锚网喷加锚索联合支护技术在井下大断面硐室的研究与应用 口石康敏李学峰吴启明 ５３０００４） （广西大学资源与冶金学院广西・南宁摘要：介绍硐室开掘后的围岩变形机理，对围岩松动圈进行分类，选择适合的支护方案。计算确定合理的支 支护参数 文章编号：１００７－３９７３（２０１０）０３－０１４－０２ 方式。这些支护方式施工的速度慢、支护的效果差。由于该 护参数，并介绍了硐室的施工及支护工艺。 关键词：大断面硐室 围岩松动圈 锚网喷＋锚索联合支护中图分类号：ＴＵ７４ 文献标识码：Ａ １工程概况 某铜矿ｌ７＃采场位于２＃西矿体５＃线与７＃线之间， 矿的硐室跨度较大，料石碹的强度很难达到所需的强度要求。 跨－４６０ｍ－５７０ｍ两个中段，矿体厚度大。下盘围岩系大理岩， 伴随着支护理论的深入研究，提高围岩的自身承载能力将 上盘围岩系矽卡岩和闪长岩。在．５００ ｍ水平沿１７＃采场走 更能显示其优越性。锚喷支护就是提高围岩自承能力的一种 而围岩松动圈理论则是在原有锚杆组合拱理论的基 向方向掘进长６９．４９ｍ、宽１５ｍ、高３．８ｍ的大直径深孔凿岩硐 支护方式，室，在硐室中部沿采场走向方向预留３ｍ宽的临时矿柱，从而 础上发展起来的一种比较正规的支护理论。这种支护方式具 将硐室沿采场走向方向划分为两个宽６ｍ的硐室。根据该矿 有技术可靠、施工速度快、经济合理、节省材料、降低造价、安 山Ｗ５线穿脉巷道和２１＃采场凿岩硐室揭露的岩体工程地质 全可靠、抗突变能力强等显著特点。因此，在该矿山的硐室施 根据围岩松动圈理论支护该硐室 和水文地质条件，大理岩局部岩体较破碎、裂隙水较发育。矿 工中，山采用深孔爆破开采，因此对硐室的要求相对高。根据工程的 ３支护参数设计 １围岩松动圈分类及支护方案 实际情况，应及时对硐室进行支护，确保开采作业的安全进行。 ３．２大断面硐室支护方式的确定 ２．１硐室围岩的变形及其支护机理 根据围岩松动圈厚度大小不同，围岩碎胀变形量不同，可把 开挖后的围岩分为小松动圈围岩、中松动圈围岩和大松动圈围 根据前人学者的理论研究，巷道或硐室开挖后，按变形的 岩三类。由围岩松动圈大小情况便可确定相应的支护方案。 性质分析，巷道围岩由里向外分为四带即：围岩松动带、塑性变 形带、弹性变形带、原始应力区。围岩松动带是在巷道开掘后 由于不同的地压大小和岩石性质而形成不同大小的破碎带， （１）小松动圈围岩 当围岩松动圈厚度值Ｌｐ＝０～４Ｏ ｃｍ、围岩硬度ｆ－＝６～８ 时，为小松动圈稳定围岩。围岩的变形量数值一般小于低应力 是硐室施工中要控制的直接对象。大断面硐室开挖后，围岩 下锚杆的弹塑性变形，用喷射混凝土支护就能确保工程的安全。 的应力重新分布。由于较大的跨度，巷道的拱顶部易出现拉 应力区；由于较大的开挖断面，会发生应力集中，会有较高的 （２）中等松动圈围岩 当Ｌｐ＝４０～１５０ ｃｍ、围岩硬度ｆ＝４～６时，称为中松动圈 支承压力峰值。因此，硐室施工一般采用“先柔后刚，先让后 围岩。中松动圈围岩碎胀变形比较明显，变形量较大。