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[摘 要]这篇文章与采区轨道下山绞车房的施工过程相结合,对突变断面施工工艺进行了多方面的介绍,包括施工顺序、支护参数和施工方法等方面。根据现场观测,最终表明这一施工技术促使施工速度得到了提高,工时得以缩短,有助于为类似工程提供借鉴。
[关键词]岩巷掘进;突变断面;施工方法
中图分类号:TD263 文献标识码:A 文章编号:1009-914X(2015)33-0358-01
在岩巷掘进的过程中,因为生产需要,有时候可能会需要有施工硐室,然而硐室尺寸通常而言都是较大的,因此施工的时候就要进行变断面施工。就如今施工突变断面的方法来看,主要包括有渐变法、直接错台法两种。在小变大断面的地方,本煤矿采用的方法以渐变法施工为主,而大变小断面的地方以直接错台法的采用为主。在变断面处使用的是逐渐渐变的喇叭口型,为免应力集中,比较确保比较安全的施工。这一文章与临涣煤矿一处采区轨道下山绞车房施工的实例相结合,对突变断面的施工工艺进行了详细的论述。
1 工程概况
该采区轨道下山绞车房的设计长度一共有61.5m,其中的绳道、交房车和通道分别是30.5m、11m和20m。就巷道顶板而言,其在开口处的是二2 煤层,在施工的过程中将会对二2 煤层底板的相关岩层依次通过,其中包括泥岩、砂纸泥岩、细砂岩、二12 煤层及其底板的砂质泥岩层位。根据相邻工作面的涌水情况进行预计,发现这一工作面的掘进过程中,正常及最大涌水量分别是5m?/h和20m?/h。绞车房在施工时,通常会经历两次的突变断面施工。第一次是 1-1 断面变大至2-2断面,按照净宽×净高,前者的直墙半圆拱是3600×3300mm,后者的为7000×5100mm,接下来再变小为1-1 断面,其直墙半圆拱为3600×3300mm。
2 支护设计
2.1 临时支护
使用“轻型单体液压支柱+木板”的临时支护形式[1]。现场有5根轻型单体液压支柱备用5根,型号是DWB28-30/100 [2],其中的最大高度和行程分别为2800mm和570mm,五块松木板、一把注液枪和卸载手把、一块压力表和五块木柱鞋。
2.2 永久支护设计
(1)锚杆长度计算L=KH+L1+L2式中:
H=B/2f =7.3/(2×5.8) ≈ 0.63m;
L=2×0.63+0.4+0.05=1.71m ,在施工的时候L取值为2.5m,使用要求就能得到满足。
(2)锚杆间排距计算
则α=(Q/KHγ)1/2=[120/(2×0.63×25)]1/2 ≈ 1.95m
在施工的时候,α取值为700mm(变断面处α值为1000mm),促使使用要求得到满足。1-1 断面和 2-2 断面支护选用的都是Φ20×2500mm 的左旋螺纹钢高强锚杆,其中锚杆的间排距 是700×700mm,底角帮锚杆和水平面所成的角度是15°夹角倾斜向下。在施工锚杆的时候要用金属网片进行全断面的铺设,锚杆打注完了之后,还要用100mm 厚的混凝土喷射。C20的砼强度等级,水泥、砂和米石的配合比是1:2:2。这是指重量比,每车的混合料有10袋水泥配送。
变断面处需要挑顶和刷帮的范围,支护时锚杆间排距放大到 1000×1000mm;根据现场情况,如果岩石破碎,锚网支护后需要对巷道进行初喷,喷厚控制在 20~50mm 之间,如果岩石条件比较好,可以只采用锚网支护。
3 变断面施工方法
3.1 小断面变大断面
3.1.1 施工顺序
因为绞车房巷道5米高,进行一次全断面爆破的话,存在较大的施工难度,对快速施工是非常不利的,可对绞车房的地板进行1m的预留,在完成了绞车房的施工之后,接下来是抬底施工。如图2可见突变断面处的施工顺序,先是施工Ⅰ部分,进尺为1m,接下来是施工Ⅱ部分,进尺为1m,接下来是一直向前施工Ⅲ部分,进尺为2.1m(三排锚杆),接下来是反向打眼施工Ⅳ部分,进尺是2m。等到支护完成之后,继续进行Ⅴ部分的施工,最后是抬底施工,促使绞车房的施工最终完成。
3.1.2 施工方法
