关于煤层中大断面硐室工程施工方案的探讨.docx
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关于煤层中大断面硐室工程施工方案的探讨
关于煤层中大断面硐室工程施工方案的探讨
摘要:
在煤矿建井工程中,马头门是一种特殊的硐室工程,该处围岩受井筒掘进时的扰动,且处于井筒与井底车场的连接部位的应力集中带。
因此马头门的设计与施工是建井工程中的难题。
本文通过对淮南矿业集团潘一矿第二副井-788m马头门施工过程中的实践,提出了一种行之有效的施工方法,兼顾了安全、质量和工期,具有一定的应用价值。
关键词:
马头门煤层支护施工方法
1工程概况
淮南矿业集团潘一矿第二副井-788m马头门位于第二副井东西方向,属二水平开拓工程,由淮南矿业集团矿业工程分公司负责施工。
东、西马头门长度分别为26.5m和60.3m,其中第二副井井筒中心线向东西方向各14.5m为马头门加固段,该段断面尺寸为(净)宽×高=6100×7408mm,上部位于6-1煤层中,煤层层厚4m,煤质极其松软,呈粉状,且属于突出危险煤层。
本文重点对该加固段的施工方案进行探讨。
为了使井筒安装与马头门掘砌平行施工,矿方拟定由第二副井措施巷施工等候室通道,从等候室通道进入马头门施工。
2支护方案及参数
2.1外层支护马头门加固段设计外层支护为锚杆金属网网喷射混凝土、锚索、29U型钢支架联合支护。
锚杆规格Φ22×2500mm高强树脂锚杆,间排距800×800mm,梅花形布置,每孔2卷树脂锚固剂(拱部Z2355型,帮部Z2850型)。
金属网规格Φ6.5×2100×1200mm,网格150×150mm。
喷射混凝土强度C20,喷厚100mm。
锚索规格Φ17.8×8200mm,环向间距3000mm,纵向间距2000mm。
29U型钢支架分7节,顶梁3节,腿4节,每两节搭接处使用3副29U钢卡缆。
支架间距500mm,每架使用4组Φ22×2500mm固棚锚杆固定。
支架与外层喷射混凝土间留200mm厚充填层。
外层支护完成后进行注浆加固,采用深浅孔交叉布置,间排距3200×3200mm,孔深:
浅孔1m,深孔3m。
注浆采用P.O42.5普通硅酸盐水泥,水灰比1:
0.8。
2.2内层支护马头门加固段增设反底拱,内层支护为整体现浇钢筋混凝土支护。
混凝土强度C50,壁厚700mm(底拱厚600mm)。
设计为双层钢筋,环向钢筋为HRB335级Φ25mm热轧带肋钢筋,间距200mm;横向钢筋为HRB335级Φ22mm热轧带肋钢筋,间距250mm;钢筋保护层厚度50mm。
3施工方案的选择
根据设计设计的支护参数,马头门加固段内、外层支护总厚度为1124mm,因此该段掘进断面尺寸达到了宽×高=8348×9032mm。
经过分析,有以下两种可行的施工方案:
方案一:
由等候室进入,直接向井筒方向分层掘进。
其优势是直接一次性掘进并支护到位,节省工时。
劣势是断面跨度大,且6-1煤位于巷道顶板,顶板较难管理,且通风困难。
方案二:
由等候室进入,先施工断面较小的导硐与井筒方向贯通,然后从井筒开始分别向东西方向分层扩刷。
其优势快速形成自然通风,且顶板容易管理,贯通后扩刷时,扩刷的矸石直接漏入导硐内,通过耙斗装岩机装走。
劣势是需要先掘进导硐,后期还需要拆除导硐的支架,浪费工时。
我们通过对上述两种方案的对比分析,考虑安全因素,认为方案二的方法虽然比方案一多出两道工序,但是该方案安全系数比较高,而且爆破作业时多一个自由面,爆破效果较好。
因此,决定采用方案二。
4施工方法
4.1掘进及临时支护马头门加固段施工分3层进行。
上分层层高2.8m,中分层高3m,下分层高3.2m。
由于马头门加固段上层位于6-1煤层中,且煤质松软,瓦斯涌出量大。
矿方规定掉顶超过1m即按事故追查,因此,上分层掘进必须以最大限度的预防掉顶为原则。
根据煤矿安全规程,突出危险煤层掘进严禁使用风镐,因此上分层掘进以手稿挖掘为主。
先将巷道正顶按设计高度挖出800×800mm见方的面积,然后贴上相应面积的金属网片(可用普通金属网经裁剪制成),并用一根水压单体支柱进行临时支护。
临时支护完成后,在金属网片四角各施工一根锚杆,待锚杆生效后卸压单体支柱,在网片中心施工一根锚索(锚杆、锚索规格见外层支护参数)。
锚索加压后,人员站在网片下向两侧继续刷掘,每次刷800×800mm见方,并及时进行临时支护和锚网支护,刷掘够3m距离即施工锚索。
直至刷够上分层高度。
上分层刷掘时的矸石漏入导硐中经耙斗装岩机运走。
按照上述掘进方法,能够最大限度的减少空顶面积,缩短煤体暴露在空气中的时间,降低风化,将掉顶的危险性降到最低。
人员始终在已进行锚网支护的顶板掩护下作业,安全能得到保障。
中分层及下分层为岩石为砂岩,采用爆破法施工,每次炮后及时进行锚网喷支护。
中分层施工完成后,将原导硐的支架拆除。
4.2架设29U型钢支架因为后期中分层、下分层施工时,29U钢支架整体悬空,因此29U型钢支架的安装以及固定直接关系到重大的安全问题。
