大断面硐室

大断面硐室（精选7篇）

大断面硐室 篇1

0 引言

巷道的安全有效支护是矿井正常生产和衔接的基础, 随着煤炭工业的发展, 煤炭产量逐年增加, 巷道支护难度随着硐室等其它巷道的断面增加也变得越来越大。在巷道受地应力影响严重的地方, 较大的巷道断面会对巷道的支护技术提出更高的要求, 巷道安全关系到整个矿井的安全生产, 如何对大断面巷道进行合理有效的支护是当今煤矿面对的一个主要问题[1,2]。

1 现场生产条件

阳煤一矿S3采区胶带下山的机头硐室 (见图1所示) 巷道宽6.5 m, 高3.5 m。此处巷道在掘进时, 由于受到较高的地应力影响, 巷道常发生冒顶事故, 巷道的最大高度达到7 m。该区大致呈一向斜构造, 轴部位于采区下山1 162.75 m处。由水文地质资料可知:在3号煤层上部共有6个 (7、8、9、10、11、12) 砂岩含水层, 7号和8号含水层具煤层较近, 其余含水层和煤层相距较远, 由于7号和8号为弱含水层, 所以含水层基本不影响巷道的掘进。

该工作面开采为承压开采, 所采煤层的底板标高412~464 m, L14灰水位标高650 m, 承压为1.7~2.4 MPa。煤尘不易自燃, 具有爆炸性。瓦斯绝对涌出量为2.75 m3/min, 相对涌出量为8.4 m3/t。S3采区的地应力测量结果为:垂直应力9.1 MPa, 最大水平主应力13.18 MPa。

2 大断面巷道形式

一般巷道的宽度通常为6 m即可称为大跨度巷道, 高度大于3 m的就可称为大断面, 巷道的断面面积达到18 m2。阳煤一矿的巷道断面多为12 m2, 但是S3采区胶带下山的机头硐室的巷道断面达到22.75 m2, 该处硐室巷道高3.5 m, 宽6.5 m。

3 大断面硐室锚网支护数值模拟

巷道高3.5 m, 宽6.5 m, 采用FLAC3D数值模拟软件进行数值模拟, 各方案见表1所示, 各个方案中巷道围岩塑性区的分布情况见图2, 巷道的表面位移情况见图3。通过模拟分析, 得到锚网支护对改善大断面巷道的支护情况所起的作用。

通过对模拟结果分析可知, 对于大断面煤层巷道必须采用锚网联合支护。锚网支护可以增加巷道顶板岩层支点, 且可以减小梁与板的跨距, 使顶板的围岩由重力造成的弯距及由弯矩而产生的弯曲应力得到减小, 弯曲应力中的弯曲拉应力减小可以显著减小顶板的变形量, 增加顶板的稳定性, 减小顶板下沉量;对巷帮采用锚网支护可以增加煤壁支点, 减小煤壁梁跨度, 使煤壁弯曲应力降低, 使煤壁更加完整。为了保证支护的经济性, 在支护安全的前提下采用方案3, 只在高冒区巷帮采用锚网支护。

4 锚杆支护设计方案

4.1 支护材料

锚杆采用NMG-2224型号锚杆, 杆体500号, 锚杆长2.4 m, 杆尾螺纹M24。配件共包括让压管、三明治垫圈、拱形托板、螺母, 托板的规格为150 mm×150 mm×10 mm。顶锚杆和帮锚杆都采用两支型号为MSCK2350的树脂锚固剂, 钻孔的直径为30 mm, 锚固力为190 k N, 预应力为40~50 k N, 锚杆的扭矩为400 Nm。

锚索采用D22 mm、1×119股刚绞线, 其延伸率为7%, 型号为D22 mm-1-19-6 300 mm, 托板的规格为300 mm×300 mm×16 mm。锚索采用三支型号为MSZ2350型树脂药卷, 预应力为250 k N, 钻孔的直径为30 mm, 锚索的锚固力大于300 k N。

4.2 顶板支护

1) 锚杆布置。每排共布置8支锚杆, 北部6支, 南部3支, 间距分别为900 mm和800 mm, 每排的间距为1 000 mm。

2) 锚索布置。每排共4根锚索, 间排距为1 600 mm×1 000 mm。

3) 钢筋托梁。D16 mm 1 600 mm×800 mm×120 mm与D16 mm 4 800 mm×1 000 mm×120 mm的两根钢筋托梁搭接。

4) 网片规格。2 000 mm×1 100 mm和5 400 mm×1 000 mm一起搭接使用, 网格大小为50 mm×50 mm。

4.3 巷帮支护

1) 锚杆布置。巷帮每排布置4支锚杆, 锚杆间距为1 000mm, 排距为1 000 mm。

2) 双钢筋托梁。采用型号为D14 mm×3 100 mm×1 000 mm×115 mm。

3) 网片规格。3 600 mm×1 100 mm, 网格大小为5 050 mm。支护布置情况见图4所示。

5 支护效果监测

为监测支护效果, 根据支护效果调整支护参数, 在巷道支护过程中在巷道内设置巷道位置观测站, 监测巷道围岩收缩量, 监测结果见图5。分析监测结果可知:对巷道采区锚网支护后, 巷道的两帮位移和顶板位移增大至稳定状态。顶板的最大位移为51 mm, 两帮的最大位移为152 mm。分析监测结果可知:对巷道采区锚网支护后, 巷道的两帮位移和顶板位移增大至稳定状态。顶板的最大位移为51 mm, 两帮的最大位移为152 mm。

6 结语

通过对大断面巷道的锚网支护分析, 锚网支护能有效解决巷道变形问题。巷道支护中的锚杆可以将较大的预紧扭矩施加到巷道围岩中, 可以有效减少巷道破碎、离层的现象发生, 保证巷道的完整性。

参考文献

[1]贺礼雄.高应力大断面煤巷锚网 (索) 支护技术[J].煤矿安全, 2004 (8) :31-34.

[2]徐春宇, 苏多云.大断面复合顶板回采巷道锚杆锚索网支护试验[J].矿业安全与环保, 2004 (4) :20-22.

