井下主排水泵房硐室管子道掘进作业规程830.docx
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井下主排水泵房硐室管子道掘进作业规程830.docx
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井下主排水泵房硐室管子道掘进作业规程830
目录
第一章工程概况1
第二章地质情况2
第三章巷道布置及支护说明3
第一节巷道布置3
第二节矿压监测....................................................................................................3
第三节支护说明4
第四节支护工艺7
第四章施工工艺9
第一节施工方法9
第二节凿岩方法10
第五章运输方式及管理12
第六章通风管理12
第一节风量计算及局部通风系统12
第二节通风安全监测、监控14
第三节通风管理规定及措施15
第四节综合防尘、防灭火、防瓦斯积聚设施及措施16
第七章机电管理17
第一节主要设备配备表17
第二节供电系统图18
第三节供、排水系统18
第四节压风自救与供水施救系统18
第五节机电设备管理要求19
第六节通讯系统21
第八章劳动组织22
第九章质量标准化23
第十章安全技术措施23
第一节一通三防23
第二节顶板管理26
第三节爆破27
第四节防突专项安全技术措施30
第五节探放水管理34
第六节机电管理39
第七节运输管理42
第八节其它43
第十章避灾路线图及其说明46
第十一章其它各类专项安全技术措施46
第十二章其它49
第一章工程概况
一、工程名称及开凿目的
1、工程名称:
井下主排水泵房硐室管子道及抢险通道。
2、开凿目的:
安装排水管路,形成井下排水系统,满足矿井防治水需要。
二、工程概况
1、编制依据:
《煤矿安全规程》、《操作规程》、《施工组织设计》、《招标文件》和技术部提供的下煤组地质资料等。
2、工程概况一览表:
序号
段号及名称
支护
长度
断面
方式
厚度
荒断面
净断面
1
抢险通道
锚网喷
100
32.2
3000×3000
2800×2800
2
开口2-3段
锚网喷
100
5
3000×4100
2800×3900
3
管子道
锚网喷
100
19.6
3000×3000
2800×2800
4
绞车硐室
锚网喷
100
3
2200×2700
2000×2500
5
管道井
锚网喷
100
34.6
ф1200
6
壁龛
锚网喷
100
4
3000×5200
2800×5000
附图一:
井下主排水泵房硐室管子道1—1、2—2断面图
三、工程施工安排及开、竣工日期。
井下主排水泵房硐室管子道开口位置:
井下主排水泵房硐室24.5m处(以实测为准),方位角86°48′52″坡度0°开口,先掘抢险通道37.2m,再掘管子道19.6m,最后施工附属管道井、壁龛及绞车硐室41.6m,工程量共计98.4m。
依据设计,井下主排水泵房硐室管子道已掘至开口位置,预计开工时间为2013年月日,竣工时间为2013年月日,工期共计天。
附图二:
井下主排水泵房硐室管子道平面布置图
第二章地质情况
概
况
施工队组
河北冀东
水平名称
一水平
采区名称
下煤组
巷道名称
井下水排水泵房管子道
地面标高
1200m-1239m
工作面标高
856m-871m
地面
位置
地面为山坡、荒地、山梁沟谷,无建筑物。
井下位置及四邻采掘情况
该面位于井田西部,北部为井田边界,南部为新建主、副斜井,东部为井田边界,西部均为实煤区。
煤岩层情况
煤(矿)层总厚度(m)
15#煤5.6
支护形式
煤层倾角(度)
-4°—-6°
锚网喷
该巷道设计掘进98.4米,在掘进过程中将分别揭露15#煤层、15#煤层顶板砂岩。
