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第42卷第30期 山西建筑Vol.42No.302 0 1 6 年 1 0 月SHANXI ARCHITECTURE〇ct.2016 •107 •文章编号：1009-6825 (2016)30-0107-02煤矿井下大断面硐室施工方法探讨裴世红U2(1.太原理工大学，山西太原030024 ;2.太原煤气化公司，山西太原030000)摘要:针对煤矿井下大断面硐室施工中存在掘进难度大、施工效率低、劳动强度大等问题，提出了上下台阶施工方案，并阐述了 具体的施工流程及技术措施，经实践证明,该施工技术取得了良好的经济效益，应用前景广阔。
关键词:煤矿，硐室，施工方法，经济效益中图分类号:TD264.3 文献标识码:A〇引言煤矿井下大断面硐室的施工方法和支护技术一直是矿井开 拓掘进的难点，制约矿井高产高效,特别是在松软破碎煤岩层中 施工的大断面硐室施工，更面临着很多困难，尤其是支护问题，要 求支护强度高，混凝土砌暄用殖胎跨度大，需要克服破胎易变形、殖胎不易移动等技术难题。
目前厚煤层矿井工作面回采不是采用放顶煤综采工艺就是 一次采全高综采工艺,都要求开拓掘进巷道断面大，便于设备运 输、安装和减小通风助力。
传统大断面硐室施工采用分层施工法，一般将开拓掘进工作面断面从上而下分成3个分层进行分层 施工，采用打眼放炮工艺，用人工或耙岩机出矸，这种施工方法不 仅劳动效率低而且安全没有保障，矿井万吨掘进率低、生产成本 大。
实现高产高效，需要一种投人少、效率高、安全保障性大的施 工方法。
1国内外同类技术现状目前，国内外对大断面硐室施工方法一般有全断面施工法、导硐施工法和分层施工法三种。
全断面施工法是按硐室的开拓掘进断面采用综掘机一次性 掘进及安装锚杆的工作台的掘进方法，将掘进、支护、出渣等施工 工序并行连续作业。
这种方法适用于稳定和基本稳定的围岩情案的制定至关重要。
只有在事前针对可能发生的危险源及伤害 因素制定好应急救援预案，才能有效地控制事故的发生率，并在 可能发生事故后采取快速反应、及时救援。
大型硐室施工方案一、工程概况与目标本工程旨在建设一座大型硐室，以满足特定的地质勘探、储存或其他工程需求。
硐室将按照高标准的安全和质量要求施工，确保工程的稳定性和耐久性。
二、施工准备工作现场勘察：详细调查施工区域内的地质、地形、气象等条件，为后续施工提供准确的数据支持。
施工设计：根据勘察结果，制定详细的施工图纸和施工方案，明确施工顺序、方法和技术要求。
材料准备：按照设计方案要求，提前采购并准备足够的施工材料和设备。
人员培训：对施工人员进行必要的安全和技能培训，确保他们熟悉施工流程和操作规程。
三、硐室开挖方法根据设计方案，选择合适的开挖方法，如爆破法、机械开挖法等。
在开挖过程中，严格控制挖掘深度和速度，确保硐室的稳定性。
定期对开挖面进行检查和监测，及时发现并处理潜在的安全隐患。
四、支护与加固措施根据地质条件和开挖方式，选择合适的支护结构，如喷射混凝土、锚杆支护等。
在硐室的关键部位设置加固措施，提高整体稳定性。
定期对支护和加固结构进行检查和维护，确保其有效性和安全性。
五、排水与通风设计设计合理的排水系统，确保硐室内积水能够及时排出。
配置必要的通风设备，保证硐室内空气流通，满足施工人员的呼吸需求。
定期对排水和通风设施进行检查和维护，确保其正常运行。
六、安全施工措施制定详细的安全管理制度和操作规程，确保施工过程中的安全。
设立安全警示标识和警戒线，提醒施工人员注意安全。
定期对施工现场进行安全检查，及时发现并处理安全隐患。
配备必要的安全防护设施和应急救援设备，确保施工人员的生命安全。
七、质量监控与验收建立完善的质量管理体系，明确各环节的质量标准和检验方法。
对施工过程中的关键环节进行质量监控，确保施工质量符合设计要求。
施工完成后，组织专业人员进行验收，确保硐室符合设计标准和安全要求。
八、环境保护措施严格遵守国家和地方的环境保护法规，确保施工过程不对环境造成污染。
合理安排施工时间和作业方式，减少对周边居民的影响。
