硐室施工范文10篇

硐室施工范文篇1

关键词：煤层巷道；硐室施工；实践

十一采皮带下山是钱家营矿业公司第一条以煤代岩巷道，将原设计布置在煤12底板岩层中的十一采皮带下山，改为沿煤12-1施工皮带下山，通过几个月的施工。和施工岩巷比较，掘进速度提高一倍，可以为保证矿井生产衔接起到可靠保障。皮带山巷道布置到了煤层中，必不可少的中间搭接硐室也只能在煤层中施工；若在岩层中施工较大硐室工程，在技术、设备及人员方面都具备相当成熟的经验和条件，但在煤层巷道中施工永久硐室工程没有实践经验，施工难度也比较大。

一、工程地质情况

(一)工程情况

十一采皮带下山巷道沿煤12-1施工，根据工程设计十一采皮带山施工至距四采皮带山机尾443m位置施工十一采中部搭接硐室，搭接硐室后退10m施工电控室，工程情况如下：

(二)地质及水文地质情况：

1、地质情况：

12-1煤层顶板为腐泥质泥岩，12-1煤厚度约2.0m左右，12-1煤直接底为深灰色粉砂岩，厚度约4.5m。

煤层顶底板岩石性质和特征；煤层顶底板情况；顶底板名称；岩石名称；厚度(m)；岩性特征老顶粉砂岩；2.90黑灰色粉砂岩，泥质胶结；直接顶腐泥质泥岩2.75；深灰色，岩石性软，有滑腻感；煤12-1煤2.0亮型煤；较硬。直接底粉砂岩4.50；泥质胶结，深灰色，含植物根化石。

2、水文地质：

巷道有少量涌水，涌水量：0.05m3／min。

二、施工机械设备：

(1)掘进机型号：AM-50掘进机。

(2)打锚杆使用MQT-70C风动锚杆机、MQ-35型型风钻和7655风钻。

(3)运输设备及型号：运输使用sJ－800型可伸缩皮带运输机。

三、施工方法

(一)施工顺序：

先施工电控室，再施工搭接硐室。

(二)施工方法：

1、电控室全断面一次掘进施工，第一次锚网锚索支护到位后，完成架棚支护，出矸采用人力配合掘进机出矸。

2、搭接硐室采用分层施工方法，先施工2.5m上半部锚网、锚索联合支护，后施工下半部完成全断面锚网、锚索支护，最后完成架棚支护，出矸采用人力配合掘进机出矸。

(三)施工工艺：

1、钻眼爆破：采用7655风锤打眼，直径042mm，煤矿安全乳化炸药，毫秒雷管起爆，分次打眼分次装药爆破，先爆破拉槽子或用掘进机拉槽子，后打其他炮眼爆破。电控室全断面一次掘进成巷，搭接硐室先施工上半部2.5m高度，完成第一次上半部支护后，再爆破或机掘施工下半部，全部完成第一次支护。

2、支护：

(1)、锚网、锚索支护：电控室和搭接硐室顶部采用020mmX2400mm等强锚杆，共7根，间距700mm，排距800mm，每孔装树脂卷药4卷，正顶部加一条7孔w钢带；钢带以下再打2根020mmX2400mm等强锚杆，间距500ram，其余部分采用020mmX1800mm等强锚杆，间距500mm，排距800mm，每孔装树脂药卷3卷，加挂用φ12mm圆钢焊制的钢筋梯：钢筋梯与钢带用锚杆相连。顶帮均用使用金属菱形网；锚索采用015.2m×8m锚索，每孔装药6卷：电控室开口前在开口位置巷道中打6根加固锚索，电控室在正顶布置2根，间距3m，距两侧各1m：搭接硐室锚索间排距3.5m，每排2根，另在两排之间正顶再加打一根。电控室堵头墙采用020mm×1800mm~强锚杆，间排距800mm，每孔装树脂药卷3卷，加挂金属菱形网。

(2)、架棚支护：

①电控室采用G29u-10.4金属拱型支架，棚距500mm，梁腿搭接450mm，两道卡缆间距200mm，设三道金属撑子，正顶一道，地脚以上1.2m两帮个一道，棚子外采用水泥花背，配合铁背板或充填背板背严背实。

②搭接硐室采用18kG-4-12开式可缩性金属拱型支架，棚距0.5m，梁腿搭接500mm，三道卡缆间距200mm，设7道金属撑子正顶一道，两侧梁搭接卡缆上300mm设一道，两侧梁搭接卡缆下600mm设一道，两侧地脚以上600mm再设一道，共7道。棚子外用水泥板花背配合铁背板或充填背板背严背实。

四、施工注意事项：

1、十一采皮带下山施工电控室前6m后，将锚索支护施工至迎头退后3板位置，电控室开口前施工台棚，台棚梁间距600mm，共8根。电控室两侧采用对棚子间距(中一中)250mm，台棚梁全部和对棚子用大卡缆锁好，然后方可施工电控室，台棚梁后用水泥背或铁背板花背背实。

2、施工至电控室开口时。开口位置，必须进行临时支护，采用1.8m等强锚杆，锚杆间排距1m，加挂金属菱形网。

3、电控室施工完毕后向前施工至搭接硐室位置，将锚索施工至迎头，再施工搭接硐室。

4、机掘或爆破掘进时，掘一板打一板，爆破时先拉槽子，后爆破其它部位。

5、搭接硐室齐脸处开口爆破挑顶施工，爆破找好不大于一板规格后，及时挂网打上w钢带进行锁口，然后施工两邦，向前掘进一板后，打上两根锚索，再向前掘进。

6、搭接硐室施工到位后，变小断面第一板尽最大可能机掘施工，尽量不要爆破，以减少对锁口围岩的破坏，确保锁口处支护质量，为正常向前掘进打下良好基础。

7、搭接硐室上半部施工到位后，锚索必须打齐，否则安全无保障，高度太高施工难度太大，所以必须将上半部锚杆、锚索打齐后才能施工下半部。公务员之家

8、搭接硐室施工到位后施工下半部前必须将齐脸处两邦锚杆打齐，如开口后再补打，因高度较高难以施工。

9、因搭接硐室较高，套棚子时必须搭好牢固的工作平台。

10、底虚、遇软岩或煤时，棚脚必须穿钢筋砼鞋，钢筋砼规格200mm×200m×50mm(长×宽×厚)。

硐室施工范文篇2

关键词：煤层巷道；硐室施工；实践

十一采皮带下山是钱家营矿业公司第一条以煤代岩巷道，将原设计布置在煤12底板岩层中的十一采皮带下山，改为沿煤12-1施工皮带下山，通过几个月的施工。和施工岩巷比较，掘进速度提高一倍，可以为保证矿井生产衔接起到可靠保障。皮带山巷道布置到了煤层中，必不可少的中间搭接硐室也只能在煤层中施工；若在岩层中施工较大硐室工程，在技术、设备及人员方面都具备相当成熟的经验和条件，但在煤层巷道中施工永久硐室工程没有实践经验，施工难度也比较大。

一、工程地质情况

(一)工程情况

十一采皮带下山巷道沿煤12-1施工，根据工程设计十一采皮带山施工至距四采皮带山机尾443m位置施工十一采中部搭接硐室，搭接硐室后退10m施工电控室，工程情况如下：

(二)地质及水文地质情况：

1、地质情况：

12-1煤层顶板为腐泥质泥岩，12-1煤厚度约2.0m左右，12-1煤直接底为深灰色粉砂岩，厚度约4.5m。

煤层顶底板岩石性质和特征；煤层顶底板情况；顶底板名称；岩石名称；厚度(m)；岩性特征老顶粉砂岩；2.90黑灰色粉砂岩，泥质胶结；直接顶腐泥质泥岩2.75；深灰色，岩石性软，有滑腻感；煤12-1煤2.0亮型煤；较硬。直接底粉砂岩4.50；泥质胶结，深灰色，含植物根化石。

2、水文地质：

巷道有少量涌水，涌水量：0.05m3／min。

二、施工机械设备：

(1)掘进机型号：AM-50掘进机。

(2)打锚杆使用MQT-70C风动锚杆机、MQ-35型型风钻和7655风钻。

(3)运输设备及型号：运输使用sJ－800型可伸缩皮带运输机。

三、施工方法

(一)施工顺序：

先施工电控室，再施工搭接硐室。

(二)施工方法：

1、电控室全断面一次掘进施工，第一次锚网锚索支护到位后，完成架棚支护，出矸采用人力配合掘进机出矸。

2、搭接硐室采用分层施工方法，先施工2.5m上半部锚网、锚索联合支护，后施工下半部完成全断面锚网、锚索支护，最后完成架棚支护，出矸采用人力配合掘进机出矸。

(三)施工工艺：

1、钻眼爆破：采用7655风锤打眼，直径042mm，煤矿安全乳化炸药，毫秒雷管起爆，分次打眼分次装药爆破，先爆破拉槽子或用掘进机拉槽子，后打其他炮眼爆破。电控室全断面一次掘进成巷，搭接硐室先施工上半部2.5m高度，完成第一次上半部支护后，再爆破或机掘施工下半部，全部完成第一次支护。

