11907开切眼掘进作业规程Word格式文档下载.docx
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其它
技术
规定
施工中每隔50m设置一个顶板离层观测点
附图1巷道布置工程平面图附图2井上下对照图
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况见表2
表2地面相对位置及邻近采区开采情况表
水平名称
-346
采区名称
中央采区
地面标高(m)
+27
井下标高(m)
-300—-305
地面的相对
位置及水体建筑物影响
地面为三家子乡水田地及农田。
邻近采区、巷道的层间情况及影响
无
老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响
无
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)的基本情况
该煤层赋存比较稳定,煤层厚1.6—2.3m,该煤层为黑色半亮型,块状、性脆、节理较发育。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数(见表3)
表3影响施工的其它地质情况表
瓦斯
0.43m3/min
CO2
煤尘爆炸指数
51.7%
煤的自燃倾向性
易自燃
地温危害
三、巷道围岩技术特征(见表4)
表4巷道围岩岩性特征类别表
顶底板
名称
煤(岩)名称
厚度(m)
硬度(f)
煤(岩)特征
类别
顶板
老顶
中砂岩
18
1.06
浅灰色、泥质
Ⅲ类
直接顶
粉砂岩或泥岩
2.1
0.84
浅灰色、泥质胶结
断面
煤
19#
1.6-2.3
1.33
半亮煤
直接底
粉砂质泥岩
0.8-0
1.23
性脆,吸水膨胀
底板
3.3-4.3
基本底
煤和细砂岩
2.6
第三节地质构造
一、巷道煤(岩)层及断层产状参数(见表5)
二、应力集中区对施工的影响
1、瓦斯涌出量增加。
2、巷道发生片帮、顶板压力增加。
附图3煤岩层综合柱状图
表5巷道煤(岩)层及断层产状参数表
走向(°
)
倾向(°
倾角(°
性质
落差(m)
导(含)水性
对掘进的影响程度
F
140
50
55
正断层
14
弱导水
有一定影响
第四节水文地质
一、水文情况:
该区预计最大涌水量小于0.1m3/min。
二、安全隔水层厚度计算
无。
三、探放水措施:
无
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道布置参数表(见表6)
巷道名称
11907开切眼
层位
水平标高
-305m
工程量
坡度
沿煤层顶板
中腰线
中心由测量定
开口位置
11907运输顺槽
方位角
143º
方位变化情况
二、巷道施工顺序:
11907开切眼开口位置位于11907运输顺槽910号测点前62m处,按143º
方位、计施沿煤层顶板施工,预计施工190m止。
三、特殊地点的施工:
1、11907开切眼开口位置采用锚网、锚索联合支护,锚杆间排800mm,锚杆长度2000mm拉门点附近10m范围内锚索间距1800mm,排距2500mm。
锚索长度6600mm,锚索有效长度6300mm。
锚杆、锚索垂直顶板布置。
附图4巷道剖面图附图5巷道开口大样图
第二节矿压观测
一、矿压观测内容、方法:
该施工巷道要进行顶板离层观测,锚杆和锚索载荷监测,观测内容、目的、手段见表7
表7矿压观测内容、目的、手段一览表
序号
观测内容
观测目的
观测手段
1
顶板离层
监测顶板稳定状况,及时采取安全措施
离层指示仪
2
锚杆受力
监测锚杆强度是否合适,以调整密度
锚杆拉力器
3
螺母拧紧力矩
检查锚杆安全质量
扭力扳手
顶板离层监测每隔50m设置1处,螺母拧紧力矩每班必须抽查。
每隔20m—30m做一次锚杆拉力试验。
二、数据处理:
所观察的数据资料与设计不符时,应及时补充或修改设计。
第三节支护设计
一、巷道断面(见表8)
表8巷道支护形式表单位:
度或㎡
断面形状
支护形式
规格尺寸
迎山角
荒断面
净断面
矩形
锚网、索
3700㎜×
全煤高
附图6巷道支护断面、平面图(1:
50)
二、支护方式
(一)临时支护:
采用2根超前探梁护顶,前探梁用15Kg/m钢轨制成长度3.0m,用特殊加工架子架设。
用道木刹严顶板,道木规格(长×
宽×
高)为1200mm×
200mm×
150mm。
两根前探梁间距为1600㎜。
放炮或掘进机切割后,前探梁要及时窜至掌子头,人员必须站在有支护的地点作业。
(二)临时支护与永久支护间的距离:
临时支护与永久支护间的最大距离为1000㎜、最小距离为200㎜。
(三)永久支护:
1、锚杆长度计算L:
L=L1+L2+L3=0.05+1.5+0.3=1.85(m)
式中:
L—锚杆长度m;
取2.0m
L1—锚杆外露长度m;
取0.05m
L2—由PHD—2型声波检测仪测定巷道围岩松动圈,m;
取1.5m
L3—锚杆锚固长度,m;
取0.3m
2、锚杆间距、排距计算:
D≤0.5L=0.5×
