贾元富说明书

1、塔山矿大断面全煤巷皮带搭接硐室塔山矿大断面全煤巷皮带搭接硐室 施工技术施工技术 类 别： 函授 层 次： 本科 专业名称： 采矿工程 班 号： 11 级 学 号： 学生本人签名： 黑黑 龙龙 江江 科科 技技 学学 院院 毕毕 业业 论论 文文 任任 务务 书书 学生姓名： 贾元富 任务下达日期： 2013 年 3 月 8 日 论文开题日期： 2013 年 3 月 15 日 论文开始日期： 2013 年 4 月 13 日 中期检查日期： 2013 年 4 月 26 日 论文完成日期： 2013 年 5 月 30 日 一、论文题目： 塔山矿大断面全煤巷皮带搭接硐室施工技术 二、专题题目： 塔山矿

2、大断面全煤巷皮带搭接硐室施工技术 三、论文的主要内容：通过对同煤集团塔山矿 3-5#煤层的分析，得出处于 3- 5#特厚煤层的+1070 皮带大巷头部皮带搭接硐室施工方案，通过遇碎注浆、 导硐施工方法，结合锚、索、网、格栅、砌碹二次支护最终完成硐室施工， 为公司在石炭纪特厚煤层大硐室施工提供了宝贵的经验。 四、预期目标：（1）在煤层中处理大的空间(长宽高=25ml2m12m)， 首次在集团公司基建矿井中成功地应用了提前预注浆技术和导峒施工技术， 为今后在大同矿区开拓石炭系特煤层积累了宝贵的经验。(2)1070 皮带头 1# 搭接硐室实际施工工期 5O 天，其中注浆施工花费 2O 天，导峒施工花

3、费 3O 天，比预计工期提前 2O 天，为塔山矿井建设节省了时间。创造价值 931392 万元。(3)在大型现代化矿井中使用提前预注浆和导峒施工的大断 面煤层控顶技术，在集团公司前所未有。随着同煤集团公司的做强做大，开 拓石炭系特厚煤层的增多，1070 皮 1#搭接硐室成功施工，为今后在石炭纪 特厚煤层复杂条件下施工大峒室积累了宝贵的经验，具有积极的推广价值和 应用前景。 （4）通过测试综合研究了煤的脱汞技术 指导教师： 院（系）主管领导： 2013 年 5 月 30 日 目 录 第一章 概述.2 1.1 煤田地质构造.2 1.2 煤层赋存情况.2 1.3 煤层顶底板条件.2 1.4 火成岩侵

4、入情况.4 第二章 皮带搭接硐室施工经验.8 2.1 硐室位置.8 2.2 硐室参数.8 2.3 支护设计.10 2.3.1 存在问题.10 2.3.2 围岩地质力学测试.10 2.3.3 数值模拟.12 2.3.4 硐室支护方式及参数选择.13 2.3.5 支护参数数值校验.14 2.4 硐室施工工艺.16 2.4.1 注浆施工.16 2.4.2 导峒施工.17 2.5 安全技术措施.19 结论.21 致谢.22 参考文献.23 塔山矿大断面全煤巷皮带搭接硐室塔山矿大断面全煤巷皮带搭接硐室 施工技术施工技术 摘要：塔山井田位于山西省大同煤田东翼中东部边缘地带，口泉河两侧，鹅毛口河以北、七峰山

5、 西侧，距大同市约30km，距离同煤集团公司所在地17km。塔山井田走向长24.3km，倾斜宽 11.7km，面积约170.91km2。全井田地质储量50.7亿t，工业储量47.6亿t，可采储量30.7亿t，按 设计生产能力1500万t/a计算，矿井服务年限为140年。 井田为平硐两水平开拓。大巷采用胶带运输机运煤，辅助运输采用无轨胶轮车运输。矿井通 风方式为分区式通风。矿井工作日为300天，工作制度为“三八”制。 关键字：煤田 煤层 硐室 Summary：This design includes of three parts: the general part, special subjec

6、t part and translated part.General part of the same coal mine in Tashan 15.0 Mt/a new well design. Tashan Mine in Shanxi Province, Datong Coal East central and eastern edges of the island, I fashioned sides of the river mouth north of feathers, siebengebirge the west side, from about 30 km Datong, t

7、he same distance Coal Group Company is located 17 km. Tashan mine to 24.3 km long, tilt 11.7km wide, with an area of about 170.91km2. Mine geological reserves of the entire 5.07 billion t, industrial reserves of 4.76 billion t, recoverable reserves 3.07 billion t, By design production capacity of 15

8、 million t / a, mine service life of 140 years. Mine Adit 2 to the level of opening up. Roadway used to transport coal belt conveyor, auxiliary transport using trackless underground car transport. Mine ventilation for the district ventilation. Mine working days to 300 days, work for the March 8 stru

