩顶板，再到砂质泥岩顶板，硐室顶板下沉量先增大，然后减小；对于硐室底板，从砂质泥岩底板到砂岩底板，底鼓减小；对于硐室高帮，从全砂质泥岩到半砂质泥岩半砂岩，移近量减小；对于硐室低帮，从半砂质泥岩半砂岩到全砂质泥岩，移近量增大。因此，在硐室掘进过程中，硐室围岩变形量随着掘进揭露的岩层岩性不同而不同，在软弱岩层位置掘进，应加强控制。

（2）对于硐室顶板，从全砂岩顶板到半砂岩半砂质泥岩顶板，再到砂质泥岩顶板，顶板塑性区增大；对于硐室底板，从砂质泥岩底板到砂岩底板，塑性区减小；对于硐室高帮，从全砂质泥岩到半砂质泥岩半砂岩，塑性区有减小趋势；对于硐室低帮，从半砂质泥岩半砂岩到全砂质泥岩，塑性区有增大趋势。因此，塑性区范围受岩层岩性影响显著，松软围岩塑性区范围大，硐室围岩稳定程度差。

3 支护参数形式与参数的确定

3.1 支护形式选取

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。

采用锚杆（索）的主动支护形式，在巷道围岩变形初期提供支护阻力，改善巷道围岩的应力状态，提高围岩的力学参数。金属网能够兜护硐室表面破碎围岩体，防止硐室局部破碎垮塌导致的硐室成型不好。喷射混凝土起到封閉围岩，壁面锚杆、锚索、金属网锈蚀；同时能够改善硐室表面成型不好引起的应力集中等现象。

3.2 支护参数理论计算

3.2.1 锚杆（索）支护参数确定

（1）锚索长度。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。硐室宽度为8.8 m，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）锚杆长度。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，经过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。

（3）锚杆间排距。锚杆间排距计算时设计锚固力取150 KN；冒落拱高度，取1.1 m；悬吊破碎岩层的密度，近似取25.0 KN/m3；安全系数，取4。计算得到锚杆间排距为0.95 m。

（4）锚索间排距。根据徐庄煤矿已有地质资料，7煤直接顶板砂质泥岩为Ⅱ级2类，直接顶砂岩为Ⅳ级4类。该采区7煤顶板中大部分为抗压强度较大的中细砂岩，综合考虑7煤上部一定距离处的超大断面硐室围岩以砂岩和砂质泥岩为主，取围岩的RMR值为60，计算得到锚索支护密度为0.4，锚索间排距为1600 mm ×1600 mm。

（5）锚杆直径。按照锚杆杆体承载力与锚固力等强度原则，锚杆杆体直径经过计算确定选用直径为22 mm的锚杆。

3.2.2 喷射混凝土参数

喷层厚度的确定一般需根据现场施工锚网情况和工程经验来确定。根据5.2.1确定的硐室围岩锚网支护参数，确保喷层能够将锚杆和金属网包裹，加固围岩的同时防止锚杆、锚索和金属网腐蚀，确定喷层厚度为100 mm。

3.3 支护形式与参数初步确定

根据以上超大断面硐室围岩稳定性及变形规律研究，采用理论计算，初步确定硐室的支护参数如表1。

4 建议的支护形式与参数

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。

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。

在施工过程中，应根据地质条件的变化及矿压观测结果，实时进行支护参数的调整，以保证硐室的稳定。

5 硐室矿压观测

5.1 观测内容及观测方法

为保障超大断面硐室施工过程的安全性和硐室围岩稳定性，在巷道掘进过程中需设置相应的测站，对围岩表面位移、围岩深部位移、锚杆、索受力进行观测，确定硐室围岩变形能够满足施工要求。锚杆支护时主要监测内容、目的及手段见表2所示。

5.2 测站设置

（1）巷道表面位移测站：硐室扩大开始设置测站，在超大断面硐室中部断面和左右两个断面中部设置3个测站，岩性或锚杆支护参数发生变化均应设置测站观测，在每个断面的顶、底板和两帮的中部各布置1个测点。观测方法：用测枪或测杆进行量测。

