高挑大斷面托頂煤硐室施工技術研究

王寶華 蔡 鵬

（河南省新鄭煤電有限責任公司，河南 新鄭 451184）

1 組裝硐室施工面臨的困難

新鄭煤電公司設計生產(chǎn)能力300 萬t/a，主采山西組二1 煤，煤厚3～8 m，屬于豫西“三軟”煤層。公司一直采用質量輕、大底座中位放頂煤支撐掩護式支架回采，因其支架操作復雜、勞動強度大、投入人力多、煤炭回收率不高等缺點，制約公司安全高效發(fā)展。為提高回采率，減輕職工勞動強度，引進了ZF6400/19/30 型低位放頂煤支架，與原支架相比，具有支架操作相對簡單、勞動強度低、放煤能力大、回采率高等優(yōu)點。

由于低位放頂煤支架設備比中位放頂煤支架體積大，且中央采區(qū)軌道上山主斜坡安裝有架空人車，無法滿足低位放頂煤支架整體運輸要求。為解決支架運輸難題，經(jīng)研究確定在中央采區(qū)軌道上山主斜坡上部（12204 工作面下車場）施工支架組裝間。

由于組裝間主要作用是起吊、安裝支架，要求工程變形量不得超過100 mm。該組裝間為永久性工程，經(jīng)計算，組裝間采用41 m2梯形斷面，支護方式選用12#礦工鋼+混凝土支護。組裝間上部為煤，下部為巖石，為托頂煤施工硐室，施工距離短，斷面大，開口施工難度較大，頂板管理及圍巖變形控制困難。如圖1、圖2 所示。

2 技術方案的實施

2.1 影響因素分析及煤體固化

分析大斷面托頂煤支架組裝間的施工條件，主要問題有：

（1）在12204 下車場施工支架組裝間。該段工程上部為煤，下部為巖石，煤層松軟，局部圍巖破碎，施工過程中易引起巷道冒頂、圍巖垮落等事故，機械化施工難度大，影響工程進度與質量，存在安全隱患。

（2）組裝間頂部起重機橫梁跨在兩巷上，圍巖強度不能滿足其變形量要求。

經(jīng)研究，決定采取煤體固化技術對該段工程進行圍巖加固。用注化學漿的方法，使用馬麗散為主等化學材料配制溶漿液，用注漿設備將溶漿液注入地層、縫隙使其滲透、膠結、凝固最終固化。圍巖固化后抗壓強度將達到25～35 MPa，達到增加圍巖強度目的，降低了頂板管理的難度。

圖1 組裝間平面圖

圖2 組裝間斷面圖

2.2 主被動耦合支護技術

為解決巷道圍巖變形問題，實現(xiàn)圍巖變形量≦100 mm 要求，在該段巷道采用錨桿索+工字鋼剛性支架壁后充填聯(lián)合耦合支護技術。

2.2.1 工字鋼棚設計

（1）支架斷面參數(shù)選擇

根據(jù)設計的巷道斷面，確定凈寬B=5000 mm，凈高H=6300 mm。

（2）工字鋼承載能力計算

根據(jù)現(xiàn)場實際地質條件，選取單位載荷集度q1=1 kN/m，q2=8 kN/m。

支架承載能力:

由以上公式，可以求得支架的承載能力

P=2×[ 8×6.3+( 1+ 8)×5 ]=191 kN。

（3）工字鋼支護密度

頂板方向每米巷道的計算載荷P0為：

式中：P '為標準的單位載荷，47.6 kN/m；kn為過載荷可靠性系數(shù)，1.4；knp為巷道掘進方法影響系數(shù)，1.1；B 為巷道寬度，m。

求得P0= 47.6×1.4×1.1×5=366.5 kN/m。

支護密度等于每米巷道計算載荷P0除以單架支架工作阻力P，即：

n ≥P0/P=366.5/191=1.92

即每米巷道需1.92 架工字鋼支架支護，則巷道支護棚距為500 mm。

2.2.2 錨桿索設計

（1）根據(jù)“組合梁”原理錨桿計算方法，選取錨桿長度

式中：L1為錨桿外露長度，取0.05 m；L2為錨桿有效長度（頂錨桿取免壓拱高b，幫錨桿取幫破碎深度c），m；L3為錨入巖層內深度，取0.8 m。

巷道免壓拱高：

式中：B、H 為巷道掘進跨度和高度，B=5 m，H=6.3 m；f頂為頂板巖石普氏系數(shù)，取5；ω幫為兩幫圍巖內摩擦角，取75°(查普氏巖石分類表)。

b=[0.5×5+6.3×tg(45°-0.5×ω幫）]÷5

=0.67 m

c=6.3×tg(45°-0.5×75°)=0.83 m

則錨桿長度：

L ≧0.83+0.05+0.8=1.68 m

公司使用錨桿為Φ20 mm×2000 mm 型樹脂錨桿，滿足計算要求。

（2）錨桿間排距計算

式中：a 為錨桿間排距，m；Q 為錨桿設計錨固力，≥70 kN/根；L2為免壓拱高度b，取1.0 m，r 為懸吊巖石的重力密度，取28 kN/m3；K 為安全系數(shù)，取K=2。

