[摘要]开滦集团钱家营矿二水平暗立井绞车房，原设计为半圆拱净断面宽*高=12*7米，立模砌筑0.75米厚度钢筋混凝土支护。为确保工程达到设计强度和服务年限要求，在认真分析了绞车房所处的地质和水文地质情况后，施工过程中超前考虑适度强化支护原则，避免支护强度失当造成材料浪费或不足形成安全隐患，我们提出了的全断面锚喷、注、索加W钢带桁架组合板梁支护方案。通过对绞车房两帮和底板补强支护的工程实践，探索了矿井深部围岩大断面硐室支护有效途径，较好地解决了绞车房安全施工和工程经济问题。
　　[关键词]硐室工程 大断面 锚索锚注 板梁支护
　　[中图分类号] TD82 [文献码] B [文章编号] 1000-405X（2015）-5-418-1
　　随着科学技术的进步，煤矿大断面硐室的理论和实践有了新的发展，松动圈的理论是井巷支护的基本观点，并被广大工程技术人员认同和采纳，实践证明对巷道施工的顶板控制效果显著。但在工程实践中，也存在认识上的不足，即特非均质围岩环境的大断面硐室往往为了长久服务仍采用钢筋混凝土或超厚料石砌碹被动支护现象，本文通过对松动圈理论的多年的井工现场实践并提出根据地层赋存状况、岩层抗压和抗剪强度、巷道宽高比、地质构造评级等非均质围岩确定松动、塑形的范围最后确定板梁整合支护的原则和控制技术。
　　1非均质围岩大断面硐室工程支护的目的
　　大断面硐室工程开挖后，原来地层赋存的应力平衡状态被打破，通过对开挖过程中形成的松动圈层、塑性变形区域进行有效支撑和整合以实现应力重新分布达到新的平衡，而且新的大断面硐室顶板平衡状态在其服务年限内保持基本稳定。往往在工程实践中支护设计大都是满足初期松动的支撑应力，对服务年限远期或后期松动和塑性形变或采动波后支承应力改变考虑不足。
　　2大断面硐室板梁支护的基本观点
　　松动圈理论是目前分析巷道开挖后，围岩应力变化的先进的工程理论。工程实践中，我们往往只注重了顶部的应力尤其重力状况分析并进行了锚喷、锚网喷、锚注喷、锚注网喷、锚网索喷和先锚后架等组合式比较先进的支承和维护方法，摈弃了木棚、钢铁支架、料石砌碹以及架喷等被动支护的落后方法，对围岩松动及塑性变形区的岩石蠕变通过锚的方式参与积极支护并使其成为支护体的组成部分，顶板的支护得到强化。大断面硐室松动圈及塑性变形区是指地表以下的大断面设备峒室等开挖后引起的原有应力平衡失稳，造成工程空间外岩层受自身重力、粘结力、抗压强度及地质与水文地质构造而松动、塑变甚至破坏的周围岩体，需要进行支撑和穿结实现工程目的的范围。松动圈和塑性形变区包括顶板、两帮及底板等三部分，是一个闭合的圈层。由于井下巷道大部分都采用了半圆拱形断面，而顶板范围只是松动圈层、塑性形变区的一小段弧长，两帮直墙与半圆拱顶相切连接，切点及直墙是应力集中区，底板是松动圈、塑性形变区内应力集中释放区，两地脚是铅垂、水平应力传递过渡区，两墙与底板是松动圈、塑性形变区内受力最为集中的部位，却淡出了加强支护的范畴，导致工程服务年限内中途底鼓、片帮，而引起顶板冒落支护失效不得已再次甚至多次套修支护，造成安全隐患和人工、材料的大量浪费。板梁支护就是利用锚杆、锚索、金属网梁、锚注技术将大断面硐室松动圈、塑变层联接、串结、锚注成为顶板上覆的胶结板梁的一种主动支护方式。
　　3大断面硐室板梁支护的方法和手段