氧化带、大断面硐室施工工艺 篇2

庞庞塔矿10#煤七采区轨道上山沿煤层倾向布置, 平均坡度18度-22度, 长度800米, 采用3.0m绞车运输, 轨道上山末端处于矿井边界氧化带内, 绞车硐室施工难度大。

1 硐室概况

七采区轨道巷3.0m绞车硐室位于10#煤氧化带地质条件下, 围岩为破碎层状岩石和黄泥结构, 是极难支护的软岩硐室, 硐室规格为直墙半圆拱型断面, 毛宽11.0m, 净宽10.5m, 毛高8.6m, 净高8.35m, 墙高3.1m, 拱高5.5m, 喷厚250mm。

2 优化施工设计

考虑到硐室位于氧化带地质条件下, 围岩极不稳定, 不利于安全施工, 因此在设计时对硐室层位进行了调整, 将硐室调整在10#煤层之下围岩相对稳定位置, 并将支护方式由金属网壳支架+锚网梁+喷浆改为双层锚网梁+锚索+喷浆支护, 锚杆排距由900mm调整为800mm, 喷厚由300mm调为250mm。

3 施工方式

由于该硐室采取在原巷道上按照设计断面进行扩刷, 硐室跨度大, 高度较高, 而且顶板围岩比较破碎, 采用全断面一次性扩刷施工难度很大, 而且既不利于安全施工, 又不利于硐室的支护, 因此选用科学、合理的施工技术方案为该硐室的施工起决定性作用, 经现场观察、研究, 最终确定采用导硐法分层扩刷施工。

3.1 采用分次导硐法分层扩刷施工, 一次导硐最高3m, 宽2.5m, 长2.5m, 导硐施工到位后扩刷两侧, 以此类推, 直到硐室拱部施工成型。

3.2 硐室拱部成型后以硐室中心线为准, 左右拱部交替循环施工, 左拱施工3.2m后施工右拱。

3.3 3m绞车硐室具体施工: (1) 3m绞车硐室施工时, 先采用导硐法施工硐室Ⅰ区中a-a断面的导硐一 (宽2.5m, 长2.5m, 高2.0m) , 后扩刷阴影部分①段;再施工导硐二, 后扩刷阴影部分②段, 成型后按b-b、c-c施工顺序图施工。 (2) 硐室施工循环进度为0.8m, 工作面最大控顶距为1.2m, 最小控顶距为0.4m, 最大控帮距为1, 4m, 最小控帮距为0.4m。施工必须执行小循环作业, 施工一排支护一排, 施工到设计规格后, 及时张拉原巷锚索并将超长部分截去, 后施工补强锚索, 预紧力不得低于25MPa (锚索必须紧跟迎头) 。 (3) 采用导硐法施工时临时支护采用粗喷+大排距锚网支护, 粗喷厚度为50mm, 锚杆选用准20×2000mm的左旋螺纹钢高强锚杆, 锚杆间排距为1000×1000mm, 保证作业人员均在支护完好的顶板下进行作业。

3.4 破岩方式:采用浅打眼, 开小炮的方法进行施工, 炮眼布置如下:周边眼孔距轮廓线距离为150mm-250mm, 孔底落在巷道轮廓线上, 间距350mm, 眼深800mm。辅助眼均匀布置在爆破面周边眼与掏槽眼自由面之间, 间距500-700mm, 眼深800mm。

掏槽眼以“五花”菱形方式布置在爆破面中下部, 间距200mm, 眼深1000mm, 装药时中心眼不装药。在施工过程中如果出现两个自由面时, 爆破面不施工掏槽眼。

爆破参数:掏槽眼装药250g, 辅助眼装药180g, 周边眼125g, 每眼装1条水炮泥, 封泥长度不小于500m。

爆破顺序:先掏槽眼后辅助眼最后周边眼

联线方式:串联

一次性爆破最多布置炮眼为180个。

3.5 工艺流程:交接班→敲帮问顶→加固工作台→拉中腰线→依中腰线扩刷 (打眼→瓦检→装药→瓦检→放炮通风→瓦检) →敲帮问顶→临时支护→出渣→永久支护→下一循环。

4 支护参数

①硐室第一次采用锚网梁+锚索+喷射混凝土联合支护, 喷厚100mm, 第二次采用锚网+喷射混凝土支护, 锚杆与第一次支护的锚杆形成插花布置, 喷厚150mm。②硐室每排布置29根锚杆, 其中拱部21根, 两帮各4根, 顶、帮锚杆均选用准22×2500mm的左旋螺纹钢高强锚杆, 锚杆间排距为800×800mm, 顶锚杆采用Z2388与CK2340型树脂锚固剂各一条进行锚固, 帮锚杆采用Z2388型树脂锚固剂一条进行锚固, 初锚力不低于200N·M。③顶锚索选用准21.8×8.3m的19股低松弛钢绞线, 每组9根, 硐室正中一根, 两边各4根对称布置, 间排距为1.6m×1.6m;硐室两帮和掌子面锚索选用准21.8×4.3m的19股低松弛钢绞线, 间排距1.4m×1.6m, 硐室两帮各施工两根 (第一根锚索距底板1.6m高) , 锚索均采用Z2388型树脂锚固剂两条进行锚固, 配合400×400×16mm的自制钢板和锁具进行张拉预紧, 预紧力不得低于25MPa。④钢筋网选用准6mm的钢筋点焊而成, 网孔规格为100mm×100mm, 每张网的规格为1700×900mm, 钢筋网对接, 每20cm联网一道。⑤锚梁选用准12mm的圆钢筋焊接而成, 眼距为800mm, 铺设时梁头与梁头搭接, 两端眼位重合。⑥喷浆时水泥:砂子:石子=1:2:2。

5 硐室层位调整、支护优化后的效果

为了减少复杂的地质条件给施工带来困难, 在设计时对硐室层位进行了调整, 并将支护方式进行了优化, 施工时通过布置测点和打信号点柱观测, 硐室顶板及两帮没有发生变化, 证明更改后支护满足了施工要求, 最终安全顺利的完成了3m绞车硐室施工。效果:通过对硐室层位调整, 简化了支护方式, 减少了材料消耗, 节约了成本;施工时优化了施工工艺, 缩短了施工工期。