复杂硐室施工方法探讨摘要:对于工程设计复杂硐室,工程转换环节较多的情况下,如何解决施工方法和工序衔接问题,解决掘进过程通风安全管理和掘进机电设备挪移安全管理是硐室施工的主要问题。
在实际施工中我们通过优化工序、创新施工方法解决了施工中存在的难题,安全、快速、优质的完成了本工程的施工,创建了品牌硐室。
关键词:硐室创新施工安全管理1 工程概况淮南矿区潘二煤矿应急排水系统潜水泵硐室及新增水仓(含找孔联巷及行人通道),设计总工程量383.016m,其中:1-1断面总长37.744m(其中15°下山24.781m,3‰上坡施工12.963m),巷道规格为净宽×净高=4000×3500mm;2-2断面总长27m,巷道规格为净宽×净高=5500×5300mm,3‰下坡施工;3-3断面总长177.672m,巷道规格为净宽×净高=3600×2900mm,2‰下坡施工,最后与井底外水仓贯通;找孔联巷和行人通道4-4断面总长140.6m(其中8°上山8.6m,3‰上坡施工132m),巷道规格为净宽×净高=3000×2600mm,行人通道与井底外水仓上口联巷贯通。
巷道支护形式为锚网喷支护,锚杆采用:潜水泵硐室为Φ20×2600mm全长锚固锚杆,其它采用Φ20×2000mm全长锚固锚杆。
本硐室工程设计复杂,转换环节较多,如何解决施工方法和工序衔接问题,解决掘进过程通风安全管理和掘进机电设备挪移安全管理是本硐室施工的主要问题。
2 创新施工方法与施工工艺2.1 选择合理的施工顺序(1)采用普通钻爆破法掘进,耙矸机耙矸、绞车提绞、由上向下施工。
(2)由于硐室工程布置在岩性较稳定地段,巷道压力较小,施工过程中采用一掘一锚网喷和两掘两锚一喷的灵活施工方法。
具体施工方案:1-1断面施工完毕后进入2-2断面施工;2-2断面施工结束后施工3-3断面与外水仓贯通;贯通后施工行人通道4-4断面与副井井底水仓上口联巷贯通;最后施工找孔联巷至图纸设计结束。
深井松软破碎煤（岩）层中大断面硐室围岩控制支护研究与应用【摘要】随着浅部易开采的煤炭资源日益减少，国内煤矿都相继进入深部资源的开采状态。
在深井松软破碎煤（岩）层中大断面硐室施工时，矿压防治技术的研究、支护方案的确定及控制、后期巷道的维护、巷道底鼓的防治及水害的防治一直以来是一个技术难题。
本文通过大断面硐室变形特征与破坏机理、巷道围岩应力、稳定性分析，采用闭合钢支架、钢筋混凝土浇筑配合反底拱支架、巷道注浆等支护技术，不但能够在松软破碎煤（岩）层中形成次生承载层，而且更加发挥了支护体的强支撑、急增阻、高承载作用，防患于未然，有效地解决矿井深部高应力松软破碎煤（岩）层中大断面硐室、巷道支护技术以及防治水等难题，对矿井的深部开采和岩层控制，提高矿井安全生产的可靠性，降低巷道支护、维护成本，建立高产高效型矿井，具有非常重要的推广和应用价值。
【关键词】支护体；地应力；锚固作用引言大柳煤矿公司处于黄陇煤炭基地安新（华亭）煤田深部，开采垂深在500m～900m，井田内地质构造复杂，岩石相对松软、破碎；煤层顶、底板多为泥岩、炭质泥岩、油页岩，易风化，遇水极易泥化、变软。
主要表现为巷道顶板明显下沉、两帮鼓出、底鼓极为严重，导致锚网（索）拉断，支护体失效，施工进度缓慢，不断的返修，也增加了生产成本，并给安全生产带来很大影响。
1 工程概况大柳井田位于安新煤田西南部，地处六盘山区东侧与陇东黄土高原之间的过渡地带。
区内丘陵起伏，地势高低不平，西北高，东南低。
海拔标高在1240～1680m之间，井田内褶曲主要由党庄背斜、麦子坪向斜组成，褶皱和断裂构造均较发育，井田勘探时共发现断层43条。
2采区提升机房位于井田2采区西面，设计在东翼大巷保护煤柱内，提升机房北面为2401回采工作面，南面未采掘，东、西面分别与2采区检修联络巷和东翼轨道下上相连接，上覆岩层垂直覆盖厚度为515m，地面位置为低山丘陵区。
受2采区提升机房硐室、联络通道、钢丝绳通道与通风道、绕道及相应巷道交叉等巷道布置影响，其巷道间煤（岩）柱为0.5～16.3m，且存在三角小煤（岩）柱。
煤矿井下复杂大断面机头硐室施工方法【摘要】本文介绍了麦垛山煤矿井下辅助水平11采区半煤岩运输巷机头硐室的施工方法。
针对该硐室断面大、结构复杂等特点，通过采取分段正台阶法施工法，安全顺利完成了施工任务，该方法对煤矿井下同类大断面机电硐室施工有着积极的推广意义。