由于围 抗 的支护原则，根据大断面硐室围岩变形较大的特点，最好 岩松动圈的碎胀变形，刚性的喷射混凝土支护会产生裂缝或 是采用锚网喷＋锚索联合支护来提高围岩自撑能力。支护机 破坏，应采用以锚杆为主体构件的锚喷支护方式。 理及具体做法如下：硐室开挖后，为增大松散岩体的粘结力， 初喷薄一层混凝土及时封闭松散围岩、层理和充填裂隙。初 （３）大松动圈围岩 当Ｌｐ＞ｌ５０ ｃｍ，为大松动圈围岩。由于地应力较大和围岩 次锚喷后，锚固区域内的岩体便具有自身承载的能力，即提高 硬度系数低，围岩表现出软岩的工程特征。围岩松动圈碎胀 围岩的强度，又能利用薄喷层的柔性、允许围岩适当变形、达 变形量大，初期围岩收敛变形速度快变形持续时间长，矿压显 到围岩卸压和释放部分变形能的目的。待一次支护稳定后， 现较大，支护难度大。在这种围岩情况下，通常采用联合支护 再锚网喷，挂金属网作为第二遍锚杆的依据，同时也作挂网用， 形式。 永久支护滞后的两个循环，同时安设锚索并加大锚杆密度和 经现场实测，深孔凿岩硐室掘出后围岩松动带的宽度达 喷射混凝土厚度，使锚固体厚度加大，从而进一步提高围岩的 到１．３ｍ，随着时间的推移还有发展的趋势，且该硐室作为深孔 强度和整体的稳定性、充分发挥围岩自身的承载能力；同时利 凿岩硐室承受较大的爆破冲击。常规的支护方式难以保证硐 用喷射混凝土对巷道表面填凹补平，既可使巷道成型规整，又 室围岩的稳定，因此按照大松动圈的支护方式，采用组合拱理 可以防止巷道围岩应力集中。 ２．２硐室围岩的支护方式确定 论进行联合支护，采用锚网喷＋锚索的联合支护方式。 ３．２锚杆支护参数选取 （１）锚杆长度计算 传统的支护方式大都采用架工字钢棚或料石砌碹的支护 ——斟协论坛・２０１０年第３期（下）—— Ｌ＝ＫＨ＋上１＋Ｌ２ （１） 和支护的复杂性及硐室拱部要优先支护。巷道硐室形成后， 式中：Ｌ——锚杆长度： 将其划分为三层共５次施工完毕（如图１）。施工顺序：Ｉ—ＩＩ Ｈ——冒落拱高度，ｍ，： 一ⅡＩ一Ⅳ一Ｖ。依次顺序是考虑其拱部安全情况下，最后在 Ｂ——硐室开掘宽度，取６ｍ： 避开掘进影响期，围岩趋于稳定后，再进行锚杆＋锚索支护，使 Ｋ——安全系数，一般取Ｋ－２； 锚喷网支护实体在锚索深部的锚固力作用下形成一个超强的 ｆ＿．一岩石坚固性系数，大理岩取６； 压力拱，足以维护巷道硐室来自各方面的压力。 Ｌ－——锚杆锚入稳定岩体的深度，一般按经验取０．５ｍ； Ｌ：——锚杆在巷道中的外露长度，一般取０．１ ｍ。 计算得：工＝ＫＨ＋厶＋三２ ２×云 ＋０・ ＋ｏ・ ＝ ・６ ｍ 八 、． 矿山目前使用的￣２０ｍｍｘ ２ ０００ｍｍ锚杆，达到安全要求。 Ⅲ Ⅳ 故使用矿山现在的锚杆 ２０ｍｍｘ ２ ０００ｍｍ。 （２）锚杆间排距计算（通常间排距相等） Ｖ ａ＝ ‰ （２） 图ｌ施工顺序图 式中：ａ一锚杆间排距，ｍ； ４．２硐室支护 一锚杆设计锚固力，取６４ＫＮ／根： （１）初喷阶段 Ｈ．一冒落拱高度，ｍ，Ｈ＝ ２ｆ； 硐室进行完光面爆破之后立即喷一层厚度为８０ｍｍ混凝 Ｋ——安全系数，一般取Ｋ＝２： 土用以充填围岩岩面裂隙，并迅速封闭围岩表体缩短暴露时 ｒ被悬吊大理岩的重力密度，取２８ＫＮ／ｍ 。 