9、cture. Keywords: Coalfield Coal seam Cavern 1 概述 1.1 煤田地质构造 塔山井田属大同向斜的中东翼，为一走向北东，倾向北西的单斜构造，地层倾角 一般在 5 以内，井田外东部煤层露头处地层倾角较大，由南至北倾角 4070，局部 直立。井田内大部分地区的地层产状平缓，仅有缓波状的起伏，发育次级褶皱，塔山 区主要有史家沟向斜，盘道背斜和老窑沟向斜，对煤层的开采影响不大。井田内断裂 构造发育，有两组断层群。共有断层 60 多条，绝大多数为正断层，只有三条为逆断层， 其中断距在 30m 以上的有 8 条，对矿井的开拓及开采有一定的影响。 1.2 煤层赋存情

10、况 塔山井田首采的石炭系太原组 35 #煤层，埋深 300m500m，与侏罗系煤 层间距 200m。35#煤层厚度较大。厚度在 1.63m29.21 m，平均 15.72m，沉积环境 不稳定，结构复杂，分层合并现象频繁。煤层一般由 1O15 分层组成，含矸率 233，平均 16。夹矸累计厚度 O.15 m1.4m，单层最厚 0.6m，一般由高岭岩、 高岭质泥岩、砂质泥岩和炭质泥岩组成。煤层节理较为发育，硬度为中硬以上。顶板 为不同岩性薄层互层性复合结构，在火成岩侵入区，直接顶主要为煌斑岩和高岭质泥 岩等；在非火成岩侵入区，直接顶主要为高岭质泥岩、炭质泥岩、泥岩和砂质泥岩等， 直接顶厚度 2m8

11、m，老顶岩性则均为厚层状中硬以上粗粒石英砂岩和砂砾岩，厚度 20m 左右。顶板岩层的单向抗压强度一般为 31MPa67MPa。底板多为高岭质砂质炭质 泥岩、泥岩和高岭岩，含少量的粉砂岩和细砂岩。底板岩层的单向抗压强度一般为 l0MPa34MPa。塔山井田属于大同向斜的中东翼，为走向北东，倾向北西的单斜构造， 地层倾角一般在 5以内。 根据首采盘区地质资料和现场揭露的煤层情况，煤层由下向上依次为 4m 厚垂直节 理发育煤层、6m 厚倾斜节理发育煤层、5m 厚层理发育煤层、2m 厚破裂煤层和不到 1 m 的破碎煤层。因受火成岩侵入影响。上部为 1m4m 的硅化变质煤层。于煤层节理发 育。在巷道打钻

12、无法取到煤芯，因此用点载荷测试法获取煤体的单轴抗压强度 27 MPa37MPa，平均 32 MPa。煤层呈弱玻璃一玻璃光泽。碎块一块状，参差不齐，阶梯 状断口，加有镜煤条带，发育有内生裂隙，节理面充填有方解石脉。结构疏松，性脆 易碎。煤层节理间距在 15cm25cm，主节理间距 1.0 m1.2 m。节理倾角 55 见地层综合柱状图 1.2-1、大同煤田区域特征表 1.2-1。 1.3 煤层顶底板条件 塔山井田石炭系太原组厚度 86-95.86m，一般厚度 88.67m，岩石组成包括砂岩、 砂砾岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、高岭质泥岩和煌斑岩。 顶板为不同岩性薄层互层型复合结构。在火成岩侵入区，

13、直接顶主要为煌斑岩和 高岭质泥岩等，在非火成岩侵入区，直接顶主要为高岭质泥岩、炭质泥岩、泥岩和砂 质泥岩等，直接顶厚度一般为 2-8m。老顶岩性则均为厚层状中硬以上粗粒石英砂岩和 砂砾岩，厚度 20m 左右。顶板岩层的单向抗压强度一般为 31-67MPa。 底板多为砂质高岭质炭质泥岩、泥岩和高岭岩，含少量粉砂岩和细砂岩。底板岩 层的单向抗压强度一般为 10-34MPa。3-5#煤层柱状如图 1.3-1 所示，岩层主要力学参 数见表 1.3-1。 表 1.3-1 岩层主要力学参数 位 置 主要 岩性 岩层厚度 （m） 单轴抗 压强度 （Mpa） 抗拉 强度 （Mpa） 弹性模 量(Gpa) 容重

14、 g/cm3 含砾中 砂岩 33.673.8319.632.52 含砾粗砂 岩 1.15-3.1531.33-59.50 3.63 5.37 14.93 15.21 2.49-2.58 粗砂岩 0.9-2.140.67-48.33 3.60 4.80 14.12 14.37 2.43-2.53 粉砂岩 0.3-1.2549.67-67.00 3.90 6.10 21.31 23.62 2.62-2.73 老 顶 中砂岩 0.9-4.563.007.3718.152.67 砂质泥岩 0.1-3.1545.335.8722.432.63 火成岩 0.15-0.586.676.7743.932.66