【关键词】大断面；硐室；施工技术麦垛山煤矿位于宁夏宁东地区鸳鸯湖矿区，设计原煤产量800万吨/年。
该矿辅助水平11采区半煤岩运输巷机头硐室是井下皮带运输系统的关键环节之一，硐室设计断面大、结构复杂、岩层顶板层理发育且淋水较大，以及作为主要机电硐室工程质量要求较高。
经充分论证，施工中采用了分层正台阶施工法和锚网索喷一次成巷施工技术，保证了施工安全质量，加快了进度，降低了工程成本，取得了较好的技术经济效益，1.工程概况辅助水平11采区6煤带式输送机机头硐室全长39.7m，硐室共有5个不同断面，其中最大的5-5断面掘进宽度8800mm，掘进高度7350mm，喷厚150mm，铺底厚度200mm，掘进断面为56.16m2。
硐室围岩以粗砂岩和中砂岩为主，岩性中硬，硬度系数f=4～6，岩层层理较为发育且含有淋水。
硐室设计为锚网索钢带喷射砼联合支护，喷射砼强度C25，厚度150mm。
2.施工技术方案2.1大断面硐室常见施工方法煤矿井下大断面硐室施工，根据围岩稳定性和断面大小主要有三种常用施工方法：全断面施工法、台阶式分层施工法和导硐施工法。
全断面施工法就是在按掘进全断面设计爆破图表，一次性起爆掘进的施工方法，一般应用于掘进断面不大于30㎡的硐室。
这种施工方法在围岩稳定、顶板整体性较好的巷道施工效率较高，但在掘进断面较大时，因相应装药量也较大导致光爆成型不易控制且全断面起爆难度较大。
台阶式分层施工法是在硐室断面较大时，将硐室的全断面分层分块形成台阶状，按照一定的施工顺序分次进行掘支作业的方法。
先施工上分层工作面时称为正台阶工作面施工法，先施工下分层时称为反台阶工作面施工法。
大断面硐室正台阶分层施工应用实践煤礦井下硐室由于断面大、服务年限长，在施工过程中存在着掘进难度大，巷道支护设计要求高等问题。
本文主要介绍了崔庄煤矿井下支架检修硐室施工方案选择、锚网索喷联合支护设计等。
通过实践证明采用正台阶施工法、锚网索支护工艺实现了大断面硐室快速掘进与安全支护。
标签：大断面；硐室；正台阶施工；锚网索喷联合支护微山崔庄煤矿位于滕南煤田南部，井田面积约11.91km2，地面标高+31.70～+32.80m。
煤层顶底板都较为平整稳定，为较稳定型顶板，矿井工程地质条件属中等（Ⅱ类）。
1 工程概况为满足大型综采支架在井下拆装、检修需要，特在井下支架存放硐室开口10m后对原硐室进行扩宽加高，作为支架检修硐室。
硐室设计长度30m；断面为圆弧拱型；净宽6.0m、净高6.5m，结合装车后支架的高度，确定硐室墙高为3.5m；锚网索喷浆联合支护，混凝土喷厚0.15m；S净=35.1m2，S荒=39.9 m2。
支架检修硐室布置在3上煤顶板岩石中，为砂质泥岩，平均厚度约为10.73m；再往上为中砂岩，平均厚度约为14.12m。
2 施工技术方案2.1 施工方案选择煤矿井下大断面硐室施工，根据围岩稳定性和断面大小主要有三种常用施工方法：全断面施工法、导硐施工法、台阶式分层施工法。
（1）全断面施工法：按巷道（硐室）的设计掘进断面一次将硐室掘出。
适用于围岩稳定、断面高度不是很大（不大于5m）的巷道（硐室）掘进。
优缺点：便于机械化施工。
（2）导硐施工法：在巷道（硐室）的某一部位先用小断面的导硐掘进，然后再进行扩帮、挑顶、挖地，将导硐逐步扩大至设计断面。
可以一次掘至巷道（硐室）全长然后再进行扩硐；也可以使导硐超前一定距离，再进行扩硐工作。
根据导硐在巷道（硐室）断面内的位置不同，又可以分为中央上导硐、中央下导硐、单侧下导硐、双侧下导硐、上下导硐等多种具体的施工方法。
适用于围岩稳定性差、断面又较大的巷道（硐室）。
优缺点：能有效的缩短围岩的暴露面积和时间，使巷道（硐室）的顶、帮易于维护，施工安全得到保障。
特大断面硐室施工方案及质量控制姜凤彬(开滦集团公司钱家营矿业分公司)摘要 简要介绍了特大硐室的特殊施工方法,特殊支护结构及特殊部位采取的相应措施.关键词 硐室 施工 方案选择 方法 近年来,在特殊硐室施工中广泛采用了一些新技术、新设备、新工艺,有力地促进了硐室工程施工技术的革新和发展。
但在特大断面硐室施工过程中,由于受地质条件和断面大的限制,给掘进和支护工作带来很大难度。