始于突变断面的地方,按照施工断面和变断面之间的关系,将挑顶高度及刷帮宽度确定好,变巷道的大小为3.3m至5m,没有太大的变化范围,可对巷道进行两次渐变,直至设计值。在变断面的地方进行第一次打周边眼,应该向巷道顶及刷帮进行35°角度侧带;在爆破之后,断面变大至3m,进尺为1m。第二次打周边眼时应该向巷道顶及刷帮进行45°角度侧带,在爆破之后,断面直至大断面的设计轮廓,进尺为1m。变断面的地方会进行放小炮,通常是一炮一排。采用垂直楔形掏槽法进行掏槽,掏槽眼的深度是1.4m;周边眼因为有不同的上挑角度,第一炮周边眼35°上挑,深度是1.4m;第二炮周边眼45°上挑,深度是1.6m。辅助眼的深度是1.2m,与周边眼紧挨的辅助眼也需要有一定的上挑角度,可适当加深眼深。炸药的选用规格是Φ35×200mm的二级煤矿许用水胶炸药(T-320)[3]。每卷的重量是250g,雷管用的是8 号发蓝壳无起爆药电雷管,雷管最后一段的延期时间应当是100ms以内,装药结构采用的是一种反向的连续装药结构。为确保爆破成型,周边眼用的是一种空气柱装药结构,也就是周边眼装药至眼底之后期其会有中间一段空气柱留存,接下来用的是水炮泥和至少长度300mm 的黏土炮泥来负责封堵眼口。使用的是全断面一次爆破的起爆方式。在放炮之后,对“轻型单体液压支柱 + 木板”及时使用,并进行临时支护。结束以后,锚网支护也要及时的进行,第一炮不仅是有底角锚杆,第二炮施工之前要完成全部锚杆支护。
3.1.3 施工设备
施工的时候采用的是 YTP-26 型风动凿岩机打炮眼和帮锚杆眼。采用的风压是:0.4-0.65MPa,用到的水压是0.2-0.4MPa。在施工过程中用的风钻杆进行打炮眼,型号分别是Ф43mm 以及长1.8m 和 2.4m 的[4]。打帮锚眼用到的风钻头Ф28mm,钻杆使用的风钻杆是长 2.6m 的。使用的煤矿用气动锚杆机型号是MQT-130/2.8型。整机最大高度 3.5m,打顶锚眼使用Ф28mm的双翼锚钻头,钻杆配合用到的还有使用的B19锚钻杆还有1.0m、1.6m和2.6m。G10风镐有2台,其中1台工作,另一台留作备用。
3.2 大断面变小断面
在岩巷掘进施工中,较为简单的是大断面变小断面的施工,可借助错台法来进行直接施工,也就是巷道施工知道变断面的位置之后,依据中腰线来将轮廓线画好,打锚杆挂网喷浆支护针对的是轮廓线以外的迎面墙,接下来在轮廓线以内做打眼爆破施工。
4 结论
根据以上论述的办法,在某某采区轨道下山绞车房时完成得十分顺利。且变断面处的施工仅仅用了两天的时间。相比较导硐法,这种施工方法安全性更好,速度更快,与此同时很多支护材料也渐渐节省了,是非常值得加以推广和应用的。
[关键词]岩巷掘进;突变断面;施工方法
中图分类号:TD263 文献标识码:A 文章编号:1009-914X(2015)33-0358-01
在岩巷掘进的过程中,因为生产需要,有时候可能会需要有施工硐室,然而硐室尺寸通常而言都是较大的,因此施工的时候就要进行变断面施工。就如今施工突变断面的方法来看,主要包括有渐变法、直接错台法两种。在小变大断面的地方,本煤矿采用的方法以渐变法施工为主,而大变小断面的地方以直接错台法的采用为主。在变断面处使用的是逐渐渐变的喇叭口型,为免应力集中,比较确保比较安全的施工。这一文章与临涣煤矿一处采区轨道下山绞车房施工的实例相结合,对突变断面的施工工艺进行了详细的论述。
1 工程概况
该采区轨道下山绞车房的设计长度一共有61.5m,其中的绳道、交房车和通道分别是30.5m、11m和20m。就巷道顶板而言,其在开口处的是二2 煤层,在施工的过程中将会对二2 煤层底板的相关岩层依次通过,其中包括泥岩、砂纸泥岩、细砂岩、二12 煤层及其底板的砂质泥岩层位。根据相邻工作面的涌水情况进行预计,发现这一工作面的掘进过程中,正常及最大涌水量分别是5m?/h和20m?/h。绞车房在施工时,通常会经历两次的突变断面施工。第一次是 1-1 断面变大至2-2断面,按照净宽×净高,前者的直墙半圆拱是3600×3300mm,后者的为7000×5100mm,接下来再变小为1-1 断面,其直墙半圆拱为3600×3300mm。
2 支护设计
2.1 临时支护
使用“轻型单体液压支柱+木板”的临时支护形式[1]。现场有5根轻型单体液压支柱备用5根,型号是DWB28-30/100 [2],其中的最大高度和行程分别为2800mm和570mm,五块松木板、一把注液枪和卸载手把、一块压力表和五块木柱鞋。
2.2 永久支护设计
(1)锚杆长度计算L=KH+L1+L2式中:
H=B/2f =7.3/(2×5.8) ≈ 0.63m;