15、 直 接 顶 硅化煤 0.2-0.652.37 煤 层 3-5#煤 15.95-2727-371.36-1.56 岩性 砂岩 抗压强 度(mpa) 砂质泥岩 硅化煤 火成岩 泥岩 粉砂岩 层厚 (米) 柱状 老顶 直接顶 煤层 底板 岩层 图 1.3-1 35#煤层顶底板柱状图 1.4 火成岩侵入情况 塔山井田内侵入的火成岩主要为煌斑岩，以岩床侵入煤层为主，火成岩垂向侵入 范围最小 0.24m，最大 80.79m，侵入岩层最多达 15 层，单层最小厚度 0.15m，最大厚 度 4.60m。岩浆由上部依次侵入 2#和 3-5#煤层，到 8#煤层已基本无影响。 火成岩侵入 3-5#煤层上部 6m

16、左右，侵入范围呈北东向展布，约占塔山井田面积 的二分之一。侵入煤层处发生变质甚至硅化而使煤层在垂直向上由原来单一的正常煤 形成了包含煌斑岩、硅化煤、混煤和正常煤等多种成份的非常复杂的结构。煌斑岩岩 脉呈层状、似层状、透镜状和串珠状侵入于塔山井田山 4#、2#、3#5#、8#煤层之中， 产状与煤层产状一致，在同一煤层中具有无规律的分叉合并特征。煌斑岩普遍发育有 两种节理，一是煌斑岩浆结晶冷凝过程中因体积收缩而产生的张性原生节理，二是冷 凝结晶后受构造作用而产生的“X”剪节理， “X”剪节理是口泉鹅毛口大断裂向 NW 方向逆冲的派生产物。经统计在线方向上每 1m 煌斑岩发育 59 条节理。表明煌斑

17、岩 岩床整体是十分破碎的，若作为煤层顶板在巷道掘进过程中支护问题将是面临的重大 问题。而位于煌斑岩下部的混煤结构却较疏松并且性脆易破 碎，难以支护，对矿井 巷道掘进、工作面回采等造成了很大的困难。附图 3-5#煤层火成岩侵入状况图 1.4- 1。 9 6 6 5 34363840 9 9 6 3 12 15 3-5 424446 12 3-5号煤层煤厚等值线及火成岩活动范围 44 28 5 3032 31 25 27 8 29 19 17 23 21 30 528 32 15 3 6 9 15 15 15 48 44 31 3 27 25 29 5 图1.4-1 塔山矿井3-5#煤层火成岩侵入

18、状况 34383640 o 18 21 21 18 424644 钻孔 矿界 火成岩侵入范围 3-5#合并区 18 21 18 27 48 27 21 18 15 12 9 23 21 19 17 山3 山2 山4 3-5 C b 层 志 号 标 煤 0-12.57 4.90 0-13.64 3.93 2 7 8 K2 2 1 O 117 1 O 系 陶 奥 764.1 O 统 陶 奥 下 647.1 2 C bC 统 炭 石 中 炭 石 0.62 0-2.77 1.06 0-3.92 本 炭 溪 C 系 上 石 2.14 0-9.17 原 组 3 C t 27.33 16.3-42.4 统

19、C3 太 组 619.5 5.98 3-10.26 0.79 0-3.14 81.34 68.4-95.4 77.6 32.5-148.8 81.34 68.4-95.4 K3 K4 K5 373.8 451.4 0.57 0-1.13 3.01 0-7.28 532.8 组 上 石 盒 子 2 P s 子 1 P 统 叠 二 下 叠 3.02 0.45-1203 77.6 32.5-148.8 P s 1 81.34 68.4-95.4 组 西 4.69 0.85-14.6 叠 生 界 统 系 上 二 下 石 盒 古 1 P x 2 P P 组 山 二 累计 最小-最大 平均 最小-最大 界

20、 柱状 分层厚度 平均 层厚 系统 地层时代 组 上部为灰黄色细晶白云岩,白云质灰岩,灰岩,夹薄层泥岩,下部为结晶白云岩,竹 叶状灰岩夹薄层页岩,底部厚层状灰岩中含较好的泥质条带. 上部为含细砾粗巨粒石英砂岩.下部为杂色粉砂岩,砂质泥岩互层,夹不稳定泥灰岩 一层,含动物化石.底部为褐灰色,灰白色铝土质泥岩(G层铝土岩)致密细腻,具鲕状 结构.与下伏地层平行不整合. 骨屑亮晶灰岩,碎屑主要为棘皮动物碎片和海林檎,海百合碎片,全区稳定,局部相 变为砂岩,砂质泥岩. 灰-灰黑色粉砂岩,砂质泥岩互层,夹薄层砂岩和不稳定煤层11号. 灰白色细-粗粒砂岩,含菱铁质.泥质岩屑为主,次为石英,硅质岩屑,含植物