（2）深部围岩位移测站：硐室扩大开始设置测站，在超大断面硐室中部断面和左右两个断面中部设置3个测站，每个测站1个测面，在每个测站顶板中部钻一个直径28 mm的孔及两帮中部各安设一个深基点位移计。

（3）顶板离层监测：在顶板为泥岩或淋水的大巷观测，每隔20 m在顶板中部安设一个离层指示仪。观测方法：直接读取数据。

（4）锚杆杆体受力：硐室扩大开始设置测站，在超大断面硐室中部断面和左右两个断面中部设置3个测站，每个测站1个测面，采用测力锚杆观测。

（5）锚杆、索端头受力：硐室扩大开始设置测站，在超大断面硐室中部断面22和左右两个断面中部设置3个测站，每个测站1个测面，采用锚杆、索测力计观测。

（6）锚杆锚固力：每300根锚杆为1组，每组测6根，顶板3根、两帮共3根。

5.3 观测要求

顶板离层指示仪要求每班观测一次，其余内容，在测站设置2个星期内每天观测一次，2～4个星期每周观测2～3次，然后1周观测1次，变形稳定后，一个月观测一次。

每次观测除了记录上述内容外，还要记录观测时间、最新测站与掘进面的距离。

6 技术结论

本研究针对徐庄煤矿-750 m水平超大断面硐室，综合分析了硐室断面尺寸、形状和岩层层位对硐室围岩稳定性的影响，理论计算硐室围岩支护参数、数值模拟优化支护方案，提出硐室围岩控制的建议支护形式和参数，具体结论如下：

（1）硐室宽度由4.8 m增大到8.8 m，硐室面积由24.7172 m2增大到83.0865 m2，硐室顶板下沉量增加370.15 mm，硐室底板鼓起量增加274.31 mm，硐室高帮移近量增加276.47 mm；硐室低帮移近量增加276.47 mm硐室宽度由4.8 m增大到8.8 m，硐室面积由24.7172 m2增大到83.0865 m2，硐室顶板塑性区增加7.30 m，硐室底板塑性区增加6.46 m，硐室高帮塑性区增加8.72 m；硐室低帮塑性区增加9.45 m；硐室断面尺寸对硐室围岩稳定性具有显著影响，随着硐室断面尺寸的增加，硐室围岩变形量增加，硐室围岩变形量与硐室尺寸呈正比关系；硐室围岩塑性区范围增加，塑性区范围与硐室尺寸呈正比关系。

（2）与矩形硐室相比，直墙半圆拱形硐室顶板下沉量减小约70 mm，高帮围岩移近量减小了49.71 mm，低帮围岩移近量减小了 51.05 mm，随着硐室顶板有平顶向弧形顶板过渡的过程中，硐室顶板塑性破坏范围减小，应力分布向有利的方向发展，说明采用弧形硐室对于硐室围岩稳定性控制具有一定作用。

（3）顶板在砂质泥岩中硐室围岩变形量比在砂岩中增加41.66%，塑性区方位增加29.00%，超大断面穿层硐室围岩支护设计过程中，要考虑有硐室围岩的非均质性导致围岩的非对称变形，加强软弱围岩部位的支护强度，才能够实现硐室围岩稳定控制。

（4）建议采用锚网喷进行超大断面硐室围岩控制，理论计算硐室支护参数，数值模拟进行支护参数校核，确定锚杆Φ22 mm×3000 mm，间排距 800 mm ×800 mm；帮部锚索Φ21.6 mm×7200 mm，顶部锚索规格为Φ21.6×10000 mm，间排距1600 mm ×1600 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；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；喷浆护表，喷层厚度100 mm。

（5）超大段面硐室施工过程中，应加强安全防护，保证工人施工的安全；施工时应实时进行巷道围岩稳定性监控，保证施工质量及安全。

7 效益分析

（1）经济效益。该项目实施后，预计每年可节省大型设备拆装人工成本及运输管理费用合计90万元。

（2）社会效益。有效解放副井运输能力保障矿井西翼开拓生产接续；提高工作面安装拆除速度降低防灭火管理压力；缓解集中运输压力提高运输安全保障能力；减少拆分、组装等工序，降低因拆分及组装等工作带来的安全风险。

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作者简介：杜洋（1988-），男，山西芮城人，本科，助理工程师，从事煤矿井工设计工作。