2.0=1.0m
D—锚杆间排距,m;
取0.8m
L—锚杆长度,m;
取2.0m
3、锚杆直径d的确定
d=L/110=2000÷
110=18.2(mm)
4、锚杆锚固力Q的确定
Q=K·
L2·
D2·
r=2.5×
1.5×
0.82×
2.289=5.49(t)
Q—锚杆长度m;
K—锚杆安全系数;
取2.5
L2—锚杆有效长度,m;
r—视密度,m3/t;
取2.289m3/t
5、锚杆的选择
HRB335左螺旋等强度锚杆,L=2.0m,φ=18mm。
承载能力>5.49(t),所选锚杆参数满足设计要求。
6、锚索长度计算L:
L=1.5B+L0=1.5×
3.7+0.35=5.9(m)
L—锚索长度m;
取5.9m
B—巷道净宽m;
取3.7m
L0—锚索外露长度m;
取0.35m
7、巷道支护设计
(1)、设计方法
根据《珲春矿区煤岩基础数据测定与锚杆支护技术研究》。
(2)、11907开切眼支护设计
11907开切眼巷道断面采用锚网、锚索、钢带联合支护,巷道规格(净):
3700㎜×
全煤高㎜(宽×
高)。
当煤层厚度变薄时,荒高为2400mm、净高为2100mm。
(3)、根据计算,锚杆间距、排距分别为800㎜。
锚索布置形式采用五花眼,排距2500㎜,间距1800㎜,锚索长度5900㎜,锚索有效长度5550㎜。
附图7前探临时支护平面图、剖面图(1:
第四节支护工艺
一、支护工艺及要求
1、锚杆、锚索联合支护:
(1)、锚杆采用左螺纹预制拉力锚杆,锚杆长度2000㎜(靠近底板的一排帮锚杆长度为1000㎜),直径Ф21㎜,间排距800㎜。
每根锚杆采用2节CK2335超快速树脂药卷,顶部锚杆扭距不低于140N•M,锚杆预紧力不低于6t,帮部锚杆扭距不低于100N•M,锚杆预紧力不低于4t。
锚索采用Ф15.5钢绞线,有效长度为5550㎜,每根锚索采用2节CK2335超快树脂药卷和2节Z2335中速树脂药卷,锚索布置形式采用五花眼,间距1800㎜,排距2500㎜,锚索预紧力不小于10t。
施工锚杆眼采用Ф28mm钻头按钢带孔位施工,锚杆施工长度1900㎜,(靠近底板的一排帮锚杆施工长度900㎜),锚索施工长度5550㎜、锚索外漏长度350mm。
帮、顶部菱形金属网规格900㎜×
4200㎜,采用10#铁丝编制。
顶网横向铺设,帮网纵向铺设,网与网之间采用连接形式,连网扣间距200㎜,用14#铁线双股拧紧,网的铺设要有一定的涨紧力。
二、工艺安排与要求
1、打锚杆眼
施工顶板锚杆眼:
采用两台锚杆钻机,Ф28mm钻头按钢带孔位由巷道两帮向中间施工1900㎜深钻孔。
两侧锚杆要顶板法线成75°
角度,其余与顶板垂直。
施工帮部锚杆眼:
采用两台风钻,Ф28mm钻头按钢带孔位由上向下施工锚杆眼。
两肩角锚杆仰角15°
,其余与煤壁垂直。
两帮同时施工。
2、安装锚杆
a、安装顶锚杆
(1)、向顶锚杆眼装入CK2335树脂药卷,用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。
(2)、用搅拌接头将钻机与锚杆变头连接起来,然后升起钻机推动锚杆,当钻机升到锚杆接触顶板岩面时,停止升钻机,搅拌15S后停止。
(3)、60S后铺设金属网、钢带、上托盘,采用人工加扭的方式,将扭矩至140N•M以上。
b、安装帮锚杆:
(1)、按设计部位施工巷道帮锚杆孔:
采用2000mm长风钻钻杆,Ф28mm钻头打1900mm深钻孔。
(2)、送树脂药卷:
向锚杆孔装入2节CK2335,用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。
(3)、搅拌树脂:
用连接套将风钻与锚杆连接起来,并将锚杆推入孔底,然后开动风钻边搅拌边推动,推入孔底搅拌15S后停止搅拌。
(4)、安装锚杆:
60S铺设金属网、钢带,上托盘,采用人工加扭的方式,将扭矩至100N•M以上。
(5)、顶、帮锚杆托盘必须紧贴岩壁。
当巷道顶板比较完整时,除顶板锚杆支护紧跟工作面外,两帮锚杆支护可以滞后工作面5个排距。
当顶板破碎、压力大时,两帮锚杆紧跟工作面。
C、安装锚索
(1)、当巷道顶板比较完整时,炮掘时,锚索滞后工作面不准超过15m;
综掘时,锚索滞后工作面不准超过25m;
当顶板破碎、压力大或顶板出现淋头水时,锚索2.5m一对,紧跟工作面。
(2)、安装顶板锚索。
施工顶板眼:
施工眼深度5550mm。
送树脂药卷:
自孔内装入2节CK2335和2节Z2335树脂药卷,用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。
搅拌树脂:
用搅拌接头将单体锚杆钻机与钢绞线连接起来,然后升起钻机推进钢绞线,边搅拌边推进,直至推入孔底,停止钻机,搅拌20-30S后停机,但继续保持锚杆机的推进力约3min,然后可缩下锚杆机。
张拉钢绞线:
10—15min后张拉千斤顶张拉钢绞线,预紧力为10t。
安
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