21、化石, 与下伏地层多呈过渡关系,局部冲刷接触. 灰-深灰色砂质泥岩,粉砂岩互层,顶部上含砂高岭石,含不稳定煤层9 10号. 煤:全区稳定,未见有岩浆岩侵入. 深灰色菱铁质泥岩,含大量菱铁矿结核,上部渐变为砂岩泥岩,全区稳定. 灰白色中粗粒石英杂砂岩,含透镜状砂砾岩,砾岩,大型斜层发育,含大型矽化木. 中部局部夹砂质泥岩和不稳定的7号煤层. 深灰色砂质泥岩,浅灰色含砂高岭岩,粉砂岩,夹不稳定煤层号层，含植物化石. 灰 灰黑色砂质泥岩,高岭岩，粉砂岩，局部含高灰煤，含植物化石. 煤：全区赋存，局部缺失，灰分较高，因有煌斑岩侵入而结构煤质变为极复杂， 无法分层对比，局部与煤合并 煤：全区发育，煤层稳

22、定，结构复杂夹矸多为高岭岩，炭质泥岩等中上部 有煌斑岩侵入，结构煤质变复杂，程度且不一，下部基本保存完好 深灰、灰黑色砂质泥岩,含植物化石碎片. 灰色砂砾岩,粗-细粒石英杂砂岩,局部地段砂岩不发育而变为砂质泥岩. 灰-深灰色粉砂岩,砂质泥岩及灰白色中细粒砂岩,含丰富的植物化石. 为复杂结构煤层,较稳定,一般可采,但受煌斑岩侵入,分层对比困难,局部变为 变质煤,硅化煤及煌斑岩脉的混合体. 灰-深灰色砂质泥岩,粉砂岩和浅灰色、灰白色细砂岩夹透镜状,似层状中粗粒砂岩 砂砾岩,以及不稳定煤层山2 山3号.砂岩中楔形层理发育,含大量植物化石. 灰白色中粗粒长石石英杂砂岩,主要为石英,少量长石,硅质岩屑组

23、成,分选中等, 棱角-次圆状,基底式胶结为主,粘土杂基已重结晶为水云母及高岭石,楔形层理发 育,与下伏地层冲刷接触. 中上部为紫红色,局部灰绿色砂质泥岩,泥质粉砂岩互层,夹砂岩,砂砾岩透镜体和 少量深灰色砂质泥岩,下部灰-深灰色粉砂岩,砂质泥岩为主,夹少量紫红-灰绿色 砂质泥岩,粉砂岩.在深灰色岩层中含大量植物化石. 灰白色中粗粒长石石英砂岩,局部为砂砾岩,砾岩.主要成份有石英,燧石岩屑,石英 岩屑,颗粒次棱角-次圆状,孔隙式胶结.楔形层理发育,与下伏地层冲刷接触. 上部为紫红色,局部灰绿色,杂色菱铁质砂质泥岩,泥岩质粉砂岩,粉砂岩、细砂 岩，夹含菱铁质石英，长石杂砂岩，灰绿、紫红相间呈花斑状

24、。砾岩砂砾岩多呈 灰白色 浅灰色，砾石多呈灰白 灰绿 紫红色，次圆状为主，植物化石少见。 中部为不稳定的K6标志层,主要为含砾长石石英砂岩,成分以石英 砂质岩屑为主. 下部为紫红色菱铁质泥岩夹灰色,灰白色岩屑石英杂砂岩,长石石英杂砂岩及浅灰 色薄层泥岩、粉砂岩,含植物化石. 岩 性 描 述 图1.2-1 塔山矿井地层综合柱状图 表 1.2-1 大同煤田区域地层表 界系统组 厚度 （m） 备 注 全新统014由砾石、砂组成的冲积、洪积层 第四系中、上更新 统 0147由黄色亚砂土、亚粘土组成 上新统静乐组035红色粘土层 新 生 界 第三系 中新统汉诺坝组0126为玄武岩，分布于牛新山脉一带 上

25、统助马堡组040 浅灰色砂岩夹红色、绿色泥岩、泥灰岩 组成 白垩系 下统左云组0350 为一套砂砾岩、主要分布于左云、右玉 一带 中统 云岗组 0260紫色、黄绿色砂质泥岩、灰白色粉砂岩 大同组0264灰白色砂岩与灰色泥岩及煤组成 中 生 界 侏罗系 下统 永定庄组0211 紫红色、灰绿色砂质泥岩、灰白色砂岩 组成 石千峰组0100黄绿色含砾砂岩与紫红色砂质泥岩组成 上统 上石盒子组0254灰白色砂岩与紫红色、灰绿色粉砂岩 下石盒子组091 灰白、紫红色砂岩与紫红色砂质泥岩组 成 二叠系 下统 山西组096 灰白、绿色砂岩与深灰色粉砂岩、泥岩、 泥岩及煤组成 上统太原组0130 灰白、龙色砂岩

