硐室施工范文10篇

摘要：以新元煤礦為例，對大斷面硐室施工存在的問題進行分析研究，提出了可行的施工方法以及行之有效的支護措施，確保了硐室施工安全。

關鍵詞：大斷面硐室；施工方法；支護措施

1工程概述

山西新元煤炭有限責任公司位于山西省晉中市壽陽縣境內，礦井設計生產能力為3Mt/a，井田內目前回采煤層為3#煤層，屬石炭系煤層，煤層內含有夾矸，不穩定，煤層平均厚度為3.5m；3#煤層直接頂主要以泥巖為主，巖石普氏系數f＜3.0，直接頂平均厚度為4.2m，基本頂主要以砂巖為主，巖石普氏系數f＞4.0，平均厚度為11.7m。3109工作面為盤區西翼，3109運輸順槽設計長度為1650m，巷道皮帶頭位置斷面規格為寬×高=5.3m×5.2m，剩余段巷道斷面規格為寬×高=4.2m×3.5m。為確保運輸順槽后期配套設施安裝，根據設計需在3109運輸順槽皮帶頭段施工一個移變硐室，移變硐室距皮帶頭距離為30m，硐室斷面規格為長×深×高=8m×5m×3.5m，沿底留頂進行施工，初步設計中采用全斷面爆破施工工藝，且頂板采用單錨桿、錨索進行支護，頂板每排布置8根單錨桿，共計四排，硐室內施工三根錨索，間距為3m。由于硐室斷面大，硐室在開口施工時頂板破碎嚴重，支護困難，對此新元煤礦通過技術研究，對該移變硐室施工難點進行深入分析，并提出了合理的施工方法及支護措施。

2大斷面硐室施工難點

1）3109運輸順槽皮帶頭移變硐室高度為3.5m，采用沿底留頂進行施工，根據新元礦地測科提供資料顯示3109運輸順槽直接頂主要以炭質泥巖為主，巖石層脆性大、易破碎，該巖石層為移變硐室頂板，在全斷面爆破施工過程中受震動影響，頂板巖石層很容易出現破碎、離層、垮落現象。2）由于移變硐室寬度為8.0m，采用全斷面爆破施工時頂板空頂面積大，若支護不及時很會發生頂板局部漏頂事故，同時頂板采用單一的錨桿、錨索支護無法滿足支護需求，很容易造成頂板支護失效現象。

摘要:文章基于雙柳煤礦深部硐室頂板壓力大、巖層硬度小等特點，為了確保硐室施工安全及滿足支護要求，采用導硐工藝，解決了施工及支護難題，滿足了礦井正常生產需求。

關鍵詞:深部硐室;導硐施工工藝;雙柳煤礦

1工程概況

礦井在正常的開采中，隨著采區的延伸，經常會遇見施工采區配電點、水倉等大硐室。雙柳煤礦硐室就施工的地質條件來說，埋藏深度770m以上，巖層的硬度系數較低，頂板壓力大，可能出現施工后支護困難等問題。其次，硐室的斷面大、不規則的斷面多，因此硐室的施工工藝順序尤為重要。此硐室施工主要采用導硐施工工藝。硐室要求高4000mm，1個主硐室，3個洞口凈寬分別為3000mm、2500mm、2500mm。雙柳煤礦施工硐室主要分為三個部分，如圖1所示，3個水平軸線長度距離差距并不是很大而又不直通地面的地下巷道，在這3個硐室中，分布了整個施工流程中的主要設備和關鍵部分，硐室的施工流程和施工方式成了決定施工安全性和效能的重要因素。

