新田矿主斜井过溶洞支护方式研究

【摘 要】新田矿井属全国规划十三个大型煤炭基地云贵基地黔北矿区黔西区规划项目,也是“西电东送”配套供煤矿井,2008年列入贵州省重点工程项目,于10月1日进行了正式开工,目前正在井筒建设期间,预计2012年4月建成投产。
　　【关键词】新田矿 斜井
　　
　　一、根况
　　
　　新田矿井位于黔西县城北东部,属甘棠乡管辖。探矿权井田东西长约8km,南北宽约4.6km,面积35.92km2,全井田内,获得的煤层硫分≤3%的查明资源总量(含断层煤柱)为22556万t。
　　按设计,新田矿井工业场地位于长坡西北部,采用斜井单水平开拓方式,初期设主、副、回风斜井3个井筒,工业场地分台阶、分区布置,其中主斜井井口标高+1234m,井筒倾角14°45′,采用半圆拱形断面,断面净宽4.4m,净断面14.6m²,斜长1467m,担负全矿井的煤炭运输、人员运送、辅助进风等任务。副斜井井口标高+1234m,井筒倾角17°30′,采用半圆拱形断面,断面净宽4.8m,净断面17.2m²,斜长1235m,担负全矿井的辅助运输和进风任务。回风斜井井口标高+1271m,井筒倾角20°,采用半圆拱形断面,断面净宽5.0m,净断面18.3m²,斜长1181m,担负全矿井的回风任务,一期开采水平标高为+865m,投产时井巷工程量15236m/189842m³,其中瓦斯底抽巷3700m。矿井一期建设总资金为59334.37万元,服务年限70.7a,投产井巷工程量15236m/1898421m³,其中瓦斯底抽巷3700m,工广占地27公顷,矿井建设工期42个月。
　　
　　二、矿井地质特征
　　
　　1.地形地貌
　　矿区地处贵州高原西北部,系黔西北高原过渡带,属溶蚀-剥蚀山地地貌,以中山为主,地形地貌受区域性地质构造和岩性控制,常以馒状山和洼地相间分布,局部茅草铺组“戴帽”的山顶形成有悬崖峭壁,总体上地势具“北西高、南东低”之特点,高差一般在100-200m之间,地形坡角一般15-35°,低凹平缓地带地形坡角在10°以下。矿区内最高点位于西部马鞍山东侧山顶,海拔1462.9m;最低点为长坡北西侧的平缓地带,海拔1159.3m,相对高差最大达303.6m。
　　2.地层
　　矿区内仅发育沉积岩,无岩浆岩分布。出露地层由老至新有:三叠系下统夜郎组玉龙山段上部、九级滩段、茅草铺组及第四系。下三叠统夜郎组玉龙山段下部、沙堡湾段、二叠系上统长兴组、龙潭组及下统茅口组,均未出露。
　　3.主斜井筒穿过地层概述
　　主斜井穿过的地层从老到新有龙潭组、长兴组、夜郎组沙堡湾段、玉龙山段、九级滩段及第四系。各井筒穿过各地层的斜长距离分述如下。
　　(1)0-66m表土层为九级滩段上亚段钙质泥岩风化后的堆积层或冲积层。
　　(2) 66-160m为九级滩段中亚段灰岩和泥灰岩,中上部岩溶裂隙发育。
　　(3) 160-277m为九级滩段下亚段钙质泥岩夹泥灰岩。
　　(4)277m-784m为玉龙山段(t₁y^2-2)为石灰岩,厚约126m,该亚段属非饱和的岩溶裂隙含水层,溶洞及裂隙发育。
　　(5)在1124m遇f₅断层,该断层长约3.2km,落差30-50m,出露地表,由井筒检查3#、b3#孔控制,该断层切割九级滩中段、玉龙山、龙潭级长兴灰岩、茅口灰岩等强含水层,断层导水性较强。
　　(6)784m-1161m为下覆玉龙山段(t₁y^2-1)泥质灰岩、泥灰岩、钙质泥岩互层,间夹2层灰岩,厚13m。见灰岩蜂窝状溶孔和裂隙,属层间裂隙含水层,富水性较弱。
　　(7)1161m-1222m为沙堡湾段(t₁y¹)钙质泥岩,中下部夹石灰岩薄层,平均厚19m,富水性较弱,为相对隔水层。
　　(8)1222m-1293m为长兴组(p2c)灰岩,约厚34m,检4孔抽水结果:q=0.006322l/s•m,k=0.0003787m/d,涌水量5-10m²/h;漏水钻孔(503、601)集中在井田东北部,漏水水位标高为1199-1174m,即南高北低;富水性中等,为层间裂隙含水层。
　　(9)在1293m开始进入龙潭组(p₂l)煤岩系地层,厚131m。
　　
　　三、岩溶发育状况
　　
　　主斜井在265m九级滩段下亚段泥灰岩开始遇岩溶发育破碎带,裂隙节里发育,内充填密实的黄泥,并夹有比较风化的块石;在294-297m揭露一空溶洞,该溶洞斜切井筒轴线呈120度夹角向巷道右帮延伸,在左帮宽约0.2米向右跨度逐渐增大,在巷道右帮跨度达3m,底板深度在20米以上,顶板看不见顶,溶洞呈剧齿状发育,两壁潮湿,有水珠,巷道左帮溶洞两壁是微风化的灰岩,夹黄泥。(具体见图1)
　　
　　四、施工方案研究
　　