26、、砂质泥岩、泥岩及煤 组成 石炭系 中统本溪组064 灰白色砂岩、深灰色泥岩、灰岩夹紫红 色泥岩组成 上马家沟组038 中统 下马家沟组0185 亮甲山组0167 奥陶系 下统 冶里组055 由南而北，由上而下逐渐变薄，依次尖 灭，在煤峪口附近全部尖灭。中统以石 灰岩为主；下统以白云炭为主夹灰绿色 泥岩组成。 凤山组0107 长山组025上统 崮山组095 张夏组0141 中统 徐庄组0101 古 生 界 寒武系 下统毛庄组056 由南而北、由新至老逐渐变薄，依次尖 灭，在大同煤田北部的青磁窑以北全部 尖灭。以石灰岩为主夹灰绿紫艳色泥岩。 太 古 界 五台群 肉红色花岗片麻岩等，分布于大同新生

27、 代盆地边缘一带 2 皮带搭接硐室施工经验 2.1 硐室位置 1#皮带搭接硐室位于主平硐底部，+1070 皮带大巷头部连接处，主平硐见煤后沿 煤层底板掘进+1070 皮带大巷，1#皮带搭接硐室为两部主运输皮带搭接设置。1#皮带 搭接硐室位置见图 2.1-1。 图 2.1-1 1#皮带搭接硐室 2.2 硐室参数 1#皮带搭接硐室为全煤巷施工，所处 3-5#煤层平均厚度 17m，硐室沿煤层底板布 置，外型尺寸： 毛断面： 长宽高 26.8m11.5m11.75m； 净断面： 长宽高 26.0m10.0m10.0m； 毛断面面积： 135.1m2； 净断面面积： 100.0m2。 硐室断面见图 2.

28、2-13： 图 2.2-1 搭接硐室断面 图 2.2-2 搭接硐室断面 图 2.2-3 搭接硐室断面 2.3 支护设计 2.3.1 存在问题 （1）在预掘巷道应用山东尤洛卡顶板离层仪在线观测系统，共布置四个孔。在施 工钻孔过程中发现：钻头前进、退钻困难、铁丝伸长 10mm 现象，表明巷道顶板上 方有离层、错位现象； （2）顶板出现裂缝； （3）10m10m 全煤巷道支护方式没有先例； （4）预掘巷道的支护方案； （5）过漏顶区域的安全技术方案； （6）埋深超过 500m，预防冲击地压问题。 2.3.2 围岩地质力学测试 在进行巷道布置、锚杆支护设计之前，都要进行详细的围岩强度、围岩结构 和地应

29、力测试，从而保证巷道布置和支护设计的合理性和巷道的安全程度。巷道 围岩地质力学测试是锚杆支护成套技术的核心内容之一。而且这项工作必须首先 进行，为其它研究工作提供可靠的基础参数。 参照煤炭科学研究总院北京开采研究所自己开发巷道围岩地质力学快速测试系统， 得出塔山巷道力学参数： 1. 巷道围岩强度 采用 WQCZ-56 型围岩强度测定装置进行本次围岩强度测试，岩体强度的测定是在 现场的巷道围岩钻孔中进行的（图 17） 。 +1070m水平胶带输送机大巷 4500 +1070m水平胶带输送机大巷 66000 11750 10000 26900 38000 +1070m水平胶带大巷1#搭接硐室 1

30、1 10m10m 2 2 8 8 7 7 3 3 4 4 6 6 5 5 图 2.3-1 围岩强度测定原理示意图 1探头； 2电缆； 3压力表（040MPa） ；4压力表（0100MPa） ； 5手摇泵； 6围岩强度测定仪； 7高压管； 8延长杆。 图 2.3-2 1070 皮带巷顶板围岩强度测试结果图 图 2.3-3 1070 皮带巷帮孔围岩强度测试结果 1. 数据表明顶板在 6.5m 处围岩强度较低，帮在 7m 处围岩强度较低。设计支 护时要注意这些关键点，锚杆锚固点要避开这些层位。 2. 地应力测量 本次在塔山进行的地应力测量采用水压致裂的测量方法。采用 SYY-56 型水压 致裂地应力

31、测量装置进行本次地应力测试。该装置是目前国内唯一的一台小孔径 水压致裂地应力测量仪。采用小孔径钻孔（56mm） ，可在井下进行快速、大面积 地应力测量。 0 10 20 30 0.41.222.83.64.45.266.87.68.49.2 压强(MPa) 深度(m) 0 10 20 30 0.51.52.53.54.55.56.57.58.59.5 压强(MPa) 深度(m) 表 2.3-1 地应力测试结果表 序 号 巷道名称 埋深 （m） 垂直应力 （MPa） 最大水平主 应力 （MPa） 最小水平主 应力 （MPa） 最大水平主 应力方向 1 1070 胶带大巷 46711.44126.

