郭海军

（潞安集团慈林山煤业夏店煤矿，山西 长治 046000）

随着夏店煤矿开采向深部延伸，深部大断面硐室围岩大多呈现高应力软岩特性，普通锚网索支护不足以控制大断面软岩巷道强烈变形。从现有的大断面硐室支护状况来看，支护体系只是单纯增大支护强度，造成支护承载结构承载能力尚未完全发挥作用，导致硐室变形失稳。

1 工程概况

将主斜井一部皮带机头与二部皮带机尾对接处改造为大断面皮带机头硐室，在小断面的基础上分段刷大，巷道原断面4.8×3.5m，改造后设计断面为11×8.2m。施工层位为二1煤上部细砂岩及砂质泥岩。施工采用爆破方式作业分段施工，分次成型分次喷浆工艺边掘边喷。大断面皮带机头硐室平面图如图1所示。根据主斜井附近10809钻孔资料可知：巷道在扩修期间揭露的岩层主要为细砂岩和砂质泥岩，其中细砂岩：浅灰色，成分主要为石英，次为长石，间夹泥质团块，质地坚硬；砂质泥岩：浅灰色，产植物状，具光滑面，易风化、破碎。目前皮带机头硐室已完成一次支护，支护方式为锚网喷支护，锚杆采用Φ20×2000mm高强螺纹钢树脂锚杆，锚杆间排距800×800mm。全断面铺设金属网，规格Φ6.5mm×2m×1m，网格60×60mm，搭接100mm，喷浆厚度200mm，强度等级C15。由于现有锚网支护承载结构稳定性差及底板未采取支护措施，不足以控制大断面硐室的围岩变形，所以，必须采用高强锚网支护技术有效控制大断面软岩硐室围岩变形。

图1 主斜井改造中部皮带机头硐室平面图

2 大断面硐室二次高强锚网支护数值模拟

结合主斜井现有采矿地质条件，针对大断面皮带机头硐室的变形破坏特征，分别对大断面硐室帮顶结构补强加固效果与底板控制技术进行模拟分析。建立计算模型时，锚杆索均用cable单元，初步考虑一次锚网锚杆参数为Φ20×2000mm高强螺纹钢锚杆，间距800mm布置，二次锚网锚杆参数为Φ20×3000mm高强螺纹钢锚杆，预紧力为60kN；锚索参数为Φ17.8×8000mm，1×7结构钢绞线，间距1600mm布置（锚杆间隔布置），并在帮部锚索加强布置，预紧力为100kN。在数值模拟过程中，在距围岩表面0m、1m、2m、3m、4m、5m、6m和7m处设置相应的观测线，底板布置了5条观测线，帮顶布置了7条观测线，以更清楚的分析二次高强锚网支护过程中的围岩变形情况。对数值计算模型运算后提取位移数据生成曲线如图2所示。

图2a是一次锚网支护时不同深度围岩位移量变化曲线。从图中可以看出：一次锚网支护时，围岩大变形区域主要分布在巷道的两帮，帮中位置最为明显，最大变形量分别达到340mm；围岩变形主要位于距离围岩表面4.0m范围内，随着深度的增加，围岩位移量逐渐减小，而4.0～7.0m范围围岩位移量变化幅度不大；浅部围岩（3.0m范围）中，从帮脚到顶中的围岩位移量是先增大后减小，顶板中间位置表面围岩最大位移量约180mm。

图2b是对大断面高应力软岩巷道围岩采取二次锚网帮顶加固后不同深度围岩位移量变化曲线。从图中可以看出：此时围岩整体变形已大幅下降，巷道两帮的大变形区域基本得到控制，帮中位置围岩位移下降最为明显，表面围岩变形控制在100mm左右，下降幅度达到70%，说明经过帮顶加固的二次锚网支护使巷道两帮与顶板的围岩变形得到有效控制。

随着深度的增加，围岩位移量变化并无大的改变，主要还是距离围岩表面4.0m范围内围岩变形，但与普通锚网支护相比，不同深度围岩变形幅度均减小，采取二次锚网协同支护后，帮部和顶部4.0～7.0m范围内的深部围岩位移量仍然基本相同。

3 皮带机头硐室高强稳定型支护技术方案

（1）在一次锚网支护两排锚杆间实施二次高强锚网索支护，二次支护在顶板每2排锚杆间补强3根Φ21.6×L6300mm的锚索，托盘为：300×300×16mm的托盘；每排锚杆在帮角处距底板300mm处补打一根锚杆，俯角15°，采用Φ20×2400mm的锚杆，托盘规格为120×120×10mm，并配合使用14mm的钢筋梯子梁；在煤柱侧巷帮每2排锚杆补打一排锚索，每排2根，第一根距顶板800mm，仰角10°，第二根距顶板2200mm，锚索采用Φ21.6×L4200mm的锚索，托盘为300×300×16mm的托盘并配合14mm的钢筋梯子梁，梯子梁示意图如下图3所示。

图2 不同支护方式下不同深度围岩位移量

图3 钢筋梯子梁

（2）采用高强度钢筋网护表，防止片顶、片帮形成网兜或锚空。顶、帮均采用6.5mm钢筋网护表；网片长度为1830mm，宽度为990mm，网孔规格均为60×60mm。

4 支护效果

在主斜井皮带机头硐室设置一个巷道表面位移监测测点，图4为支护工程施工完成半年后硐室表面位移观测结果。由图4观测结果可知：硐室帮部变形量在98mm左右，平均变形速率为0.51mm/d，顶底变形量在135mm左右，平均变形速率为0.71mm/d。采取二次加固措施后，巷道围岩变形速度在两个月后趋于稳定，巷道两帮总变形量在90mm左右，变形平均速率在0.47mm/d，顶底板相对位移量均在130mm左右，变形平均速率为0.68mm/d。采用新型支护技术后，巷道的两帮位移速度在60d左右围岩变形基本处于稳定，围岩总变形量不大，满足使用要求，表明：大断面高应力软岩硐室的围岩变形得到有效的控制。

图4 巷道表面位移观测结果