巷道预计穿过煤岩层情况
岩石名称
厚度
岩性描述
15#煤层
5.6
细砂岩
12.27
以灰色细砂岩为主灰白色砂岩与黑色泥岩互层
细砂岩
9.54
以灰色细砂岩为主灰白色砂岩与黑色泥岩互层
地质构造情况
地质条件简单,煤岩层整体呈一单斜构造,煤岩层倾角5°无构造。
水文地质情况
该掘进巷道水文地质类型中等。
巷道出水主要来源于K2石灰岩含水层,15#煤层顶板距K2灰岩16-20m。
K2石灰岩厚3.79~7.5m,平均5.60m,裂隙较发育,富水性不均,且较弱,单位涌水量为q=0.0096L/s.m,渗透系数为K=4.57m/d,富水性弱。
此含水层为15号煤层直接和间接充水含水层,其富水性虽较弱,但对该巷道掘进有一定的影响。
根据《正明煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》显示井田范围内奥灰水位标高为863.2m,该掘进巷道的标高在860m。
预计奥灰水对该掘进巷道的掘进有一定影响,遇到构造时,需探明该构造的含水性及其导水性,防止水害事故发生,确保安全生产。
预计该巷道在掘进期间正常涌水量为3.0m³/h,最大涌水量为15.0m³/h。
对掘进产生一定影响,要密切监测顶板出水情况,有情况及时与技术部联系。
建议在巷道左帮做水沟,将水直接引到副斜井井底水仓。
掘进期间严格执行“物探先行,钻探跟进”的探放水要求,对物探异常区要进行钻探验证,确定无水害威胁后,方可进行作业。
最大涌水量
15.0m3/h
正常涌水量
3.0m3/h
影响掘进的其
它地质情况
瓦斯
瓦斯含量15.19m³/t,绝对瓦斯涌出量1.2m3/min(消突后)
煤尘
煤尘有爆炸性
煤的自燃
自燃倾向性等级为Ⅱ类,自燃倾向性为自燃。
地温
地温正常,无高温热害区。
地压
无冲击地压危险。
问题及
建议
1、加强安全管理,在揭露煤层时,施工单位要提前编制相应的安全揭煤技术措施。
2、穿越煤层和泥岩时,由于岩性较脆,要加强顶板管理。
3、遇断层和陷落柱等构造要加强支护并补打锚索,施工单位要提前编制相应的安全技术措施。
4、提前安装好本工作面的排水系统。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1、抢险通道
井下主排水泵房硐室24.5m处(以实测为准),方位角86°48′52″坡度0°开口,掘进方向顺时针圆弧拐弯,转角36°41′29″,转弯弧长4.8米,拐弯后方位角123°30′21″掘进5m。
然后继续按方位角123°30′21″,+30°上坡施工24.16m至绞车硐室,再以123°30′21″方位角、+16°坡度掘进8.04m与副斜井贯通,掘进总工程量37.2m。
2、管子道
开口向内4m处,左侧按3°11′8″方位角、+3‰坡度掘进19.6m。
3、管道井
管道井采用反井钻机施工,暂不施工。
4、各种管件,预埋件安装及预埋
开口2~3预留梁窝400×250×850深1处,400×250×500深1处;
管子道内预留梁窝400×250×900深4处,400×250×500深5处,650×500×1000深1处,650×500×600深1处。
详见施工平面图
第二节矿压监测
一、锚杆受力
锚杆受力使用锚杆拉拔仪进行抽检,抽检时达到锚固力的90%即可。
二、锚杆锚固力抽检
巷道掘进施工过程中安排专人,按不小于10%的比例和不大于二天的时间间隔对锚杆锚固力进行抽测。
三、锚杆预紧力矩检测
巷道掘进施工过程中,安排专人按不小于30%的比例和不大于二天的时间间隔用力矩示值扳手对锚杆螺母预紧力进行抽测,达到120N·m,即为合格。
四、数据处理
1、锚固力抽检:
抽测时只做非破坏性拉拔(拉至锚杆设计锚固力的90%),锚杆锚固力130KN以上,达到设计要求的90%后即停止拉拔。
若发现不合格锚杆,要在附近补打锚杆。