开滦钱家营矿业分公司-850m水平至延深工程中之绞车房工程具有顶板岩石不稳定、设计断面大、与之相贯的巷道多,造成围岩应力分布集中等特点。
施工中采用了光面爆破,先采用单侧导硐施工法施工完通路侧,然后再采用横向正台阶施工法施工完硐室的上半部分(包括找上锚索、各相贯巷道锁口等)。
最后再用正向正台阶施工法施工硐室通路对侧直至整个硐室施工完毕.上述施工方法取得了较好的效果。
1 工程及地质概况钱家营矿业分公司-850m水平暗立井延深的配套工程绞车房工程,其工程量为长22.5m,净宽13.5m,净高7.5m,半圆拱型。
与之相贯的提升绳道工程量为长40.6m,净宽4.5m,净高4.6m,半圆拱型;电阻室工程量为长27.0m,净宽=6.0m,净高5.0m,半圆拱型;设备通路工程量为长 即 ∃L=∃S,由(2),(4)式可得下式:∃Y ∃N=1Βt E・L fA V(6)由液压缸结构图可知:f=Π4D2=Π4202=314c m2V=4278c m3由压力传感器可得:A=50c m2;L=6c m将上列数据代入(6)式,得出:∃Y=∃N6×3146×1026×2×107×4278×50 =7×10-56 结 论型煤机工作时,成型阻力增大(或减少),从而使压力传感器的支承力减少(或增大),液压支承缸的支承力也随之发生变化,其变化量的绝对值约为压力传感器支承力增量的7×10-5倍,实际上液压缸支承力可认为恒定不变,成型阻力等于压力传感器支承力的负增量。
超大断面硐室安全维控技术的研究与应用1. 引言1.1 研究背景超大断面硐室是一种在地下工程中常见的开挖方式，具有很大的开挖面积和空间容量。
由于其开挖规模较大，存在着诸多安全隐患和挑战。
在现代地下工程建设中，超大断面硐室的安全问题愈发突显，对研究与应用超大断面硐室安全维控技术提出了更高的要求。
在过去的工程实践中，超大断面硐室的安全问题主要通过传统的监测手段和经验性维护来解决，难以满足复杂多变的安全需求。
而随着科技的发展和工程建设的需求，利用先进技术开展超大断面硐室安全维控成为当前的研究热点。
有必要对超大断面硐室的安全问题展开深入研究，探讨并优化安全维控技术，以提高工程施工和运营管理水平，保障地下工程的安全和稳定性。
本研究将以此为背景，探讨超大断面硐室安全维控技术的研究与应用，为地下工程安全管理提供科学有效的方法和技术支持。
1.2 研究意义研究意义：超大断面硐室是地下工程中常见的一种结构形式，其安全性对工程的稳定性和持久性具有重要影响。
随着地下岩体工程规模的不断扩大和结构形式的不断变化，超大断面硐室的安全问题也变得更加复杂和严峻。
开展超大断面硐室安全维控技术的研究具有重要的理论和实践意义。
超大断面硐室的安全问题直接关系到地下工程的施工质量和运行安全。
对于地下交通、水利、能源等领域的工程来说，超大断面硐室的安全性对于保障工程的安全和可靠运行至关重要。
开展超大断面硐室安全维控技术的研究可以有效提高工程的安全水平，保障工程的顺利实施和运行。
超大断面硐室的安全维护技术研究，可以为工程管理和维护提供科学依据和技术支持。
通过对超大断面硐室安全维控技术的研究，可以形成一套科学有效的维护策略和措施，为工程的安全管理和维护提供可靠支持。
这有助于提高工程的可持续性发展水平，推动地下工程安全管理的现代化进程。
1.3 研究目的研究目的是为了探索超大断面硐室在工程施工和运营过程中可能面临的安全风险和问题，寻找有效的安全维控技术和措施，提高硐室的安全性和稳定性，保障工程的顺利进行和长期可持续运营。
大断面巷道施工方法与安全矿井的井底车场和硐室一般断面较大，长度较小，服务年限较长。
因其用途不一样样，形状、规格、结构差异甚大，施工中有各自的特色和要求，而突出的问题是选择合理的大断面施工方法，做到安全施工。
硐室施工方法一般有全断面施工法、分层施工法和导硐施工法三种。
一、全断面施工法全断面施工法是按硐室的掘进断面一次钻眼、分次爆破，利用矸石堆作为打上部眼和拱顶锚杆眼及安装锚杆的工作台的掘进方法。
它适用于坚固和基本坚固的围岩状况下，掘进断面不大于 15 m2、高度小于 4 m 的硐室和巷道。
当前多采纳锚喷支护。