6 小结

①采用导硐法分层爆破施工, 既好控制硐室成型又能减小空顶空帮面积。②硐室施工过程中, 关键要掌握好中腰线及轮廓线, 要做到不超挖, 不欠挖, 保证硐室帮壁平直。③爆破时必须采取光面爆破, 确保围岩完整, 打眼时周边眼眼底要落在轮廓线上。④硐室地质条件发生变化时, 应根据实际情况, 及时调整支护参数, 确保安全施工。⑤加强顶板管理是大断面硐室施工的关键, 必须严格按照规程措施要求施工, 进入工作面前必须敲帮问顶, 找掉活矸、危岩, 严禁空顶作业。⑥技术上先进, 安全上可靠, 该硐室采取双层锚网梁+锚索+喷浆进行联合支护, 第一次喷厚100mm, 第二次支护的锚杆与第一次支护的锚杆形成插花布置, 喷厚150mm, 硐室成型后无变形及喷皮掉落现象, 证明支护已满足了生产要求。⑦严格工程质量, 不安全不生产, 施工过程中, 所有支护必须达到设计标准;所使用的脚手架工作平台必须坚固、牢靠, 并要经常检查其安全性, 放炮前要及时拆除, 并放到安全地点。⑧为确保施工现场生产有序, 下台阶滞后上台阶不超过15m。⑨3m绞车硐室断面大, 顶板围岩破碎, 给施工上带来了一定的困难, 但是在施工过程中采取了一系列的技术措施, 最终保质保量、安全顺利的完工, 并为其它大断面硐室顶板支护及施工工艺提供了技术依据。

参考文献

[1]穆利斌.大断面联合卸载站硐室围岩流变控制技术研究[J].中小企业管理与科技 (上旬刊) , 2012 (07) .

[2]岑光明.潘一东主井装载硐室安全快速施工技术[J].价值工程, 2012 (34) .

矿井大断面硐室快速浇筑砼技术 篇3

1矿井大断面硐室实施砼浇筑的施工前准备

在对矿井大断面硐室进行砼浇筑之前必须要事先仔细了解施工的设计方案以及具体的施工图纸, 施工器械进入施工现场必须按照要求进行防治以及安装活动, 在正式使用之前再次进行检查。对于相关的施工人员必须要进行安全教育以及相关注意事项的说明, 必须明确要求施工人员在进入施工现场或者开始进行施工的时候要带好安全帽以及扣好帽带, 对于基坑周围的状况要安排专门的人员进行看护并确认基坑边破土支护措施必须牢固可靠以防安全事故发生。

2矿井大断面硐室砼浇筑技术的技术要点

首先, 混凝土所用的诸如水泥、水、骨料外加剂等材料必须要符合相关的安全标准以及施工的相关要求, 使用之前必须要有专门的人员进行合格证的检查以防材料出现以次充好或者弄虚作假的情况, 避免为以后的施工埋下安全隐患, 尤其是骨料的使用必须要选择与搅拌机性能相符的骨料规格, 超出许可范围绝对不能使用。混凝土在进行配比的时候必须要严格按照标准进行, 相关材料的计量、搅拌、养护以及施工缝隙的处理工艺都必须严格符合施工规定和设计方案, 必须要符合混凝土浇筑的一般要求和安全标准, 如进料的时候严禁将手和头伸入料斗与机架之间。

其次, 混凝土自吊斗口下落的自由倾落高度必须小于等于2cm, 如果出现超过此标准的情形必须要及时采取相关措施进行解决, 而且在浇筑垂直方向结构混凝土的时候必须要采用导管、串筒以及溜槽等相关辅助设备, 尤其是当浇筑的高度超过三米的时候更加要重视辅助器件的使用。

再次, 混凝土浇筑应该分段分层进行, 每段每层的浇筑高度必须要根据每段每层的实际施工状况以及结构特点进行细微调整, 而且施工应该连续进行, 及时出现间歇也必须是短时间休息, 同时必须在混凝土初凝之前再次浇筑下一层混凝土。

最后, 使用插入式振动器应快插慢拨, 插点要均匀排列, 逐点移动, 按顺序进行, 不得遗漏, 做到均匀振实。移动间距不大于振动棒作用半径的1.5倍 (一般为300~400mm) , 振捣上一层时应插入下层混凝土面50mm, 以消除两层间的接缝, 平板振动器的移动间距应能保持振动器的平板覆盖已振实部分边缘。

3矿井大断面硐室砼浇筑技术的安全注意事项

首先, 使用振动器之前必须检查电源, 电压也必须经过二次漏电保护, 振动器移动的时候不能硬拉电线, 更不能在钢筋上硬拉电线以防触电事故发生, 而且适用振捣器必须穿绝缘鞋, 湿手不能接触开关且电源线不能破皮漏电。

其次, 砼浇筑应搭设浇筑操作平台, 而且操作平台的面积不能太小且平台的四周要设置安全防护栏, 平台底部也要铺满钢脚手架并用铁丝紧密绑扎。同时作业场地要有良好的排水条件且不能有积水并保持良好的通风, 防止对施工人员造成职业病等。

再次, 浇筑砼必须搭设临时桥道才准车子行走, 桥道搭设要用桥凳架空, 不允许桥、道压在钢筋面上, 也不允许手推车在钢筋面上行走和踏低面筋。禁止在砼初凝前在上面行走车子或堆放什物。浇灌砼面至砼出口面距离不宜超过2米, 如超过要用串筒漏斗送料浇灌砼。浇捣砼时应有木工及电工值班检查顶架及电器安全。

最后, 在作业之前要对料斗进行试验和检查, 确保离合器以及制动器的灵活可靠, 机器运转过程之中严禁用手或者工具伸入搅拌简内扒料, 而且时刻关注机器运转的情况, 当机器气温过高应及时停止作业并进行检修, 在施工完成之后应该及时将水箱内部以及管道内部的剩余材料进行清洁, 对施工现场进行清理并及时切断电源, 而且在晚上也要设置专门的巡视人员进行巡查。