2施工方式

選擇硐室的施工方式時應充分考慮復雜的地形因素。雙柳煤礦硐室施工方法主要有:爆破、支護、注漿，每一個都是必要環節。因此在掘進過程選用的固定方式為頂部撞鍥推進［1］，用插針的方式對其進行有效支護;在爆破的過程中，按照現場的施工條件、斷面大小、巖石的堅硬情況，將范圍圈在放一次炮推進800mm左右，同時要及時跟上臨時支護與永久支護。在爆破推進、支護完好后，及時采用灌漿加固的方法來補強支護，選用濃度比例為1．3∶1左右的雙漿液(組合成分:水泥和水玻璃)。在TY930型風鉆施工鉆眼中，要確保鉆眼的直徑為38～48mm，再采用細管推進注漿的方式。在灌漿凝固的過程中，要確保硐室內的壓力相對均衡，使氣流維持在相對穩定的狀態中。特殊區域具體施工工藝流程:由東向西施工，先施工西部的喇叭口，待喇叭口徑灌漿結束后，在整個硐室的吶叭口內側位置提前做好準備，頂上角度需向上調整33°左右，位于底部的坡度也需向下調整10°左右，然后開始按照施工要求的尺寸向里施工。在硐室的前期掘進工作和灌漿完成后，需要采用爆破推進，在控制炮眼的藥量時，在硐室周圍打眼少裝藥，鉆眼的間距300mm，裝量每眼不多于1/2卷，炮眼深度不小于1000mm，爆破以后根據現場硐室的成型條件，可以采用風鎬補充施工，確保硐室成型達到施工標準。硐室施工的關鍵環節是喇叭嘴，這個位置存在硐室高差，導致頂板不在同一個巖層上。這個位置很重要，因此在施工的過程之中，為了確保施工團隊的安全和施工效能的提高，這個地方更要有嚴格的施工要求。該區域施工完成后，繼續往里推進，先按照2000mm寬度施工，待頂板支護完整后，再采用擴幫的方法來保證硐室的寬度，既要注意效率，也要注意施工速度，不能因為追求速度而忽視擴幫過程中的安全問題［2］。上文所述的導硐式施工工藝主要適用于巖層硬度系數較低的礦洞，因此保證施工過程的穩定與安全不可忽視。

摘要：十一采皮帶下山是錢家營礦業公司第一條以煤代巖巷道，沿煤12-1施工皮帶下山，在煤層巷道中施工永久硐室工程在錢家營礦業公司也沒有先例，通過制定合理的支護設計，完善的施工方案，安全、快速、優質的完成了該硐室的施工，為以后在煤層巷道中施工永久硐室工程積累了經驗。

關鍵詞：煤層巷道；硐室施工；實踐

十一采皮帶下山是錢家營礦業公司第一條以煤代巖巷道，將原設計布置在煤12底板巖層中的十一采皮帶下山，改為沿煤12-1施工皮帶下山，通過幾個月的施工。和施工巖巷比較，掘進速度提高一倍，可以為保證礦井生產銜接起到可靠保障。皮帶山巷道布置到了煤層中，必不可少的中間搭接硐室也只能在煤層中施工；若在巖層中施工較大硐室工程，在技術、設備及人員方面都具備相當成熟的經驗和條件，但在煤層巷道中施工永久硐室工程沒有實踐經驗，施工難度也比較大。

一、工程地質情況

(一)工程情況

十一采皮帶下山巷道沿煤12-1施工，根據工程設計十一采皮帶山施工至距四采皮帶山機尾443m位置施工十一采中部搭接硐室，搭接硐室后退10m施工電控室，工程情況如下：

摘要：十一采皮帶下山是錢家營礦業公司第一條以煤代巖巷道，沿煤12-1施工皮帶下山，在煤層巷道中施工永久硐室工程在錢家營礦業公司也沒有先例，通過制定合理的支護設計，完善的施工方案，安全、快速、優質的完成了該硐室的施工，為以后在煤層巷道中施工永久硐室工程積累了經驗。

關鍵詞：煤層巷道；硐室施工；實踐

十一采皮帶下山是錢家營礦業公司第一條以煤代巖巷道，將原設計布置在煤12底板巖層中的十一采皮帶下山，改為沿煤12-1施工皮帶下山，通過幾個月的施工。和施工巖巷比較，掘進速度提高一倍，可以為保證礦井生產銜接起到可靠保障。皮帶山巷道布置到了煤層中，必不可少的中間搭接硐室也只能在煤層中施工；若在巖層中施工較大硐室工程，在技術、設備及人員方面都具備相當成熟的經驗和條件，但在煤層巷道中施工永久硐室工程沒有實踐經驗，施工難度也比較大。