　　（1）大断面硐室开挖后，初次压力是松动圈内的围岩受自重、爆破作业、抗剪强度、构造程度及设计断面形状等因素影响和作用下，受力产生不同程度的蠕动、折断、翻转等失去自撑能力后的轮廓下沉、开裂、掉块的外部显现。临时支护的方法是利用锚杆的悬吊、挤压加固和组合梁作用把松动的围岩控制住，锚杆的着力基础（树脂锚固段）必须是在稳定岩层中，采用30～50mm初喷的方式封闭防止风化。由于所有硐室的围岩都是非均质的，我们长期的从事顶板管理的工程实践中，认为大断面硐室要支护的是包括松动圈和塑变区内的围岩，无论围岩的岩性、层节理发育程度、断面的高宽比等赋存条件及设计断面如何，在顶板上覆的层位中都必须建立一层厚度不小于8米的顶板梁，其跨度每侧大于净宽1米以上，即按照锚杆锚索喷浆支护进行临时支护，二次压力显现后再进行永久支护作业，永久支护是先按照2*2米的间距全断面布置注浆孔（帮吃不小于3米、顶部不小于8米，顶帮得吃浆半径都大于3米），每个注浆孔的注浆压力不少于3.5Mpa，通过水泥浆充填层理、节理、构造面等弱面，把松动、塑变的围岩整合胶结为一体，然后在顶部布置2*2米间距的8米直径15.27mm的锚索，使锚索的树脂固结段在稳定致密的岩层中，在板梁的两端即硐室的两处肩角分别布置与顶板成75°角的注浆孔（深度比顶部大2米）确保使建立的板梁长度大于断面净跨2米以上；最后全断面二次锚网，在顶部布置3*3米间排距长8米锚索加横向梯子梁、纵向W钢带桁架，每个W钢带网孔用树脂锚杆锚固好。
　　（2）基于上述板梁支护观点改变锚杆的传统理论和实践。
　　①初次压力下松动和塑变不可避免，允许产生环向非对称形变后临时支护；
　　②板梁支护在松动和塑变过程之后选择适当的支护时机一般是40至50d后进行；
　　③支护的关键部位是板梁的建立，重点是两肩部的串结整合锚注、两帮的支护的强度及底板的混凝土浇筑支护。包括拱基以上放射状布置忽视底板和两帮的锚固，锚杆的长度固定不变忽视了岩性变化与层位赋存和节理裂隙存在的特殊性、只要是锚杆支护就是积极支护等传统的支护设计理念，改善支护结构和效果。松动圈、塑变区都包括顶板、两帮及底板等三部分，是一个闭合的圈层，该圈层的所有部位都受开挖影响产生松动、塑变，都要确定锚杆的布置间距进行支护，并控制锚杆与岩层的角度大于30°且小于120°，锚杆的悬吊和组合梁作用都与岩层夹角的正弦成正比，当该夹角等于零时，锚杆起作用的就只有挤压加固一项锚固作用，同时研发打底眼安装锚杆的高性能大功率打眼机具进行地脚和底板锚杆支护；锚杆还应根据岩石抗压强度分部位使用不同长度甚至直径的锚杆，而节理裂隙间距小于200mm的区域适当选用长度大、直径粗的高强锚杆或锚索；积极支护的锚杆不仅在紧固时采用高强紧固工具对其施加一定数值的预应力，锚杆的杆体、螺纹螺母过盈配合及其托板、药卷的安装质量控制，锚杆的材料属性现状应为产品锚杆，改变现在的锚杆往往在巷道变形后才起作用使锚杆成为积极支护的主体。 　　（3）局部根据围岩的岩性、节理裂隙等构造的矿压特点。
　　首先，由于岩层的弹性模量低，松动圈和塑形区内的弹性势能积聚引起形变，岩层的弹性模量越低围岩发生的变形越大，锚杆的着力基础所在的岩层弹性模量是支护价值因数主要决定因素。
　　其次，初次压力显现很快，松动圈的弹性变形也与岩石的强度（抗压、抗剪）密切相关，岩石的强度越大，变形量越小初期变形的时间越短，而岩石自身强度低的泥质沉积岩、煤层顶底板、煤岩互层等变形量大变形时间也越长。此外，初期及后期巷道变形的时间和强度还与井巷所处的开采深度正相关。引入高强锚杆金属网、锚索网梁提高对构造及松散岩、煤层控制巷道变形量及变形的发展，控制开挖后的初期变形才是支护的重点，岩石硬度f小于4、节理裂隙间距小于200mm、破碎及风化带的部位与周围，都应在开挖前采用管缝锚杆间距（200～300mm）与巷道方向夹角15～25°超前控制岩体、控制周边眼的密度和装药量、分次放炮等技术措施控制岩体蠕动、弯曲折断、翻转等变形。
　　4钱家营煤矿是开滦集团的骨干矿井
