大斷面硐室施工工藝研究

導(dǎo)語(yǔ)：大斷面硐室施工工藝研究一文來(lái)源于網(wǎng)友上傳，不代表本站觀點(diǎn)，若需要原創(chuàng)文章可咨詢客服老師，歡迎參考。

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

關(guān)鍵詞：大斷面硐室；施工方法；支護(hù)措施

1工程概述

山西新元煤炭有限責(zé)任公司位于山西省晉中市壽陽(yáng)縣境內(nèi)，礦井設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力為3Mt/a，井田內(nèi)目前回采煤層為3#煤層，屬石炭系煤層，煤層內(nèi)含有夾矸，不穩(wěn)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(shù)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(shù)f＞4.0，平均厚度為11.7m。3109工作面為盤區(qū)西翼，3109運(yùn)輸順槽設(shè)計(jì)長(zhǎng)度為1650m，巷道皮帶頭位置斷面規(guī)格為寬×高=5.3m×5.2m，剩余段巷道斷面規(guī)格為寬×高=4.2m×3.5m。為確保運(yùn)輸順槽后期配套設(shè)施安裝，根據(jù)設(shè)計(jì)需在3109運(yùn)輸順槽皮帶頭段施工一個(gè)移變硐室，移變硐室距皮帶頭距離為30m，硐室斷面規(guī)格為長(zhǎng)×深×高=8m×5m×3.5m，沿底留頂進(jìn)行施工，初步設(shè)計(jì)中采用全斷面爆破施工工藝，且頂板采用單錨桿、錨索進(jìn)行支護(hù)，頂板每排布置8根單錨桿，共計(jì)四排，硐室內(nèi)施工三根錨索，間距為3m。由于硐室斷面大，硐室在開(kāi)口施工時(shí)頂板破碎嚴(yán)重，支護(hù)困難，對(duì)此新元煤礦通過(guò)技術(shù)研究，對(duì)該移變硐室施工難點(diǎn)進(jìn)行深入分析，并提出了合理的施工方法及支護(hù)措施。

2大斷面硐室施工難點(diǎn)

1）3109運(yùn)輸順槽皮帶頭移變硐室高度為3.5m，采用沿底留頂進(jìn)行施工，根據(jù)新元礦地測(cè)科提供資料顯示3109運(yùn)輸順槽直接頂主要以炭質(zhì)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(guò)程中受震動(dòng)影響，頂板巖石層很容易出現(xiàn)破碎、離層、垮落現(xiàn)象。2）由于移變硐室寬度為8.0m，采用全斷面爆破施工時(shí)頂板空頂面積大，若支護(hù)不及時(shí)很會(huì)發(fā)生頂板局部漏頂事故，同時(shí)頂板采用單一的錨桿、錨索支護(hù)無(wú)法滿足支護(hù)需求，很容易造成頂板支護(hù)失效現(xiàn)象。

3施工工藝優(yōu)化

通過(guò)技術(shù)研究采用傳統(tǒng)的全斷面一次性爆破施工工藝無(wú)法保證硐室施工安全，決定采用大斷面松動(dòng)爆破、小斷面擴(kuò)幫的施工方法，具體施工方法如下：1）移變硐室松動(dòng)爆破大斷面規(guī)格為寬×深×高=5m×5m×3.5m，斷面內(nèi)施工松動(dòng)炮孔數(shù)量為2個(gè)，每個(gè)炮孔深度為1.0m，炮眼垂直煤壁布置。2）每個(gè)炮孔內(nèi)填裝一卷礦用乳化炸藥，藥卷長(zhǎng)度為300mm，直徑為60mm，裝藥量為300g，炮孔采用正向裝藥方式，炮孔藥卷填裝后在孔口處依次填裝水帶、炮土進(jìn)行封孔。3）炮孔裝藥后采用串聯(lián)方式連接雷管腳線，每次爆破炮孔數(shù)量不得超過(guò)5個(gè)，當(dāng)硐室全斷面爆破施工后及時(shí)對(duì)頂板施工永久支護(hù)，然后進(jìn)行下一個(gè)循環(huán)工序。4）當(dāng)移變硐室大斷面施工到位后開(kāi)始對(duì)小斷面進(jìn)行擴(kuò)幫，擴(kuò)幫時(shí)由硐口向里依次進(jìn)行，采用松動(dòng)爆破的方式進(jìn)行擴(kuò)幫，每次擴(kuò)幫寬度不得超過(guò)0.8m，擴(kuò)幫后及時(shí)對(duì)頂板進(jìn)行支護(hù)，見(jiàn)圖1。