依据围岩的坚固程度不一样样，掘进与锚喷的方式有：(1)围岩稳准时，常采纳先掘一锚顶后锚帮一喷的方式。
(2)围岩中等稳准时，可采纳两掘一锚喷或三掘一锚喷的方式。
(3)围岩的节理、裂隙发育，坚固性较差时，宜采纳一掘一锚喷的方式。
必需时也可打超前锚杆或掘后先喷一层沙浆再打锚杆，今后再发射混凝土。
二、分层 (台阶工作面 )施工法台阶工作面施工法就是将掘进工作面分成 2～3 个分层 (每个分层的高度一般为 l-8 m～2．5 m)，上分层 (或下分层 )工作面素来超前于下分层 (或上分层 )必然距离，形成分层 (台阶 )工作面同时施工。
由于工作面的部署方式不一样样，可分为正台阶工作面和倒台阶工作面两种。
(1)正台阶工作面施工法：将硐室分成上下两个分层，先掘上分层 3 m～5 m，放炮后，应及时锚喷或架设暂时支架护顶。
今后上下分层同时掘喷或掘支。
当永久支护采纳砌碹时，多采纳先墙后拱的施工方式。
若顶板不坚固，也可采纳先拱后墙的施工方法。
此时，为了防范卧底砌墙时拱顶下沉，常常保留拱基线下的岩柱不一次掘出，待砌墙时，再逐段用风镐刷出；也许在拱基处用砌筑小壁座以承托碹拱。
每分层的高度最大不该超出3．0m。
(2)倒台阶工作面施工法：先掘下分层使其超前上分层 3m～5m，并进行暂时支护。
或将下分层全长掘砌 (锚喷 )完成后，再由外向里或掘支上分层。
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3，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35；3#煤层直接顶主要以泥岩为主，岩石普氏系数＜30，直接顶平均厚度为42，基本顶主要以砂岩为主，岩石普氏系数＞40，平均厚度为117。
3109工作面为盘区西翼，3109运输顺槽设计长度为1650，巷道皮带头位置断面规格为宽×高=53×52，剩余段巷道断面规格为宽×高=42×35。
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30，硐室断面规格为长×深×高=8×5×35，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3。
由于硐室断面大，硐室在开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13109运输顺槽皮带头移变硐室高度为35，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80，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=5×5×35，断面内施工松动炮孔数量为2个，每个炮孔深度为10，炮眼垂直煤壁布置。
山西孝义宜兴煤业换装硐室大断面施工工艺研究与应用摘要：研究换装硐室大断面施工工艺，采用液压钻车施工，提高现场施工的安全质量预控程度，有利于提高工效，分析总结施工创新工艺，为以后施工类似大断面硐室提供诸多有参考价值的成果。
关键词：换装硐室大断面施工；使用液压钻车；提高安全质量预控。
1 问题的提出近年来，随着现代化矿井建设的需要，诸多的煤矿井下逐步推广使用胶轮车，为满足井下胶轮车的使用所需，一些立井下料和斜井下料系统，料车到达井底车场后要改换胶轮车运输，就需要配有起吊装置的换装硐室，通过起吊去完成车辆的转换环节，最后采用胶轮车将物料运送到各个具体用料地点，为此研究换装硐室的施工工艺更具有现实意义。
2换装硐室大断面施工的概况2.1 概况研究光爆锚喷大断面施工的工艺，有江苏省矿业有限公司宜兴项目部负责承包施工的在山西省孝义市境内：其所属山西焦煤汾西矿业宜兴煤业胶轮车换装硐室，最大掘进断面积达72.21m2，是目前江苏省矿建史上施工断面最大的硐室，研究其施工工艺，为施工类似巷道提供有参考价值施工工艺及方法，结合该巷道的断面规格、围岩特征、技术装备条件，运输环节等综合因素来考虑，从大断面掘进的安全管理、制定科学合理的施工工序、采用矿用液压钻车先进的施工设备、对牛腿扎钢筋及浇灌的工艺的改进等方面去全面分析，做到安全施工、支护工艺合理，施工质量得到保证，工效大幅提高。