32、4N26.7E 试验表明巷道垂直应力较水平应力明显，支护时把重点放在巷道顶板的支护 上，但要注意的是最大水平应力方向，侧帮支护时要有专门的设计。 3. 巷道围岩结构观察 采用 KDVJ-400 矿用钻孔电子窥视仪进行钻孔结构观察, 该仪器由探头在钻孔 中接受图像，通过接收仪直接观察。 探头（摄像头） 电缆 接收器 钻孔 上 本次塔山矿钻孔窥视的巷道的支护形式为锚喷或锚杆支护，窥视结果直观反映现 有巷道的顶板实际情况。 1070 皮带巷：交叉口钻孔在 0.5m、3m、7m、14m 等多处裂隙发育或破碎。给在这 其中施工的皮带搭接硐室带来了困难，支护时要重点对待。 2.3.3 数值模拟 初始设计是

33、动态信息设计方法的核心内容，采用数值模拟方法实现，数值模拟采 用有限差分数值计算程序 FLAC3.3(Fast Lagrangian Analysis of Continua)进行， 在详细试验地点调查和地质力学参数评估的基础上，结合丰富的工程实践和设计经验， 建立合理的模拟模型，进行 18 个方案比较，最后得出合理的锚杆支护参数，如下图： 2.3-6； 图 2.3-6 模拟模型皮带搭接硐室所处岩层分布 2.3.4 硐室支护方式及参数选择 1.先进行锚网索格栅喷作为一次支护，围岩破碎段可适当加密锚索、锚杆。 2.再对一次支护后的断面进行 11矿用工字钢+砼砌碹作为永久支护方式。格栅 材料选用

34、22 钢筋，每组格栅之间排距为 500mm。11矿用工字钢棚的排距为 500mm，如与起重机立柱位置重叠可将钢棚作适当避让，棚与棚之间使用 25 间距为 500mm 的圆钢拉接，见断面图 2.3-7。 3.护顶树脂锚杆采用长 L=3000mm，=22mm 左旋无纵筋螺纹钢，排间距 800800mm；护帮树脂锚杆采用长 L=2500mm，=22mm 左旋无纵筋螺纹钢，排间距 800800mm。托板采用拱形高强度托板，规格为 20020010mm,钢号为 Q235，顶锚 杆锚固采用树脂药卷全长锚固；顶板采用三支树脂药卷，一支规格为 K2335，另两支 规格为 Z2360，锚固力不低于 8t，巷帮采

35、用两支树脂药卷，一支规格为 K2335，另一 支规格为 Z2360。锚杆锚固力不小于 6t。所有锚杆预紧力矩不低于 150Nm。 4.锚固锚索采用 L=8000mm，=17.80mm 单根钢绞线，顶锚索排间距 1600 1600mm；帮锚索排间距 2000 1600mm。配套金属托板规格为 30030016mm，锚 固采用树脂药卷端头锚固，采用三支树脂药卷，一支规格为 K2335，另两支规格为 Z2360，锚固长度取 1.8m,锚固力不小于 15t。 5.铺底混凝土强度等级为 C15,喷射混凝土强度等级为 C25，立柱与砌碹混凝土强 度等级为 C30。 图 2.3-7 皮带搭接硐室支护图 2.

36、3.5 支护参数数值校验 1.锚杆长度的校验： L= N (1.1+B/10) （公式 2-1） L=1.1（1.1+11.5/10）=2.48m 式中： B -巷道宽度 11.5m； N- 围 岩 稳 定 性 影 响 系数，取 1.1； 选择 L=3 m 完全能够满足要求。 2.锚杆间排距校验（通常间排距相等） a = Q/ (KH） 1/2 （公式 2-2） 式中: a- 锚杆间排距，m； Q-锚杆设计锚固力，64 kN/ 根； H-冒落拱高度，取 1.4 m； 素砼垫 钢筋砼吊车梁 锚索 排间距2000 1600 L=8000mm =17.80mm 型水沟 格栅 锚索 排间距1600 1

37、600 L=8000mm =17.80mm R5000 金属网 # 硐室中心线 L=2500mm =22mm 护帮树脂锚杆 排间距800 800 8 铅丝 网孔100 100 锚喷部分 砼砌喧部分 护顶树脂锚杆 铁托板 排间距800 800 L=3000mm =22mm K-安全系数，一般取 K = 2； -被悬吊砂岩的重力密度，取 19 .992kN/m3 。 计算得：a = 64/(21 .4020) 1/2 = 1.07m。 通过以上计算，选取 = 22 mm，L = 3000 mm 的等左旋无纵筋螺纹钢。锚杆间 排距为 0 .8 m 符合要求。 3. 锚索加强支护参数校验 （1）锚索长