一、工程地質情況

(一)工程情況

十一采皮帶下山巷道沿煤12-1施工，根據工程設計十一采皮帶山施工至距四采皮帶山機尾443m位置施工十一采中部搭接硐室，搭接硐室后退10m施工電控室，工程情況如下：

1.工程概況

穆陽溪芹山電站位于福建省周寧縣泗橋鄉芹山村附近。總庫容2.65億m3，電站總裝機容量70MW。水電站樞紐的攔河壩為鋼筋砼面板堆石壩。大壩總填筑方量230萬m3，總工期為37個月，高峰月上壩填筑集中在98年10月至99年2月,平均強度要求在20萬m3/月以上。

芹山水電站面板堆石壩在本3#和4#料場進行峒室爆破是國家電力公司采用《采用硐室爆破方法開采符合級配要求的面板堆石壩壩料現場試驗和推廣應用》科學技術研究項目中的一個子項目，其目的是通過峒室爆破試驗研究，掌握高強度開采面板壩壩料的技術，制定和推廣設計方法和施工工藝，為國內同類型高壩施工提供數據。

為解決高峰期上壩供料要求,結合國家電力公司重點科技研究推廣課題試驗要求，我局于1998年8月1日在3#料場進行硐室爆破試驗，爆破總方量約14.36萬m3，共裝藥65624kg；10月14日在4#料場進行了硐爆試驗，爆落總方量約7.06萬m3，共裝藥48413kg，炸藥單耗為0.69kg/m3，分成4個段發起爆。

兩料場巖性均為火成巖，巖性單一，以流紋質晶屑凝灰巖為主。弱風化巖石飽和抗壓強度65～120MPa，微風化巖抗壓強度120～146MPa。兩料場前期已進行了爆破開挖，覆蓋層和強風化層均已剝離。

2.爆破方案

1工程概述

張莊鐵礦是特大型地下鐵礦山，礦床位于區域構造周集倒轉向斜的西翼(倒轉翼)，呈單斜構造形態，總體為急傾斜厚大礦體。礦體頂部直接被第四系黏土、亞黏土、黏土、砂礫層覆蓋，覆蓋層厚146～196m，砂層含水豐富。第四系之下為基巖古風化帶，厚度20～70m，一般為40m左右。接近古風化帶礦石為氧化礦，氧化帶風化裂隙發育，礦石多呈碎塊狀。氧化礦帶厚度61～28m，平均38m，14線以北較厚，16線以南較薄。氧化帶以下為原生磁鐵礦體，主要為石英磁鐵礦，礦體較堅硬完整。礦體頂板主要為黑云片巖，巖石堅硬、整體性好;底板主要為角閃斜長片麻巖，黑云斜長片麻巖，頂板穩固性中等。由于礦巖穩固性好，水文地質條件簡單，設計采用階段空場嗣后充填采礦法開采，首采中段為－450～－390m水平，中段高度60m，采用大直徑深孔階段空場嗣后充填采礦方法。0911盤區1105#礦房備采礦量25萬t，下部中孔鑿巖可正常施工。在利用T150鉆機施工深孔時，遇到大面積破碎帶，鉆機無法鉆進，影響礦房回采深孔成孔及后續爆破作業。通過利用已設計采礦深孔對工作面進行預注漿，固結設計深孔周圍破碎礦(巖)石，并反復掃孔、注漿，確保深孔成孔并安全回采破碎礦體［1-2］。1105礦房鑿巖水平分Z1、Z22個鑿巖硐室，中間由3m的連續間柱分隔，鑿巖水平布置見圖1。

