井下硐室过上覆空巷掘进及支护技术研究_杨建强.pdf

井下硐室过上覆空巷掘进及支护技术研究 杨 建 强 （大同煤矿集团有限责任公司燕子山矿 ，山西 大同 037000 ） 摘要 为保证燕子山矿 1035 东区材料暗斜井提升机硐室安全过上覆空巷， 基于自稳隐形拱理论， 提 出从施工方法及支护技术两方面进行优化设计； 综合分析后， 掘进施工方法采用分区分段施工， 支护 技术采用锚网索联合支护， 在提升机硐室中设置位移管观测， 对施工及支护效果进行评价， 结果表明， 所采用的施工和支护技术有效控制了硐室围岩位移量， 保证了提升机硐室过上覆空巷的施工安全。 关键词 硐室 ； 上覆空巷 ； 施工方法 ； 支护技术 中图分类号 TD354文献标志码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 02- 0009- 03 Study on driving and Supporting Technology of Underground Chamber Passing Through Overlying Gob YANG Jianqiang （DatongCoal MiningGroup Co., Ltd. Yanzishan Mine ， Shanxi Datong 037000） Abstract In order to ensure the safety of the hoist chamber in the 1035 east area of Yanzishan mine, based on the theory of self stable invisible arch, the paper puts forward the optimization design from two aspects of construction and support technology. After comprehensive analysis, the construction ofdriving adopts subsection construction, and the support technology adopts bolt mesh cable combined support. The displacement pipe is set in the hoist chamber to observe the construction The results show that the adopted construction and support technologycan effectivelycontrol the displacement ofsurroundingrock and ensure the construction safetyofthe hoist chamber passingover the overlyingtunnel. Key words Chamber ; overlyingtunnel ; construction ; support technology 0引言 煤矿井下开拓及生产过程种为满足开采、通风 和运输等要求， 不可避免的要在已有巷道下方进行开 拓掘进施工或回采作业[1]， 由于上覆空巷的存在， 给工 作面的安全施工带来一定的挑战， 当工作面与上覆空 巷的距离较近时， 则工作面有可能发生冒顶、 有害气 体下泄等事故[2]， 而上覆巷道也会受到下方施工作业 的影响， 危害上覆巷道的安全， 影响巷道的正常使用， 当井下硐室穿过上覆空巷时，由于硐室断面较大， 其与上覆空巷之间的相互影响更加不可忽视， 为保 证井下施工作业的安全， 有必要对硐室过上覆空巷 的掘进及支护技术进行研究[3-4]。 1工程概况 燕子山矿 1035 东区材料暗斜井提升机硐室为 拱形， 现已掘进到距提升机硐室开口 4.5m 处， 在提 升机硐室开口处斜上方 （西北向东南） 上覆有一条 309 盘区辅助运输巷，与施工的小断面层间距 8.85m； 另距离贯通点 22m 处斜上方 （西北向东南） 有一条 309 盘区辅助运输巷， 与施工的小断面层间 距为 6m， 提升机硐室断面图如图 1 所示。