　　根据井筒实际揭露的岩溶发育情况,选择有全断面锚网喷支护、全断面钢筋混凝土浇筑、局部锚网喷+29#u支架+底板铺钢轨钢筋混凝土浇筑联合支护三种方案,全断面锚网喷,底板铺100mm的素混凝土,存在的不足有:(1)底板无法通过,如用工作面掘进的矸石回填,有可能堵塞下面通道,如雨季大气降雨的雨水经过该溶洞无法流走时,将对巷道产生很大影响,严重威胁着矿井以后的生产。(2)对巷首右帮、顶部空洞无法处理。(3)左帮为风氧化较为严重的灰岩夹黄泥,锚杆锚固力达不到设计规范要求,达不到安全要求。全断面钢筋混凝土浇筑,存在的不足是工期较长,经类似工程施工,计划需要15天,影响施工进度,另外一个是巷道顶部浇筑是一个薄弱环节,振动搅拌不均匀,强度达不到设计要求。局部锚网喷+29#u支架+底板铺钢轨钢筋混凝土浇筑联合支护,存在的不足主要是工序较复杂,优点是:(1)在支护方式上选择锚网与29#u支架是比较合理的,锚网支护为主动支护, 29#u支架是被动支护,把两种支护方式有机的组合为一个整体,无形之中增强了巷道的支护强度,满足巷道服务年限长的要求。(2)在施工工序上确保施工人员安全,采取锚网喷作为临时支护,有效防止冒顶和片帮伤人的现象。(3)施工进度有保障,铺底、架棚与掘进可平行作业,施工锚杆、架棚、喷浆工艺简单,施工速度快。(4)在保障施工安全的同等条件下与钢筋混凝土浇筑施工,可降低工程造价。因此,合理的选择支护方案优为重要,一是考虑现场的施工安全和工期考核。二是考虑巷道的永久服务年限及施工质量,经过以上三个方案对比分析,采用局部锚网喷+29#u支架联合支护+底板铺钢轨钢筋混凝土浇筑的方式过此溶洞比较优越。
　　
　　五、施工工艺
　　
　　根据实际揭露溶洞发育情况及支护形式要求,该溶洞影响巷道的正常掘进,给人员施工带来一定的安全,经研究决定,首先用圆木对巷道揭露的溶洞口进行封闭,防止施工人员坠入溶洞内,并要求进入工作面人员均须配带安全带,保障人员安全;施工考虑从巷道左帮先施工,掘进3-4m,进行锚网喷支护后,再反掘右帮,对右帮溶洞两侧进行切凿,刷帮至掘进断面尺寸要求,再用22kg/m的钢轨密集排列,横空加在巷道底板上,做成钢轨道假底,然后架29#u钢支架,溶洞后面绑扎密实的钢筋,喷射混疑土进行永久支护,最后采用14#单层钢筋网浇筑300mm厚混疑土对巷道底板进行永久支护。

　　即支护方式为全断面锚网喷+ 29#u型钢棚联合支护,底板采用22kg/m型轨道铺底+钢筋混凝土浇筑:锚杆为ф20×2000mm螺纹钢筋树脂锚杆,锚杆间排距800×800mm;钢筋网采用φ6.0mm圆钢点焊接制成,网格130×130mm,规格为1200×2000mm;支架为29#u型钢,棚距800mm,棚腿站在底板轨道上;右帮、顶部空洞在支架后交错挂三层钢筋网,使网格达到30-40mm,喷射的混凝土尽可能的少喷入空洞内,喷射混凝土厚125mm,标号为c20。底板用22kg/m型轨道加固:轨道长5m,岩巷道方向布置,一根挨一根,延伸到巷道两侧轮廓线外200mm,并用混凝土充填为一根平面。具体方式为溶洞口用22kg/m轨道以排距100mm的间距排列封闭,轨道长度根据现场实际情况确定(两端轨道跨在实底长度不小于1.5m);再采取钢筋混凝土浇筑,混凝土强度为c30,钢筋为14的单层钢筋,间排距为200×200㎜,浇筑厚度为300㎜(浇筑厚度包含预埋轨道厚度),巷道净断面与原设计保存不变。(具体见图2)
　　
　　施工工序:个人安全防护措施—左帮掘进—临时锚网支护—右帮反掘切凿—临时锚网支护—铺设底板两侧道轨—架u棚—挂钢筋网—喷射混凝土—浇筑钢筋混凝土封闭巷道底板。
　　
　　六、技术经济效益
　　
　　按照局部锚网喷+29#支架+底板铺钢轨钢筋混凝土浇筑联合支护方案施工,已安全顺利穿过该溶洞,取得了良好的经济效益。
　　1.通过这两个月的观察,没有发现该段支护有开裂、变形、底板下沉的迹象,大气降雨时,也没有雨水浸入的现象,说明此方案上可行的,质量是有保障的。
　　2.采取了本方案施工与钢筋混凝土浇筑施工,按本矿同等条件下,钢筋混凝土单价约为3万元,局部锚网喷+29#u支架单价为约0.238万元,每m单价直接节约0.62万元,5m共节约3.1万元。
　　3.根据现场实际情况,加强现场管理,精心组织施工,仅用了一周的时间就安全顺利的穿过了该溶洞,比原计划缩短了3天,也比钢筋混凝土浇筑计划时间缩短了8天,减少了影响时间,间接的加快了施工进度,直接缩短了矿井建设工期,按投产时一天采2000吨原煤,一吨煤按净利润50元计算,可直接创造利润80万元;可节约建设期利息和成本约3万元,但最主要的是矿井提前投产给社会和企业带来的效益是无可估量的。
　　4.通过该方案在本矿井的应用,在其它建设单位遇到同等条件或类似情况时可利用该项方案,从而达到良好的经济效果及社会效益。
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