2實施方案及過程

利用原設計的深孔，施工順序依次為:開孔→埋圖11105礦房鑿巖水平圖設注漿孔口管→T150鉆機鉆進→停鉆注漿→掃孔→注漿→再掃孔，直至達到設計深度。同時，選取2－3個炮孔為試驗孔(天井孔優先作為試驗孔)，逐步調節注漿參數，根據實際注漿效果確定下一步施工方案［3］。2．1鉆孔參數鉆孔深度為原設計炮孔深度。鉆孔開孔195mm，鉆進2．5m，下入180mm高強塑料管(帶法蘭)2m，注漿固管。掃孔鉆進采用160mm鉆頭。2．2注漿參數注漿采用水泥-水玻璃雙液漿為主，水泥漿水灰比1∶1～0．75∶1，水泥-水玻璃體積比為2∶1～4∶1。水泥采用P．O42．5R普通硅酸鹽水泥，水玻璃波美度38～40，模數2．8～3．2。必要時可添加水泥速凝劑等添加劑。注漿壓力控制在2MPa以內，防止漿液擴散較遠。注入量較大時，要調節漿液配比，還可采取間歇式注漿。注漿工藝流程為:接通輸漿管路→壓水試驗→注單液漿→注雙液漿→起壓封孔→沖洗輸漿管路→拆洗注漿泵。注漿工藝流程見圖2，(C液、S液分別代表水泥、水玻璃，注雙液漿時通過注漿泵注入混合器混合后使用)。2．3深孔注漿效果1105礦房鑿巖水平分Z1、Z2兩個鑿巖硐室，主破碎區域位于Z1鑿巖硐室。破碎區內深孔布置每排8個孔，從Z2至Z1鑿巖硐室分別為1#、2#、3#、4#、5#、6#、7#、8#深孔(8#孔為礦房邊孔)。注漿區域內1排、2排、3排各5#孔鉆孔深度可達22m左右，但鉆桿取出后塌孔無法使用，經采用注漿工藝后成孔深度16m左右。同理，1排、2排各6#孔鉆孔深度35m左右，注漿后成孔深度30m左右，3排各6#孔鉆孔深度10m左右，注漿后成孔深度8m左右，破碎區其余各孔亦進行注漿。2．4爆破回采順序1105礦房鑿巖水平分Z1、Z2兩個鑿巖硐室，由3m的連續間柱分隔。在Z2鑿巖硐室布置切割天井，切割槽寬度為Z2鑿巖硐室寬度。回采作業時，首先在Z2鑿巖硐室形成切割槽區，為深孔爆破提供補償空間。為確保礦石盡可能完全回采，先爆破切割槽，然后爆破2區，再爆破3區(注漿區域)，2區、3區全部采用單側崩礦(大直徑深孔階段空場嗣后充填采礦法)，待上盤破碎段礦體爆破完成后，最后在4區進行全面側向崩礦。同時，為做好控制爆破，對于3區(注漿區域)爆破主爆孔按照正常爆破裝藥量一半進行，邊孔按照正常裝藥。爆破分為2次，一次20m。爆破區域分布見圖5。

3礦房回采情況

一般情況下，采用大直徑深孔階段空場嗣后充填采礦方法進行礦房回采時，遇到大面積破碎帶，無法進行鉆孔施工，會放棄該部分礦石回采，不僅增加了施工成本，更是造成資源浪費。當采用注漿法固結鉆孔，保證成孔率后，可安全回采礦石。經掃描儀實測，1105礦房爆破效果見圖6、圖7，矩形標示礦房設計邊界，曲線標示爆破后礦房實際掃描邊界，可以看出破碎地段所有注漿成孔區域均完成爆破作業，礦房邊界超挖控制良好，安全回采礦石23萬t。

1工程概況

375m水平南翼膠帶運輸斜巷設計長度為684m，坡度為10.5°上山，開口處底板標高為－499.7m。－375m水平南翼輸送帶運輸斜巷下部巷道分別為－375m南翼帶式輸送機機頭硐室，南翼煤倉上口通風行人巷、南翼第七聯絡巷。如圖1所示。圖1巷道平面布置圖－375m水平南翼輸送帶運輸斜巷開工時間較晚，且工作面運輸需經過南翼第七聯絡巷、南翼煤倉上口通風行人巷、－375m水平南翼帶式輸送機機頭硐室，運輸路線較復雜且需經過二級斜巷運輸。隨著巷道不斷向前掘進，該運輸路線不斷加長，如果采用傳統的礦車提升運輸矸石和物料，運輸系統不能滿足生產的需求，必然成為巷道上山掘進的瓶頸環節。

