1509开切眼Word文档下载推荐.docx
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1、含水层
(1)岩层孔隙潜水含水组
第四系黄土层(Q3m):
该黄土层全区广泛分布,厚度3.73~65.00m,垂直节理发育,在地表见与基岩接触面有季节性下降泉出露,其流量在0.01~0.14L/s,水量受大气降水影响。
(2)碎屑岩类孔隙、裂隙含水组
上石盒子组(P2s)及下石盒于组(P1x)全区分布,厚度平均为216.70m,岩性为泥岩、砂质泥岩、砂岩。
裂隙比较发育,有较多泉水出露,流量为0.02~0.60L/s,水质为HCO3-CaMg型,PH值为7.5。
山西组(P1s)全区分布,为井田主要含煤地层之一,厚度37.00~52.00m,上部岩性为深灰色灰白色中粗粒砂岩、砂质泥岩、粘土岩及煤层,下部为巨厚层状灰白色、黄褐色粗粒砂岩,常含砾。
含裂隙~孔隙潜水~承压水,地表泉水流量为0.45L/s。
太原组(C2t)全区分布,为井田主要含煤地层,厚度42.50~64.50m,该组岩性上部为6号煤层及深灰、灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩,下部为9号煤层及灰~灰白色中~粗粒砂岩,含裂隙承压水,该层发现有人工露头(水井),并进行简易抽水试验,Q=0.0924L/s,k=5.735m/d,水位标高+1161.45m,水质为HCO3-Ca·
Mg型,PH值=7.5。
据钻孔抽水试验成果,水位埋深为+100.20m,水位标高+1027.62m,单位涌水量q=0.0364L/s.m,渗透系数k=0.11607m/d,水质类型为HCO3-Ca型水,矿化度为0.278g/L,PH值为7.3。
富水性弱。
奥陶系中下统(O1+2)全区分布,面积小,厚度大于200m,本区部分钻孔只揭露其顶部。
岩性为浅黄色中厚层状细晶白云岩,夹薄层状泥岩、钙质白云岩,致密、坚硬。
为含煤地层基底,地表露头所见岩溶不发育,见有小溶洞,直径一般0.10~0.50m,据内蒙古煤田地质勘探公司所属各队在黄河西岸3~5km范围内对奥陶系灰岩所做工作,揭露的奥陶系灰岩岩溶均不甚发育,裂隙及溶洞均被钙质及泥砂充填,故地表水不易补给地下,也不利于地下水富集。
2、岩层的隔水性
(1)第三系(N2)红土,出露于沟谷半坡上,厚度0~50.22m,本区只一个钻孔见到,厚度小于10m。
岩性为浅砖红色泥岩、浅红色砂质泥岩及含粉砂质钙质泥岩。
为良好的隔水层。
(2)山西组(P1s),该组地层中夹有2层粘土岩及砂质粘土岩,为良好的隔水层。
(3)太原组(C3t),该组地层中夹有3层粘土岩及砂质粘土岩,底部有厚层灰色粘土岩,为良好的隔水层。
3、煤层充水因素分析
直接充水水源为煤层顶板砂岩裂隙水。
由于开采时形成的导水裂隙,容易沟通导水裂隙带内及其它裂隙含水层。
4、井田水文地质类型
井田含煤地层为上石炭统太原组和下二叠统山西组,岩性为不同粒级的砂岩、砂质泥岩、泥岩、粘土岩及煤层互层状组成,而各岩层又不同程度的发育有裂隙,直接充水岩层主要为坚硬裂隙砂岩,虽然充水空间发育,但是补给来源贫乏,涌水量很小,地下水位多在百米之下,其间岩层结构较致密,并有粘土岩、泥岩为隔水层,各含水层间一般无水力联系,构造简单,据钻孔抽水试验结果证实,单位涌水量q<0.1L/s.m,虽然井田东部有黄河流经,但其水位标高均低于钻孔深度,又无大的裂隙与黄河水沟通,据此将核实区水文地质类型划分为第二类第一型,即以裂隙充水为主,水文地质条件简单类型。
虽然井田南部边界一带建有2个水库,但设计对大坝留设了安全煤柱,对水库下开采的安全性进行了计算,故水库不会对开采构成威胁。
根据6煤北翼辅助运输大巷施工实际揭露,永久避难硐室施工范围内巷道干燥,无滴淋水。
第二章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道布置及施工方案
1509切眼沿5煤顶板掘进。
施工方向为:
1509胶运顺槽施工至1509辅运顺槽。
方位0度。
切眼开口位置:
J18#点向东15m。
附:
详见巷道布置图及施工图
施工方案
由于切眼断面大(一次施工综掘机刷扩宽度不够),第一次掘进巷宽5m(前进左帮不进行支护,切眼形成后再进行左帮支护),然后进行二次成巷、扩帮2m,完成切眼巷宽7m。
(第一次成巷,1509切眼由掘进机施工断面规格:
宽5000mm×
高2900mm,施工至210米处,由综掘机扩帮装机硐室断面规格:
宽1000mm×
高2900mm。
总宽度6m)
切眼贯通后,由掘进机施工辅运顺槽绞车硐室规格:
深度5m×
长度4m×
高度2.6m。
完毕后施工辅运顺槽车场规格:
开帮(左帮)深度1m×
长度30m×
高度2.9m。
(综掘机调转方向)
由辅运顺槽至胶运顺槽方向进行第二次扩帮掘进,剩余切眼部分西帮(右帮)巷道,直至1509工作面切眼成形为设计规格。
第二节支护设计
巷道设计为矩形断面,锚杆、锚索、锚网、单体柱支护,
巷道断面如下;
第一次成巷断面:
宽×
高=5.0×
2.9m,S掘=14.5m2
最后成巷断面:
高=7.0×
2.9m,S掘=20.3m2
详见断面图
1、第一次成巷顶锚杆支护
巷道断面为矩形,宽、高规格为5000×
2900mm,采用“锚杆+锚索+钢筋网片”联合支护,顶板每排布置6根锚杆,锚杆间排距为800×
800mm,其中靠切眼帮侧的顶锚杆安装角度与顶板成75°
,其它锚杆垂直顶板支护。
锚索规格为φ15.24×
6300㎜,间排距为3000×
2000㎜。
右帮布置三根锚杆、间排距800×
800mm,上部锚杆距顶板400mm,锚杆采用φ18×
2000mm玻璃钢锚杆、网片采用10×
2.8m塑料网片。
2、第二次刷扩后巷道支护
第一次掘进成巷后,施工队组再以刷扩对帮部的形式掘进,扩帮断面宽、高为2000×
2900㎜,刷扩后断面为矩形,达到1509工作面切眼设计的断面规格要求。
刷扩段顶板采用“锚杆+锚索+钢筋网片”联合支护,顶板每排布置3根锚杆,锚杆间排距为800×
800mm,其中靠帮部的顶锚杆安装角度与煤壁顶板成75°
,其它锚杆垂直顶板支设。
每排补打一根锚索支护顶板,锚索距切眼中心线另一侧2000㎜的位置,与第一次成巷后锚索支护的位置对齐,补打帮部锚杆,要求与第一次成巷支护类同。
3、单体支护
扩帮时在距切眼中心线西侧300㎜处,支设一排液压单体支柱、柱帽的规格为300mm×
200mm×
100mm的方木,支柱的间距为1600mm,滞后掘进机转载皮带机尾最大距离不允许超过10m。
4、绞车硐室支护
顶板支护延用胶辅运顺槽顶板的支护形式,帮部采用三根锚杆间排距800×
800mm,上部锚杆距顶板不超过400mm,锚杆采用φ1800×
2000mm玻璃钢锚杆、网片采用塑料网片。
(附1509工作面切眼绞车硐室支护断面示意图)
5、装机硐室支护
顶板支护延用切眼顶板的支护形式,帮部采用锚杆支护,间排距800×
(附1509工作面切眼装机硐室支护断面示意图)
6、辅运顺槽车场支护
顶板支护延用辅运顶板的支护形式,帮部采用锚杆间排距800×
800mm支护,上部锚杆距顶板不超过400mm,锚杆采用φ1800×
(附1509辅运顺槽车场断面示意图)
7、临时支护采用前探梁支护。
8、最大控顶距离2600mm,最小控顶距离200mm。
二、支护形式和支护材料
1、临时支护:
临时支护采用前探梁方式。
前探梁使用3根长3600mm的D89圆管,每根由三个吊挂件固定,间距1600mm,吊挂件用Φ20mm锚杆螺母和Φ16mm的圆钢加工而成,吊环直径95~100mm。
为了保证有效接顶,防止煤矸坠落伤及工人,前探梁必需紧接工作面迎头,上面交错铺设50mm厚木板,木板长×
厚为3600×
200×
50㎜,为了保证有效接顶,木板与钢管之间用木楔子打紧。
最大控顶距不超过循环进尺加300mm,每个循环支护工作完成后,紧贴迎头的一排顶部锚杆距离迎头的最大空顶距离不得大于800mm(一排锚杆)。
临时支护必须紧跟迎头。
在架设临时支护前,必须将煤壁及顶板的危岩活矸找净。
2、锚网、锚索、锚杆等永久支护
1)锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆,锚杆Φ20,长度2000mm,锚固长度600mm(MSK2360锚固剂1支),间排距800×