由于所掘 巷道与上覆两条空巷层间距较薄，为防止冒顶、 有 害气体下泄安全隐患， 应采取专门的掘进及支护技 术措施。 图 1提升机硐室剖面图 2基于自稳隐形拱理论的硐室过上覆空巷矿 压控制理论 井下硐室开挖后由于原岩应力平衡状态被打 破， 将产生应力重分布， 围岩发生变形和破坏。研究 分析证明， 围岩具有一定的自稳能力， 新奥法正是 利用围岩的这种自稳能力来进行掘进及支护作业， 从而大大减小了施工成本。自稳隐形拱理论可以表 述为 硐室围岩的变形和破坏现象， 不会无限制的 发展下去，终必在一定的范围内达到平衡状态， 从 而不再进一步发展。而在围岩未达到自稳状态的过 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 9 ChaoXing 程中， 不可避免的会出现围岩变形、 甚至片帮、 垮落 等现象， 因此支护结构的目的并不是来抵抗原始地 应力， 而是保证围岩自稳过程中的稳定， 可见在井 下硐室及巷道支护中， 应利用自稳隐形拱的基本理 论，来对巷道的开挖断面及支护方式进行设计， 从 而减小支护工作量，保证硐室及巷道围岩的稳定 性。自稳隐形拱理论将围岩划分为不同的区域， 如 图 2 所示。 图 2围岩自稳隐形拱区划图 围岩体开挖后若及时进行支护， 则围岩可在较 短时间内达到自稳状态， 若支护不及时或围岩条件 较差， 则围岩将发生持续的变形破坏， 直至达到极 限自稳隐形拱。而极限自稳隐形拱的高度和范围对 围岩应力有很大的影响， 控制其高度可有效降低围 岩应力， 提高支护结构的可靠性。围岩极限自稳隐 形拱的范围与硐室支护方式、 施工方法和围岩地应 力等状态有关， 因此硐室掘进施工时， 尤其对于过 上覆空巷的硐室， 应从支护方式和施工方法等方面 综合考虑，减小硐室围岩极限自稳隐形拱的范围， 从而减小下伏硐室与上覆空巷之间的相互影响。 3施工及支护技术措施 3.1施工方法 基于自稳隐形拱理论， 掘进施工方案为 掘进 至距提升机硐室 4.5m 时，以 3- 3 拱形断面 宽 3.2m高 3.3m ）平掘①区域 14.5m， 再退后掘进机 扩左帮②区域 14.5m（扩帮每前进 1.0m 跨度增加 0.3m， 巷高 3.3m ） ， 然后以 5- 5 拱形断面宽 4.74m 高 4.02m根据中腰线掘 30.796m 与绞车房贯通， 如 图 3 所示。掘进过程中的出渣方式如下使用 EBZ- 260 型掘进机组将截割下的岩渣→中心刮板 机→转载机→2 部胶带机→头部胶带机→矿车里， 人力把满载的矿车推到巷口存车场， 重车达到一定 数量后由运输一区负责带出井。 图 3提升机硐室施工布置图 3.2支护方式 支护方式采用锚网索联合支护形式， 施工循环 进尺为 0.8m； 锚杆到工作面的最小控顶距离 0.7m， 最大控顶距离为 1.5m； 锚索到工作面的最小控顶距 离 0.7m， 最大控顶距离为 2.3m。上排护帮支护距工 作面最大允许距离不大于 3m，下排护帮支护距工 作面最大允许距离不大于 10m。 3.3支护布置 1） 锚网索支护布置。①3.2m （宽） 3.3m （高） 拱 形断面 （如图 4a ） 顶帮锚杆支护布置 9 排， 分布在 巷道中心线两侧， 间距 800mm， 排距 800mm， 布置 450mm 短钢带。拱顶中心线上布置 1 排锚索， 垂直 拱顶， 排距 1600mm， 锚索长度 6.3m。②扩帮锚杆按 间排距 800mm 布置，锚索按间排距 1600mm 布置， 长度 6.3m。③4.74m （宽） 4.02m （高） 拱形断面 （如 图 4b） 顶帮锚杆支护布置 13 排， 间距 800mm， 排距 800mm， 各布置 450mm 短钢带。 顶板布置 2 排锚索， 间排距 1600mm， 锚索长度 6.3m。 （a）（b） 图 4硐室巷道支护断面图 2） 锚网索支护材料规格。