4结束语

综上所述, 在矿井硐室浇筑混凝土, 尤其是对大断面硐室进行混凝土浇筑不仅能对大断面坑道的施工进度以及施工效率产生相当大的影响, 而且也能在一定程度上最大程度的保证矿井施工的安全, 加之煤矿企业的施工最为关注的问题之一就是在实现经济下以最大化的基础之上保证施工安全, 所以在大断面硐室进行砼浇筑应被普遍推广。而且砼浇筑除了对企业经济效益的实现有很大关系之外, 对施工人员的劳动负荷以及施工事故也会在一定程度上进行控制, 进而使得施工在实现资源优化配置的同时达到安全事故零发生的理想状况, 因此对矿井大断面硐室实施快速浇筑砼技术意义显著且是大势所趋。

摘要：随着社会经济的快速发展以及科学技术的不断进步, 对矿井硐室采取传统的诸如衬砌技术等浇筑方法已经不能在满足施工企业的施工需求, 而且随着传统浇筑方法缺陷的日益显现进而使得其逐渐被遗忘。然而在大断面硐室进行混凝土浇筑由于具有工期短、投资少以及安全质量有保证等优势而广泛受得青睐并被大部分施工单位广泛采用。同时根据相关数据表明在矿井硐室浇筑混凝土, 尤其是对大断面硐室进行混凝土浇筑不仅能对大断面坑道的施工进度以及施工效率产生相当大的影响, 而且也能在一定程度上最大程度的保证矿井施工的安全。本文主要对砼浇筑技术的整体施工流程进行简要介绍, 进而对该工艺在施工过程中的注意事项进行简要分析。

关键词：矿井,大断面硐室,砼浇筑,技术分析

参考文献

动压影响大断面硐室加固技术研究 篇4

某矿中三采区已进入回采后期, 而该采区变电所位于二1煤层底板岩层中。由于该采区变电所受中三采区工作面回采与工作面停采后永久煤柱支撑压力影响, 巷道围岩变形严重, 虽然经过多次修复, 但效果不甚理想。中三采区变电所顶部围岩为泥岩, 两帮为砂质泥岩。变电所与上覆煤层间的层间距为30~6 m不等。由于上覆煤层回采时部分工作面的开采对硐室围岩稳定性影响较大, 造成硐室围岩破坏严重。

2 破坏原因分析

(1) 上覆煤层的煤柱影响。由于硐室与上覆煤层间的垂距较小, 上覆煤层的回采引起煤层底板围岩应力水平快速增加。工作面停采后, 距离巷道的水平距离最小的30 m, 大部分停采线距离巷道的水平距离在40~70 m之间。由于部分工作面留设保护煤柱所引起的支撑压力将向底板岩层传递, 致使硐室难于维护。

(2) 硐室围岩完整性较差。由于硐室两帮为砂质泥岩, 顶部围岩为泥岩, 受原生内部结构面影响, 围岩体强度较低。而该硐室在经过多次修复后, 围岩本身的节理面、裂隙更加发育, 造成围岩松动圈范围增大, 导致硐室围岩在高应力作用下产生剧烈变形[1]。

(3) 现有支护难以有效发挥支护体作用。变电所目前使用36U型钢架棚支护, 由于硐室围岩较为破碎, 棚体与围岩的相互作用关系较差, 造成支架多数局部承载, 造成棚腿扭曲、棚体滑移。受高应力作用影响, 棚体变形最先发生在支护体承载能力最为薄弱的部位。因此为充分发挥支架的承载能力, 应采取措施改善支架与围岩的相互作用关系, 同时应避免支架局部承载, 实现支架整体承载[2]。

3 硐室加固技术方案

(1) 采用U型钢封闭支架, 以提高支架的整体承载能力。该硐室的变形特征表明该硐室围岩受全方位压力作用, 因此造成底鼓严重。封闭支架可以通过提高棚腿的抗侧压能力, 从而显著提高U型钢棚的整体承载性能。而架设底反拱可以显著改善、提高支护体对底鼓的控制能力。

(2) 采用锚索进行结构补偿, 保证支架结构稳定性。通过预应力锚索及托梁来固定U型钢棚, 可较好地解决棚体的结构稳定性难题, 使棚体由不稳定结构变稳定支架结构, 从而显著提高支架结构稳定性, 充分发挥U型钢棚的承载能力[3,4]。

4 施工工艺过程

4.1 扩巷、临时支护

按照设计方案的断面要求进行扩巷、并进行临时支护。

4.2 架棚、设置拉杆

由于修复巷道围岩较为破碎, 因此防止架棚时发生冒顶事故至关重要。首先应将可能冒落的岩块捅下来, 防止危险岩块在架棚时冒落伤人。然后用安装在支架肩部的滑动前探梁将拱部U型钢挑起。然后, 挖棚腿窝, 施工两根棚腿, 棚腿一定要架设在实体的岩石上。

随后安装拉杆。由于支架仅有两腿与底板接触, 棚体稳定性较差。因此, 除了在支架间架设拉杆外, 应视围岩的松散情况在支 (下转第113页) (上接第37页) 架的局部位置塞上木块或木板使其局部接帮接顶, 以改善U型钢棚与围岩的相互作用关系。

4.3 挂钢丝网、安设拉条

为了提高U型钢棚对围岩的支护效果, 在架好U型钢支架后首先要沿U型钢外侧均匀铺满一圈钢丝网。

由于钢丝网呈柔性, 在钢丝网与棚子间每隔300 mm, 设双抗双扣拉条, 以固定在U型钢棚上。这样可以当围岩在挤压钢丝网时, 有效阻止钢丝网从支架之间挤出或鼓出。铺设钢丝网时, 要求搭接处每隔200 mm连一次, 并连接牢靠。

5 支护效果

采用U型钢加锚索联合支护后, 对该硐室顶底板及两帮移进量进行了观测。巷道的受压变形得到了有效的控制, 巷道围岩变形量很小, 整体支护状况良好, 两帮最大移近量370 mm, 顶底板最大移近量270 mm, 支护成本也得到了降低。实际效果证明, 此加固技术可以有效控制该类硐室的围岩变形。

摘要：针对受动压影响的采区大断面硐室破坏原因的分析, 揭示了该硐室受到动压影响后的失稳变形原因, 通过针对性的加固措施, 实际效果良好。工程实践表明, 该支护技术能够较好地控制硐室的围岩变形, 对类似条件下巷道围岩控制和巷道维修有一定的借鉴意义。