800mm,允许误差±
100mm;
矩形布置;
顶部锚杆垂直于巷道轮廓线,帮部锚杆垂直于巷道两帮,角度允许偏差±
15°
;
巷道两帮墙基及肩窝锚杆按断面图要求角度施工。
支护顶网采用直径Φ6.5mm金属网,网格孔规格为100×
100mm,顶网与帮网在帮部搭接长度200mm,并用扎丝每200mm进行一道绑扎。
采用锚杆铁托盘,碟状,厚度8mm,正方形150mm×
150mm,不得使用铸铁托盘;
托盘要紧贴壁面;
锚杆螺母扭矩不少于100N*m,锚固力不少于60KN。
树脂锚固剂(快速)要搅拌均匀,搅拌停止后等待时间90~180s后可上紧螺母托盘。
在等待过程中,不能使杆体移动和晃动,15分钟后可以测试锚固力或承载。
锚杆必须经过验收合格后方可复喷。
2)帮锚杆采用玻璃钢锚杆、矿用塑料网支护,材质为玻璃钢,塑料网网孔规格40×
40mm,其它参数规格不变。
3)锚索采用直径15.24mm的钢绞线加工而成,设计长度6300mm,每排2根,沿巷中线布置,间、排距为3000×
2000mm,配合300×
300×
10mm锚索托盘进行支护。
锚索滞后迎头不得大于5m;
锚索采用3卷树脂药卷锚固,其中上部药卷型号为K2360的快速树脂锚固剂,下部药卷型号为Z2360的中速树脂锚固剂;
如顶板条件稍差,锚索必须紧跟迎头;
在施工中,严禁截割锚索。
三、支护工艺
一、锚网索支护工艺
(一)、锚杆:
1、打眼前要先敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩情况,找掉活矸、危岩,确认安全后方可开始工作。
2、按照中线严格检查巷道断面规格,点眼位打眼,按照质量要求打眼,不得打穿皮眼、顺层眼或顺裂隙眼;
3、锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干净。
打眼的顺序,应按由外向里先顶后帮的顺序依次进行。
打顶板锚杆眼必须先用短钎(1.0~1.2m)后用长钎套打,并且按先中间后两边的顺序进行打眼及固定;
两帮锚杆由上往下打。
安装锚杆:
4、打眼前要确保锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,钻孔直径要与锚杆直径相适配(差值在4~10mm之间),钻孔直径要与药卷直径相适配(差值在5mm左右),打眼前应在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打眼。
5、安装前,应将眼孔内的积水、煤岩粉用压风吹扫干净。
吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人,把树脂锚固剂送入眼底,把锚杆插入锚杆眼内,使锚杆顶住树脂锚固剂,用专用转换套筒将锚杆与锚杆机联接,开动锚杆机带动杆体旋转,将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,直至锚杆达到设计深度,搅拌旋转20~30s,停止转动并保持推力10~20s后,方可撤去锚杆机,锚固剂初凝后挂好网,上好托盘,再使用锚杆机拧上螺帽,螺帽旋入杆体,使锚杆承受张力,然后关闭马达风源。
用专用扳手给锚杆加一定预紧力,扭矩不少于100N*m,锚固力不少于60KN,托盘压紧并紧贴壁面。
(二)锚索
1、根据中线严格设计要求点眼位打眼,按照质量要求打眼,不得打穿皮眼、顺层眼或顺裂隙眼;
2、打眼前先仔细检查顶帮围岩情况,确认安全后、方可开始工作。
锚索眼的位置要准确,眼位误差不得超过±
100mm,眼向误差不得大于±
2º
。
打眼时必须在钎子上做好标志,严格按锚索长度打眼,锚索眼深度必须与钢铰线长度相匹配。
打锚索眼时用短钎(1~1.2m)续接进行打眼。
3、安装前,应将眼孔内的积水、煤岩粉用压风吹扫干净。
吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人;