2、预紧力抽检:
用力矩扳手对每根锚杆螺母预紧力进行抽测,达120N·m即为合格,否则该区域锚杆需重新拧紧。
3、锚杆的锚固力及预紧力的抽检由当班验收员负责,采集的数据记录在验收表上。
4、采集的数据由验收员负责,分析处理由项目部技术员负责,并及时汇报工程部门
第三节支护说明
一、巷道断面
抢险通道断面为半圆拱形,S净=7m2,S荒=8m2。
附图一:
2—2断面图
管子道断面为半圆拱形,S净=7m2,S荒=8m2。
附图一:
2—2断面图
二、支护方式
(一)、临时支护
(1)迎头爆破后,及时按由外向里、先顶后帮的顺序打设起拱线以上锚杆,并挂网至腰线以下1.0m,锚杆盘压网要实,联好网,然后进行初喷,初喷厚度30~50mm。
(2)、迎头初喷并凝结20min后,对迎头矸石进行清理,清理后没有初喷上的要重新进行初喷。
(3)顶板较破碎时,打设超前锚杆作超前临时支护。
(二)永久支护
巷道永久支护方式采用锚网喷支护,锚杆选用Φ20mm×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,矩形布置,间排距为800×800mm,每根锚杆配一支K2333和一支Z2360锚固剂,金属网采用Φ6.5mm钢筋网,网片规格2000x1000mm,网格为100×100mm,搭接不小于100mm。
喷浆所用水泥为425号普通硅酸盐水泥,砂为纯净的河沙,石子直径不大于15mm,混凝土中水泥:
沙:
石子配合比为1:
2:
2,混凝土强度C20,喷浆厚度100mm。
(三)锚杆设计
根据《煤巷锚杆支护设计规范》,锚杆选用直径Φ20mm左旋螺纹钢体制作,选用树脂药卷端头锚固,锚杆长度按受压加固作用形式设计。
按自然平衡拱原理计算锚杆支护参数:
1、两帮煤体受挤压破坏深度C值
C=[(KrHB)÷(1000fckc)×cosα/2-1]h×tg[45°—Ф/2]
式中:
K——自然平衡拱角应力集中系数,与巷道断面形状有关。
巷道矩形断面取5.5;
r——顶板岩层平均容重,r=2.2(10KN/m3)
H——巷道埋深,巷平均埋深280m
B——(残余)固定支撑压力影响系数,实体煤取1
fc——煤层普氏坚固性系数取
Kc——煤体完整性系数,Kc=0.9~1.0,取Kc=0.9
α——煤层倾角,α=8°,
h——巷道高度5.1m
Ф——煤体内摩擦角,Ф=arctgfc.
C≈0.83m
2、潜在冒落拱高度b
b=[(a+c)cosα/2]/Kyfr
式中:
a——顶板有效跨度之半,a=2.25m
Ky——直接顶煤岩类型性系数。
当岩石f=4~6时,取0.6
fr——直接顶普氏坚固性系数:
fr=6
则b≈0.72
3、两煤帮侧压值Qs
Qs=KUCr煤[h×sinα+cosα/2×b×tg(45°-Ф/2)]
式中:
KU——采动影响系数,取2~5,取KU=2
r煤——煤体容重,1.43T/m3
h——巷道高度5.15m
则Qs=1.43T/m
锚杆参数确定
1、锚固剂:
采用树脂药卷端头锚固,孔径28mm,使用Z2360和K2333各一卷,则锚固长度L2
L2=[π×11.52×(600+300)-π×142×50]/[π(142-102)]=1715mm
2、锚杆长度:
L=L1+L2
式中:
L1——锚杆外露长度,有垫板时取100mm
L2——锚固端长度
则L=100+1715=1815mm
锚杆长度取2.2m
顶锚杆参数:
Ф20、L2200mm(螺纹钢)
3、锚杆间距D:
D≤1/2×L=1.1m取D=0.85m与0.8m。
4、锚杆排距L0
L0=nN/2Krab
式中:
n——顶板每排锚杆根数,n=5
N——每根锚杆锚固力,N=130KN(根据《煤巷锚杆支护技术规范》)
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