2、支护：

(1)、锚网、锚索支护：电控室和搭接硐室顶部采用020mmX2400mm等强锚杆，共7根，间距700mm，排距800mm，每孔装树脂卷药4卷，正顶部加一条7孔w钢带；钢带以下再打2根020mmX2400mm等强锚杆，间距500ram，其余部分采用020mmX1800mm等强锚杆，间距500mm，排距800mm，每孔装树脂药卷3卷，加挂用φ12mm圆钢焊制的钢筋梯：钢筋梯与钢带用锚杆相连。顶帮均用使用金属菱形网；锚索采用015.2m×8m锚索，每孔装药6卷：电控室开口前在开口位置巷道中打6根加固锚索，电控室在正顶布置2根，间距3m，距两侧各1m：搭接硐室锚索间排距3.5m，每排2根，另在两排之间正顶再加打一根。电控室堵头墙采用020mm×1800mm~强锚杆，间排距800mm，每孔装树脂药卷3卷，加挂金属菱形网。

(2)、架棚支护：

①电控室采用G29u-10.4金属拱型支架，棚距500mm，梁腿搭接450mm，两道卡缆间距200mm，设三道金属撑子，正顶一道，地脚以上1.2m两帮个一道，棚子外采用水泥花背，配合铁背板或充填背板背严背实。

②搭接硐室采用18kG-4-12开式可缩性金属拱型支架，棚距0.5m，梁腿搭接500mm，三道卡缆间距200mm，设7道金属撑子正顶一道，两侧梁搭接卡缆上300mm设一道，两侧梁搭接卡缆下600mm设一道，两侧地脚以上600mm再设一道，共7道。棚子外用水泥板花背配合铁背板或充填背板背严背实。

四、施工注意事项：

1、十一采皮带下山施工电控室前6m后，将锚索支护施工至迎头退后3板位置，电控室开口前施工台棚，台棚梁间距600mm，共8根。电控室两侧采用对棚子间距(中一中)250mm，台棚梁全部和对棚子用大卡缆锁好，然后方可施工电控室，台棚梁后用水泥背或铁背板花背背实。

2、施工至电控室开口时。开口位置，必须进行临时支护，采用1.8m等强锚杆，锚杆间排距1m，加挂金属菱形网。

3、电控室施工完毕后向前施工至搭接硐室位置，将锚索施工至迎头，再施工搭接硐室。

4、机掘或爆破掘进时，掘一板打一板，爆破时先拉槽子，后爆破其它部位。

5、搭接硐室齐脸处开口爆破挑顶施工，爆破找好不大于一板规格后，及时挂网打上w钢带进行锁口，然后施工两邦，向前掘进一板后，打上两根锚索，再向前掘进。

6、搭接硐室施工到位后，变小断面第一板尽最大可能机掘施工，尽量不要爆破，以减少对锁口围岩的破坏，确保锁口处支护质量，为正常向前掘进打下良好基础。

7、搭接硐室上半部施工到位后，锚索必须打齐，否则安全无保障，高度太高施工难度太大，所以必须将上半部锚杆、锚索打齐后才能施工下半部。公务员之家

8、搭接硐室施工到位后施工下半部前必须将齐脸处两邦锚杆打齐，如开口后再补打，因高度较高难以施工。

9、因搭接硐室较高，套棚子时必须搭好牢固的工作平台。

10、底虚、遇软岩或煤时，棚脚必须穿钢筋砼鞋，钢筋砼规格200mm×200m×50mm(长×宽×厚)。

硐室施工范文篇3

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3Mt/a，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3.5m；3#煤层直接顶主要以泥岩为主，岩石普氏系数f＜3.0，直接顶平均厚度为4.2m，基本顶主要以砂岩为主，岩石普氏系数f＞4.0，平均厚度为11.7m。3109工作面为盘区西翼，3109运输顺槽设计长度为1650m，巷道皮带头位置断面规格为宽×高=5.3m×5.2m，剩余段巷道断面规格为宽×高=4.2m×3.5m。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30m，硐室断面规格为长×深×高=8m×5m×3.5m，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3m。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

1）3109运输顺槽皮带头移变硐室高度为3.5m，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8.0m，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=5m×5m×3.5m，断面内施工松动炮孔数量为2个，每个炮孔深度为1.0m，炮眼垂直煤壁布置。2）每个炮孔内填装一卷矿用乳化炸药，药卷长度为300mm，直径为60mm，装药量为300g，炮孔采用正向装药方式，炮孔药卷填装后在孔口处依次填装水带、炮土进行封孔。3）炮孔装药后采用串联方式连接雷管脚线，每次爆破炮孔数量不得超过5个，当硐室全断面爆破施工后及时对顶板施工永久支护，然后进行下一个循环工序。4）当移变硐室大断面施工到位后开始对小断面进行扩帮，扩帮时由硐口向里依次进行，采用松动爆破的方式进行扩帮，每次扩帮宽度不得超过0.8m，扩帮后及时对顶板进行支护，见图1。

4支护工艺优化

4.1大断面硐室内顶板支护通过技术研究对松动爆破大断面硐室内采用加长锚杆、锚索、JW型钢带以及超前锚杆联合支护，具体施工方法如下：（1）硐室开口前首先在硐室设计顶板处施工一组超前支护，每组超前支护由长度为4.0m锚杆组成，锚杆间距为1.0m，共计施工超前锚杆5根，锚杆垂直煤壁布置，见图2。（2）大断面硐室内顶板采用“JW”型钢带长度为4.8m，宽度为0.28m，钢带间距为0.8m，共计布置5根钢带，钢带平行布置。（3）顶板锚杆采用长度为3.0m加长型左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆穿插在钢带内，每排施工5根加长锚杆，锚杆间距为1.1m，排距为0.8m。（4）顶板锚索采用长度为8.0m预应力钢绞线，在硐室开口处顶板施工三根锚索且配套一根长度为4.5m钢梁进行锁口，在距硐室口3.0m处施工一排单锚索，锚索间距为2m。4.2小断面硐室内顶板支护为确保小断面硐室在扩帮期间顶板安全稳定，小断面硐室仍采用锚杆、锚索联合支护，但支护与硐室面垂直布置，具体施工方法如下：（1）当硐室扩帮宽度达1.0m时及时对扩帮处顶板施工永久支护，扩帮处顶板共施工三根“JW”，钢带垂直硐室面布置，钢带长度为4.8m（5眼）。（2）在第二根钢带的第一个、第三个、第五个眼孔内施工三根锚索，锚索间距为2.2m，锚索长度为8.0m，每根锚索下端安装一个长度为0.6m11#工字钢梁，钢梁与钢带垂直布置见图2。（3）由于扩帮处第一根钢带与松动爆破处顶板支护间距为1.3m，为加强此处顶板安全稳定在空顶处施工两组组合锚索，每组组合锚索由一块规格为长×宽=0.5m×0.5m钢托板及五根长度为8.0m锚索组成，第一组组合锚索施工在距硐口1.5m，第二组组合锚索与第一组组合锚索间距为2.0m。4.3硐室护帮支护（1）硐室内护帮采用单锚杆支护，锚杆采用长度为2.0m，直径为22mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，共施工三排护帮，护帮排距为1.1m，间距为0.8m，第一排护帮距顶板距离为0.6m。（2）由于硐室内侧煤壁长度为8.0m，为确保护帮支护效果内侧煤壁采用交错式支护设计，具体施工方法如下：①硐室内侧煤壁第一排护帮施工在距顶板0.6m位置，锚杆间距为1.0m；②第二排护帮与第一排护帮间距为1.1m，且第二排第一根护帮施工在第一排第一根与第二根护帮之间，交错距离为0.5m；③第三排护帮与第二排间距为1.1m，第三排护帮施工工艺与第二排相同，且与第二排交错距离为0.5m。

5结语

新元煤矿在施工3109顺槽皮带头移变硐室时通过技术研究，采用大断面松动爆破施工以及小断面扩帮施工工艺，彻底解决了了大断面硐室一次性全断面爆破施工时巷道顶板难以预留、支护困难、硐室成型差等难题，大大提高了大断面硐室施工效率，同时对硐室顶板及巷帮采取合理有效的支护措施，提高了大断面硐室支护效果，避免了支护失效造成顶板垮落、煤壁片帮等事故发生，取得了显著的安全、经济效益。

参考文献：

〔1〕张文龙.大断面硐室锚杆支护设计研究[J].煤炭工程，2013（S2）：89-90.