38、度 L = La + Lb + Lc （公式 2-3） 式中： L-锚索总长，m； La-锚固段长（树脂锚固剂与钢绞线的粘结长度） ，m； Lb-自由段长，一般取 3 .0 m； Lc-张拉端长，m。 而 La = KNt /da 式中： K-安全系数，K = 1 .5 2 .0，一般取 K=2； Nt-锚索设计载荷，为 1 200 kN； d-预应力钢绞线直径，为 17.8 mm； a-锚固剂与钢绞线粘结应力，为 10N/mm2 。 则 La = 4 293 4300 mm。 Lc = Lc + Lc 式中: Lc -锚索外露长度，取 0.3 m； Lc-上托盘及锚具的厚度，取 0.2 m。

39、 则 Lc = 0 .3 + 0 .2 = 0.5 mm。 计算得： L = 4.3+0.5+3.0=7.8 m。 因此，锚索长度定为 8.0 m，即可满足设计要求。 （2）锚索倾角。锚索按垂直巷道拱的切线布置。 （3）锚索排距的确定。因为锚索排距一般不大于锚索长度的 1/2，所以排距小于 4 m 即可。为保证安全，确保支护效果，排距取 1.6m 完全满足要求。 （4）锚索数目的确定 N = KW/ P 断 （公式 2-4） 式中： N-锚索数目； K- 安全系数，一般取 2； P 断- 锚索的最低破断率，为 260.7 kN； W- 被吊岩石的自重，kN， W = B h r D； B-巷道

40、掘进宽度，为 11.5m； r-悬吊岩石平均容重，19 .992 kN/m3 ； h-悬吊岩石厚度，取 5 m； D-锚索间排距，取 2 m。 则 W = 1840 kN。 计算得：N 14.11 根。通过以上计算：按 1.6m 的间距在拱部布置 11 根，每帮 布置 3 根锚索（即每排 17 根）进行支护能够满足要求。 2.4 硐室施工工艺 2.4.1 注浆施工 1. 注浆目的 由于受到冒落区的影响，其附近巷道都受到不同程度的破坏，为了保证施工的安 全，对 1070 皮带机头峒室冒落区冒落空间注浆充填，对冒落区巷道两帮注浆稳定，对 冒落区附近巷道注浆加固。 2. 注浆设备与材料及注浆参数的选

41、择 注浆材料选用新鲜的 425 水泥，用单液浆方法进行注浆。单液浆与水灰质量比=2 一 l：l，注入时可加入 O5的食盐或 005的三乙醇胺。注浆设备采用 7655 风 钻和 Mz12 煤电钻打注浆孑 L，冒落区注浆充填打孔用 K75 钻机，2GT-60210 注浆机注浆。 注浆终压：注浆时。严格按设计进行浆液的配比，注入时一般先稀后浓，设计注 浆终压为 1MPa2MPa。 浆液扩散半径的求取：初步预计浆液的有效扩散半径为 3m5m。由于煤层受压力 影响的不同，煤层产生的裂隙程度也各不相同，浆液的有效扩散半径范围也不同。因 此在注浆加固时，先注一部分，根据注浆情况再确定合理的注浆孔距。单子 L

42、 注浆量： 浆液的注入量与岩石(煤)的裂隙有关，通常采用下面公式进行计算： Q=R2HB （公式 2-5） 其中： Q-为浆液注入量，m3； R-浆液扩散半径， 取 3m； H-注浆段长度，取 2m； -为岩石裂隙率，一般为 1一 5，取 l； B-为浆液的充填系数，一般为 O3 加9，取平均值 06。 经计算单孔浆液注入量约 O.34m 。 3注浆顺序 注浆时先注浆加固，后注浆充填。注浆加固先从 1070 皮带巷与回风联络巷交岔门 开始，然后分 4 个方向顺着巷道进行加固。回风联络巷向外加固至 1070 辅助运输巷交 岔点，1070 辅助运输巷在交岔点两侧各加固 10m，回风联络巷向里加固

43、20m。注浆加 固后，进行注浆充填。 4. 注浆孔设计 巷道注浆加固的注浆孔初定为间距 2m。排距 3m，根据注浆后的情况再确定注浆孔 闯排距。冒落区注浆分两步进行：第一步在 1070 皮带机头峒室向机尾方向掘进的工作 面上方，沿中线上下与水平呈 42。角打两个注浆孔，孔间距 300 mm，深度打到冒落 空间。注浆时 上面的孔作为观测孔，孔 1：3 管安装至冒落空间顶，下面的孔注浆， 孔口管长度与孔深一致。注浆时观测孔出浆则表示冒落空间充填实。第二步在第一步 注浆结束 24h 后进行，在工作面沿中线上下布置两个孔，间距 300mm，上一个孔与水 平呈 l5。 ，下一个孔水平向前打，孔深 15m

