综采支架井下维修与存放硐室设计和施工

裘世军,武 涛,聂凤智

(山东省七五生建煤矿,山东微山 277606)

综采支架井下维修与存放硐室设计和施工

裘世军,武 涛,聂凤智

(山东省七五生建煤矿,山东微山 277606)

山东省七五生建煤矿许楼井施工综采支架维修与存放硐室,在围岩条件比较差,断面大、埋藏深等复杂条件下,采用组合拱理论计算,合理地选取了支护形式及支护参数,并采用现代化综合施工工艺,取得了理想的效果。

综采支架;硐室;设计;组合拱

Design and Construction of Underground Cavern for Maintain and Storage of Powered Support

七五生建煤矿目前有综采支架共 3套,由于井上工业广场有限,从工作面撤下的支架以及待修的支架,只能存放于井下巷道内,在一定程度上影响巷道通风,同时由于在大巷内维修,对维修人员安全存在隐患。因此,经有关部门研究决定,在井下-624m西翼轨道北侧,施工综采支架维修存放硐室。硐室设计长度 450m,其中维修硐室 50m。

1 工程地质

本巷道所在地层为一单斜构造,走向 110°,倾向 200°,倾角 5°。根据现掌握的资料,本巷道所在地层构造复杂,有张庄逆断层 8条、贾庄断层等落差较大的断层,还有几条落差较小的断层。

本硐室主要充水水源为煤层顶板砂岩裂隙水。根据北一采区实际掘露情况,以及支架硐室在实际施工过程中掘露情况来看,顶板淋水点不多,并且淋水量也不大。支架硐室地层如图 1。

图1 支架硐室地层综合柱状

2 断面设计

七五煤矿使用的综采支架有 2套轻型支架,型号 ZY3200/16/36,1套薄煤层综采支架,型号ZY3000/09/20。在井下运输过程中,轻型综采支架的外形尺寸为 1500mm×5000mm×2000mm(宽×长 ×高,在平板车上),薄煤层综采支架的宽度和轻型支架一样,所以在存放时,只要能满足轻型支架的硐室断面,就可以满足薄煤层综采支架。根据综合考虑,为充分利用断面空间和减少硐室的工程量,综采支架存放于硐室两侧,中间铺道。

2.1 维修硐室断面尺寸设计

维修硐室断面尺寸,应满足龙门吊车的安全行走间隙。龙门吊外形尺寸为 5800mm×3600mm(宽 ×高),因此,维修硐室的宽度 B为：

硐室高度,经过绘图法在直墙高度 3200mm,拱高 1600mm的时候,龙门吊车距硐室顶板的最小距离为 267.37mm,完全满足安全要求。如图 2。

图2 维修硐室断面

2.2 支架存放硐室断面尺寸设计

存放硐室考虑放 2排支架,分别靠硐室两帮,中间铺道,轨道两侧靠硐室两帮打地坪,地坪标高略低于轨面水平,综采支架运至硐室内,用简易支架吊装装置从平板车上卸至两侧地坪之上。因此,硐室宽度为：B=1500×3+300×4=5700(mm)

安全间隙取 300 mm,硐室直墙高度取 2000 mm,采用高跨比为 1/3的圆弧拱,即 f=1900 mm。断面设计如图 3。

图3 存放硐室断面

3 支护设计

3.1 支护结构

设计断面为直墙圆弧拱,墙高 3.2m,拱高1.6m,净跨 6.4m,喷厚 0.15m,钢筋网。组合拱锚喷结构如图 4。

图4 组合拱锚喷支护结构

3.2 锚杆参数确定

3下煤的体积力γ=1.35×9.8×103N/m3,泊松比μ=0.29,黏聚力 C=4.8MPa,内摩擦角φ =28.8°,单向抗拉强度σ1=1.24MPa。原岩应力 P0=γ平均h,式中γ为上覆岩石的平均体积力,取γ=2.7×9.8×103N/m3;h为埋深 660m。则：

(1)确定断面的荷载高度 hy。按照支护抗力Pi=0时,围岩对应的塑性区范围 R0近似为：

式中,r0为净半径,4.0m。

喷射混凝土厚度按照最佳柔性厚度计算

取 h′为 0.15m,喷射混凝土体积力为 2.3×9.8×103N/m3。由于在施工中,分别使用 MSZ2530,MSZ2550的树脂锚固剂,达到的锚固力为 64kN,树脂锚固长度为 0.8m,则锚杆的全长L为：