〔2〕温路军.大断面硐室的支护设计优化应用[J].煤，2013（1）：44-45.

〔3〕孙立田.大断面硐室支护设计优化[J].山东煤炭科技，2014（7）：56-57.

〔4〕资应祥.大断面硐室施工工艺及实践研究[J].中国新技术新产品，2017（8）：76-77.

硐室施工范文篇4

关键词:深部硐室;导硐施工工艺;双柳煤矿

1工程概况

矿井在正常的开采中，随着采区的延伸，经常会遇见施工采区配电点、水仓等大硐室。双柳煤矿硐室就施工的地质条件来说，埋藏深度770m以上，岩层的硬度系数较低，顶板压力大，可能出现施工后支护困难等问题。其次，硐室的断面大、不规则的断面多，因此硐室的施工工艺顺序尤为重要。此硐室施工主要采用导硐施工工艺。硐室要求高4000mm，1个主硐室，3个洞口净宽分别为3000mm、2500mm、2500mm。双柳煤矿施工硐室主要分为三个部分，如图1所示，3个水平轴线长度距离差距并不是很大而又不直通地面的地下巷道，在这3个硐室中，分布了整个施工流程中的主要设备和关键部分，硐室的施工流程和施工方式成了决定施工安全性和效能的重要因素。

2施工方式

选择硐室的施工方式时应充分考虑复杂的地形因素。双柳煤矿硐室施工方法主要有:爆破、支护、注浆，每一个都是必要环节。因此在掘进过程选用的固定方式为顶部撞锲推进［1］，用插针的方式对其进行有效支护;在爆破的过程中，按照现场的施工条件、断面大小、岩石的坚硬情况，将范围圈在放一次炮推进800mm左右，同时要及时跟上临时支护与永久支护。在爆破推进、支护完好后，及时采用灌浆加固的方法来补强支护，选用浓度比例为1．3∶1左右的双浆液(组合成分:水泥和水玻璃)。在TY930型风钻施工钻眼中，要确保钻眼的直径为38～48mm，再采用细管推进注浆的方式。在灌浆凝固的过程中，要确保硐室内的压力相对均衡，使气流维持在相对稳定的状态中。特殊区域具体施工工艺流程:由东向西施工，先施工西部的喇叭口，待喇叭口径灌浆结束后，在整个硐室的呐叭口内侧位置提前做好准备，顶上角度需向上调整33°左右，位于底部的坡度也需向下调整10°左右，然后开始按照施工要求的尺寸向里施工。在硐室的前期掘进工作和灌浆完成后，需要采用爆破推进，在控制炮眼的药量时，在硐室周围打眼少装药，钻眼的间距300mm，装量每眼不多于1/2卷，炮眼深度不小于1000mm，爆破以后根据现场硐室的成型条件，可以采用风镐补充施工，确保硐室成型达到施工标准。硐室施工的关键环节是喇叭嘴，这个位置存在硐室高差，导致顶板不在同一个岩层上。这个位置很重要，因此在施工的过程之中，为了确保施工团队的安全和施工效能的提高，这个地方更要有严格的施工要求。该区域施工完成后，继续往里推进，先按照2000mm宽度施工，待顶板支护完整后，再采用扩帮的方法来保证硐室的宽度，既要注意效率，也要注意施工速度，不能因为追求速度而忽视扩帮过程中的安全问题［2］。上文所述的导硐式施工工艺主要适用于岩层硬度系数较低的矿洞，因此保证施工过程的稳定与安全不可忽视。

3硐室施工后的经验总结

1)在双柳煤矿的硐室施工时，主要采用的是相对安全稳定的矿井导硐施工工艺。在施工的过程中需采用逐步推进的方式，分三步。第一步主要指硐室推进，采用爆破及扩帮;第二步主要指硐室的支护跟进;第三步通过注浆来加强控制顶板的稳定。这样保证整个施工的安全系数大幅上升。逐步推进的施工工艺在当下的采煤工艺中也会经常用到，双柳采煤中因为岩层硬度低而使逐层采煤的方式成为了一种比较安全的手段。每一步施工工艺都是按照实地情况而定，比如上层顶板岩层较硬就必须在推进过程中及时对两帮进行加护;扩帮后硐室的两侧都需及时加固，这也是实际环境所决定的。2)对于主硐室分前拱和后拱两部分，支护方式采用导管灌注凝固浆液来加固，来确保施工的安全系数。在硐室的前拱部分，需架设钢架，施工时锚杆、工字钢横梁、金属防护网、锁链等设备必须位于钢架栏的下方。在施工完前拱必须保证密封的情况下喷射混凝土等进行加固和灌注。前拱施工完毕后，必须对硐室的室内情况和具体数据进行详细的测量和预估，确保施工过程的准确和可靠度。方可施工后拱，要按照从外面向内部施工的原则，同时从导硐的两侧同时进行施工。3)硐室底部施工结束后，必须使用混凝土等加固材料对底部和两侧同时进行有效的临时支护，后续进行灌注加固。为了应对低硬度顶板所带来的安全问题，在施工扩帮结束后，必须及时对岩层进行第一次加固，而由于施工是在底部进行，因此，在起底之后也要及时对底部加固。4)在对硐室的采刷结束后，施工人员和相关负责人，必须及时对硐室的四周进行及时有效的灌注加固，在加固过程中要注意实效性和安全性，必须采用以下的科学标准进行加固:①灌注浆液的孔洞要保持一定的距离，这个距离以1200mm为标准;②每一次灌注浆液时，要保证深度最好在3000mm;③小号管的灌注标准深度应在5000mm最为安全，而灌注的角度应为向施工水平角度上倾斜5～7°。5)与之前施工的硐室相比，在1a内做了顶底板、巷帮移进量观测，硐室两帮由以前的800mm下降到现在200mm;顶底板由以前的650mm下降到现在130mm，起到了良好的支护效果。

4结语

在实际试验中，双柳的施工环境较为恶劣，主要原因是这里的岩层处于石炭层，岩层的硬度系数极低，而且在双柳的岩层中出现了较大的断面。这种施工环境会降低施工的安全系数，增加成本，使效益大幅降低。为了有效地规避这些安全隐患和可能的损失，采用了导硐施工工艺，大幅提升了施工效能和安全指数，为施工的成功进行提供了坚实的技术支持。

作者:高峰 单位:汾西矿业集团双柳煤矿

参考文献:

硐室施工范文篇5

穆阳溪芹山电站位于福建省周宁县泗桥乡芹山村附近。总库容2.65亿m3，电站总装机容量70MW。水电站枢纽的拦河坝为钢筋砼面板堆石坝。大坝总填筑方量230万m3，总工期为37个月，高峰月上坝填筑集中在98年10月至99年2月,平均强度要求在20万m3/月以上。

芹山水电站面板堆石坝在本3#和4#料场进行峒室爆破是国家电力公司采用《采用硐室爆破方法开采符合级配要求的面板堆石坝坝料现场试验和推广应用》科学技术研究项目中的一个子项目，其目的是通过峒室爆破试验研究，掌握高强度开采面板坝坝料的技术，制定和推广设计方法和施工工艺，为国内同类型高坝施工提供数据。

为解决高峰期上坝供料要求,结合国家电力公司重点科技研究推广课题试验要求，我局于1998年8月1日在3#料场进行硐室爆破试验，爆破总方量约14.36万m3，共装药65624kg；10月14日在4#料场进行了硐爆试验，爆落总方量约7.06万m3，共装药48413kg，炸药单耗为0.69kg/m3，分成4个段发起爆。

两料场岩性均为火成岩，岩性单一，以流纹质晶屑凝灰岩为主。弱风化岩石饱和抗压强度65～120MPa，微风化岩抗压强度120～146MPa。两料场前期已进行了爆破开挖，覆盖层和强风化层均已剥离。

2.爆破方案

采用强松动条形药包硐室爆破方案，其理由为：与集中药包相比，条形药包爆破具有能量分布均衡、能量利用率高、岩石破碎均匀、松动效果好等特点。依据深孔爆破“小抵抗线，宽孔距”有利于岩石破碎的原理，利用料场的实际地形、地质条件，在合理的W/H比值范围内，尽量采用较小的抵抗线并利用微差爆破来改善岩石的爆破效果。

3.硐室爆破参数及爆破效果

3＃料场采用单层双排条形药室，导洞与药室呈“干”字形（见图一）。主导洞断面尺寸为高1.6m、宽1.2m，药室断面尺寸为高1.8m、宽1.2m。最小抵抗线9.0～23.0m，W/H=0.5～0.6,炸药单耗为0.46kg/m3，分成10个段发起爆，导洞共掘进317.0m，堵塞长度为95m。（附3﹟料场装药结构图，爆破施工图，药室断面图）。