2排矸運輸系統

分析結合－375m水平南翼輸送帶運輸斜巷實際情況，排矸運輸系統有2套方案:①軌道運輸排矸系統;②輸送帶運輸排矸系統。

2.1軌道運輸排矸系統采用軌道運輸出矸時，需經南翼煤倉上口通風行人巷25°斜巷及－375m水平南翼輸送帶運輸斜巷兩條斜巷運輸。采用軌道運輸的掘進工作面的坡度、涌水量等因素一般不會對運輸效率造成大的影響，但有許多不可克服的缺點:(1)運輸效率低軌道運輸是一種間斷不連續運輸，其運輸能力取決于每次提升的串車數量、車輛在斜巷的運行時間、裝載時間及車輛在車場的摘掛鉤時間。軌道運輸系統的運輸效率有其先天缺陷，且較難克服。當巷道掘進長度在300m以下時基本能滿足掘進需要，當掘進長度在300m以上時，根據新橋礦上山掘進軌道運輸的使用經驗，掘進長度每增加150m，每次運輸時間會增加5min。(2)安全系數低采用絞車進行倒拉提升時，必須時刻確保絞車、鋼絲繩、回頭滑輪、鉤頭、保險繩、礦車連接的銷子及鏈環完好，否則極易出現“跑車”事故，造成較大安全隱患。且巷道掘進長度的增加，軌道及鋼絲繩長度增加，安全系數也越來越低。(3)操作人員多、勞動強度大－375m水平南翼輸送帶運輸斜巷采用軌道運輸時還另需經過南翼煤倉上口通風行人巷2級斜巷運輸，2條斜巷運輸需配備6人，且僅兩條斜巷之間人力推車距離達120m，還需配備2名推車工。運輸輔助工達8人，不僅勞動強度大，且人均功效低。

2.2輸送帶運輸排矸系統用輸送帶運輸出矸時，必須在機頭硐室內施工一溜矸小井，工作面矸石通過帶式輸送機運送至溜矸小井處并經溜矸小井溜至－550m水平南翼輸送帶運輸大巷內后方可運走。采用輸送帶運輸能有效解決軌道運輸存在的各種不足，主要體現在以下幾個方面:

摘要:巷道改向問題一直是影響巷道快速掘進的一大難點，傳統的巷道拐彎施工均是采用炮掘配耙裝機的方式進行，但是其存在很大的問題，施工很不方便，而綜掘機拐彎施工工藝的應用能在很大程度上改變傳統巷道拐彎工藝的不足，具有很大優勢，故在本文中主要以濟寧運河煤礦7310工作面切眼為例對綜掘機拐彎施工工藝在切眼施工中的應用進行了簡單的分析與探討。

關鍵詞:綜掘機；拐彎施工；切巷施工；應用

1工程概況

濟寧運河煤礦7310工作面切眼，位于3煤層中，工作面東至7310皮帶順槽，南臨7310工作面，西至7310軌道順槽，北臨邊界保護煤柱。1.1巷道布置7310工作面切眼開門點位于7310軌道順槽15號導線點北4.6~11.8m（巷道東幫），巷道位于工業廣場北部，東至7310皮帶順槽，南臨7310工作面，西至7310軌道順槽，北臨邊界保護煤柱。工作面切眼方位角90°，切眼設計長度184m。1.2巷道斷面（1）1-1斷面。7310工作面切眼導硐斷面形狀為矩形，斷面規格為荒寬×荒高=4200mm×2800mm，凈寬×凈高=4000mm×2600mm，荒斷面積11.76m2，凈斷面積10.4m2。（2）剝幫斷面。7310工作面切眼剝幫斷面形狀為矩形，斷面規格為荒寬×荒高=3300mm×2800mm，凈寬×凈高=3200mm×2600mm，荒斷面積9.24m2，凈斷面積8.32m2。煤礦現代化2018年第2期總第143期（3）2-2斷面。剝幫后切眼斷面形狀為矩形，斷面規格為荒寬×荒高＝7400mm×2800mm，凈寬×凈高=7200mm×2600mm，巷道荒斷面積=20.72m2，凈斷面積=18.72m2。（4）3-3斷面。剝幫后煤機硐室斷面形狀為矩形，斷面規格為荒寬×荒高＝8900mm×2800mm，凈寬×凈高=8700mm×2600mm，巷道荒斷面積=24.92m2，凈斷面積=22.62m2。（5）根據現場需要施工的穩車硐室規格均為：凈寬×凈深=4m×4m，斷面形狀均為矩形，所有硐室高度均與巷道頂底板持平。

