大断面硐室施工工艺研究.doc

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1、大断面硐室施工工艺研究摘要：以新元煤矿为例，对大断面硐室施工存在的问题进行分析研究，提出了可行的施工方法以及行之有效的支护措施，确保了硐室施工安全。关键词：大断面硐室；施工方法；支护措施1工程概述山西新元煤炭有限责任公司位于山西省晋中市寿阳县境内，矿井设计生产能力为3Mt/a，井田内目前回采煤层为3#煤层，属石炭系煤层，煤层内含有夹矸，不稳定，煤层平均厚度为3.5m；3#煤层直接顶主要以泥岩为主，岩石普氏系数f＜3.0，直接顶平均厚度为4.2m，基本顶主要以砂岩为主，岩石普氏系数f＞4.0，平均厚度为11

2、.7m。3109工作面为盘区西翼，3109运输顺槽设计长度为1650m，巷道皮带头位置断面规格为宽×高=5.3m×5.2m，剩余段巷道断面规格为宽×高=4.2m×3.5m。为确保运输顺槽后期配套设施安装，根据设计需在3109运输顺槽皮带头段施工一个移变硐室，移变硐室距皮带头距离为30m，硐室断面规格为长×深×高=8m×5m×3.5m，沿底留顶进行施工，初步设计中采用全断面爆破施工工艺，且顶板采用单锚杆、锚索进行支护，顶板每排布置8根单锚杆，共计四排，硐室内施工三根锚索，间距为3m。由于硐室断面大，硐室在开

3、口施工时顶板破碎严重，支护困难，对此新元煤矿通过技术研究，对该移变硐室施工难点进行深入分析，并提出了合理的施工方法及支护措施。2大断面硐室施工难点1）3109运输顺槽皮带头移变硐室高度为3.5m，采用沿底留顶进行施工，根据新元矿地测科提供资料显示3109运输顺槽直接顶主要以炭质泥岩为主，岩石层脆性大、易破碎，该岩石层为移变硐室顶板，在全断面爆破施工过程中受震动影响，顶板岩石层很容易出现破碎、离层、垮落现象。2）由于移变硐室宽度为8.0m，采用全断面爆破施工时顶板空顶面积大，若支护不及时很会发生顶板局部漏顶

4、事故，同时顶板采用单一的锚杆、锚索支护无法满足支护需求，很容易造成顶板支护失效现象。3施工工艺优化3学海无涯通过技术研究采用传统的全断面一次性爆破施工工艺无法保证硐室施工安全，决定采用大断面松动爆破、小断面扩帮的施工方法，具体施工方法如下：1）移变硐室松动爆破大断面规格为宽×深×高=5m×5m×3.5m，断面内施工松动炮孔数量为2个，每个炮孔深度为1.0m，炮眼垂直煤壁布置。2）每个炮孔内填装一卷矿用乳化炸药，药卷长度为300mm，直径为60mm，装药量为300g，炮孔采用正向装药方式，炮孔药卷填装后在孔

5、口处依次填装水带、炮土进行封孔。3）炮孔装药后采用串联方式连接雷管脚线，每次爆破炮孔数量不得超过5个，当硐室全断面爆破施工后及时对顶板施工永久支护，然后进行下一个循环工序。4）当移变硐室大断面施工到位后开始对小断面进行扩帮，扩帮时由硐口向里依次进行，采用松动爆破的方式进行扩帮，每次扩帮宽度不得超过0.8m，扩帮后及时对顶板进行支护，见图1。4支护工艺优化4.1大断面硐室内顶板支护通过技术研究对松动爆破大断面硐室内采用加长锚杆、锚索、JW型钢带以及超前锚杆联合支护，具体施工方法如下：（1）硐室开口前首先在硐

6、室设计顶板处施工一组超前支护，每组超前支护由长度为4.0m锚杆组成，锚杆间距为1.0m，共计施工超前锚杆5根，锚杆垂直煤壁布置，见图2。（2）大断面硐室内顶板采用“JW”型钢带长度为4.8m，宽度为0.28m，钢带间距为0.8m，共计布置5根钢带，钢带平行布置。（3）顶板锚杆采用长度为3.0m加长型左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆穿插在3学海无涯钢带内，每排施工5根加长锚杆，锚杆间距为1.1m，排距为0.8m。（4）顶板锚索采用长度为8.0m预应力钢绞线，在硐室开口处顶板施工三根锚索且配套一根长度为4.5m钢梁

7、进行锁口，在距硐室口3.0m处施工一排单锚索，锚索间距为2m。4.2小断面硐室内顶板支护为确保小断面硐室在扩帮期间顶板安全稳定，小断面硐室仍采用锚杆、锚索联合支护，但支护与硐室面垂直布置，具体施工方法如下：（1）当硐室扩帮宽度达1.0m时及时对扩帮处顶板施工永久支护，扩帮处顶板共施工三根“JW”，钢带垂直硐室面布置，钢带长度为4.8m（5眼）。（2）在第二根钢带的第一个、第三个、第五个眼孔内施工三根锚索，锚索间距为2.2m，锚索长度为8.0m，每根锚索下端安装一个长度为0.6m11#工字钢梁，钢梁与钢带垂

8、直布置见图2。（3）由于扩帮处第一根钢带与松动爆破处顶板支护间距为1.3m，为加强此处顶板安全稳定在空顶处施工两组组合锚索，每组组合锚索由一块规格为长×宽=0.5m×0.5m钢托板及五根长度为8.0m锚索组成，第一组组合锚索施工在距硐口1.5m，第二组组合锚索与第一组组合锚索间距为2.0m。4.3硐室护帮支护（1）硐室内护帮采用单锚杆支护，锚杆采用长度为2.0m，直径为22mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，共施工三排护帮，护帮排距为1