3＃料场硐爆后，从爆堆表层情况看，除断层带及上游药室端部有部分超径大块石（大于800mm）外，其余破碎效果与梯段爆破比较相差不大，经统计表面大块石总方量为1096m3，占总爆破方量的0.76%。之后对爆堆内部进行颗分试验，取样总量为42268.9kg，大于800mm以上大块石重量为2290kg，大块石含量为5.3%。在与表层大块率相加后，3＃料场硐爆大块率为6.16%。

由于峒室一次起爆药量较大，为了确保爆破地点附近人员﹑机械和建筑物﹑构造物及周围环境的安全，我局估计了爆破产生的各种危害并由此确定爆破时的安全距离。爆破前对距3＃料场160m的砼桥梁进行了草包覆盖保护。爆破时在对砼桥梁进行的爆破振动监测中，测出桥基水平振速3.93cm/s。垂直振速为4.32cm/s。总体爆破情况达到了设计要求。桥体未受到损害。

4.硐室爆破料使用情况

3＃料场的硐爆料共14.36万m3，全部用在大坝的主堆石区▽657～▽684高程和临时断面▽684～▽710高程，4＃料场硐爆料共7.06万m3,通过跨趾板桥上坝，填筑区域为主、次堆石区的▽673～▽680高程。

98年9月底至10月初，我局试验室对3＃料场的硐爆料进行了碾压挖坑试验，试验场地选在坝体填筑区，试验共分主堆石区和次堆石区两种。主堆石铺料厚度为800mm，次堆石铺料厚度为1200mm，试验分两次进行，每次两组，每组挖坑2个。采用16吨振动碾进行碾压，碾压共分6遍和8遍两种。通过沉降测量和挖坑注水试验，测得主堆石区平均的干密度为2.10g/cm3，平均孔隙率为18.9%；次堆石区平均的干密度为2.025g/cm3，平均孔隙率为19.975%，颗分粒径曲线在设计包络曲线范围内，均符合堆石区设计要求。（附颗粒级配曲线图）

5.硐室爆破成效

5.1芹山工地料场硐室爆破是国电公司重点科研项目，爆破成功后，为该课题的研究提供了大量的数据，并为国内同类型工程的施工提供了宝贵的经验。

5.23＃、4＃料场硐室爆破时间均选在大坝填筑高峰期，坝体填筑工期较紧，填筑强度大，坝体急需用料，硐室爆破的成功为大坝填筑提供了大量满足要求的填筑料，保证了大坝填筑的强度，加快了施工进度。施工速度和开采强度高于常用的深孔梯段爆破。

5.3在地形较复杂，周转料场紧缺的情况下，梯段爆破对施工道路及工作面要求较高，而硐室爆破较好的解决了这些矛盾。

5.4硐室爆破设备投入少于常用的深孔梯段爆破，成本低于梯段爆破成本，经济效益明显。

6.硐室爆破体会

6.1各种爆破参数选择合理，精心组织施工，采用硐室爆破方法开采面板坝坝料完全可以达到质量要求。

6.2爆破试验的结果表明，爆破粒径、压实效果接近常用的深孔梯段爆破，符合面板坝坝料的要求，但硐室爆破粗颗粒含量普遍比梯段爆破要大一些。

6.3为符合填筑料级配要求，硐室爆破开采坝料，最小抵抗线一般不宜超过20m，最好控制在15～18m范围内。

硐室施工范文篇6

375m水平南翼胶带运输斜巷设计长度为684m，坡度为10.5°上山，开口处底板标高为－499.7m。－375m水平南翼输送带运输斜巷下部巷道分别为－375m南翼带式输送机机头硐室，南翼煤仓上口通风行人巷、南翼第七联络巷。如图1所示。图1巷道平面布置图－375m水平南翼输送带运输斜巷开工时间较晚，且工作面运输需经过南翼第七联络巷、南翼煤仓上口通风行人巷、－375m水平南翼带式输送机机头硐室，运输路线较复杂且需经过二级斜巷运输。随着巷道不断向前掘进，该运输路线不断加长，如果采用传统的矿车提升运输矸石和物料，运输系统不能满足生产的需求，必然成为巷道上山掘进的瓶颈环节。

2排矸运输系统

分析结合－375m水平南翼输送带运输斜巷实际情况，排矸运输系统有2套方案:①轨道运输排矸系统;②输送带运输排矸系统。

2.1轨道运输排矸系统采用轨道运输出矸时，需经南翼煤仓上口通风行人巷25°斜巷及－375m水平南翼输送带运输斜巷两条斜巷运输。采用轨道运输的掘进工作面的坡度、涌水量等因素一般不会对运输效率造成大的影响，但有许多不可克服的缺点:(1)运输效率低轨道运输是一种间断不连续运输，其运输能力取决于每次提升的串车数量、车辆在斜巷的运行时间、装载时间及车辆在车场的摘挂钩时间。轨道运输系统的运输效率有其先天缺陷，且较难克服。当巷道掘进长度在300m以下时基本能满足掘进需要，当掘进长度在300m以上时，根据新桥矿上山掘进轨道运输的使用经验，掘进长度每增加150m，每次运输时间会增加5min。(2)安全系数低采用绞车进行倒拉提升时，必须时刻确保绞车、钢丝绳、回头滑轮、钩头、保险绳、矿车连接的销子及链环完好，否则极易出现“跑车”事故，造成较大安全隐患。且巷道掘进长度的增加，轨道及钢丝绳长度增加，安全系数也越来越低。(3)操作人员多、劳动强度大－375m水平南翼输送带运输斜巷采用轨道运输时还另需经过南翼煤仓上口通风行人巷2级斜巷运输，2条斜巷运输需配备6人，且仅两条斜巷之间人力推车距离达120m，还需配备2名推车工。运输辅助工达8人，不仅劳动强度大，且人均功效低。

2.2输送带运输排矸系统用输送带运输出矸时，必须在机头硐室内施工一溜矸小井，工作面矸石通过带式输送机运送至溜矸小井处并经溜矸小井溜至－550m水平南翼输送带运输大巷内后方可运走。采用输送带运输能有效解决轨道运输存在的各种不足，主要体现在以下几个方面:

(1)运输效率高输送带运输是一种连续不间断的运输，其运输能力只取决于所安装的带式输送机的运输能力及工作面装载设备的装载速度，不受巷道长度等其他因素的影响，也不存在两条斜巷提升的问题，运输效率高。

(2)安全系数高采用输送带运输不存在斜巷轨道运输时的种种安全隐患，且－375m水平南翼输送带运输斜巷坡度只有10.5°，也不存在输送带运输撒矸伤人的隐患，安全系数高。

(3)操作人员少、劳动效率高南翼煤仓硐室内的溜矸小井施工完毕后，采用带式输送机出矸时只需配备1名带式输送机司机，溜矸小井下口配备2名出矸人员即可，且不存在人力推车和摘挂钩等工作，操作人员劳动强度小。通过上述分析可知，采用输送带运输有较大的优越性，但前提是必须在机头硐室内施工配套的溜矸小井。溜矸小井直径达到1.2m即可满足出矸需要，施工工期不长，且溜矸小井在后期施工南翼煤仓时亦可作为排矸井使用。综合考虑，决定采用溜矸小井配合带式输送机运输组成工作面的排矸运输系统。

3物料运输系统

分析采用溜矸小井配合带式输送机运输组成工作面的排矸运输系统后，－375m水平南翼输送带运输斜巷物料运输有2种运输方案，即可通过带式输送机底输送带运送;或在巷道中铺设轨道进行轨道运输，即采用绞车及回头滑轮进行倒拉提升运送。采用带式输送机底输送带运料的安全系数较低，运送的物料易撒落或撞坏输送带架、刮坏输送带，当底输送带出现跑偏时这种现象尤为严重，现存在较大安全隐患。当采用底输送带运送喷浆料时，在装料点额外增加了一道卸料工序，劳动强度大;喷浆料沿途运送时极易撒落，造成材料浪费及文明施工管理困难，且带式输送机尾清扫器难以将喷浆料清扫干净，对输送带的损伤极大。同时底输送带运输对材料的尺寸、重量有较多限制，尺寸超标及超重的大件材料需人工运送至工作面，劳动强度大，效率低，因此，带式输送机底输送带运料方案不予采用。采用轨道运输时可避免底输送带运输易出现的问题，且因物料运量少，不存在运输效率制约、安全系数低及占用施工人员的问题。故工作面物料的运输方式选择为轨道运输。在变坡点位置安装1部JD－4型绞车，在耙矸机后安装回头滑轮进行倒拉提升运送，如位置图2所示。掘进前期采用21.5mm钢丝绳;当巷道掘进长度增加，采用21.5mm钢丝绳导致绞车缠绳量超标时，更换18.5mm钢丝绳并相应减少提升的串车数量，满足整条巷道掘