2.2地质概况汾西宜兴煤业胶轮车换装硐室布置在副斜井井底车内，巷道岩性主要由灰黑色泥岩、褐灰色粉砂岩、深灰色生物屑泥晶灰岩和煤层组成。
岩性变化较大，下部多为砂岩、泥岩，泥岩中常夹有不可采煤层（一般厚度0.2m～0.4m，计4层，间距1.8m～2.0m），比较破碎，采取锚网喷+锚索支护方式必须加以考虑岩性。
2.3巷道初始设计2.3.1因考虑岩性为泥岩，支护主要技术参数变更如下：巷道初始设计采用工程类比法，支护方式为直墙半圆拱形锚喷网索支护方式，其主要技术参数如下：①巷道支护规格半圆拱，毛断面宽×高为：8.4×8.5m2，断面积为63.81 m2，全断面每排共布置31根锚杆，半圆拱，毛断面宽×高为：8.4×9.5m2，断面积为72.21 m2，全断面每排共布置33根锚杆，锚杆选用直径22mm、长2200mm的左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，间排距均为700mm，铁托盘规格为：150mm×1500mm×12mm。
大断面硐室（提升机房）分部施工方法探讨
张志远
【期刊名称】《中国高新技术企业》
【年(卷),期】2015(000)016
【摘要】随着煤矿装备的不断升级，原有的系统及装备严重制约炉峪口煤矿生产能力的提升，为此炉峪口煤矿启动了综采改造工程项目，为此就需在暗斜井上部施工一个大断面提升机房以安装该提升机。
大断面硐室的巷道支护方法及施工工艺一直以来都是制约煤矿掘进的一大难题，文章结合笔者多年煤矿一线掘进工作，初步设计了硐室支护方案和分部施工的方法，最后根据矿压监测进行反馈分析，对原始方案进行修正，最终确定了支护方案和施工方案，并取得了良好的效果。
【总页数】2页(P157-158)
【作者】张志远
【作者单位】太原煤炭气化集团有限责任公司，山西太原 030024
【正文语种】中文
【中图分类】TD264
【相关文献】
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2.煤矿井下大断面硐室施工方法探讨 [J], 裴世红
3.袁店一矿主井提升机房大体积混凝土施工技术 [J], 王淮北
4.Φ1.6 m提升绞车房十字中线施工标定方法探讨 [J], 杨开集
5.提升施工方案编制水平防范化解重大安全风险部工程质量安全监管司相关负责人解读《危险性较大的分部分项工程专项施工方案编制指南》 [J],
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关于煤层中大断面硐室工程施工方案的探讨发表时间：2010-02-03T17:09:05.437Z 来源：《中小企业管理与科技》2010年1月上旬供稿作者：周学龙[导读] 马头门是一种特殊的硐室工程，该处围岩受井筒掘进时的扰动，且处于井筒与井底车场的连接部位的应力集中带周学龙（淮南矿业集团矿业工程分公司）摘要：在煤矿建井工程中，马头门是一种特殊的硐室工程，该处围岩受井筒掘进时的扰动，且处于井筒与井底车场的连接部位的应力集中带。
因此马头门的设计与施工是建井工程中的难题。
本文通过对淮南矿业集团潘一矿第二副井-788m马头门施工过程中的实践，提出了一种行之有效的施工方法，兼顾了安全、质量和工期，具有一定的应用价值。
关键词：马头门煤层支护施工方法1 工程概况淮南矿业集团潘一矿第二副井-788m马头门位于第二副井东西方向，属二水平开拓工程，由淮南矿业集团矿业工程分公司负责施工。
东、西马头门长度分别为26.5m和60.3m，其中第二副井井筒中心线向东西方向各14.5m为马头门加固段，该段断面尺寸为（净）宽×高=6100×7408mm，上部位于6-1煤层中，煤层层厚4m，煤质极其松软，呈粉状，且属于突出危险煤层。
本文重点对该加固段的施工方案进行探讨。
为了使井筒安装与马头门掘砌平行施工，矿方拟定由第二副井措施巷施工等候室通道，从等候室通道进入马头门施工。
2 支护方案及参数2.1 外层支护马头门加固段设计外层支护为锚杆金属网网喷射混凝土、锚索、29U型钢支架联合支护。
锚杆规格Φ22×2500mm高强树脂锚杆，间排距800×800mm，梅花形布置，每孔2卷树脂锚固剂（拱部Z2355型，帮部Z2850型）。