2施工工藝和方法

（1）施工前由生產技術部地測科給定偏中線、腰線等數據，施工時嚴格按照上述數據進行施工。（2）檢查現場風、水、機、電等，以達到質量標準要求。進行EBZ160A懸臂式掘進機、P-60B耙裝機設備運輸、安裝等工作，并安裝1部SSJ650/30kW皮帶與順槽內皮帶搭接形成運煤系統。（3）巷道施工前，必須保持巷道正常通風，開工前，首先按由外向里的順序對施工地點10m范圍內的支護進行檢查，如有失效支護及時整改，確認安全后，方可掘進。（4）巷道正常情況下沿南幫煤層底板掘進，采用EBZ160A懸臂式掘進機落煤、出煤，膠帶輸送機轉載運輸的方式施工。該切眼施工采取“導硐掘進、剝幫成型”分次施工成巷方式掘進，首先施工7310切眼導硐，然后再對“切眼導硐剝幫”施工，切眼剝幫施工時仍由西向東擴南幫施工。導硐施工至設計位置后，回撤掘進機及拆除導硐內的皮帶機，同時在切眼回剝開始處安裝一部P-60B耙裝機，并配合掘進機接力出煤對切眼剝幫施工。待切眼剝幫施工足夠安裝皮帶機的距離后，回撤耙裝機并重新安裝皮帶機及組裝掘進機二運，形成煤流系統，使用掘進機剝幫直至設計位置。剝幫施工前必須確保2列工字鋼棚超前剝幫迎頭至少6m以上。（5）煤機硐室施工方法。首先按設計位置預留煤機硐室，當切眼剝幫迎頭超前煤機硐室開門口4m時，后退掘進機截割煤機硐室4m并進行支護，然后截割剝幫迎頭4m，再后退掘進機截割煤機硐室4m并進行支護，如此反復直至將煤機硐室截割出設計尺寸。煤機硐室完全施工完后要及時在門口架設一排工字鋼棚加強支護。煤機硐室內的鋼筋梯層東西向布置。（6）掘進施工為“三八制”作業，采用EBZ160A懸臂式掘進機截割的施工方法進行掘進施工，每班組織2個正規生產作業循環，每循環進尺2m，確保日循環進尺為12m，其中利用早班截割完煤后進行檢修。掘進中可以不支護幫部底角錨桿，距迎頭超過8m時要及時補齊底角錨桿并緊固。（7）工藝流程。施工過程中采用EBZ160A懸臂式掘進機截割煤層、松軟巖層，經掘進機耙裝系統轉載到后部運輸機運輸。其中在截割、運輸的同時，人力準備支護材料。待一個循環截割完畢后退機，首先對掘進工作面進行臨時支護并確保牢固，再按由頂板中間向兩幫的順序打錨桿眼進行永久支護。（8）為便于現場施工，剝幫采取全斷面掘進留浮煤的方法施工，要求留有0.7～1m的浮煤確保支護頂板時的人員安全，留設距離迎頭不超過20m。（9）當煤巖松軟易折、巷道三岔口、揭露斷層及頂板破碎等情況進行掘進施工時，施工時截割深度調整為800mm。7310工作面切眼煤層老頂為粉砂巖，直接頂為泥巖，直接底為泥巖，老底為粉砂巖。