4岩巷上山掘进运输系统

通过上述对排矸及物料运输系统的分析，即可确定－375m水平南翼输送带运输斜巷上山掘进运输系统。根据－375m水平南翼输送带运输斜巷掘进所需匹配的运输能力，结合巷道宽度，选用1台输送带宽度为1m、DSJ100/63/2×90型带式输送机，机头硐室内施工配套的直径1.2m溜矸小井。掘进期间在斜巷内铺设轨道，在斜巷起坡点位置安装1部JD－4型绞车，在工作面装载设备后方安装回头滑轮，通过绞车、钢丝绳、回头滑轮进行倒拉提升将矿车牵引至工作面。随工作面的延伸而不断往前铺设轨道并移动回头滑轮。上山掘进运输系统由1部带式输送机、2台耙矸机、1部绞车及附属的轨道、钢丝绳、溜矸小井等组成。如图3所示。图3岩巷上山掘进运输系统示意图1.输送带2.－375m水平南翼带式输送机机头硐室3.－375m水平南翼输送带运输斜巷4、5.耙矸机6.溜矸小井7.－550m水平南翼输送带运输巷矸石或杂物采用工作面安装的1部P－60B型耙矸机装载至巷道内安装的1部DSJ100/63/2×90型带式输送机上，经带式输送机运输至机头硐室内的溜矸小井处，通过溜矸小井溜至－550m水平南翼输送带运输大巷内，再由－550m水平南翼输送带运输大巷内安装的1部P－60B型耙矸机装载至矿车中。通过5t蓄电池式电机车将矸车运至－550m水平南翼轨道运输大巷内，由运输队运至井底车场后提升至地面。物料车或工具车从南翼第七联络巷口处的－550m水平南翼轨道运输大巷，通过5t蓄电池式电机车运至南翼煤仓上口通风行人巷下平台，再经南翼煤仓上口通风行人巷绞车硐室内安装的1部JYB－5×1.40型运输绞车提升至上平台，然后通过人力推车运至－375m水平南翼输送带运输斜巷变坡点处，通过－375m水平南翼输送带运输斜巷信号硐室处安装的JD－4型运输绞车提升至工作面。该运输系统与传统的岩巷掘进轨道运输系统相比，在安全性、生产效率和工效都有了较大的提高。该套系统各项设备的搭配充分发挥了设备的各自优点，保证了工作面安全高效快速掘进。

5结论

硐室施工范文篇7

张庄铁矿是特大型地下铁矿山，矿床位于区域构造周集倒转向斜的西翼(倒转翼)，呈单斜构造形态，总体为急倾斜厚大矿体。矿体顶部直接被第四系黏土、亚黏土、黏土、砂砾层覆盖，覆盖层厚146～196m，砂层含水丰富。第四系之下为基岩古风化带，厚度20～70m，一般为40m左右。接近古风化带矿石为氧化矿，氧化带风化裂隙发育，矿石多呈碎块状。氧化矿带厚度61～28m，平均38m，14线以北较厚，16线以南较薄。氧化带以下为原生磁铁矿体，主要为石英磁铁矿，矿体较坚硬完整。矿体顶板主要为黑云片岩，岩石坚硬、整体性好;底板主要为角闪斜长片麻岩，黑云斜长片麻岩，顶板稳固性中等。由于矿岩稳固性好，水文地质条件简单，设计采用阶段空场嗣后充填采矿法开采，首采中段为－450～－390m水平，中段高度60m，采用大直径深孔阶段空场嗣后充填采矿方法。0911盘区1105#矿房备采矿量25万t，下部中孔凿岩可正常施工。在利用T150钻机施工深孔时，遇到大面积破碎带，钻机无法钻进，影响矿房回采深孔成孔及后续爆破作业。通过利用已设计采矿深孔对工作面进行预注浆，固结设计深孔周围破碎矿(岩)石，并反复扫孔、注浆，确保深孔成孔并安全回采破碎矿体［1-2］。1105矿房凿岩水平分Z1、Z22个凿岩硐室，中间由3m的连续间柱分隔，凿岩水平布置见图1。

2实施方案及过程

利用原设计的深孔，施工顺序依次为:开孔→埋图11105矿房凿岩水平图设注浆孔口管→T150钻机钻进→停钻注浆→扫孔→注浆→再扫孔，直至达到设计深度。同时，选取2－3个炮孔为试验孔(天井孔优先作为试验孔)，逐步调节注浆参数，根据实际注浆效果确定下一步施工方案［3］。2．1钻孔参数钻孔深度为原设计炮孔深度。钻孔开孔195mm，钻进2．5m，下入180mm高强塑料管(带法兰)2m，注浆固管。扫孔钻进采用160mm钻头。2．2注浆参数注浆采用水泥-水玻璃双液浆为主，水泥浆水灰比1∶1～0．75∶1，水泥-水玻璃体积比为2∶1～4∶1。水泥采用P．O42．5R普通硅酸盐水泥，水玻璃波美度38～40，模数2．8～3．2。必要时可添加水泥速凝剂等添加剂。注浆压力控制在2MPa以内，防止浆液扩散较远。注入量较大时，要调节浆液配比，还可采取间歇式注浆。注浆工艺流程为:接通输浆管路→压水试验→注单液浆→注双液浆→起压封孔→冲洗输浆管路→拆洗注浆泵。注浆工艺流程见图2，(C液、S液分别代表水泥、水玻璃，注双液浆时通过注浆泵注入混合器混合后使用)。2．3深孔注浆效果1105矿房凿岩水平分Z1、Z2两个凿岩硐室，主破碎区域位于Z1凿岩硐室。破碎区内深孔布置每排8个孔，从Z2至Z1凿岩硐室分别为1#、2#、3#、4#、5#、6#、7#、8#深孔(8#孔为矿房边孔)。注浆区域内1排、2排、3排各5#孔钻孔深度可达22m左右，但钻杆取出后塌孔无法使用，经采用注浆工艺后成孔深度16m左右。同理，1排、2排各6#孔钻孔深度35m左右，注浆后成孔深度30m左右，3排各6#孔钻孔深度10m左右，注浆后成孔深度8m左右，破碎区其余各孔亦进行注浆。2．4爆破回采顺序1105矿房凿岩水平分Z1、Z2两个凿岩硐室，由3m的连续间柱分隔。在Z2凿岩硐室布置切割天井，切割槽宽度为Z2凿岩硐室宽度。回采作业时，首先在Z2凿岩硐室形成切割槽区，为深孔爆破提供补偿空间。为确保矿石尽可能完全回采，先爆破切割槽，然后爆破2区，再爆破3区(注浆区域)，2区、3区全部采用单侧崩矿(大直径深孔阶段空场嗣后充填采矿法)，待上盘破碎段矿体爆破完成后，最后在4区进行全面侧向崩矿。同时，为做好控制爆破，对于3区(注浆区域)爆破主爆孔按照正常爆破装药量一半进行，边孔按照正常装药。爆破分为2次，一次20m。爆破区域分布见图5。

3矿房回采情况

一般情况下，采用大直径深孔阶段空场嗣后充填采矿方法进行矿房回采时，遇到大面积破碎带，无法进行钻孔施工，会放弃该部分矿石回采，不仅增加了施工成本，更是造成资源浪费。当采用注浆法固结钻孔，保证成孔率后，可安全回采矿石。经扫描仪实测，1105矿房爆破效果见图6、图7，矩形标示矿房设计边界，曲线标示爆破后矿房实际扫描边界，可以看出破碎地段所有注浆成孔区域均完成爆破作业，矿房边界超挖控制良好，安全回采矿石23万t。

4结语

一般来说，当矿房回采作业遇到破碎带无法成孔时，因不能爆破作业大多数会浪费该部分资源。而采用深孔预注浆方式尽可能保证破碎矿体深孔成孔效果，保证了矿房回采爆破安全，并且爆破效果良好，安全回收破碎矿体内大部分资源，具有良好的安全效益和经济效益。预注浆采矿法适用于矿体节理裂隙发育、遇有接触带破碎带的矿房回采作业。

参考文献

［1］孟晓洁．复杂地质条件下深井巷道地面预注浆加固和支护结构研究［D］．安徽:安徽理工大学，2012．

［2］任永胜．地表注浆预加固技术在隧道浅埋破碎带施工中的应用［D］．陕西:长安大学，2009．

硐室施工范文篇8

关键词：盾构机；大断面；全岩巷道；快速掘进

山西泽州天泰和瑞煤业近年来新掘巷道中全岩巷道占比达35%左右。该煤矿采用钻爆法施工全岩巷，破、装、运、支无法连续作业，掘进效率低下，且粉尘浓度较高，严重制约矿井的生产接替。因此，必须对全岩巷道掘进设备及工艺进行优化调整[1-3]，有效提高全岩巷道的掘进效率。

