关于煤层中大断面硐室工程施工方案的探讨.doc

1、关于煤层中大断面硐室工程施工方案的探讨摘要：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

2、方向各 14.5m 为马头门加固段，该段断面尺寸为（净）宽高=61007408mm，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 222500mm 高强树脂锚杆，间排距 800800mm，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 6.521

3、001200mm，网格150150mm。喷射混凝土强度 C20，喷厚 100mm。锚索规格17.88200mm，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 222500mm 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32003200mm，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

4、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 25mm 热轧带肋钢筋，间距 200mm；横向钢筋为 HRB335 级 22mm 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=83489032mm。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

5、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-

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 800800mm 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 800800mm 见方，并及时进行临时支护和锚网支护，刷掘够 3m 距

7、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

8、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 30mm 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

9、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

10、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 30mm 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

11、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

12、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

13、。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.