1、1导硐台阶联合法在大断面硐室施工的应用摘要 板式给矿机硐室在地下矿山施工中是断面较大的工程，施工断面大 、难度大。本文充分利用主溜井井筒刷砌施工中已形成的工程，采用中央上、下导硐联合台阶法的方法，合理确定施工顺序，并将光面爆破和锚网喷配套应用，提高工程质量，降低劳动强度，从而提高劳动生产率，加快施工速度，确保了施工工期和安全。 关键词板式给矿机硐室 台阶导硐法速度安全 中图分类号：TU74 文献标识码：A 文章编号： 张家洼铁矿-350m 水平板式给矿机硐室是接受港里矿-300m 水平以上从溜井卸下来的矿石，是张家洼铁矿生产的一个放矿系统和咽喉，是重要的中转站。由于张家洼铁矿 1#主溜井因多年
2、使用且岩石破碎多次维修，已无法承担放矿工作。3#主溜井的紧迫性尤为突出，所以尽快施工 3#主溜井已成为一个关键性的问题。 1 张家洼铁矿 3#主溜井设计及施工概况 1.1 地质与水文状况 该处所见的岩石为闪长岩类杂岩，它侵入到奥陶系和石炭系地层中，占据弧形背斜的核部。其顶部形态，中部比较平缓，两侧较陡，斜切奥陶系地层。由于分异、混染及自变质作用，岩性变化较大，岩石类型有辉石闪长岩，黑云母辉石闪长岩，正长闪长岩和似斑状闪长岩。岩石普2氏系数 f68，节理相对发育，稳定性较差。无裂隙水及涌水。 1.2 张家洼铁矿 3#主溜井设计及施工概况 3#主溜井井筒自-200m 水平-350m 水平全长 14
3、4.7 米。 主溜井井筒掘进直径 5.5 米，净径 4.5 米，-300m 水平以上井筒部分已经施工完毕，为施工-300m-350m 水平井筒，在-350m 水平运输巷与主溜井之间施工一联巷，联巷规格为宽 3m高 3m。主溜井采用先反掘再刷大的作业方式，即先采用反井钻机自-350m 水平反掘天井至-300m 水平，天井直径为 1.2m，然后在由-300m 水平下刷至板式给矿机硐室。 1.3 板式给矿机硐室设计概况 图 2 板式给矿机硐室三视图 板式给矿机硐室位于主溜井底部，该硐室有多种断面组成，根据断面大小及使用性质将其命名如下：主硐室、主硐室、副硐室、副硐室、副硐室。 主硐室、掘进跨度 8.
4、1 米，掘进高度 10.74 米，它是板式给矿机硐室的主体工程，也是施工的重点和难点所在。3#主溜井在-350m 水平底板标高为-342.836，轨面标高为-342.386。总工程量 933.6m3。 按国际隧道协会(ITA)定义的断面数值划分标准分,可分为特大断面(l00m2 以上)、大断面(50l00m2)、中等断面(1050m2)、小断面(310m2)等。该工程主硐室断面达 82.06?，主硐室因底部地沟两侧有预留岩柱不施工，顶板高度、跨度与主硐室相同，副硐室也因底部地沟两侧有预留岩柱，施工跨度及高度相当于 86.8?，都属于大断面施工。 32 施工方案的确定 大断面硐室的开挖方法分为全
5、断面法、导硐法、台阶法和留矿法，由于现场的围岩不稳固，硐室断面高度超过 5 米，不适合于使用全断面法。由于围岩不稳固，故留矿法也不适用。导硐法可以将顶部硐室安全施工，而台阶法可以使爆落岩石自动滑到下导硐，有效降低工程量。 方案比较： 导硐法又分为：上导硐法、下导硐法和上、下导硐法，为此我们提出以下几种施工方案： 1） 由-300m 水平 3#主溜井经井筒采用中央上、下导硐法施工。 由-300m 水平主溜井经井筒上导硐施工，同时利用已经形成的溜井联巷作下导硐，形成中央上、下导硐施工法。 优点：人员设备上下、出碴方便，不需临时支护，安全性高。 缺点：需施工溜碴天井及下导硐，初期工程量大。 2）由-