①顶、 帮锚杆规格 φ20mm2400mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆； 150mm （长）150mm （宽）10mm （厚） ，中心孔直径 φ25mm 的高强度拱形铁托板；规格为 φ23mm 600mm 的 MSCKa- 23/60 型 树 脂 锚 固 剂 ；450mm （长） 220mm （宽） 3mm （厚） W 型钢带； 每根锚杆 使用 1 卷树脂药。②锚索支护材料及规格 矿用低 松驰钢绞线， 长度为 6.3m， 直径为 φ17.8mm； 中心 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 10 ChaoXing 孔 φ22mm， 250mm （长） 250mm （宽）16mm （厚） 的 垫 片 ； 规 格 为 φ23mm 600mm 的 超 快 MSCKa- 23/60 型树脂锚固剂、中速 MSZ- 23/60 型树 脂锚固剂； KM18- 1860 锚索锁具；每根锚索使用一 根超快一根中速 2 卷树脂药， 按先快后中依次推入 孔中。③金属网 由 8 铅丝编制而成， 顶板网规格 7000mm （长）1200mm （宽） ， 护帮网规格 3400mm （长） 1700mm （宽） 。 3） 钢梁布置。提升机硐室两端口锁口钢梁布 置 左、 右端口分别按间距 1.0m 垂直巷道布置 3 根 3 孔 3m 长钢梁， 孔距 1.3m、 3 根 3 孔 4.2m 长钢梁， 孔距 1.8m。 3.4安全技术措施 在提升机硐室巷道施工时应遵循以下安全技 术措施在掘进前必须探明与上覆空巷的层间距； 打锚索支护钻孔时如与上覆空巷穿空， 必须立即停 钻撤人， 巷口设置拦人警戒， 并汇报值班室。施工过 程中严格按照中腰线掘进， 坡度不能超过 8， 使机 组容易进退； 必须保证巷道成型， 规格质量； 打锚 杆、锚索时要按规定的排间距布置，保证角度、 眼 深、 树脂药量、 搅拌时间达到要求； 风筒不到位必须 停止生产， 只有接到位后方可继续生产， 任何人不 准私自拆开或损坏风筒； 眼内有甲烷涌出， 有异常 声响时、 甲烷超限时， 要立即停止打眼进行处理； 损 坏的托板要及时更换， 锚杆损坏或不合格时要及时 在其附近补打， 作业人员要在超前支护的掩护下作 业； 巷道因炸帮等原因超宽时， 够一个支护间距必 须及时补上此处的支护； 移风钻或放下风钻架时必 须将钻扶好， 防止跌倒伤人。同时注意顶板情况， 防 止零皮伤人； 人工抬运钢梁时， 要保持 2m 的安全距 离， 要前后照应， 协调一致， 全力抬运， 同起同放， 确 保人员安全。如果人员被困， 应选择高处等待救援 并且切断工作面电源。 4施工及支护效果评价 为进一步了解所采用的施工技术及支护方法 的合理性，在提升机硐室中设置位移管观测站， 主 要观测参数有 顶板位移、 顶板离层量和两帮位移。 安排观测员每掘进 5m，对观测参数进行一次记录 和分析， 判断有无异常情况， 并对围岩位移量进行 预测， 保证施工的安全， 观测参数随掘进工作面的 推荐距离不断变化， 如图 5 所示。 从图 5 中可以看出， 采取了分段分区掘进施工 方案和锚网索联合支护方式后， 过上覆空巷的硐室 围岩变形得到有效控制， 顶板最大位移量、 两帮最 大位移量、顶板离层量最大值分别为 58mm、 46mm 和 18mm， 且提升机硐室的各位移量， 在巷道推进至 20m 左右时趋于稳定。 图 5硐室围岩位移量 5结论 1） 为保证燕子山矿 1035 东区材料暗斜井提升 机硐室安全过上覆空巷，基于自稳隐形拱理论， 提 出了从施工方法及支护技术两方面进行优化设计。 2） 综合分析后， 掘进施工方法采用分区分段施 工， 支护技术采用锚网索联合支护， 在提升机硐室 中设置位移管观测，对施工及支护效果进行评价， 结果表明， 所采用的施工和支护技术有效控制了硐 室围岩位移量。 参考文献 [1] 贾方伟. 近距煤层过上覆煤柱巷道强矿压研究与治理[J]. 同煤科技,2019 （04） 37- 39. 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