L=2×0.63+0.4+0.05=1.71m ,在施工的时候L取值为2.5m,使用要求就能得到满足。
(2)锚杆间排距计算
则α=(Q/KHγ)1/2=[120/(2×0.63×25)]1/2 ≈ 1.95m
在施工的时候,α取值为700mm(变断面处α值为1000mm),促使使用要求得到满足。1-1 断面和 2-2 断面支护选用的都是Φ20×2500mm 的左旋螺纹钢高强锚杆,其中锚杆的间排距 是700×700mm,底角帮锚杆和水平面所成的角度是15°夹角倾斜向下。在施工锚杆的时候要用金属网片进行全断面的铺设,锚杆打注完了之后,还要用100mm 厚的混凝土喷射。C20的砼强度等级,水泥、砂和米石的配合比是1:2:2。这是指重量比,每车的混合料有10袋水泥配送。
变断面处需要挑顶和刷帮的范围,支护时锚杆间排距放大到 1000×1000mm;根据现场情况,如果岩石破碎,锚网支护后需要对巷道进行初喷,喷厚控制在 20~50mm 之间,如果岩石条件比较好,可以只采用锚网支护。
3 变断面施工方法
3.1 小断面变大断面
3.1.1 施工顺序
因为绞车房巷道5米高,进行一次全断面爆破的话,存在较大的施工难度,对快速施工是非常不利的,可对绞车房的地板进行1m的预留,在完成了绞车房的施工之后,接下来是抬底施工。如图2可见突变断面处的施工顺序,先是施工Ⅰ部分,进尺为1m,接下来是施工Ⅱ部分,进尺为1m,接下来是一直向前施工Ⅲ部分,进尺为2.1m(三排锚杆),接下来是反向打眼施工Ⅳ部分,进尺是2m。等到支护完成之后,继续进行Ⅴ部分的施工,最后是抬底施工,促使绞车房的施工最终完成。
3.1.2 施工方法
始于突变断面的地方,按照施工断面和变断面之间的关系,将挑顶高度及刷帮宽度确定好,变巷道的大小为3.3m至5m,没有太大的变化范围,可对巷道进行两次渐变,直至设计值。在变断面的地方进行第一次打周边眼,应该向巷道顶及刷帮进行35°角度侧带;在爆破之后,断面变大至3m,进尺为1m。第二次打周边眼时应该向巷道顶及刷帮进行45°角度侧带,在爆破之后,断面直至大断面的设计轮廓,进尺为1m。变断面的地方会进行放小炮,通常是一炮一排。采用垂直楔形掏槽法进行掏槽,掏槽眼的深度是1.4m;周边眼因为有不同的上挑角度,第一炮周边眼35°上挑,深度是1.4m;第二炮周边眼45°上挑,深度是1.6m。辅助眼的深度是1.2m,与周边眼紧挨的辅助眼也需要有一定的上挑角度,可适当加深眼深。炸药的选用规格是Φ35×200mm的二级煤矿许用水胶炸药(T-320)[3]。每卷的重量是250g,雷管用的是8 号发蓝壳无起爆药电雷管,雷管最后一段的延期时间应当是100ms以内,装药结构采用的是一种反向的连续装药结构。为确保爆破成型,周边眼用的是一种空气柱装药结构,也就是周边眼装药至眼底之后期其会有中间一段空气柱留存,接下来用的是水炮泥和至少长度300mm 的黏土炮泥来负责封堵眼口。使用的是全断面一次爆破的起爆方式。在放炮之后,对“轻型单体液压支柱 + 木板”及时使用,并进行临时支护。结束以后,锚网支护也要及时的进行,第一炮不仅是有底角锚杆,第二炮施工之前要完成全部锚杆支护。
3.1.3 施工设备
施工的时候采用的是 YTP-26 型风动凿岩机打炮眼和帮锚杆眼。采用的风压是:0.4-0.65MPa,用到的水压是0.2-0.4MPa。在施工过程中用的风钻杆进行打炮眼,型号分别是Ф43mm 以及长1.8m 和 2.4m 的[4]。打帮锚眼用到的风钻头Ф28mm,钻杆使用的风钻杆是长 2.6m 的。使用的煤矿用气动锚杆机型号是MQT-130/2.8型。整机最大高度 3.5m,打顶锚眼使用Ф28mm的双翼锚钻头,钻杆配合用到的还有使用的B19锚钻杆还有1.0m、1.6m和2.6m。G10风镐有2台,其中1台工作,另一台留作备用。
3.2 大断面变小断面
在岩巷掘进施工中,较为简单的是大断面变小断面的施工,可借助错台法来进行直接施工,也就是巷道施工知道变断面的位置之后,依据中腰线来将轮廓线画好,打锚杆挂网喷浆支护针对的是轮廓线以外的迎面墙,接下来在轮廓线以内做打眼爆破施工。
4 结论
根据以上论述的办法,在某某采区轨道下山绞车房时完成得十分顺利。且变断面处的施工仅仅用了两天的时间。相比较导硐法,这种施工方法安全性更好,速度更快,与此同时很多支护材料也渐渐节省了,是非常值得加以推广和应用的。