　　迄今已连续8年生产优质炼焦配煤实现550百万吨/年，煤炭近距离多层赋存（各个煤层间距6～10米），涌水量大，立井集中大巷开拓方式，又随着开采水平的加深，采动波及范围大、频度高，尤其是平、斜石门巷道，受采动应力的反复影响，围岩顶板下沉失稳、两帮收敛变形严重以及地鼓现象突出，严重影响这巷道的功能使用，致使部分巷道的区段经常修护。通过其他区域的实践经验，我们在三采区下部平石门内的煤层见点的施工交叉点时，认真分析了巷道穿越12～7煤层之间的煤层以及顶底板的地质赋存状态、将在以后多个煤炭生产反复受采动影响，采取了除了正规支护外，重点采用了板梁控制顶板的技术并加强两帮和底板的支护强度，安全和经济效果明显。
　　5适度强化支护的动因
　　由于大断面硐室的跨度和高度大，围岩又是3煤层顶板非均质砂岩，常规的松动圈理论不能满足支护强度及后期形变的约束要求，加之在垂直和水平应力较大，两帮内敛和底板鼓起等造成变形，严重影响硐室的服务职能和使用寿命，分析矿场围岩应力变化发展的规律，结合各个工场的实际，实施了大断面硐室和软岩交叉点顶梁支护技术，施工硐室和巷道不仅满足设计规定的断面尺寸，而且提高围岩承载能力，并充分预留断面积受压变小的空间。适度强化支护的刚度和柔度。
　　6常规支护方式及不足
　　开滦矿区大断面硐室、软岩交叉点的支护，一般采用架棚支护或者砌碹的形式，这种被动支护的形式在两侧各个岩层的采动影响，加之随时间的推移铁质支架锈蚀程度不断 加深、木质背板的腐朽、施工造成的顶帮接触受力不均以及金属网梁的强度迅速下降、料石的破坏等，另外，反复动压影响以及顶底板稳定性差、贯通的水力联系形成的涌淋水、粉细砂岩的极易风化膨胀崩解等，都形成顶底板相对移近量加大、两帮内敛严重等，使支护结构破坏导致支护失效。
　　7大断面硐室围岩先锚注后板梁支护
　　岩石巷道施工积极吸收煤巷锚索支护的技术成果，把大断面硐室顶底板的支护引入锚网索及W钢带约束形变的支护技术。按巷道设计断面正顶和两帮向外延展200mm作为预留内敛变形量，断面形状为半圆拱，锚杆采用直径24mm，右旋2400mm螺纹钢高强锚杆，以巷道中线均匀向巷道两侧分布，锚杆间排距800mm菱形，并采用直径6mm钢丝电焊金属平网，网间压茬100～200mm。由于是半圆型断面，半圆与两帮直墙直接相切，切点相冠线不可导，是支护体最为薄弱的部位，巷道来压时顶板的不均布载荷和底板向上的均布载荷交互作用下，直墙与半圆的相冠线上下向内收敛变形。整个主体工程施工时在两帮直墙与半圆的相冠线以上300～350mm处各打一排直径24mm，右旋2400mm螺纹钢高强锚杆，待变让压。
　　8工程实践
　　（1）三采中石门（150米）采用了棚间距为500mm的U25—10.5的架棚支护，从1998年3月投入使用后到2006年9月的八年多的服务时间看，期间整个石门整体套修5次，清卧皮带巷底板鼓起多达9次，这期间大部分的时间内勉强坚持生产，在02年后的五年中长期进行维护不断线，生产的连续性难以为继，后通过采用了锚注方法进行了套修，辅之以锚索进行了加固积极支护效果明显。
　　（2）四采下部轨道平石门。在施工到9#煤层位置（采用架棚支护，棚间距0.5m）时，由于顶板破碎加之伴随有顶板淋水，造成迎头顶板发生了大范围的冒落，冒落空间长*宽*高=18.6*4.1*10.8m。冒落后采用了顶板和两帮密集管缝锚杆支护与巷道方向成20°夹角放射布置超前支护，并分次放炮尤其控制周边眼装药量的方法，完成后2.5m进行化学膨胀材料充填固化围岩，较好的顺利通过了冒顶区域。
　　9结论
　　随着矿井开采深度的增加，矿压越来越大，井巷维修工作繁重。本文探讨了开滦集团公司钱家营煤矿采区巷道矿压显现的特点，并提出了一些克服矿压的适时二次支护和刚柔结合支护观点，对工程实践有较强的指导意义，并在巷道维修中广泛采用，安全及经济效益显著。