錨桿間排距a=1.25 m。

施工過程中錨桿間排距為0.8 m ＜a=1.25 m，滿足錨桿間排距計算要求。

2.2.3 懸吊理論校核錨索間距

為防止巷頂巖層發(fā)生大面積垮落，選用直徑為15.24 mm×9000 mm 鋼絞線錨索，將錨桿加固的直接頂圍巖懸吊于基本頂堅硬巖體中。錨索校核間距、冒落方式按圍巖最大冒落高度大于錨桿長度的整體垮落計算，依托巷道內錨桿和錨索錨固圍巖一起懸吊于頂部穩(wěn)定巖石。在忽略巖體粘結力和內摩擦力的條件下，計算錨索間距如下：

式中：L 為錨索排距，m；B 為巷道最大冒落寬度，5.5 m；H 為巷道冒落高度，取4.1 m；r 為巖體容重，28 kN/m3；L1為錨桿排距，取0.8 m；F1為錨桿錨固力，取70 kN；F2為錨索極限承載力，取230 kN；θ 為角錨桿與巷道頂板的夾角，取75°，n 為錨索排數(shù)，取1。

L=[BHr-（2F1Sinθ）/L1]/nF2

=[5.5×4.1×28-（2×70×Sin75）÷0.8]÷230

=2.0 m

通過上述計算，正巷錨索間距L 小于2 m。

故幫部選用5 m，頂部選用9 m 巷道支護錨索，采用1-2-1布置方式，間距1.6 m，滿足巷道支護要求。

2.3 壁后充填技術

采用ZBY-30/7.0 型雙液注漿泵對注漿孔進行注漿，硅酸鹽水泥與水按1:0.75 進行配比。利用注漿泵將水泥等充填到支架壁后較大的空隙內，將破碎矸石膠結成整體，實現(xiàn)對巷道圍巖全面加固。壁后充填能充分發(fā)揮工字鋼棚的支護性能，改善支架與圍巖關系，增加圍巖自承能力。

2.4 “Z”字形開口施工方法

擴刷區(qū)域一開口方法：開口時第一棚無法達到設計采高時，可以過渡1～2 棚后擴修至設計采高，再按照±0°向前施工。

擴刷區(qū)域二開口方法：通過第一次擴刷的經(jīng)驗，選取頂板完好的地方進行掐口。從東或西幫開始掐口挑頂（挑頂高度0.5～1 m，具體挑頂高度可根據(jù)頂板情況而定），然后剔頂戴梁，刷幫站腿（此處采用1.5 m 長坑木作為梁，腿逐漸加長，最終達到設計高度），腿、梁之間加扒釘、撐桿加固。再按照約+17°向另一幫架坑木棚，坑木棚棚距為1 m。施工至設計高度后將坑木棚更換為工字鋼棚，再將未達到設計高度的坑木棚全部替換成工字鋼棚（高度不夠時刷幫、踢頂至設計高度）至此完成開口工序（如圖3 所示）。

圖3 “Z”型開口施工法示意圖

3 礦壓觀測

組裝間大斷面托頂煤硐室施工完成后，在組裝間內布置“十字”觀測站，每組觀測站設置兩組觀測點（頂?shù)装遄兓亢蛢蓭妥兓浚?。通過礦壓觀測檢驗，巷道頂?shù)装逡平? mm，兩幫收斂量5 mm，滿足組裝間變形量≦100 mm 使用要求。

4 結 論

大斷面托頂煤硐室通過煤體充填和固化，利用擠壓拱和懸吊理論，采用主被動耦合支護技術實現(xiàn)對圍巖的控制，并輔以壁后注漿技術對組裝間兩幫和基礎進行加固，實現(xiàn)了安全施工。經(jīng)后期觀測，巷道變形量小，使用效果良好。組裝間工程采用“Z”型開口法和“臺階”施工法，有效解決了組裝間距離短、斷面大的施工問題。