经讨论,认为有以下两种可行的施工方案:
方案一:
按照上述掘进方法将加固段上分层整体掘进出来,完成锚网喷及锚索支护后,一次性架设所有顶梁。
具体方法为:
地面加工四根工字钢托梁,托梁上按照500mm的间距加工凹槽,每两个凹槽之间加工Φ30mm圆孔。
在巷道正顶向两侧各1m的位置各施工一组锚索,锚索穿过工字钢托梁的圆孔将托梁悬吊起来。
托梁悬吊好后,将29U钢支架的顶梁窜过托梁卡在托梁上的凹槽内并按中线找正。
所有的顶梁都上好后,在托梁上每两架顶梁之间的圆孔内施工锚索,通过对锚索加压使顶梁固定。
顶梁固定好后,安装第二节梁,待所有的二节梁全部安装完成后,在两帮各自用一组锚索配合工字钢托梁固定。
按照上述方法施工完成后,相当于每一架支架的顶梁都有3根锚索固定,只要锚索能够锚在稳定的岩层内,悬吊力足够满足整架支架的自重,在施工中分层及下分层时,安全系数较大。
这种方案在上分层完全掘进出来后一次性架设U钢支架,用4根工字钢托梁将所有的U钢支架顶梁固定,使得所有的U钢支架连成整体,对支架的受力有利,需要注意的是在锚索加压之前,必须将支架与顶板之间的空隙充填实,这样才能使锚索打上劲,也有利于控制顶梁高度。
另外这种方法在掘进初步锚网喷支护完成后集中架设支架,工时利用比较充分,有利于加快施工进度。
但是这种方案只适合于在顶板岩性相对稳定的情况下,初期的锚网喷支护能够控制住顶板时才能采用这种方案。
方案二:
按照4.1的方法掘进时,每次只掘一架顶梁的距离,并在锚网喷支护完成后及时架设一架顶梁。
具体方法为:
地面加工若干工字钢拉条(11#工字钢,长700mm,上面按500mm间距做两个凹槽,凹槽中间留Φ30mm圆孔)。
按照4.1所述的方法掘出一架顶梁的距离后,在顶板正中向两侧各1m的位置各施工一跟锚索,将工字钢拉条悬吊在顶板上,并使其一端的凹槽卡在上一架支架的顶梁内口。
悬吊好后,U钢支架顶梁窜过拉条卡在拉条另一端的凹槽内。
按中线找正后对锚索加压。
然后安装两侧的第二节梁,并同样用锚索配合工字钢拉条固定。
待这一架U钢支架安装及固定完毕后,人员在已支护好的空间下进行下一循环作业直至上分层施工完成。
同样每架支架由3根锚索固定,悬吊力能够满支架自重的要求。
这种方案,每一循环安装并固定好U钢支架后再进行下一循环作业,最大限度地保证了顶板的安全,另外,人员站在已架设U钢支架的空间下作业,安全系数较大,适宜在顶板煤岩层破碎,单纯锚网喷支护无法控制顶板时采用。
但是这种方案,每支工字钢拉条只能固定2架支架,所有的支架由多组独立的拉条固定,支架整体性较差。
根据矿地质部门的地质预报,结合现场揭露的巷道顶板煤岩层情况,我们发现西马头门加固段顶板的煤岩层情况比东马头门相对稳定。
而且经过现场试验,单纯通过锚网喷能够较好地控制顶板,而东马头门加固段因顶板煤层较厚,煤质破碎,单纯通过锚网喷很难保证顶板安全。
经过综合比较上述两种方案的特点,我们决定在西马头门加固段上分层采用方案一,东马头门采用方案二。
按上述方案将上分层施工完成后,因加固段硐室中、下部均为砂岩,因此中分层及下分层均可以在锚网喷支护完成后集中安装棚腿。
需要注意的是在棚腿安装完成后必须及时用固棚锚杆配合29U型卡缆下盖固定。
5硐室变断面山墙部位的处理
该马头门山墙高度为2m,根据矿方的地质预报,预计该部位围岩为全煤。
开工前拟定的施工方案为:
在大断面(即加固段)施工到变断面位置后,在山墙上沿小断面轮廓线向前密集施工一圈超前护顶锚杆,锚杆间距100mm,角度略微上挑。
这样,护顶锚杆既能起到超前护顶的作用,另外还能将待掘进的煤体与需要保留的煤体之间隔离开,降低掘进扰动对需保留的煤体的影响。
但是在加固段施工至山墙位置后,我们发现,由于原来施工导硐时爆破震动的影响,该处煤层已完全破碎,丧失自承载能力,采用原拟定的方案已经不可行。
经过分析我们认为,单纯通过被动的护顶很难将该处山墙完整的保留出来。
因此决定在山墙位置继续向前扩刷,主动将破碎难以保留煤层清除,并进行初步的锚网支护。
待小断面的U钢支架安装完成后,及时将上部空间用木垛接实,在山墙位置挂金属网片并喷浆封闭,后期注浆时将该处空隙注实。
这样人工制造出一个山墙来,即保证了施工安全,又不影响工程质量。
实践证明,通过上述方案,能够较好地保证安全和工程质量,同时在安全前提下最大限度地提高工时利用率,加快施工进度。
在东、西马头门加固段施工过程中,在跨度8.3m,顶板为粉状煤层的条件下,没有发生一起顶板或瓦斯事故,同时工期提前5天,产生了良好的安全及经济效益。
参考文献[1]何满潮,孙晓明.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南.科学出版社.2004.[2]曹树刚,边金等.软岩巷道支护理论及支护机理的研究和发展.矿业安全与环保.2001年10月.[3]王爱国,王明远,林登阁.井底车场硐室围岩破坏机理及加固技术研究.煤矿支护.2006年第3期.