于 明

1 工程概述

山西新元煤炭有限責(zé)任公司位于山西省晉中市壽陽縣境內(nèi)，礦井設(shè)計生產(chǎn)能力為3 Mt/a，井田內(nèi)目前回采煤層為3#煤層，屬石炭系煤層，煤層內(nèi)含有夾矸，不穩(wěn)定，煤層平均厚度為3.5 m；3#煤層直接頂主要以泥巖為主，巖石普氏系數(shù)f＜3.0，直接頂平均厚度為4.2 m，基本頂主要以砂巖為主，巖石普氏系數(shù)f＞4.0，平均厚度為11.7 m。3109工作面為盤區(qū)西翼，3109運輸順槽設(shè)計長度為1650 m，巷道皮帶頭位置斷面規(guī)格為寬×高=5.3 m×5.2 m，剩余段巷道斷面規(guī)格為寬×高=4.2 m×3.5 m。為確保運輸順槽后期配套設(shè)施安裝，根據(jù)設(shè)計需在3109運輸順槽皮帶頭段施工一個移變硐室，移變硐室距皮帶頭距離為30 m，硐室斷面規(guī)格為長×深×高=8 m×5 m×3.5 m，沿底留頂進(jìn)行施工，初步設(shè)計中采用全斷面爆破施工工藝，且頂板采用單錨桿、錨索進(jìn)行支護(hù)，頂板每排布置8根單錨桿，共計四排，硐室內(nèi)施工三根錨索，間距為3 m。由于硐室斷面大，硐室在開口施工時頂板破碎嚴(yán)重，支護(hù)困難，對此新元煤礦通過技術(shù)研究，對該移變硐室施工難點進(jìn)行深入分析，并提出了合理的施工方法及支護(hù)措施。

2 大斷面硐室施工難點

1）3109運輸順槽皮帶頭移變硐室高度為3.5 m，采用沿底留頂進(jìn)行施工，根據(jù)新元礦地測科提供資料顯示3109運輸順槽直接頂主要以炭質(zhì)泥巖為主，巖石層脆性大、易破碎，該巖石層為移變硐室頂板，在全斷面爆破施工過程中受震動影響，頂板巖石層很容易出現(xiàn)破碎、離層、垮落現(xiàn)象。

2）由于移變硐室寬度為8.0 m，采用全斷面爆破施工時頂板空頂面積大，若支護(hù)不及時很會發(fā)生頂板局部漏頂事故，同時頂板采用單一的錨桿、錨索支護(hù)無法滿足支護(hù)需求，很容易造成頂板支護(hù)失效現(xiàn)象。

3 施工工藝優(yōu)化

通過技術(shù)研究采用傳統(tǒng)的全斷面一次性爆破施工工藝無法保證硐室施工安全，決定采用大斷面松動爆破、小斷面擴(kuò)幫的施工方法，具體施工方法如下：

1）移變硐室松動爆破大斷面規(guī)格為寬×深×高=5 m×5 m×3.5 m，斷面內(nèi)施工松動炮孔數(shù)量為2個，每個炮孔深度為1.0 m，炮眼垂直煤壁布置。

2）每個炮孔內(nèi)填裝一卷礦用乳化炸藥，藥卷長度為300 mm，直徑為60 mm，裝藥量為300 g，炮孔采用正向裝藥方式，炮孔藥卷填裝后在孔口處依次填裝水帶、炮土進(jìn)行封孔。

3）炮孔裝藥后采用串聯(lián)方式連接雷管腳線，每次爆破炮孔數(shù)量不得超過5個，當(dāng)硐室全斷面爆破施工后及時對頂板施工永久支護(hù)，然后進(jìn)行下一個循環(huán)工序。

4）當(dāng)移變硐室大斷面施工到位后開始對小斷面進(jìn)行擴(kuò)幫，擴(kuò)幫時由硐口向里依次進(jìn)行，采用松動爆破的方式進(jìn)行擴(kuò)幫，每次擴(kuò)幫寬度不得超過0.8 m，擴(kuò)幫后及時對頂板進(jìn)行支護(hù)，見圖1。

圖1 3109運輸順槽頭部移變硐室松動爆破及擴(kuò)幫斷面

4 支護(hù)工藝優(yōu)化

4.1 大斷面硐室內(nèi)頂板支護(hù)

通過技術(shù)研究對松動爆破大斷面硐室內(nèi)采用加長錨桿、錨索、JW型鋼帶以及超前錨桿聯(lián)合支護(hù)，具體施工方法如下：

（1）硐室開口前首先在硐室設(shè)計頂板處施工一組超前支護(hù)，每組超前支護(hù)由長度為4.0 m錨桿組成，錨桿間距為1.0 m，共計施工超前錨桿5根，錨桿垂直煤壁布置，見圖2。