关键词：动压影响,大断面硐室,加固技术

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[M].北京:科学出版社, 2004

[2]张农, 侯朝炯, 陈庆敏.巷道围岩注浆加固体性能实验[J].辽宁工程技术大学学报, 1998 (2) :15-18

[3]刘全林, 杨敏.软弱围岩巷道锚注支护机理及其变形分析[J].中国矿业大学学报, 2006, 35 (3) :296-300

大断面硐室 篇5

关键词：支护设计,大断面硐室,优化

1 工程概况

3100采区绞车房位于-595m水平, 设计荒宽8.7m, 荒高5.75m, 断面形状为直墙半圆拱, 设计净宽8.2m, 净高5.5m, 顶底板均为细砂岩, 稳定程度中等。

2 优化支护方案

2.1 根据锚杆支护的悬吊理论, 采用锚杆、金属网可提高围

岩强度和整体性, 但是在大断面硐室施工中, 巷道围岩压力大, 所使用的锚杆长度不能锚入深部稳定岩层中, 不能有效的控制大断面硐室巷道变形, 因此在锚网支护的基础上利用锚索增加锚固深度, 从而提高围岩的整体强度。

2.2 根据锚杆的挤压加固拱理论, 增加岩石节理裂隙面间的

摩擦阻力, 防止岩块的转动和滑移, 提高破碎岩体的强度, 改善围岩的应力状态, 使岩石处于三向受力状态, 提高岩体的强度。

2.3 根据组合拱理论, 巷道开挖后, 及时喷射混凝土, 防止风

化, 使喷体与岩石的粘结力和抗剪强度抵抗围岩的局部破坏, 防止围岩的滑移, 同时锚杆、锚索将数层岩层组合成组合梁, 提高了岩层的整体抗弯能力, 保持了围岩的稳定性。

2.4 二次支护的理论是从加固围岩出发, 充分调动围岩自身

的支撑能力, 而达到稳定支护的目的, 通过二次支护实现了硐室支护特性的转变, 极大地提高了支护结构的承载能力, 从而提高了支护结构的稳定性。利用在一次支护及时控制围岩的基础上, 二次支护加固增强硐室的抗压强度, 提高了硐室施工经济效益。应用二次加强支护技术加固硐室围岩, 能及时地改变围岩的松散结构, 防止围岩松动的扩散, 提高了岩体的整体强度, 保证施工安全可靠性, 从而确保施工质量。2.5原岩体在地壳各种力的作用下处于三向受平衡状态, 当开掘巷道时破坏了原来的应力平衡状态, 引起岩体内部的应力重新分布, 重新分布后的应力超过岩体的极限强度时, 使开掘后的巷道产生变形和破坏, 并向已掘巷道移动, 直到再次形成新的应力平衡状态。岩体受力后产生变形和破坏的过程分为四个阶段, 从压密阶段—弹性阶段—塑性阶段—破坏阶段;进行巷道支护的基本目的就是缓解围岩的移动和破坏, 使巷道断面不至于过度缩小, 并防止已破坏围岩的冒落。因此要充分发挥主动支护的作用和围岩的自承能力, 从而达到支护要求。

2.6 对深部开掘的巷道分先后两次支护:一次支护采用及时

的“让压支护”, 限制和减少围岩变形, 在围岩已产生一定的变形和能量得到一定的释放后和一次支护不留空隙, 再进行二次强化支护, 进一步促进围岩的稳定和安全性, 达到联合支护的效果。

3 支护参数选择

3.1 锚杆

采用准20×2400mm高强预应力锚杆, 每孔装2卷K2350树脂药卷 (树脂药卷长0.5m) 。托盘规格均为150×150×8mm的钢板压制, 间排距为800×800mm, 锚杆的预紧力不小于40KN, 锚固力不小于80KN, 安装扭矩不低于260Nm。

3.2 锚索

采用准17.8×6300mm钢绞线, 间排距为1600×1600mm, 由巷中向两边均匀布置, 每孔装4卷树脂药卷, 托盘规格为200×200×10mm, 锚索的预紧力不小于100KN, 锚固力不小于260KN。

3.3 金属网

顶帮铺设准6mm冷拔钢筋焊接成的金属网, 规格为1000×1400mm, 网格为100×100mm。网片搭接压茬不小于100mm, 用12#铁丝双股绑扎联网, 采用三角联网法联网, 联网间距不大于200mm。

3.4 喷射混凝土

喷射强度为C20, 配合比为水:水泥:砂子:石子=0.44:12.12:1.72, J85型速凝剂的掺量为4%, 喷厚为150mm。

4 施工工艺

巷道施工采用正台阶式施工方法分层掘进, 由外向里施工拱基线以上部分, 及时锚网索喷支护, 循环进尺为1200mm上分层超前下分层6000mm, 而后从外向里掘拱基线以下部分, 两帮及时进行锚网索喷支护。其工艺流程如下:

4.1 施工准备、安全质量检查→打上部眼→检查瓦斯、加强

支护→装药检查瓦斯→爆破通风检查瓦斯→敲帮问顶→初喷→耙装出矸→锚网索支护→复喷。

4.2 施工准备、安全质量检查→打下部眼装药爆破→敲帮问顶→耙装出矸→锚网支护→初喷→初凝后复喷至设计厚度。

为了确保巷道成型, 减少爆轰波对围岩的破坏, 打眼前画好轮廓线, 点眼定好眼位, 确保炮眼的眼距、 (下转第53页) (上接第51页) 深度、角度符合设计要求。周边眼距定为300mm掏槽眼距为1200m, 周边眼全部预留光爆层, 周边眼的装药量应视预留光爆层厚度而定, 以保证眼痕率在80%以上。

5 支护工艺

5.1 一次支护

使用光面爆破对硐室开挖后, 首先对围岩进行敲帮问顶, 立即进行初喷, 初喷厚度30-50mm, 将围岩与空气及水隔绝。等待40分钟, 喷层凝固确认安全情况下及时进行打锚杆、挂网、锚索支护, 要求锚杆锚固力不小于80k N, 锚索锚固力不小于260k N;锚杆露出托盘长度30~50mm, 锚索露出托盘长度150~300mm;锚杆预紧力不低于4T, 安装扭矩不低于260N.m, 锚索预紧力不低于10T。复喷至设计厚度150mm, 喷浆后及时洒水养护。

