硐室施工范文10篇

摘要：以新元煤矿为例，对大断面硐室施工存在的问题进行分析研究，提出了可行的施工方法以及行之有效的支护措施，确保了硐室施工安全。

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。

摘要:文章基于双柳煤矿深部硐室顶板压力大、岩层硬度小等特点，为了确保硐室施工安全及满足支护要求，采用导硐工艺，解决了施工及支护难题，满足了矿井正常生产需求。

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。

摘要：十一采皮带下山是钱家营矿业公司第一条以煤代岩巷道，沿煤12-1施工皮带下山，在煤层巷道中施工永久硐室工程在钱家营矿业公司也没有先例，通过制定合理的支护设计，完善的施工方案，安全、快速、优质的完成了该硐室的施工，为以后在煤层巷道中施工永久硐室工程积累了经验。

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：

摘要：十一采皮带下山是钱家营矿业公司第一条以煤代岩巷道，沿煤12-1施工皮带下山，在煤层巷道中施工永久硐室工程在钱家营矿业公司也没有先例，通过制定合理的支护设计，完善的施工方案，安全、快速、优质的完成了该硐室的施工，为以后在煤层巷道中施工永久硐室工程积累了经验。

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：

1.工程概况

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

1工程概述

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。

1工程概况

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:

摘要:巷道改向问题一直是影响巷道快速掘进的一大难点，传统的巷道拐弯施工均是采用炮掘配耙装机的方式进行，但是其存在很大的问题，施工很不方便，而综掘机拐弯施工工艺的应用能在很大程度上改变传统巷道拐弯工艺的不足，具有很大优势，故在本文中主要以济宁运河煤矿7310工作面切眼为例对综掘机拐弯施工工艺在切眼施工中的应用进行了简单的分析与探讨。

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。

摘要：针对和瑞煤业大断面全岩巷道以往主要采用钻爆法施工，巷道掘进效率低下，严重制约矿井的生产接替情况，进行基于TBM盾构机设备应用的全断面硬岩巷道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。

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

摘要:大断面巷道在掘进过程中受施工条件、施工技术水平等限制，施工效率低，巷道成型质量差，支护难度大，严重影响大断面巷道安全高效施工。针对这一技术难题，余吾煤业公司对N1206胶带顺槽机头段采取分层留底法进行施工，实践证明取得了较好效果。

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