44、；在工作面两侧。与巷中呈 15角向外打 孔注浆加固。 2.4.2 导峒施工 1.施工顺序 采用钻眼爆破法破岩，光面爆破一次成巷工艺，耙斗式装岩机装岩以及电机车运 输，执行一掘一喷，锚喷支护施工跟迎头，正规循环作业。 一次支护：敲帮问顶引中心腰线画巷道轮廓线布置炮眼钻炮眼装药连 线爆破排烟排险(敲帮问顶)临时支护(初喷)装岩钻锚杆孔(装岩)安装锚 杆挂网上格栅喷射混凝土。 二次支护：扩帮巷道成型架 11#工字钢砌碹。 施工工时，每次钻炮眼前必须按设计尺寸画好周边眼，按所画眼位钻眼。放炮后 即进行第一次支护。待该巷掘进7m后，退回从变坡点开始从两侧施导硐、，按 45。向两侧施工3m达到设计全宽。扩

45、至全宽后，按导硐前进方向施工。待施工距 导硐2m时，继续施导硐， 和始终保持2m的距离。与支护形式相同。由于 部两腮巷道较低，腮部锚杆暂时不能安设，先进行喷射混凝土支护。待第一层底拉过 之后再补设锚杆、挂网。、都掘完后，上部拱基本成形。从变坡点开始进行二次 支护，在第一遍锚杆间按五花形布置第二遍锚杆，锚杆间排距不变，然后挂格栅。待 、全长施工完后，反方向施工 ，支护顺序同、一样。施工至设计部位后 停止。施工完后拉底。拉底过程中按的支护顺序，拉lm底支护lm。在两腮和拱 部安设锚杆挂网格栅。待底拉完后进行二次支护。巷拱部施工完后，、依 次拉底，由于巷道拱顶已经完成支护，拉底时采用分部、全宽一次拉

46、底完成， 随拉底随进行直墙支护，安设锚杆并挂网格栅。导硐施工顺序见图2.4-1 2.支护施工工艺 采用中央下导峒先拱后墙的施工法，导峒施工法：先掘进1-2个小断面巷道(导峒)， 然后再刷帮、挑顶或卧底，将导垌扩大到设计断面。导峒的断面通常为4m2 8m2。现 场掘进一个导峒且其断面为8 m2 (即半圆拱的拱基线以上部分)。 （1）硐室拱基线以上拱顶部分 掘送第一层时，放炮后及时初喷100mm、安设第一遍锚杆、挂网、上紧托盘螺母， 然后第二次喷射混凝土100mm。拉第二层底后，站在浮货上在巷道拱顶第一遍锚杆间安 设第二遍锚杆。锚杆实际间排距800800 (mm)。锚杆外露长度200mm。然后挂格

47、栅、 上紧托盘螺母，第三次喷射混凝土100mm。完成上述支护后安设组合锚索，三次喷射混 凝土累厚300mm。接下来纵向挂11#工字型钢棚，排距500mm。 （2）硐室拱基线以下直墙部分 第四层拉底后，墙体及时初喷lOOmm。安设锚杆挂网，锚杆外露长度200mm，第二 次喷射混凝土lOOmm。挂钢格栅、上紧托盘螺母，第三次喷射混凝土lOOmm 。接下来纵 向挂11#工字型钢棚，排距500mm。 （3）砌碹 硐室成型后实施整体砌碹工艺，工艺标准参照有关规定执行。 （4）其他措施 采用短掘短支的支护方式，掘进循环进尺控制在O.8m1.2m。 掘进采用多打眼、少装药、放小炮、分次拉炮的方式进行。 开口

48、部位的前5架棚通过锚索支护在垂直拱基线方向加以固定，每架棚不少于两 根锚索；其后的棚子通过每架不少于两根锚杆固定。水平方向通过横拉杆固定，棚与 棚间不少于3根横拉杆。 开始段1.8m，U29棚距为O.8m，进入漏顶区棚距缩小到O.5m。 棚后用水泥背板背紧刹牢，背板连接方式为搭接。 超前支护：在最前两架棚的拱顶两侧安装前后对应的u型环，通过U型环固定两 根长2.5m的10#槽钢，槽钢可以在U型环里前后滑动，架设U29棚子可以在超前支护的掩 护和帮助下完成。 采用无空顶作业的方式，掘进一个循环，处理顶帮隐患后，马上架设U29棚子。 喷浆支护尽可能紧跟工作面最大不超过3m。 2.5 安全技术措施 严禁空顶作业，顶、帮锚杆和顶板锚索必须紧跟迎头安装，不允许有任何滞后。 特别是顶板锚索必须紧跟迎头安装，否则严禁继续进尺。 须定期进行锚杆锚固力拉拔试验，每次数量不少于 3 根。如果发现锚杆实际锚 固力与设计值相差较大，必须分析引起偏