1工程概况

山西泽州天泰和瑞煤业矿井面积1.2435km2，设计生产能力45万t/a，主要开采3#煤层。和瑞煤业西一盘区回风巷长度2235m，满足西一盘区回风、行人、运输的需要。西一盘区回风巷开采的3#煤层厚度5.60~6.10m，平均厚度5.80m；煤层倾角1°~3°，平均倾角2°。直接顶为泥岩，厚度1.07~2.18m；基本顶为中砂岩，局部为砂质泥岩，厚度1.54~15.86m。煤层硬度f=5。巷道底板与3#煤留设54m层间距。根据邻近巷道揭露，预计里程794m、1254m、1498m处分别存在H>7.0m、16.5m和19.8m的正断层，无陷落柱、冲刷等其他构造。西一盘区回风巷设计断面直径5.8m，掘进断面面积26.42m2，全岩网喷支护，喷浆厚100mm。支护采用Φ22mm×2400mm的MG400左旋无纵筋螺纹钢锚杆，以巷道中心线对称布置，间排距为1200mm×1000mm，每排7根，配W型钢带（450mm×280mm×3mm）、碟形托盘（150mm×150mm×10mm），挂Φ4mm菱形金属网。采用1支MSK2330和1支MSZ2360树指锚固剂。

2全岩巷道掘进设备分析

为实现全岩巷道的快速掘进，和瑞煤业引进了SS51300型盾构机作为全断面硬岩掘进机使用。SS51300型盾构机采用模块化结构，由刀盘、护盾、整机功率2400kW。盾体总长9m，包括前盾、中盾和尾盾3部分。前盾为敞开支撑式，主要用于支撑刀盘和主驱动，并作为主推油缸回缩时的支撑点，内装350kW变频电机6台，用于驱动主轴承及刀盘工作。中盾为伸缩盾，可前后伸缩保证设备的正常步进，内设8组主推油缸，是设备前进的动力，并设16组铰接油缸，连接前盾和尾盾。尾盾为盾体前进推力的支撑点，总质量超过100t。刀盘直径5.8m，可双向旋转，利用滚刀碾压破碎岩石。后配套：包括锚杆钻平台、台车及各类配套设备。后配套包含多个系统。排矸系统：由盾体内的移动式带式输送机、尾盾和后配套台车内的固定带式输送机组成。支护系统：由支护平台、2台液压锚杆机和指形护盾组成，可作为临时前探梁，并对网片进行存储和支撑，可在150°摆角范围内支护作业。超前钻探系统：在锚杆钻平台下方安设气动钻机，可实现超前钻探90m，满足井下探放水要求。泡沫系统：主要是通过注入泡沫改良渣土性质，防止泥岩黏结在刀盘上而降低切削效率，降低刀盘扭矩，减少刀具磨损，保证顺利排矸。

3工业性试验

3.1井下组装

3.1.1组装室布置本次盾构机实现井下组装，硐室全长90m，分为始发硐室、盾体组装硐室、台车存放硐室和台车组装硐室4部分。硐室施工断面大、支护难度大。硐室内布置龙门吊3台，包括100t的1台、5t的1台、10t的1台。3.1.2硐室支护参数盾体组装硐室掘进断面面积达120m2，采用全岩锚网喷支护，喷浆厚度120mm，采用分层施工，采用Φ22mm×2400mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距1800mm×1000mm，锚索规格为Φ17.8mm×6300mm，间排距1800mm×1000mm，锚杆、锚索交替布置，锚杆配W型钢带（4800/3900/3000mm×250mm×4mm），同时采用锚索组补强支护，“3-2-3”布置，锚索规格为Φ17.8mm×6300mm/8300mm，间排距3000mm×2000mm。始发硐室掘进断面面积30.76m2，全岩锚网喷支护，喷浆厚度200mm。因盾构机撑紧油缸行程较小，硐室要求质量较高，施工难度较大。3.1.3组装工艺、工序（1）装运方式受罐笼及巷道运输能力限制，盾构机装运分2个阶段，I阶段（地面卸装、入井、运输）：经地面龙门吊卸车并装至特制平板车后，分批进、出罐笼，并运至组装闹室；Ⅱ阶段（井下硐室卸车、组装、调试）：经硐室内的龙门吊卸车、组装，待组装完成后进行调试。（2）组装方案先组装主机，后组装后配套台车，即先完成刀盘、主驱动、前盾、中盾和尾盾组装工作，然后完成连接桥、锚杆钻、潜孔钻、带式输送机和台车等后配套的组装工作，最后完成管线连接，整机组装完毕。

3.2盾构机施工工艺和工序

3.2.1施工工艺通过将旋转刀盘向工作面不断推进，利用高强度滚刀挤压破碎岩石形成小块，再通过铲刀将岩石碎块经收渣口带到刀盘中心的溜渣槽，落至输送带上完成排矸。盾构机破岩掘进循环行程1m，当一个循环结束时，首先将尾盾各护盾伸出撑紧岩壁作为支撑点，启动带式输送机；然后主驱动电机驱动刀盘旋转，同时中盾主推油缸伸出并向前推进，使刀盘滚压切削工作面岩体，产生的渣子进入刀盘内的溜渣槽并集中滑落至带式输送机完成出矸；主推油缸完成1m最大行程后，将前盾各护盾伸出撑紧岩壁作为支撑点，期间工作人员在指形盾的保护下进行支护作业；支护完成后再收回尾盾各护盾，主推油缸收缩并牵引后配套系统向前移动1m，即可进入下一个循环。3.2.2施工工序安全检查（15min）→施工准备、设备检查（15min）→尾盾的顶护盾和左右侧护盾打开撑紧岩壁（3min）→前盾的顶护盾和左右侧护盾打开贴住岩壁（2min）→倒序启动各部带式输送机（1min）→启动刀盘，根据导向系统参数调整盾构机姿态并推进（30min），推进过程与排矸、支护平行作业→一个掘进行程结束，停止刀盘和带式输送机（1min）→前盾的顶护盾和左右侧护盾继续打开撑紧岩壁，然后尾盾各护盾缩回（2min）→主推进油缸收回，牵引后配套台车、三运桥式转载机前行（10min）→下一个循环。现阶段正规作业循环1m，用时80min，按“2×12h”工作制组织生产，其中早班检修4h，即正常可日进15个循环。因前期为工业试掘进阶段，日循环相对较低，随着设备的适应性、人员的操作熟练程度提高，单循环时间可降至45~60min，日进尺可达20m。3.2.3盾构机队劳动组织盾构机队正常出勤65人，其中生产班平均16人，检修班平均8人，巷道掘进采取“2×12h”工作制，3个生产班轮替作业。3.2.4支护工艺临时支护：采用指形盾作临时前探支护，作业人员在指形盾的保护下，可实现150°摆角范围内支护作业。永久支护：施工前在指形盾上放置金属网→随尾盾顶护盾升起紧贴岩壁→标定眼位→利用前部锚杆钻机依次施工4#、2#、6#锚杆孔→安装树脂锚固剂、锚杆、钢带、托盘→预紧锚杆达到设计要求→盾构机继续向前推进→后部液压锚杆钻机补充施工3#、5#、7#、1#锚杆孔→安装树脂锚固剂、锚杆、钢带、托盘→预紧锚杆达到设计要求。

3.3效果分析

从2021年3月1日至2021年4月底，实际生产50d左右，掘进进尺510m，平均日进尺10.2m，最高日进尺28.6m。随着操作工人日渐熟练，单进正在稳步上升，预期月进尺可达450m以上。对比之前的钻爆法，掘进速度提高了3.8倍。

3.4经济效益分析

以和瑞煤业西一盘区回风巷为研究对象进行工程费用测算，采用钻爆法与盾构机法的对比进行经济效益分析。钻爆法所需人工费约1531.20万元，材料费约472.32万元，机械费约163.08万元，合计2166.60万元，按预算取费后共计3521.38万元，因此钻爆法每米掘进单价为1.601万元；盾构机法所需人工费约496.32万元，材料费约1143.16万元，机械费约356.32万元，合计2166.60万元，按预算取费后共计3226.89万元，因此盾构机法每米掘进单价为1.467万元。盾构机法对比钻爆法掘进作业每米单价低1340元，经济效益显著。

4结论

SS51300型盾构机集破、装、运、支于一体，可以有效提高巷道掘进效率，降低劳动强度。以和瑞煤业西一盘区回风巷为案例，进行了SS51300型盾构机的全断面硬岩快速掘进工艺的实践应用研究。实践效果理想，西一盘区回风巷掘进速度提高了3.8倍，对比钻爆法掘进作业每米单价低1340元，经济效益显著。SS51300型盾构机在应用过程中，盾构机个别部件仍然超长、超重，给盾构机始发硐室的建设、盾构机组装、始发以及设备运输等带来挑战，同时盾构机施工工艺、工序与以往掘进工艺、工序大不相同，在设备操作、导向测量、超前钻探、液压锚杆钻机操作等方面人才短缺，这些都是需要克服的问题。

【参考文献】

［1］田聪.一种基于PLC的全断面硬岩掘进机控制系统设计[J].矿业装备，2020（05）：166-167.