安装时,先把树脂药卷依次放入眼内(药卷采用3支2360的树脂药卷锚固剂,1支快速药卷放在上端,2支中速药卷放在下端),用钢铰线顶住药卷,将药卷送至眼底,用转换套固定钢铰线并与锚杆机连接,边搅拌边推进,直至推至孔底,搅拌时间为20~25s,并顶推约1min后慢慢将锚杆机落下,卸下钢铰线上的转换套,锚索孔内的树脂药卷锚固需养护1小时,然后再安装托盘、锁具,用锚索张拉机具紧固,保证锚索预应力不少于100KN,并确保托盘压紧并紧贴岩面。
二、质量要求:
1、锚杆的间排距允许偏差±
锚杆的外露长度30~50mm,锚杆孔深必须与锚杆长度相匹配,孔深误差0~50mm。
2、巷道宽(两帮锚杆头间距离)7.0m,高2.6m;
3、锚索排距允许偏差±
100mm,外露长度不小于150mm,不大于300mm。
4、正常施工时,帮部锚杆滞后迎头不得超过二排,如遇地质变化时,锚杆必须紧跟迎头。
5、锚杆托盘、锚索托盘与网片必须压紧贴实,紧贴(煤)岩面;
网片铺设必须平直,紧贴(煤)岩面。
6、锚杆垂直岩面或巷道的轮廓线,角度误差不大于15º
,两帮肩窝及墙基锚杆按照设计要求布置,紧固有力。
锚固力不小于60KN。
扭矩力不小于1O0N·
m。
7、建立锚杆、锚索施工质量记录台账。
8、质量控制与监督
1)职能部门管理人员到现场必须对巷道支护安全情况进行检查,对工作面迎头20m范围内帮、顶锚杆的扭矩力和锚索预紧力进行抽检,对现场锚杆、锚索自检记录和施工记录进行查验。
2)施工队在施工过程中遇地质构造时必须及时对施工迎头进行加固,并通知矿有关部门,待确定支护方案、补充措施后方可继续施工。
巷道工程质量标准
项目
标准
允许偏差
断面(高)
2900mm
-50~200mm
断面(宽)
7000mm
-50~150mm
锚杆间排距
800×
800mm
±
100mm
锚杆孔深
1950mm
0~+50mm
锚杆外露长度
≤50mm
锚杆扭矩力
100N.M
≥90%
锚杆抗拔力
60KN
第三章施工工艺
第一节施工方法及施工顺序
一、开工技术要求
1、开工前,应提前按设计要求,安设局部通风机接好风筒、风水管路、设备,准备各种支护材料、工器具。
2、对施工人员、管理人员进行作业规程贯彻考试。
3、按施工图在现场标定好临时中线。
4、施工条件与规程描述发生变化时,必须及时编制补充措施。
二、施工方法
施工方法采用综掘机掘进。
由掘进机割煤后,使用刮板输送机、皮带运输,锚杆、锚索、锚网联合支护,全断面第一次成巷施工。
圆班7个循环,日进度16.8m,再进行下一循环作业。
三、施工顺序
锚网索施工工艺流程:
安全检查----开机准备----切割落煤、出煤----退机----安全检查----连顶网、临时支护----顶板支护、帮部支护----工作面整理-----延皮带-----进行下一循环作业。
1、安全检查:
施工前,班队长首先进入工作面,进行敲帮问顶,把巷道帮、顶松动的煤(岩)用撬棍及时找掉,确认帮顶安全;
同时安排专业人员对施工范围的机械设备、供配电进行检查,消除机械、触电等安全隐患,保证在正常无危险的情况进行生产
2、开机准备:
开机前,必须发出开机信号,专人清理人员。
3、掘进机切割作业:
看帮人员严禁在空帮下指挥作业。
并且综掘机一侧与帮的距离小于0.7米时,严禁站人。
处理卡块必须停机、闭锁处理。
有紧急情况时,保证急停开关灵敏可靠。
4、进、退机:
掘进机左右两侧及二次运输机下方严禁有人。
掘进机二次运输与司机有相互联系的信号装置。
离开操作台时,必须切断综掘机上的电源开关。
5、班中安全检查:
进行敲帮问顶,把巷道帮、顶松动的煤(岩)用撬棍及时找掉,确认帮顶安全。
6、工作面找掉后,及时联网,进行临时支护,保证人员不在空顶下作业,设专人监护顶板。
7、检查锚杆机安全可靠性,检查风、水管路符合要求后,按照锚杆间、排距标注眼位,打顶部锚杆,再铺帮网,打两帮锚杆,依次进行。
8、掘进机拉皮带尾及调转二运时必须使用至少Φ15的钢丝绳或锚链可靠的连接装置进行连接,掘进机拉皮带尾时,掘进机前不得有人。
9、进行下一循环工作前,员工将上一循环生产中产生的影响环境、隐患的地方,及时有效的进行整理,使现场材料、工具、杂物、隐患清除。
第二节综掘机施工艺