金属网规格Φ6.5×2100×1200mm，网格150×150mm。
喷射混凝土强度C20，喷厚100mm。
锚索规格Φ17.8×8200mm，环向间距3000mm，纵向间距2000mm。
29U型钢支架分7节，顶梁3节，腿4节，每两节搭接处使用3副29U钢卡缆。
支架间距500mm，每架使用4组Φ22×2500mm固棚锚杆固定。
支架与外层喷射混凝土间留200mm厚充填层。
外层支护完成后进行注浆加固，采用深浅孔交叉布置，间排距3200×3200mm，孔深：浅孔1m，深孔3m。
注浆采用P.O 42.5普通硅酸盐水泥，水灰比1：0.8。
2.2 内层支护马头门加固段增设反底拱，内层支护为整体现浇钢筋混凝土支护。
混凝土强度C50，壁厚700mm（底拱厚600mm）。
设计为双层钢筋，环向钢筋为HRB335级Φ25mm热轧带肋钢筋，间距200mm；横向钢筋为HRB335级Φ22mm热轧带肋钢筋，间距250mm；钢筋保护层厚度50mm。
3 施工方案的选择根据设计设计的支护参数，马头门加固段内、外层支护总厚度为1124mm，因此该段掘进断面尺寸达到了宽×高=8348×9032mm。
经过分析，有以下两种可行的施工方案：方案一：由等候室进入，直接向井筒方向分层掘进。
其优势是直接一次性掘进并支护到位，节省工时。
劣势是断面跨度大，且6-1煤位于巷道顶板，顶板较难管理，且通风困难。
方案二：由等候室进入，先施工断面较小的导硐与井筒方向贯通，然后从井筒开始分别向东西方向分层扩刷。
其优势快速形成自然通风，且顶板容易管理，贯通后扩刷时，扩刷的矸石直接漏入导硐内，通过耙斗装岩机装走。
劣势是需要先掘进导硐，后期还需要拆除导硐的支架，浪费工时。
我们通过对上述两种方案的对比分析，考虑安全因素，认为方案二的方法虽然比方案一多出两道工序，但是该方案安全系数比较高，而且爆破作业时多一个自由面，爆破效果较好。
因此，决定采用方案二。
4 施工方法4.1 掘进及临时支护马头门加固段施工分3层进行。
上分层层高2.8m，中分层高3m，下分层高3.2m。
由于马头门加固段上层位于6-1煤层中，且煤质松软，瓦斯涌出量大。
矿方规定掉顶超过1m即按事故追查，因此，上分层掘进必须以最大限度的预防掉顶为原则。
根据煤矿安全规程，突出危险煤层掘进严禁使用风镐，因此上分层掘进以手稿挖掘为主。
先将巷道正顶按设计高度挖出800×800mm 见方的面积，然后贴上相应面积的金属网片（可用普通金属网经裁剪制成），并用一根水压单体支柱进行临时支护。
临时支护完成后，在金属网片四角各施工一根锚杆，待锚杆生效后卸压单体支柱，在网片中心施工一根锚索（锚杆、锚索规格见外层支护参数）。
锚索加压后，人员站在网片下向两侧继续刷掘，每次刷800×800mm见方，并及时进行临时支护和锚网支护，刷掘够3m距离即施工锚索。
直至刷够上分层高度。
上分层刷掘时的矸石漏入导硐中经耙斗装岩机运走。
按照上述掘进方法，能够最大限度的减少空顶面积，缩短煤体暴露在空气中的时间，降低风化，将掉顶的危险性降到最低。
人员始终在已进行锚网支护的顶板掩护下作业，安全能得到保障。
中分层及下分层为岩石为砂岩，采用爆破法施工，每次炮后及时进行锚网喷支护。
中分层施工完成后，将原导硐的支架拆除。
4.2 架设29U型钢支架因为后期中分层、下分层施工时，29U钢支架整体悬空，因此29U型钢支架的安装以及固定直接关系到重大的安全问题。
经讨论，认为有以下两种可行的施工方案：方案一：按照上述掘进方法将加固段上分层整体掘进出来，完成锚网喷及锚索支护后，一次性架设所有顶梁。
具体方法为：地面加工四根工字钢托梁，托梁上按照500mm的间距加工凹槽，每两个凹槽之间加工Φ30mm圆孔。
在巷道正顶向两侧各1m的位置各施工一组锚索，锚索穿过工字钢托梁的圆孔将托梁悬吊起来。
托梁悬吊好后，将29U钢支架的顶梁窜过托梁卡在托梁上的凹槽内并按中线找正。
所有的顶梁都上好后，在托梁上每两架顶梁之间的圆孔内施工锚索，通过对锚索加压使顶梁固定。
顶梁固定好后，安装第二节梁，待所有的二节梁全部安装完成后，在两帮各自用一组锚索配合工字钢托梁固定。