6、350m 水平掘人行天井至硐室顶部采用上导硐法施工。 优点：支护一次跟进，不需临时支护，出碴方便。 缺点：人员设备上下不方便。 3）由-350m 水平下导硐法施工。 优点：初期工程量小 缺点：施工中需临时支护，人员设备上下不方便，安全性较低。 通过方案比较，确定采用第一种方案。第一种方案优点为人员设备上下、出碴方便，不需临时支护，安全性高，且现已施工的溜井联巷和天井弥补了其缺点，故选择该方案是最佳的。 4考虑到我矿作业设备为铲运机，而导硐长度为 7m 长，不能够使上导硐及各层施工的碴自动溜入溜碴天井，在掘进开挖时，调整部分开挖顺序，形成台阶，即利用中央上、下导硐法联合台阶法，大大降低扒碴量。3
7、 方案施工 3.1 开挖顺序： 硐室的开挖充分利用原反掘井溜碴，利用-350m 水平已形成的溜井联巷作下导硐，通过下导硐用铲运机出碴。 首先，自硐室顶部即-331.8m 水平标高向下刷大井筒，为硐室施工开辟作业面。其次，施工中央上导硐 1，上导硐位于主硐室顶部断面中央，规格为 2.7m2.7m。上导硐一次性施工到位，并在施工的同时，对硐室顶部进行锚网喷支护。 然后进行拱部扩大 3，拱部扩大按照图 4 所示，在拱部扩大第一炮后将主溜井井筒继续下刷，直至将其与下导硐全部贯通，以实现更大的溜碴空间，从而减少扒碴工作量。 拱部扩大第二炮后，将图 4 中第 5 部分开挖，形成台阶状，最后进行拱部扩大第三
8、炮。然后按照图 4 中所示次序逐步开挖，直至硐室开挖完毕。在图 4 中，第 3、5 分别优先于第 4、6，使硐室的开挖形成正台阶状，其目的是使距离溜碴天井较远的岩石能够顺利落到溜碴天井中，提高劳动效率，降低劳动强度。拱部扩大的同时进行拱部临时支护及锚网喷支护。 图 3 中所示中部岩体 5、7 因厚度较大，将其分为 2 层，如图 4 所示，5该部分产生的碴，可直接落入下导硐 10，由铲运机铲装运走。 具体施工步骤见图 3、4： 图 3 硐室断面开挖及支护施工顺序图 1-上导硐、-锚网喷支护 3-拱部扩大 5、7-中部开挖 9-预留岩柱 10-溜井联巷（兼作下导硐） 图 4 主视图方向上开挖顺序图
9、 3.2 硐室轮廓面的控制 为获得平整光滑的轮廓面，采用光面爆破技术来实现。一方面选取合理的光面爆破参数，另一方面要保证钻孔精度。 3.2.1 选取合理光面爆破参数 1）光面爆破层厚度 即最小抵抗线的大小，一般为炮孔直径的1020 倍。岩质软弱、裂隙发育者，眼距应小而抵抗线应大； 坚硬、稳定的岩石上，眼距应大而抵抗线应小。 我矿掘进采用直径 40mm 的钎头，根据该处裂隙相对发育的条件，将光面层的厚度定为 500mm。 2）孔距 一般为光面爆破层厚度的 0.750.90 倍，岩质软弱、裂隙发育者取小值，取值为光面层厚度的 0.8 倍，炮孔间距为 400mm。 3）装药不偶合系数，指炮孔半径与药卷半径的比值，我矿现用药卷直径为 32mm，炮孔直径 40mm，不耦合系数为 1.25。 4）线装药密度 Qx 一般按照松动爆破药量计算公式确定 式中 q松动爆破单耗，kg/m； 6a光面爆破孔间距，m； W光面爆破层厚度，m。 QX=q*a*W 根据经验值，在岩石普氏系数 f8 时，q 在 0.261.0kg/m间选取，取 0.9，得出 Qx=0.18kg/m。