取锚杆的全长为 2.4m,锚杆纵向间距取 b=0.7m,故组合拱荷载集度为

式中,γy,hy为围岩的平均体积力与松动荷载高度;γ,h′为喷射混凝土体积力与厚度;b为锚杆的纵向间距;k为安全系数,取 2～3。

将有关数据代入计算得：

(2)取有效锚固深度 L=1.8m,大体等于荷载高度。

选取锚固力 Q=64×103N/根,则

式中,Q为单根锚杆的锚固力;N为锚杆密度;D为锚杆间距;b为锚杆排距,0.7m。

取D为 0.7m,即锚杆的间排距为 0.7m×0.7m。

3.3 组合拱参数确定

组合拱的计算厚度 hZ,计算高度 f,拱跨 B,半径 r,分别为

式中,θn为拱部所对圆心角之半,为 53°。

3.4 钢筋网的参数确定

式中,A为每 1m范围内钢筋网总截面积;σL为钢筋设计抗拉强度;KP为软岩或动压井巷荷载增大系数,正常情况下静压巷道取 1。

式中,d为钢筋直径;a为钢筋网间距;n为钢筋网层数,一般 n=1～2。

七五煤矿目前所用钢筋网网格间距为 0.1m,前面已计算硐室的喷射混凝土厚度为 0.15m,锚杆的间排距为 0.7m×0.7m,钢筋的抗拉强度为σL=235MPa,荷载增大系数 KP取 1,铺单层金属网,代入公式计算得

综合以上计算,锚杆采用螺纹钢锚杆,直径为20mm,长度分别为 L=2400mm,每根锚杆均用 2支树脂锚固剂固定,锚固长度不少于 800mm,2400mm长锚杆外露长度为 100～150mm,2100mm,1800mm长锚杆外露长度为 30～50mm,托盘为正方形,规格为：长 ×宽 =130mm×130mm,用 8mm钢板压制成弧形。锚杆均使用配套标准螺母紧固,树脂锚固剂直径为 25mm,锚固剂型号为MSZ2530,MSZ2550,每根锚杆锚固力不小于 64kN。使用单层 Q235钢筋网,网格 0.1m×0.1m。考虑到有一段硐室的顶板是 3下煤,采用高强度低松驰 1×7标准型钢绞线组成的预应力锚索进行补强 (锚索间排距为 2000mm×2700mm),采用 3支MZK2550树脂锚固剂。

4 硐室施工

施工时,先施工支架存放硐室部分,后施工支架维修硐室部分。

4.1 施工机具

采用 CMJ液压钻车,ZC-3B型履带式侧卸式装岩机,DXT-60型蓄电式电瓶车,42mm钻头。炸药采用煤矿许用二级水胶炸药,其规格为φ35mm ×350mm ×500g,Bff-200型发爆器。

4.2 爆破参数

设计爆破参数见表 1,预期爆破效果见表 2。

4.3 劳动组织

在施工中,巷道掘进采用 “三八”制生产,每班 15人,1个循环,循环进尺 1.9m。采用 “两掘一喷”作业方式。循环作业图表如图 5。

表1 爆破参数

表2 预期爆破效果

图5 正规循环作业

4.4 安全技术措施

当硐室顶板是煤,或者过断层破碎带时采用打超前穿杆的方式施工,作业方式由 “两掘一喷”,改为“一掘一喷”,每个班放完炮之后先初喷一层厚度不低于 30mm的混凝土。在顶板破碎、压力大或地质变化带下作业时,适当缩小锚杆排间距,适当增加喷浆厚度。

5 结束语

(1)采用组合拱理论计算,结合围岩条件,选择合适的锚杆支护参数,有效地控制围岩变形,充分发挥了岩体的自身承载能力。

(2)经过合理的组织,硐室在每月实际施工22d(实行双休),月进度连续两个月超过 70m。

[1]王焕文,王继良,等 .中国煤矿巷道围岩控制 [M].北京：煤炭工业出版社,1989.

[2]袁和生,等 .煤矿巷道锚杆支护技术 [M].北京：煤炭工业出版社,2001.

[责任编辑：邹正立]

TD264.3

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1006-6225(2011)02-0066-03

2011-01-04

裘世军 (1973-),男,山东沂水人,工程师,副监区长,长期从事生产技术管理工作。