按照上述方法施工完成后，相当于每一架支架的顶梁都有3根锚索固定，只要锚索能够锚在稳定的岩层内，悬吊力足够满足整架支架的自重，在施工中分层及下分层时，安全系数较大。
这种方案在上分层完全掘进出来后一次性架设U钢支架，用4根工字钢托梁将所有的U钢支架顶梁固定，使得所有的U钢支架连成整体，对支架的受力有利，需要注意的是在锚索加压之前，必须将支架与顶板之间的空隙充填实，这样才能使锚索打上劲，也有利于控制顶梁高度。
另外这种方法在掘进初步锚网喷支护完成后集中架设支架，工时利用比较充分，有利于加快施工进度。
但是这种方案只适合于在顶板岩性相对稳定的情况下，初期的锚网喷支护能够控制住顶板时才能采用这种方案。
方案二：按照4.1的方法掘进时，每次只掘一架顶梁的距离，并在锚网喷支护完成后及时架设一架顶梁。
具体方法为：地面加工若干工字钢拉条（11#工字钢，长700mm，上面按500mm间距做两个凹槽，凹槽中间留Φ30mm圆孔）。
按照4.1所述的方法掘出一架顶梁的距离后，在顶板正中向两侧各1m的位置各施工一跟锚索，将工字钢拉条悬吊在顶板上，并使其一端的凹槽卡在上一架支架的顶梁内口。
悬吊好后，U钢支架顶梁窜过拉条卡在拉条另一端的凹槽内。
按中线找正后对锚索加压。
然后安装两侧的第二节梁，并同样用锚索配合工字钢拉条固定。
待这一架U钢支架安装及固定完毕后，人员在已支护好的空间下进行下一循环作业直至上分层施工完成。
同样每架支架由3根锚索固定，悬吊力能够满支架自重的要求。
这种方案，每一循环安装并固定好U钢支架后再进行下一循环作业，最大限度地保证了顶板的安全，另外，人员站在已架设U钢支架的空间下作业，安全系数较大，适宜在顶板煤岩层破碎，单纯锚网喷支护无法控制顶板时采用。
但是这种方案，每支工字钢拉条只能固定2架支架，所有的支架由多组独立的拉条固定，支架整体性较差。
根据矿地质部门的地质预报，结合现场揭露的巷道顶板煤岩层情况，我们发现西马头门加固段顶板的煤岩层情况比东马头门相对稳定。
而且经过现场试验，单纯通过锚网喷能够较好地控制顶板，而东马头门加固段因顶板煤层较厚，煤质破碎，单纯通过锚网喷很难保证顶板安全。
经过综合比较上述两种方案的特点，我们决定在西马头门加固段上分层采用方案一，东马头门采用方案二。
按上述方案将上分层施工完成后，因加固段硐室中、下部均为砂岩，因此中分层及下分层均可以在锚网喷支护完成后集中安装棚腿。
需要注意的是在棚腿安装完成后必须及时用固棚锚杆配合29U型卡缆下盖固定。
5 硐室变断面山墙部位的处理该马头门山墙高度为2m，根据矿方的地质预报，预计该部位围岩为全煤。
开工前拟定的施工方案为：在大断面（即加固段）施工到变断面位置后，在山墙上沿小断面轮廓线向前密集施工一圈超前护顶锚杆，锚杆间距100mm，角度略微上挑。
这样，护顶锚杆既能起到超前护顶的作用，另外还能将待掘进的煤体与需要保留的煤体之间隔离开，降低掘进扰动对需保留的煤体的影响。
但是在加固段施工至山墙位置后，我们发现，由于原来施工导硐时爆破震动的影响，该处煤层已完全破碎，丧失自承载能力，采用原拟定的方案已经不可行。
经过分析我们认为，单纯通过被动的护顶很难将该处山墙完整的保留出来。
因此决定在山墙位置继续向前扩刷，主动将破碎难以保留煤层清除，并进行初步的锚网支护。
待小断面的U钢支架安装完成后，及时将上部空间用木垛接实，在山墙位置挂金属网片并喷浆封闭，后期注浆时将该处空隙注实。
这样人工制造出一个山墙来，即保证了施工安全，又不影响工程质量。
实践证明，通过上述方案，能够较好地保证安全和工程质量，同时在安全前提下最大限度地提高工时利用率，加快施工进度。
在东、西马头门加固段施工过程中，在跨度8.3m，顶板为粉状煤层的条件下，没有发生一起顶板或瓦斯事故，同时工期提前5天，产生了良好的安全及经济效益。
参考文献：[1]何满潮，孙晓明.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南.科学出版社.2004.[2]曹树刚，边金等.软岩巷道支护理论及支护机理的研究和发展.矿业安全与环保.2001年10月.[3]王爱国，王明远，林登阁.井底车场硐室围岩破坏机理及加固技术研究.煤矿支护.2006年第3期.。