［2］邓斌.全断面硬岩掘进机(TBM)驱动系统分析[J].设备管理与维修，2020（04）：136-138.

硐室施工范文篇9

关键词:综掘机；拐弯施工；切巷施工；应用

1工程概况

济宁运河煤矿7310工作面切眼，位于3煤层中，工作面东至7310皮带顺槽，南临7310工作面，西至7310轨道顺槽，北临边界保护煤柱。1.1巷道布置7310工作面切眼开门点位于7310轨道顺槽15号导线点北4.6~11.8m（巷道东帮），巷道位于工业广场北部，东至7310皮带顺槽，南临7310工作面，西至7310轨道顺槽，北临边界保护煤柱。工作面切眼方位角90°，切眼设计长度184m。1.2巷道断面（1）1-1断面。7310工作面切眼导硐断面形状为矩形，断面规格为荒宽×荒高=4200mm×2800mm，净宽×净高=4000mm×2600mm，荒断面积11.76m2，净断面积10.4m2。（2）剥帮断面。7310工作面切眼剥帮断面形状为矩形，断面规格为荒宽×荒高=3300mm×2800mm，净宽×净高=3200mm×2600mm，荒断面积9.24m2，净断面积8.32m2。煤矿现代化2018年第2期总第143期（3）2-2断面。剥帮后切眼断面形状为矩形，断面规格为荒宽×荒高＝7400mm×2800mm，净宽×净高=7200mm×2600mm，巷道荒断面积=20.72m2，净断面积=18.72m2。（4）3-3断面。剥帮后煤机硐室断面形状为矩形，断面规格为荒宽×荒高＝8900mm×2800mm，净宽×净高=8700mm×2600mm，巷道荒断面积=24.92m2，净断面积=22.62m2。（5）根据现场需要施工的稳车硐室规格均为：净宽×净深=4m×4m，断面形状均为矩形，所有硐室高度均与巷道顶底板持平。

2施工工艺和方法

（1）施工前由生产技术部地测科给定偏中线、腰线等数据，施工时严格按照上述数据进行施工。（2）检查现场风、水、机、电等，以达到质量标准要求。进行EBZ160A悬臂式掘进机、P-60B耙装机设备运输、安装等工作，并安装1部SSJ650/30kW皮带与顺槽内皮带搭接形成运煤系统。（3）巷道施工前，必须保持巷道正常通风，开工前，首先按由外向里的顺序对施工地点10m范围内的支护进行检查，如有失效支护及时整改，确认安全后，方可掘进。（4）巷道正常情况下沿南帮煤层底板掘进，采用EBZ160A悬臂式掘进机落煤、出煤，胶带输送机转载运输的方式施工。该切眼施工采取“导硐掘进、剥帮成型”分次施工成巷方式掘进，首先施工7310切眼导硐，然后再对“切眼导硐剥帮”施工，切眼剥帮施工时仍由西向东扩南帮施工。导硐施工至设计位置后，回撤掘进机及拆除导硐内的皮带机，同时在切眼回剥开始处安装一部P-60B耙装机，并配合掘进机接力出煤对切眼剥帮施工。待切眼剥帮施工足够安装皮带机的距离后，回撤耙装机并重新安装皮带机及组装掘进机二运，形成煤流系统，使用掘进机剥帮直至设计位置。剥帮施工前必须确保2列工字钢棚超前剥帮迎头至少6m以上。（5）煤机硐室施工方法。首先按设计位置预留煤机硐室，当切眼剥帮迎头超前煤机硐室开门口4m时，后退掘进机截割煤机硐室4m并进行支护，然后截割剥帮迎头4m，再后退掘进机截割煤机硐室4m并进行支护，如此反复直至将煤机硐室截割出设计尺寸。煤机硐室完全施工完后要及时在门口架设一排工字钢棚加强支护。煤机硐室内的钢筋梯层东西向布置。（6）掘进施工为“三八制”作业，采用EBZ160A悬臂式掘进机截割的施工方法进行掘进施工，每班组织2个正规生产作业循环，每循环进尺2m，确保日循环进尺为12m，其中利用早班截割完煤后进行检修。掘进中可以不支护帮部底角锚杆，距迎头超过8m时要及时补齐底角锚杆并紧固。（7）工艺流程。施工过程中采用EBZ160A悬臂式掘进机截割煤层、松软岩层，经掘进机耙装系统转载到后部运输机运输。其中在截割、运输的同时，人力准备支护材料。待一个循环截割完毕后退机，首先对掘进工作面进行临时支护并确保牢固，再按由顶板中间向两帮的顺序打锚杆眼进行永久支护。（8）为便于现场施工，剥帮采取全断面掘进留浮煤的方法施工，要求留有0.7～1m的浮煤确保支护顶板时的人员安全，留设距离迎头不超过20m。（9）当煤岩松软易折、巷道三岔口、揭露断层及顶板破碎等情况进行掘进施工时，施工时截割深度调整为800mm。7310工作面切眼煤层老顶为粉砂岩，直接顶为泥岩，直接底为泥岩，老底为粉砂岩。

3巷道支护

3.1临时支护（1）硐室、开口巷道无法使用前探梁时采取短掘短支，循环进尺不超过0.8m。锚梁网巷道可以借用原有支护锚杆安设前探梁，原支护锚杆无法使用时，提前打Φ20mm×2200mm锚杆（间距800mm，不少于3棵）吊挂前探梁。岩性差时打超前锚杆维护顶板（选用规格Φ20mm×2200mm等强度螺纹钢式金属杆体树脂锚杆，锚杆间距800mm，锚杆角度为斜向上约70°，不少于3根）的作业方式进行施工。（2）切眼导硐及剥帮正常施工时，均采用前探梁作为临时支护，全断面吊挂3根前探梁进行临时支护。前探梁用12号槽钢制作（中间焊有3cm角铁以增加强度），长度为4.5m，梁间距不大于1m，用顶板锚杆及3个吊环、3个大木刹刹紧刹牢固定，前方顶板不平滑时使用木板进行接顶；其中木刹采用长30cm、宽10cm、高10cm立方体的落叶松原木制作而成，穿有保险绳和保险钩，木刹的使用方式必须根据前探梁后部距离顶板的距离而定；吊环用Φ18mm圆钢及厚20mm的A3钢板加工；吊环必须安设在牢固可靠的支护锚杆上，锚杆锚固力不小于70kN，并上满丝；前探梁最大控顶距离2.1m；前探梁后端用特制大木刹刹牢，前探梁前端可以用木块接顶,但木块不得超过3块且必须横置；上山掘进期间必须用直径不小于6.2mm的细钢丝绳将前探梁后端与顶板锚杆（或网子）拴牢，前探梁支设牢固。（3）临时支护支设前探梁工作，操作人员不得少于4人：首先将吊环安设在顶部锚杆上，2人将前探梁上肩，缓慢递入吊环中，直至前端深入到迎头前脸，1人在前端用木托盘垫实，后端1人上木刹，刹紧背牢后方可。（4）每次使用吊环、前探梁前，必须对吊环、前探梁的完好情况进行检查，如发现吊环开焊、有裂纹、螺纹滑扣或前探梁变形严重等无法满足临时支护情况时，必须停止使用。3.2永久支护7310切眼导硐1-1断面顶板锚杆采用5棵规格为Φ20mm×2200mm的等强度全螺纹钢式树脂锚杆金属杆体配合轧花钢网、钢筋梯、铁盘进行支护；巷道北帮采用3棵规格为Φ18mm×1800mm的等强螺纹钢锚杆配合铁牌、木托牌、矿用双抗塑料网进行支护，为避免材料浪费，南帮暂在顶板以下安设2棵规格为Φ18mm×1800mm全螺纹锚杆配合木托盘、矿用双抗塑料网联合护帮，并保证网子下边沿距帮部锚杆不大于300mm，最大允许偏差±100mm，两帮矿用双抗塑料网底部应成一线。Ф20mm×2200mm锚杆托盘为正方形，规格为长×宽×厚=130mm×130mm×10mm，Ф18mm×1800mm的锚杆托盘为长方形，规格为长×宽×厚=120mm×100mm×8mm，用钢板切割而成，木托盘规格为长×宽×厚=150mm×150mm×50mm；锚杆锚固采用MSK2550树脂药卷锚固，顶、帮每棵锚杆使用MSK2550树脂药卷2支，药卷长度总共为1000mm。同时顶板铺设轧花钢网，帮部铺设矿用双抗塑料网，轧花钢网与矿用双抗塑料网的搭接长度不小于300mm且压接到帮部顶角锚杆，网子下边沿距帮部底角锚杆距离为300mm，误差±100mm。顶板锚杆的间距为800mm，排距1000mm。顶部两角锚杆分别距两帮500mm；两帮锚杆的间距为1000mm，排距为1000mm。两帮顶角锚杆距顶板350mm，帮部底角锚杆距底板不得大于800mm（允许偏差100mm）。1-1断面在顶板布置2排矿用锚索进行支护，规格为Φ17.8mm×4500mm，锚索间排距为2000mm×1200mm。一套矿用锚索包括4500mm长钢绞线一根、锚索牌、压力碗和索具、3000mm长的12号槽钢1根，每根槽钢布置2棵矿用锚索，锚索垂直顶板布置，确保锚入顶板稳定岩层1.5m以上。矿用锚索预紧力为80～100kN，锚索外露长度不小于150mm不大于250mm，每施工完一组矿用锚索后，由班长或跟班区长及时悬挂锚索安装指示牌。