4支護(hù)工藝優(yōu)化

4.1大斷面硐室內(nèi)頂板支護(hù)通過(guò)技術(shù)研究對(duì)松動(dòng)爆破大斷面硐室內(nèi)采用加長(zhǎng)錨桿、錨索、JW型鋼帶以及超前錨桿聯(lián)合支護(hù)，具體施工方法如下：（1）硐室開(kāi)口前首先在硐室設(shè)計(jì)頂板處施工一組超前支護(hù)，每組超前支護(hù)由長(zhǎng)度為4.0m錨桿組成，錨桿間距為1.0m，共計(jì)施工超前錨桿5根，錨桿垂直煤壁布置，見(jiàn)圖2。（2）大斷面硐室內(nèi)頂板采用“JW”型鋼帶長(zhǎng)度為4.8m，寬度為0.28m，鋼帶間距為0.8m，共計(jì)布置5根鋼帶，鋼帶平行布置。（3）頂板錨桿采用長(zhǎng)度為3.0m加長(zhǎng)型左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿，錨桿穿插在鋼帶內(nèi)，每排施工5根加長(zhǎng)錨桿，錨桿間距為1.1m，排距為0.8m。（4）頂板錨索采用長(zhǎng)度為8.0m預(yù)應(yīng)力鋼絞線，在硐室開(kāi)口處頂板施工三根錨索且配套一根長(zhǎng)度為4.5m鋼梁進(jìn)行鎖口，在距硐室口3.0m處施工一排單錨索，錨索間距為2m。4.2小斷面硐室內(nèi)頂板支護(hù)為確保小斷面硐室在擴(kuò)幫期間頂板安全穩(wěn)定，小斷面硐室仍采用錨桿、錨索聯(lián)合支護(hù)，但支護(hù)與硐室面垂直布置，具體施工方法如下：（1）當(dāng)硐室擴(kuò)幫寬度達(dá)1.0m時(shí)及時(shí)對(duì)擴(kuò)幫處頂板施工永久支護(hù)，擴(kuò)幫處頂板共施工三根“JW”，鋼帶垂直硐室面布置，鋼帶長(zhǎng)度為4.8m（5眼）。（2）在第二根鋼帶的第一個(gè)、第三個(gè)、第五個(gè)眼孔內(nèi)施工三根錨索，錨索間距為2.2m，錨索長(zhǎng)度為8.0m，每根錨索下端安裝一個(gè)長(zhǎng)度為0.6m11#工字鋼梁，鋼梁與鋼帶垂直布置見(jiàn)圖2。（3）由于擴(kuò)幫處第一根鋼帶與松動(dòng)爆破處頂板支護(hù)間距為1.3m，為加強(qiáng)此處頂板安全穩(wěn)定在空頂處施工兩組組合錨索，每組組合錨索由一塊規(guī)格為長(zhǎng)×寬=0.5m×0.5m鋼托板及五根長(zhǎng)度為8.0m錨索組成，第一組組合錨索施工在距硐口1.5m，第二組組合錨索與第一組組合錨索間距為2.0m。4.3硐室護(hù)幫支護(hù)（1）硐室內(nèi)護(hù)幫采用單錨桿支護(hù)，錨桿采用長(zhǎng)度為2.0m，直徑為22mm左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿，共施工三排護(hù)幫，護(hù)幫排距為1.1m，間距為0.8m，第一排護(hù)幫距頂板距離為0.6m。（2）由于硐室內(nèi)側(cè)煤壁長(zhǎng)度為8.0m，為確保護(hù)幫支護(hù)效果內(nèi)側(cè)煤壁采用交錯(cuò)式支護(hù)設(shè)計(jì)，具體施工方法如下：①硐室內(nèi)側(cè)煤壁第一排護(hù)幫施工在距頂板0.6m位置，錨桿間距為1.0m；②第二排護(hù)幫與第一排護(hù)幫間距為1.1m，且第二排第一根護(hù)幫施工在第一排第一根與第二根護(hù)幫之間，交錯(cuò)距離為0.5m；③第三排護(hù)幫與第二排間距為1.1m，第三排護(hù)幫施工工藝與第二排相同，且與第二排交錯(cuò)距離為0.5m。

5結(jié)語(yǔ)

新元煤礦在施工3109順槽皮帶頭移變硐室時(shí)通過(guò)技術(shù)研究，采用大斷面松動(dòng)爆破施工以及小斷面擴(kuò)幫施工工藝，徹底解決了了大斷面硐室一次性全斷面爆破施工時(shí)巷道頂板難以預(yù)留、支護(hù)困難、硐室成型差等難題，大大提高了大斷面硐室施工效率，同時(shí)對(duì)硐室頂板及巷幫采取合理有效的支護(hù)措施，提高了大斷面硐室支護(hù)效果，避免了支護(hù)失效造成頂板垮落、煤壁片幫等事故發(fā)生，取得了顯著的安全、經(jīng)濟(jì)效益。

參考文獻(xiàn)：

〔1〕張文龍.大斷面硐室錨桿支護(hù)設(shè)計(jì)研究[J].煤炭工程，2013（S2）：89-90.

〔2〕溫路軍.大斷面硐室的支護(hù)設(shè)計(jì)優(yōu)化應(yīng)用[J].煤，2013（1）：44-45.

〔3〕孫立田.大斷面硐室支護(hù)設(shè)計(jì)優(yōu)化[J].山東煤炭科技，2014（7）：56-57.

〔4〕資應(yīng)祥.大斷面硐室施工工藝及實(shí)踐研究[J].中國(guó)新技術(shù)新產(chǎn)品，2017（8）：76-77.

〔5〕陳曉春.塔山礦大斷面硐室施工工藝[J].現(xiàn)代礦業(yè)，2016（3）：95-98.

作者:于明 單位:山西新元煤炭有限責(zé)任公司