间防止风化膨胀脱落。 … ｓ ｍ （２）锚索、锚杆＋金属网支护阶段 在喷完第一阶段初凝基础上为防止顶板破坏，采用矿山 因此安设的锚杆的间排距为１．５ ｍ。 自制的直径ｌ５．２４ｍｍ、长１００００ｍｍ的锚索按３ｍｘ ３ｍ间排距 ３．３锚索加强支护参数选取 布置。然后按设计间排距ｌ５００ｍｍ￣ｌ５００ｍｍ安设锚杆，锚杆 针对具体情况在考虑穿孔设备、送绳方式及注浆方式条 采用 ２０ｍｍ￣２ ０００ｍｍ锚杆，并挂金属网。金属网采用菱形 件下，最终按以下两个原则来确定。 网形式，采用 ｌ０钢筋绑扎成１５０ｍｍ×１５０ｍｍ网孔的菱形网 （１）从长锚索的组合和悬吊作用出发，长锚索的长度应大 作为金属网，金属网挂好后即安装锚杆托板上紧螺母，将金属 于采场顶板可能的最大冒落高度。 网紧压在喷层上。 （２）根据等强度原则，锚索所受载荷与砂浆粘结力应相等。 （３）复喷阶段 一般取锚索长度为８～１２ｍ，根据矿山的实际情况，高强度 最后根据巷道设计轮廓线挂线复喷１２０ｍｍ混凝土覆盖 锚索长度采用１０ｍ。 在金属网及锚杆锚索托板，做到成形规整拱圆墙直，形成永久 按照锚索间排距不大于０．５Ｂ的要求， 支护。 Ｄ２＜Ｏ．５Ｂ＝３．０ｍ ５经济效益与支护效果 式中：Ｂ——巷道硐室的宽净，取Ｂ＝６ ｍ。 针对矿山的实际情况，采用锚网喷＋锚索联合支护，支护 也可根据类似矿山按类比法确定，一般情况下，长锚索网 效果好，实现了施工安全，减轻工人劳动强度，有效降低了生 度为（３～４）ｍ×（３～５）ｍ，平均每根长锚索的支护面积约为 产成本，保证了开采的安全生产并取得较好的经济效益。 １０～ｌ５ｍ２。为保证安全，确保支护效果，根据矿山实际情况， 应用围岩松动圈理论进行凿岩硐室施工，将变被动支护 取Ｄ２＝３．０ｍ。 为主动支护，和传统的料石碹支护相比，其劳动组织、施工工艺 ３．４喷碹厚度的选择 的本质是不同的。传统的施工支护是由下而上进行，增加了临 按最佳柔性状态： 时支护费用，由于其支护的复杂性，也大大增加了工时费用。 ｈ＝（０．０７５—０．０３３）ｒｏ＝０．２２５—０．０９９ｍ （３） 式中：Ｙ旷一巷道跨度一半： 参考文献： ｈ——喷碹厚度。 【１】李福辽．锚网喷加钢带锚索组合支护技术在大断面硐室中 计算得：ｈ＝（Ｏ．０７５～Ｏ．０３３）ｒｏ＝０．２２５～０．０９９ｍ 的应用【Ｊ】．科技情报开发与经济，２００７，ｌ７（２６）． 依据矿山的实际情况及硐室的用途情况，确定喷碹厚度 【２】于忠久，赵同彬．围岩松动圈理论及其在巷道支护中的应用 为２００ｍｍ，分两次喷。初喷厚度为８０ｍｍ、复喷厚度为１２０ｍｍ。 【Ｊ］．煤炭技术，２００４，２３（８）． ４硐室施工及支护工艺 【３】祁方坤，赵祉君．应用围岩松动圈理论支护特大断面硐室【Ｊ】 ４．１硐室施工 矿山压力与顶板管理，２００３． 硐室宽度为６ ｍ，长６４．４９ ｍ，宽度大、长度长，考虑其施工 ——斟协论１ｊｉ・２０１０年第３期（下）—— 由