（2）大斷面硐室內(nèi)頂板采用“JW”型鋼帶長度為4.8 m，寬度為0.28 m，鋼帶間距為0.8 m，共計布置5根鋼帶，鋼帶平行布置。

（3）頂板錨桿采用長度為3.0 m加長型左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨桿穿插在鋼帶內(nèi)，每排施工5根加長錨桿，錨桿間距為1.1 m，排距為0.8 m。

（4）頂板錨索采用長度為8.0 m預(yù)應(yīng)力鋼絞線，在硐室開口處頂板施工三根錨索且配套一根長度為4.5 m鋼梁進(jìn)行鎖口，在距硐室口3.0 m處施工一排單錨索，錨索間距為2 m。

圖2 3109運輸順槽頭部移變硐室支護(hù)斷面

4.2 小斷面硐室內(nèi)頂板支護(hù)

為確保小斷面硐室在擴(kuò)幫期間頂板安全穩(wěn)定，小斷面硐室仍采用錨桿、錨索聯(lián)合支護(hù)，但支護(hù)與硐室面垂直布置，具體施工方法如下：

（1）當(dāng)硐室擴(kuò)幫寬度達(dá)1.0 m時及時對擴(kuò)幫處頂板施工永久支護(hù)，擴(kuò)幫處頂板共施工三根“JW”，鋼帶垂直硐室面布置，鋼帶長度為4.8 m（5眼）。

（2）在第二根鋼帶的第一個、第三個、第五個眼孔內(nèi)施工三根錨索，錨索間距為2.2 m，錨索長度為8.0 m，每根錨索下端安裝一個長度為0.6 m 11#工字鋼梁，鋼梁與鋼帶垂直布置見圖2。

（3）由于擴(kuò)幫處第一根鋼帶與松動爆破處頂板支護(hù)間距為1.3 m，為加強(qiáng)此處頂板安全穩(wěn)定在空頂處施工兩組組合錨索，每組組合錨索由一塊規(guī)格為長×寬=0.5 m×0.5 m鋼托板及五根長度為8.0 m錨索組成，第一組組合錨索施工在距硐口1.5 m，第二組組合錨索與第一組組合錨索間距為2.0 m。

4.3 硐室護(hù)幫支護(hù)

（1）硐室內(nèi)護(hù)幫采用單錨桿支護(hù)，錨桿采用長度為2.0 m，直徑為22 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，共施工三排護(hù)幫，護(hù)幫排距為1.1 m，間距為0.8 m，第一排護(hù)幫距頂板距離為0.6 m。

（2）由于硐室內(nèi)側(cè)煤壁長度為8.0 m，為確保護(hù)幫支護(hù)效果內(nèi)側(cè)煤壁采用交錯式支護(hù)設(shè)計，具體施工方法如下：① 硐室內(nèi)側(cè)煤壁第一排護(hù)幫施工在距頂板0.6 m位置，錨桿間距為1.0 m；② 第二排護(hù)幫與第一排護(hù)幫間距為1.1 m，且第二排第一根護(hù)幫施工在第一排第一根與第二根護(hù)幫之間，交錯距離為0.5 m；③ 第三排護(hù)幫與第二排間距為1.1 m，第三排護(hù)幫施工工藝與第二排相同，且與第二排交錯距離為0.5 m。

5 結(jié)語

新元煤礦在施工3109順槽皮帶頭移變硐室時通過技術(shù)研究，采用大斷面松動爆破施工以及小斷面擴(kuò)幫施工工藝，徹底解決了了大斷面硐室一次性全斷面爆破施工時巷道頂板難以預(yù)留、支護(hù)困難、硐室成型差等難題，大大提高了大斷面硐室施工效率，同時對硐室頂板及巷幫采取合理有效的支護(hù)措施，提高了大斷面硐室支護(hù)效果，避免了支護(hù)失效造成頂板垮落、煤壁片幫等事故發(fā)生，取得了顯著的安全、經(jīng)濟(jì)效益。

〔1〕張文龍.大斷面硐室錨桿支護(hù)設(shè)計研究[J].煤炭工程，2013（S2）：89-90.

〔2〕溫路軍.大斷面硐室的支護(hù)設(shè)計優(yōu)化應(yīng)用[J].煤，2013（1）：44-45.

〔3〕孫立田.大斷面硐室支護(hù)設(shè)計優(yōu)化[J].山東煤炭科技，2014（7）：56-57.

〔4〕資應(yīng)祥.大斷面硐室施工工藝及實踐研究[J].中國新技術(shù)新產(chǎn)品，2017（8）：76-77.

〔5〕陳曉春.塔山礦大斷面硐室施工工藝[J].現(xiàn)代礦業(yè)，2016（3）：95-98.