施工巷道采用EBZ-160综掘机截割,截割顺序为:
(1509切眼切割轨迹图)
说明:
掘进机截割从中下部进刀,再向左截割至1点,距左帮轮廓线600mm,割至2点距右帮轮廓线600mm。
截完一个循环后,修周边达到设计要求,切割头无法割到的用风镐支掘完成。
第三节运输方式
1509切眼由EBZ-160综掘机截割落煤后,通过SGB-40T溜子及顺槽DSJ-80型皮带配合出煤,随后通过1#溜煤眼运至矿井6煤北翼运输大巷皮带,通过煤仓、主斜井皮带运出地面。
材料、设备采用轨道运输,由副斜井入井后由电机车、绞车运送到工作面指定地点后人工运送至各使用地点。
人员通过副斜井人车入、升井,人车停用时通过主斜井架空乘人器入、升井,入井后行走到掘进作业面。
附图1509切眼运输、设备布置系统图
第四节管线敷设
一、断面布置
1、各种缆线、管线进行临时吊挂。
2、风筒采用Φ800mm柔性阻燃风筒吊挂于巷道右帮肩窝处,逢环必挂,掘进时风筒口距工作面不超过5m。
第四章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
巷道掘进采用“三八”制(每班8小时)组织生产,早班检修(半个班检修,后半班掘进),夜班、中班掘进生产。
表5劳动组织表
工种
出勤人数
延续时间
备注
早
中
夜
1
2
3
4
5
6
7
8
早班检修
皮带、刮板机司机
掘进机司机
机电维修工
支护工
运料工、杂工
班长
合计
16
20
全队52人
第二节循环作业图表
1509开切眼正规循环作业:
每个循环进尺2.4m,每天7个循环,日进尺16.8m,即生产班每班3个循环,检修班1个循环。
正规循环作业图表见附表
第三节主要技术经济指标
1509开切眼技术经济指标表
序号
项目
单位
指标
工程长度
m
250
开切眼断面
㎡
20.3
倾角
度
0.56
循环进尺
2.4
日循环个数
个
第五章生产系统
第一节通风系统
1、通风方式及通风距离
(1)、通风方式:
局部通风机压入式通风
(2)、通风距离:
300m
2、掘进工作面风量计算
掘进工作面实际需要的风量,应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算,并取其最大值。
(1)最大班同时工作人数
根据公式,Q=4×
N×
K
式中:
Q—掘进工作面总供风量,m3/min;
N—井下同时工作的最多人数,取40人(按最大班出勤人数计算);
4—每人每分钟供风标准,m3/min;
K—通风系数,包括内部漏风等因素,取1.2。
Q=4×
K=4×
40×
1.2=192m3/min
(2)按瓦斯涌出计算
Q掘=100q瓦掘×
K掘通=100×
0.5×
2=100m3/min
Q掘——掘进工作面所需风量,m3/min;
q瓦掘——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,取1.2m3/min;
K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,根据实际观测的结果确定,一般综掘可取K掘通=2;
(3)、按最低风速验算
巷道掘进断面积为14.5m2,按《煤矿安全规程》规定本掘进工作面最低风速0.25m/s。
Q≥60.V.S=60×
0.25×
14.5=217.5m3/min
根据以上计算与验算,确定掘进时工作面最低风量为217.5m3/min。
3、风筒、风机的选择和确定
(1)、风筒:
采用800mm直径的风筒,风筒百米漏风率2%。
(2)、确定局扇的选型:
A、局扇的最小吸风量Q吸
Q吸=Ψ×
Q
其中:
Q——工作面所需风量,
Ψ——风机漏风备用系数。
Ψ=1/(1-Le×
L/100)
其中:
Le为风筒百米漏风率,取2%
L为通风距离,300m
Q吸=[1/(1-Le×
L/100)]×
Q=[1/(1-2%×
300/100)]×
217.5=231.4m3/min
B、局扇工作风压hf
hf=R×
L×
Q吸
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