5.2 二次支护

一次支护完成后, 经过10天硐室应力释放后, 进行二次支护, 锚网索喷。

锚杆采用准20×2400mm等强锚杆, 拱部使用2卷K2350树脂药卷, 帮部使用2卷K2550树脂锚杆 (每卷树脂药卷长0.5m) 。托盘规格均为150×150×8mm的钢板压制, 间排距为1000×1000mm。锚索为准17.8×6300mm钢绞线, 每孔装3卷K2350树脂药卷, 由巷中向两边均匀布置, 每排为5根, 间排距为3000×3000mm。铺设准6mm冷拔钢筋焊接成的金属网, 喷浆厚度150mm, 强度为C20, 配合比为水:水泥:砂子:石子=0.44:1:2.12:1.72.水泥为P.C32.5R硅酸盐水泥, 砂为河砂, 石子粒径3-8mm。

5.3 工程施工标准

5.3.1 巷道开挖后及时初喷, 挂网, 打设锚杆、锚索, 控制顶板变形和松动裂隙的进一步发育。

5.3.2 锚杆 (索) 的角度、间排距、外露长度严格按照设计要求布置。

5.3.3 锚杆、锚索的安设必须确保预紧力符合设计要求。锚

索要紧跟迎头, 避免顶板离层, 爆破后, 及时对锚杆进行二次预紧, 增强锚杆的承载能力, 防止出现锚杆不承载。

6 应用效果

对绞车房进行支护优化后, 施工质量优良, 硐室稳定程度良好。

7 结论

大断面硐室采用锚网索喷支护减少了巷道的开挖工程量, 提高了掘进速度, 缩短了施工工期, 双层锚网索喷支护具有工序简单、易于操作、降低成本、施工方便的特点, 在技术上是可行的, 在经济上是合理的。

大断面硐室 篇6

1 硐室支护分析

1.1 支护方式

硐室施工采用将该处原D13胶带下山断面挑顶、刷帮形成硐室的办法进行。受集中矿压影响,该段胶带下山锚喷支护半圆拱形断面已经出现较大变形,考虑到集中矿压作用下大断面硐室砌碹支护易变形、难修复的实际情况,若煤仓下部硐室采用砌碹支护,无法保证硐室和煤仓长期安全稳定,一旦围岩失稳将直接影响整个13区正常生产。通过工程类比分析,硐室支护采用料石墙、工字钢梁砌体支护配合锚喷网支护的复合支护方式。为充分合理地利用断面,决定将给煤机及开关等附属设备和操作间与转载点撒煤清理间上下重叠布置。根据设计要求,硐室的净长为9 m,净宽为5.0 m,底板与原巷道保持一致,顶板水平布置,煤仓中心处净高度为5 m(其中,上部给煤机及开关等附属设备和操作间净高1.8 m)。锚杆采用树脂锚杆,由此推算,硐室的毛宽为6.4 m,煤仓中心处的毛高5.5 m,为保证施工硐室时,两侧巷道不至于出现集中压力作用而变形,硐室上、下3 m衔接巷道,采用料石混凝土砌碹支护提高支护强度。

1.2 技术参数

(1)料石墙设计宽度550 mm,料石墙基础可分段找平,采用砂浆铺底,料石砌筑,基础厚度不小于300 mm,宽度800 mm。

(2)工字钢梁采用30#普通热轧工字钢,长度6 m,按0.5 m间距架设,给煤机及开关等附属设备和操作间台架采用20#普通热轧工字钢做骨架,上铺设厚5 cm木板,工字钢间距1.0 m。

(3)锚杆采用Ø18 mm×1 800 mm的端锚钢筋树脂锚杆;锚固剂采用3550型树脂药卷;托板为铁托板,规格为100 mm×100 mm×10 mm;锚杆间排距均为0.7 m;锚杆眼深度不超过1 750 mm。

(4)网为热镀锌低碳8#钢丝编织的金属菱形网,规格4.0 m×1.6 m;钢丝抗拉强度≥375 MPa。采用专用联网丝联网,逢孔必穿,确保联网质量。

(5)喷射混凝土厚度100 mm,混凝土配比为水泥∶沙∶米石(体积比)=1∶2∶2,水灰比为0.44,速凝剂按水泥质量的3%加入,喷浆料严格按配比搅拌均匀。喷射混凝土标号不低于C20。

(6)金属框架支护采用30#普通热轧工字钢,当硐室施工完成后,在硐室四周焊接一组工字钢框架,构成工字钢、料石墙、金属支架配合锚网喷强力复合支护,确保硐室牢固安全。

2 施工工艺

2.1 施工工序

考虑硐室围岩条件较差、2—3煤层松软、易垮落的特点,全断面一次成型有困难,决定将全断面分解成3部分施工,即先两侧后中间施工法,两侧宽度均为2.2 m,中间宽度2.0 m。施工两侧前,先在中间打上一组规格为2.0 m×1.0 m的“#”形木垛并接顶严密牢靠,然后依此在两侧进行正台阶法的扩帮施工,及时采用锚网喷支护并砌筑料石墙等。两侧施工完毕后,开始对中间部分逐架拆除木垛,将中间顶煤挑掉,锚网喷支护并架设工字钢梁支护顶板。最后进行喷射混凝土封闭顶板,安装给煤机及开关等附属设备操作间台架,并打混凝土底板施工。施工工序如图1所示。

2.2 施工方法

(1)施工前的准备工作。

①施工前,必须提前搭设牢固可靠的工作台,为施工人员提供合理的施工空间和作业高度。为便于移动,工作台由长2.2 m、宽1.2 m、高2.5 m的木质长方体组成;长方体采用直径不小于18 cm的木料密排制成,施工时,根据需要将长方体连成一体。②施工两侧前,先在中间位置打上一组规格为2.0 m×1.0 m的“#”形木垛,所用木料直径不小于18 cm,木料之间用钯钉固定;所有木垛必须排成一条直线并接顶严密牢靠。

