关于煤层中大断面硐室工程施工方案的探讨.docx

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关于煤层中大断面硐室工程施工方案的探讨

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.O42.5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.