4存在的问题及经济、技术对比

（1）在切巷施工过程中由于未及时拆除综掘机桥式转载机，导致综掘机左侧履带滚轮护板、桥式转载机转台轴扭曲变形，要求当拐弯作业已切割3m时必须对综掘机桥式转载机进行拆除。（2）在拐弯施工中由于综掘机后浮渣不能及时清理，造成巷道高度不够，综掘机卧底不足等，要求综掘机拐弯期间切巷内溜子两侧浮渣要及时处理，保证正常施工。（3）直接利用机掘拐弯，相比原炮掘拐弯大大减轻了工人劳动强度，减少了工序环节，更好地保证了工人施工的安全性，消除了放炮对顶板控制的不利影响。（4）与同类条件相比，机掘拐弯明显缩短了巷道拐弯的施工工期，减少了直角拐弯对掘进进尺的影响，宽7m的切眼施工任务由炮掘的9天变为机掘的4天，同时减低了材料消耗。总之，通过在济宁运河煤矿7310工作面切眼工程中运用综掘机，在很大程度上降低了材料的消耗。同时也实现了施工环节的优化，不仅有效的解决了航道拐弯施工中存在的问题，也在很大程度上提高了工程操作的安全性以及生产效率。

参考文献：

[1]郭良锋.综掘机直接拐弯施工三岔门工艺研究与应用[A].中国煤炭学会煤矿建设与岩土工程专业委员会，2012:3.

[2]连月照，郑学军，李百利.综掘机直接拐弯施工工艺研究与应用[J].山东煤炭科技，2011（1）：37-39.

[3]周游，谢奎，张玉涛.EBZ220综掘机的拐弯施工工艺研究与应用[J].山东煤炭科技，2012（4）：79-81.

硐室施工范文篇10

关键词:大断面;巷道;掘进;工艺

大断面巷道掘进施工时，存在着巷道成型质量差、支护难度大、施工效率低以及煤矸石运输不及时等技术难题，若不采取合理有效的施工工艺，很容易产生安全事故。以潞安集团余吾煤业公司N1206胶带顺槽机头段为例，提出了分层留底掘进施工工艺。

1概况

N1206胶带顺槽位于井田西翼，巷道以北布置采区大巷，分别为北风井西翼运输大巷、北风井西翼胶带大巷以及北风井西翼2#回风大巷，以南为实煤区，以东为N1206回风顺槽，以西为N1205胶带顺槽。N1206胶带顺槽机头段设计长度为120m，沿3#煤层底板从西翼胶带大巷开口施工。N1206胶带顺槽机头段设计断面规格为宽×高=5.0×5.2m，巷道施工120m后巷道顶板以8°俯角变坡，继续掘进10m后巷道断面规格为宽×高=5.0×3.8m，以此断面直至巷道掘进完成。地测资料显示，N1206胶带顺槽机头段煤层厚度6.34m，煤层内含3层矸石，厚度为0.4～1.5m，顶板主要为炭质泥岩，厚度为1.5m，巷道采用爆破施工工艺。余吾煤矿以往大断面巷道采用先小断面掘进后挑顶、扩帮的方法，该施工方法需巷道二次返工、二次支护，不仅加大了劳动强度及成本费用，而且采用爆破挑顶时难度大，施工存在很大的安全隐患。

2大断面巷道分层留底法施工工艺

2.1前期准备

（1）由于北风井西翼胶带大巷高度为3.8m，宽度为4.0m，首先在西翼胶带大巷上方N1206胶带顺槽开口位置处进行挑顶，挑顶规格为宽×长×深=4.0×5.0×1.4m，挑顶后确保西翼胶带大巷高度不得低于5.2m。

（2）西翼胶带大巷挑顶后在挑顶处下方搭设工作盘，工作盘主要由长度为6.0m，直径为300mm圆木柱搭设，搭设高度为2.2m，工作盘上方预留规格为长×宽=4.0×1.5m漏煤口，同时为保证施工安全，在工作盘与巷帮间隙处安装金属网栅栏.

（3）工作盘搭设完成后，在距西翼胶带大巷底板2.5m处施工一个绞车硐室，硐室规格为宽×高×深=3.0×2.5×2.5m，绞车硐室施工完后在硐室内安装耙岩机，为方便出煤在工作盘上平铺一块厚度为3mm钢板。

2.2机头段分层留底法掘进

（1）待前期工作准备就绪后，在工作盘上对N1206胶带顺槽机头段进行开口施工，机头段采用分层留底法进行掘进，即上分层全断面掘进，下分层留底，上分层断面规格为宽×高=5.0×3.0m，留底厚度为2.2m。

（2）上分层采用光面爆破法进行掘进，炮眼深度为1.2m，每个炮眼填装两支矿用三级乳化炸药，药卷长度为0.3m，装药量为300g/支，雷管采用毫秒延期电雷管，延期不得超过130ms，采用正向装药方式，装药后采用水炮泥、炮泥进行封孔。

（3）机头段前30m掘进期间，用绞车硐室安装的耙岩机进行出煤，随着巷道不断延伸，在机头段安装一部SSJ-880型带式输送机，并在输送机机尾端再安装一部耙岩机进行联合出煤。

（4）当机头段掘进至120m处时巷道以8°俯角进行下山掘进，当巷道下山掘进10m后及时调整巷道掘进角度，沿巷道顶板平行掘进，施工N1206胶带顺槽正巷段。

（5）N1206胶带顺槽机头段分层掘进完成后，开始对预留底煤进行松动爆破起底，起底时从巷道迎头向外施工，在起底过程中随着起底段长度逐渐缩短，同时逐渐缩短带式输送机长度，当起底段长度低于30m时，拆除带式输送机，用硐室内耙岩机进行出煤。

3应用效果

（1）提高了施工效率。N1206胶带顺槽机头段长度为120m，采用分层留底法掘进，仅用22d即完成，比传统施工工艺提前了8d。

（2）降低了成本费用。采用分层留底法进行大断面巷道掘进时无需进行二次挑顶，减低了劳动成本及支护成本费用。N1206胶带顺槽机头段顶板采用分层留底法掘进，节约锚杆720套，锚索120根，钢带120根，支护材料费用17万元。

（3）保证了施工安全。由于N1206胶带顺槽机头段顶板主要以炭质泥岩为主，岩石层不稳定，挑顶施工时很容易发生顶板大面积垮落事故，采用分层留底法掘进时避免挑顶施工，提高巷道掘进安全系数。

（4）提高煤矸石运输效率。N1206胶带顺槽机头段采用分层留底法掘进时，在西翼胶带大巷搭设工作盘，同时利用胶带输送机与耙岩机进行联合出煤，提高了工作面运输效率，降低了挑顶施工期间的清理巷道劳动强度。

（5）提高了支护质量。大断面巷道传统挑顶施工时，因巷道高度较大，施工后失效支护难以发现，且二次补打支护难度大。而采用分层留底法掘进时顶板支护一次性施工到位，工作面爆破后，施工人员可对工作面附近失效支护及时进行补打，提高了支护质量。

【参考书目】

［1］王艳军.大断面巷道快速掘进施工工艺[J].现代矿业,2014(11):50+56.

［2］石森源.浅谈大断面巷道快速掘进的关键技术[J].煤,2017(03):71-72.

［3］马其华.深井硬岩大断面巷道快速掘进技术[J].煤炭科学技术,2014(04):16-18.

［4］李国才.大断面巷道快速掘进技术的应用分析[J].能源与节能,2014(02):139-140.