(2)两侧挑顶、扩帮支护。

①两侧分开施工,均从上向下进行,先按两侧断面要求采用正台阶施工法进行挑顶扩帮施工,循环进度1.4 m,扩帮、挑顶均采用放小炮施工,炮眼深度1.5 m,掏槽眼间距650 mm,每眼装药量2节,其他周边眼间距500 mm,装药量均为1节,掏槽眼与周边眼分开爆破。上台阶超前下台阶2.8 m推进,依此类推。②爆破作业完成后,及时用手镐将断面刷至设计要求,并将浮煤清理干净,然后按要求及时打锚杆,挂菱形金属网支护,巷道一侧施工完毕,再集中起来,分2次进行喷射混凝土支护以达到设计要求。③喷浆支护完毕,及时分段找平挖掘料石墙基础,挖掘深度不小于300 mm,宽度不小于800 mm。基础挖好后,先铺上50 mm厚的砂浆,然后在其上砌筑料石基础(厚300 mm,宽800 mm);料石墙基础砌筑好后再按设计要求砌筑料石墙,料石墙与两帮喷层的间隙要用砂浆充填实;料石墙砌筑到给煤机安装平台高度时,及时挂上水平线确保安装平台水平,并按设计要求预留架设工字钢棚架的间隙。

(3)中部挑顶支护。

①两侧挑顶、扩帮支护完成,且料石墙砌筑好后,开始按设计要求预先将两帮需架设的30#工字钢梁(共计16根)的位置依此排好,然后进行中间部分的挑顶施工。②挑顶施工从上向下依次进行,每取掉一架木垛,及时将顶上的煤用手镐或长柄工具挑掉,每次挑够架一棚工字钢梁的位置,及时打锚杆、挂网,并按标定位置将工字钢梁架好。以此类推施工完毕。若手镐刷不动时,可放松动炮松动。③中部挑顶支护完毕后,及时喷射混凝土支护,使之达到设计要求。

(4)设备安装。

待硐室主体工作全部完成后,开始按原来预留位置安装给煤机及开关等附属设备和操作间台架;将煤仓主体与下部硐室掘通,并支模板,用混凝土浇筑煤仓下部漏斗和预埋给煤机安装框架。煤仓下部硐室支护结构如图2所示。

(5)剁底施工。

当硐室施工结束,设备安装好后,进行剁底预埋工字钢底梁施工。剁底施工分段进行,剁底深度以挖到两边料石墙地基处为准,剁底达到要求后焊接工字钢框架底梁,下底梁前巷道底部先预铺设金属网,以防底梁变形下坠;底梁焊接完毕后,在底梁上焊接工字钢框架,工字钢框架焊接完毕达到要求后,用混凝土浇筑硐室底板,厚度不小于200 mm。

3 防灭火技术措施

由于硐室断面较大,且布置在松软煤层中,虽然已采取了锚网喷浆支护来预防煤层自燃,但煤仓在使用过程中,长期受落煤冲击振动和矿压作用等因素影响,造成硐室周围软煤松脱,使砌料石墙后出现空隙,漏风后有可能引起自燃。因此,为更有效预防煤层自燃,采取了砌料石墙后打钻注胶充填措施。在硐室顶部中央和硐室两肩部每隔3 m各打一个钻孔,对砌料石墙后缝隙进行插管注胶充填。注胶后既有效地预防了缝隙漏风,又减缓了周围软煤松脱,不仅起到了预防自燃作用,还减弱了煤仓落煤冲击对支护的振动影响。

4 支护效果

在原D13胶带下山锚喷支护施工过程中,经常出现片帮冒顶现象,严重影响安全,为消除这些安全隐患,经常要进行二次支护或补打锚杆(或锚索)加强支护,浪费了大量的人力、物力。煤仓下部硐室采取复合支护方式及合理的施工方法后,施工过程中未发生片帮、冒顶现象,硐室成型效果非常理想;硐室建成至今,未发现有任何裂隙和混凝土脱落现象。

5 结语

(1)松散围岩的松、软、散、弱等特性决定了硐室施工首先要选择合理的施工方法和破岩方式,尽量减少对围岩自身支承结构的破坏,尽量保持其完整性和稳定性,为最大限度发挥围岩与支护结构的共同承载作用创造条件。

(2)锚网喷支护属柔性主动支护,通过锚杆与围岩相互作用,可将松散围岩锚固以提高围岩强度,形成具有一定承载能力和可塑性的组合拱结构体来抵抗围岩压力。喷层和金属网可及时封闭松散围岩,有效防止围岩风化潮解与煤岩块垮落造成组合拱结构体的失效;同时,可作为临时支护,确保后续进行的料石墙、工字钢梁刚性支护的施工安全。

(3)料石墙、工字钢梁刚性支护可以进一步提高支架—围岩相互作用系统支护的整体性和抗压强度,在很大程度上限制了松散围岩的塑形变形,维护了硐室在服务期内的长期安全和稳定,锚网喷支护与料石墙、工字钢梁支护方式的结合相得益彰,使硐室支护结构具有足够的强度和刚度,从而使硐室周边围岩处于三向应力平衡状态,有效阻止了松散围岩塑性变形区域的扩展,从而保证了硐室及其上部煤仓的长期稳定和安全。

大断面主运皮带头硐室施工实践 篇7

中一上24层集中皮带道皮带头硐室为主运皮带道主体工程, 硐室设计方位N247°, 硐室长度15m。成巷净断面为:b×h=6.0×4.0m。硐室为穿层掘进, 穿过24#煤层, 为保证巷道设计高度, 24#煤层顶板将有3~5m范围内无法稳固, 且施工区域内受断层牵引影响, 围岩破碎, 易风化, 必须对顶板采区特殊支护。原设计采用采用锚、网、锁+发碹支护, 考虑发碹时间长、难度大、物料准备困难、费人工等诸多影响因素, 经技术经济分析比较, 设计采用两次支护, 以保证硐室安全使用。一次支护形式:采用锚、网、锁、喷;二次支护:采用钢棚+永久喷浆。

