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）

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。

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：φ20mm×2400mm 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。