大斷面硐室施工工藝探討與應用

于 明

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3 Mt/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3.5 m；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4.2 m，基本頂主要以砂巖為主，巖石普氏系數f＞4.0，平均厚度為11.7 m。3109工作面為盤區西翼，3109運輸順槽設計長度為1650 m，巷道皮帶頭位置斷面規格為寬×高=5.3 m×5.2 m，剩余段巷道斷面規格為寬×高=4.2 m×3.5 m。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30 m，硐室斷面規格為長×深×高=8 m×5 m×3.5 m，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3 m。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3.5 m，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8.0 m，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。

3 施工工藝優化

通過技術研究采用傳統的全斷面一次性爆破施工工藝無法保證硐室施工安全，決定采用大斷面松動爆破、小斷面擴幫的施工方法，具體施工方法如下：

1）移變硐室松動爆破大斷面規格為寬×深×高=5 m×5 m×3.5 m，斷面內施工松動炮孔數量為2個，每個炮孔深度為1.0 m，炮眼垂直煤壁布置。

2）每個炮孔內填裝一卷礦用乳化炸藥，藥卷長度為300 mm，直徑為60 mm，裝藥量為300 g，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、炮土進行封孔。

3）炮孔裝藥后采用串聯方式連接雷管腳線，每次爆破炮孔數量不得超過5個，當硐室全斷面爆破施工后及時對頂板施工永久支護，然后進行下一個循環工序。

4）當移變硐室大斷面施工到位后開始對小斷面進行擴幫，擴幫時由硐口向里依次進行，采用松動爆破的方式進行擴幫，每次擴幫寬度不得超過0.8 m，擴幫后及時對頂板進行支護，見圖1。

圖1 3109運輸順槽頭部移變硐室松動爆破及擴幫斷面

4 支護工藝優化

4.1 大斷面硐室內頂板支護

通過技術研究對松動爆破大斷面硐室內采用加長錨桿、錨索、JW型鋼帶以及超前錨桿聯合支護，具體施工方法如下：

（1）硐室開口前首先在硐室設計頂板處施工一組超前支護，每組超前支護由長度為4.0 m錨桿組成，錨桿間距為1.0 m，共計施工超前錨桿5根，錨桿垂直煤壁布置，見圖2。

（2）大斷面硐室內頂板采用“JW”型鋼帶長度為4.8 m，寬度為0.28 m，鋼帶間距為0.8 m，共計布置5根鋼帶，鋼帶平行布置。

（3）頂板錨桿采用長度為3.0 m加長型左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨桿穿插在鋼帶內，每排施工5根加長錨桿，錨桿間距為1.1 m，排距為0.8 m。

（4）頂板錨索采用長度為8.0 m預應力鋼絞線，在硐室開口處頂板施工三根錨索且配套一根長度為4.5 m鋼梁進行鎖口，在距硐室口3.0 m處施工一排單錨索，錨索間距為2 m。

圖2 3109運輸順槽頭部移變硐室支護斷面

4.2 小斷面硐室內頂板支護

為確保小斷面硐室在擴幫期間頂板安全穩定，小斷面硐室仍采用錨桿、錨索聯合支護，但支護與硐室面垂直布置，具體施工方法如下：

（1）當硐室擴幫寬度達1.0 m時及時對擴幫處頂板施工永久支護，擴幫處頂板共施工三根“JW”，鋼帶垂直硐室面布置，鋼帶長度為4.8 m（5眼）。

（2）在第二根鋼帶的第一個、第三個、第五個眼孔內施工三根錨索，錨索間距為2.2 m，錨索長度為8.0 m，每根錨索下端安裝一個長度為0.6 m 11#工字鋼梁，鋼梁與鋼帶垂直布置見圖2。

（3）由于擴幫處第一根鋼帶與松動爆破處頂板支護間距為1.3 m，為加強此處頂板安全穩定在空頂處施工兩組組合錨索，每組組合錨索由一塊規格為長×寬=0.5 m×0.5 m鋼托板及五根長度為8.0 m錨索組成，第一組組合錨索施工在距硐口1.5 m，第二組組合錨索與第一組組合錨索間距為2.0 m。

4.3 硐室護幫支護

（1）硐室內護幫采用單錨桿支護，錨桿采用長度為2.0 m，直徑為22 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，共施工三排護幫，護幫排距為1.1 m，間距為0.8 m，第一排護幫距頂板距離為0.6 m。

（2）由于硐室內側煤壁長度為8.0 m，為確保護幫支護效果內側煤壁采用交錯式支護設計，具體施工方法如下：① 硐室內側煤壁第一排護幫施工在距頂板0.6 m位置，錨桿間距為1.0 m；② 第二排護幫與第一排護幫間距為1.1 m，且第二排第一根護幫施工在第一排第一根與第二根護幫之間，交錯距離為0.5 m；③ 第三排護幫與第二排間距為1.1 m，第三排護幫施工工藝與第二排相同，且與第二排交錯距離為0.5 m。

5 結語

新元煤礦在施工3109順槽皮帶頭移變硐室時通過技術研究，采用大斷面松動爆破施工以及小斷面擴幫施工工藝，徹底解決了了大斷面硐室一次性全斷面爆破施工時巷道頂板難以預留、支護困難、硐室成型差等難題，大大提高了大斷面硐室施工效率，同時對硐室頂板及巷幫采取合理有效的支護措施，提高了大斷面硐室支護效果，避免了支護失效造成頂板垮落、煤壁片幫等事故發生，取得了顯著的安全、經濟效益。

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