2 地质情况

硐室为穿层掘进, 穿过24#煤层, 该煤层倾向为170°, 倾角15°, 煤厚1.2~1.5m。煤层无伪顶, 直接顶为1.6米的灰黑粉砂岩, 老顶灰白色中砂岩, 直接底为3.5米灰白色中砂岩, 老底为灰白色粗砂岩。

3 一次支护施工工艺及相关参数

3.1 采用正台阶法施工, 上台阶分层高度为2.2m, 三心拱断面

6.4×2.2m, 下分层高度2.0m, 矩形断面6.4×2.0m。巷道施工采用钻爆法, 光面爆破方式布置炮眼及装药。

3.2 施工顺序为:

自东翼主运皮带道拉门, 按N247°方位, +9°坡度施工15m。先打下分层爆破眼, 爆破施工下分层, 爆破后先不出货;利用货物高度, 在货物上再打上分层爆破眼, 爆破后将货出净。然后进行支护、喷浆等工作。

3.3 一次支护采用锚、网、索、喷:锚杆采用22×2.0预应力螺纹锚杆, 间排距1000mm×1000mm, 三花布置。

4 二次支护施工工艺及相关参数

一次支护全部完毕后立即进行二次支护, 二次支护形式为钢棚+永久喷浆, 钢棚采用三心拱11#工字钢, 钢棚间拉筋采用φ18mm×1200mm螺纹钢;间距1000mm;背板采用预制背板, 规格;长×宽×厚=1100 mm×200mm×50mm。背板封闭全断面后进行永久喷浆, 喷厚200mm。

4.1 施工方案

4.1.1 设备选择。

喷浆机型号为:PC8U-6型混凝土喷射机。4.1.2材料准备。喷浆料:水泥选用42.5#粉煤灰水泥, 石子采用1、2、3规格;2寸建筑钢管搭设脚手架;50mm厚的大板铺设作业平台。施工前准备足够数量的江沙、石子、水泥等材料。4.1.3混凝土配比。混凝土强度要求C30, 石子:江沙:水泥:水=3.06:1.72:1:0.46, 砼强度必须做压力试验, 按照《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》规定, 每喷射500m3砼做试块不少于3组, 喷射砼强度必须符合设计要求。

4.2 施工工艺

核定中、腰线———挖钢棚腿窝———搭设脚手架———立正两侧棚腿、安装中间拱———安装第二架钢棚———安装两架钢棚背板及拉筋———将钢梁上方用刹杆刹实———喷浆———拆除脚手架———清理成巷。

5 技术安全措施

5.1 一次支护

5.1.1 上下台阶不得同时施工, 上下台阶错距不得大于循环进度。5. 1.2施工下分层时顶板必须打设临时支护, 严禁空顶作业。

5.1.3 进行一次支护前必须使上分层断面宽度满足设计断面宽度, 以满足二次支护钢棚架设要求。

5.1.4加强气体的监测和放炮管理工作, 抓好光、控爆工作。

5.2 二次支护技术要求

5.2.1 架钢棚。

a.挖棚腿窝。挖棚腿窝前, 必须挂好中线腰线, 以确定棚腿相对位置;挖棚腿窝时, 腿窝深度必须达到设计深度, 且腿窝底必须为实底, 巷道底板条件不能满足时必须用混凝土垫底或用钢板垫底。b.立棚腿、安装中间拱。立棚腿前必须先打设脚手架, 脚手架高度以2.0m高为宜, 脚手架必须搭设稳固。棚腿安装要依次逐个进行。考虑钢棚腿长度及重量, 安装时必须保证脚手架上有2~3人, 脚手架下有4~5人。脚手架上工人与架下工人配合好将棚腿稳固好, 再稳固另一侧棚腿;待两侧都稳固好后, 安装中间拱。在安装中间拱时, 中间拱与棚腿未紧固前必须校正中线和腰线, 然后紧固好各个联接螺丝。c.顺序安装第二架钢梁。将第一架与第二架钢梁用拉紧联接好, 并上好背板, 并用刹杆将顶板及两帮刹实。d.其他架钢棚按照上述安装程序进行完成架棚工作。

5.2.2 喷浆

a.喷浆前处理好工作地点的安全, 排好需要喷浆区域的浮石。b.在喷浆前要先用水冲洗巷道顶帮, 待初喷巷道顶帮呈湿润状时再喷浆。c.调整风压, 使喷嘴的风压为0.1~0.12Mpa时, 喷嘴与岩石的距离为1~1.2m。喷枪与受喷岩保持80℃左右至90℃合适。e.喷射顺序为:先墙后拱, 从墙基开始, 自下而上进行。f.对巷道的凹凸段喷浆:将凹凸段先填平补齐, 然后再按区段进行有秩序地喷浆。g.喷浆手工作时移动喷枪应缓慢均匀地并成螺旋状, 一圈压半圈由下向上的反复运动, 圈径约100mm~200mm, 不超过300mm。h.喷射要尽量均匀, 一般进行三次喷射, 每次厚35~50mm左右, 并注意压力表和喷嘴出料变化情况。考虑二次支护喷厚要求为200mm, 进行四次喷浆。i.当喷完一段巷道后, 应立即对设备、巷道及所有管路、线路进行一次清理及冲洗, 以保持清洁, 并切断电源。

5.3 脚手架搭设要求

5.3.1 脚手架搭设时要要给架棚腿留有安装空间, 钢管连接卡子要上紧, 不得松动。

5.3.2操作平台搭接高度为2m, 平台要牢固可靠, 上面铺设50mm厚大板, 木板间间距不得大于0.1m, 大板与钢管之间用8#铁丝捆紧。5.3.3平台上操作人员必须全部佩戴合格保险带, 且保险带生根牢固。作业时平台下方严禁留人、严禁人员来往。

5.3.4 平台宽度2m, 每架完三架钢棚移动一次脚手架。

6 结论

6.1 因巷道高度较高, 正台阶施工时, 先施工下分层, 爆破后再

施工上分层, 上下台阶不得同时施工, 上下分层错距不得大于循环进度;初喷混凝土强度不低于C15。

6.2 为保证巷道断面尺寸、减少超挖量及减少对围岩结构破坏提高自然支撑强度, 必须按巷道轮廓画弧点眼, 控制好周边眼眼距;

每循环根据围岩条件及时调整周边眼眼距及装药量。