摘要：針對和瑞煤業大斷面全巖巷道以往主要采用鉆爆法施工，巷道掘進效率低下，嚴重制約礦井的生產接替情況，進行基于TBM盾構機設備應用的全斷面硬巖巷道快速掘進工藝的實踐應用研究。實踐效果理想，西一盤區回風巷掘進速度提高了3.8倍，對比鉆爆法掘進作業每米單價低1340元，經濟效益顯著。

關鍵詞：盾構機；大斷面；全巖巷道；快速掘進

山西澤州天泰和瑞煤業近年來新掘巷道中全巖巷道占比達35%左右。該煤礦采用鉆爆法施工全巖巷，破、裝、運、支無法連續作業，掘進效率低下，且粉塵濃度較高，嚴重制約礦井的生產接替。因此，必須對全巖巷道掘進設備及工藝進行優化調整[1-3]，有效提高全巖巷道的掘進效率。

1工程概況

山西澤州天泰和瑞煤業礦井面積1.2435km2，設計生產能力45萬t/a，主要開采3#煤層。和瑞煤業西一盤區回風巷長度2235m，滿足西一盤區回風、行人、運輸的需要。西一盤區回風巷開采的3#煤層厚度5.60~6.10m，平均厚度5.80m；煤層傾角1°~3°，平均傾角2°。直接頂為泥巖，厚度1.07~2.18m；基本頂為中砂巖，局部為砂質泥巖，厚度1.54~15.86m。煤層硬度f=5。巷道底板與3#煤留設54m層間距。根據鄰近巷道揭露，預計里程794m、1254m、1498m處分別存在H>7.0m、16.5m和19.8m的正斷層，無陷落柱、沖刷等其他構造。西一盤區回風巷設計斷面直徑5.8m，掘進斷面面積26.42m2，全巖網噴支護，噴漿厚100mm。支護采用Φ22mm×2400mm的MG400左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，以巷道中心線對稱布置，間排距為1200mm×1000mm，每排7根，配W型鋼帶（450mm×280mm×3mm）、碟形托盤（150mm×150mm×10mm），掛Φ4mm菱形金屬網。采用1支MSK2330和1支MSZ2360樹指錨固劑。

2全巖巷道掘進設備分析

摘要:大斷面巷道在掘進過程中受施工條件、施工技術水平等限制，施工效率低，巷道成型質量差，支護難度大，嚴重影響大斷面巷道安全高效施工。針對這一技術難題，余吾煤業公司對N1206膠帶順槽機頭段采取分層留底法進行施工，實踐證明取得了較好效果。

關鍵詞:大斷面;巷道;掘進;工藝

大斷面巷道掘進施工時，存在著巷道成型質量差、支護難度大、施工效率低以及煤矸石運輸不及時等技術難題，若不采取合理有效的施工工藝，很容易產生安全事故。以潞安集團余吾煤業公司N1206膠帶順槽機頭段為例，提出了分層留底掘進施工工藝。

1概況

N1206膠帶順槽位于井田西翼，巷道以北布置采區大巷，分別為北風井西翼運輸大巷、北風井西翼膠帶大巷以及北風井西翼2#回風大巷，以南為實煤區，以東為N1206回風順槽，以西為N1205膠帶順槽。N1206膠帶順槽機頭段設計長度為120m，沿3#煤層底板從西翼膠帶大巷開口施工。N1206膠帶順槽機頭段設計斷面規格為寬×高=5.0×5.2m，巷道施工120m后巷道頂板以8°俯角變坡，繼續掘進10m后巷道斷面規格為寬×高=5.0×3.8m，以此斷面直至巷道掘進完成。地測資料顯示，N1206膠帶順槽機頭段煤層厚度6.34m，煤層內含3層矸石，厚度為0.4～1.5m，頂板主要為炭質泥巖，厚度為1.5m，巷道采用爆破施工工藝。余吾煤礦以往大斷面巷道采用先小斷面掘進后挑頂、擴幫的方法，該施工方法需巷道二次返工、二次支護，不僅加大了勞動強度及成本費用，而且采用爆破挑頂時難度大，施工存在很大的安全隱患。

2大斷面巷道分層留底法施工工藝