鹤煤八矿3006岩中巷贯通测量设计

收稿日期:2012－05－28作者简介:张志远(1977—)，男，河南清丰人，助理工程师，2010年毕业于武汉大学，现从事矿井测量工作。

鹤煤八矿新风井－650m 大巷贯通测量误差预计张志远(焦作市神龙水文地质工程有限公司鹤壁分公司，河南鹤壁458000)摘要:为了确保鹤煤公司八矿－650m 大巷的顺利贯通，对现有测量资料进行了检核分析，提出了地面使用GPS 平面控制，井下采用7ᵡ控制导线并加测陀螺边为坚强边的测量方法。

针对该方案进行了贯通测量误差预计，结果表明该方法预计偏差小于允许偏差。

关键词:GPS 平面控制;7ᵡ控制导线;加测陀螺边中图分类号:TD175．5文献标志码:B文章编号:1003－0506(2012)09－0034－02鹤煤公司八矿－650m 大巷的贯通属两井巷间的大型贯通，贯通点位于八矿轨道暗斜井与新风井两井间的－650m 大巷处，贯通距离全长约3000m 。

为了确保贯通测量的顺利完成，根据井巷贯通测量精度和施工工程要求，进行井巷间贯通测量方案设计与测量误差预计。

1技术方案由于巷道风量大、线路长、施测困难且要求精度高，此次新风井－650m 大巷的贯通测量决定采用以下技术程序。

(1)检测并使用新风井工业场地内2009年布设的2个地面E 级GPS 平面控制点作起算点，在八矿新风井和轨道暗斜井两侧分别埋设2组地面控制点，按E 级标准进行GPS 测量，为提高精度，布网采用自由形式。

(2)在新风井一侧的井底布设陀螺定向边1条;在轨道暗斜井一侧的井底布设陀螺定向边3条。

(3)在井下导线测量中采用全站仪“三架法”导线测量技术，进行7ᵡ级导线测量，导线测量独立进行2次;以陀螺定向边为坚强边对导线进行整体平差。

(4)井下高程测量与全站仪“三架法”导线测量同步进行，并独立进行2次。

(5)边长处理分别加入以下改正:加常数改正、乘常数改正、周期误差改正、化算到海平面的改正、化归高斯投影面的改正。

仪器测量边长时，将自动加入温度和气压改正。

鹤煤八矿位于鹤壁矿区南部，开采二迭系山西组二1煤层，煤厚1.9~14.0m，平均煤厚6.75m,倾角一般为20°~36°，平均25°，井田内地质构造复杂，断裂构造发育。

经过多年开采，生产采区大部分已转移至井田深部，巷道受高矿压及采动影响变形、断面急剧变小，致使巷道进行多次重复返修；而现采用的巷道维修支护形式多为半圆拱U 型棚；这种单一的巷道维修支护形式，既浪费材料，又加大了职工的劳动强度。

因此，根据不同巷道的地质条件及使用年限，选择合理的、不同的巷道维修支护形式，满足巷道支护强度需求，降低材料费用，减轻职工的劳动强度，是要研究的技术难点。

1巷道变形、失修原因分析1.1由于受高地应力条件影响，巷道变形破坏严重，矿井原采用梯形工字钢棚、半圆拱U型棚、锚网喷联合支护，已不能满足目前开采条件下的支护需求，从而造成巷道变形严重，架棚巷道出现支架扭曲、折曲、顶梁偏转、弯曲、棚腿下插底板；锚网喷巷道出现顶板变形、开裂、冒落、两帮内挤收敛、底鼓现象严重。

1.2回采巷道沿煤层底板掘进，主要采用U型钢棚或矿工钢梯形棚支护，顶板压力随顶煤厚度增加而增大，支架易变形；开拓、准备巷道掘进主要采用锚网喷支护，由于地应力较高，局部岩层松软，巷道变形破坏严重。

1.3采动影响巷道受压变形。

变形破坏后的巷道围岩其主要特征是强度低、空隙大、胶结程度差、受结构面切割机风化硬性显著或含有大量膨胀性粘土矿的松、散、软、弱岩层，使得围岩的力学特性显著降低和弱化，无法实现有效的主动支护和加强支护，在受到采动影响时，加剧了巷道后期的变形破坏。

1.4矿井支护材料使用时间超长或损坏，造成的巷道失修。

2巷道维修的技术、方法根据巷道围岩的物理性质、所受的应力和支护方式不同，防止巷道失修、变形和失修巷道维修的技术、方法也不尽相同。

2.1采取超前措施预防巷道失修采取超前措施预防巷道失修，是一种主动预防巷道失修支护措施。

其最大的优点是：维修施工方便，工人劳动强度低，维修速度快，不影响生产，材料费用低。

大闭合差 １”／ １ ｎ。 ４＾ ＋ ２ ｎ
３ ２ 施 测 方 法 ． ３ ２ １ 陀 螺 定 向 控 制 测 量 ．．
（） １ 由陀螺 定 向误 差 引起 的 Ｋ点 在贯 通 重要 方
向 ｘ轴 上 的误差 。预计 公式 为 ：
Ｍ ＝ ± ｍ ／ ×Ｒ ｐ ｙ ０
陀螺 定 向使 用 ＷＩＤ Ｇ Ｋ ４１ ５ Ｌ Ａ １ ０ ４型 陀 螺 经 纬
代 四等水 准 ” 测量 技术 与 全站仪 “ 三架法 ” 线 测量 导
注 ： 两 测 回 间 ， 将 度 盘 位 嚣 变 换 １ｏ／ （ ① 应 ８ 。 ｎ ｎ为 测 回 数 ） ② ；
收稿 日期 ： ０ ２— ３—１ ２１ ０ ３
ｎ ， 为 复 测 支 导线 第 一 、 二 测 量 的总 站 数 。 第
种 技 术 相 结 合 的 施 测 方 法 有 效 控 制 了测 量 精 度 ， 果 良好 。 效
关键词 ： 通测量 ； 度分析 ； 贯 精 陀螺 定 向 ； 三架 法 ” “
中 图 分 类 号 ： Ｄ ７ ． Ｔ １５ ５ 文 献 标 志 码 ： Ｂ 文 章 编 号 ：０ ３— ５ ６ ２ １ ） ７—０ ７ ０ １０ ０ ０ （０ ２ ０ ０ １— ２
一
ｆ Ｊ
６ ０ｍ 北 大 巷 贯 通 属 于 一 井 内 的 巷 道 大 型 贯 ０
图 １ 贯 通 测 量 路 线
通 ， 贯通 线 路 全 长约 ４９ ０ ｍ（ ０ 图１ ， 中平 巷长 为 ）其 ３４ ０ｍ， 巷长 １５ ０ｍ， 通相 遇点 点处 巷 道断 ０ 斜 ０ 贯 面为 ４ ６ｍ× ． 宽 ×高 ） 贯 通段 采 用 全 断 面 、 ． ３ ６ｍ（ ，
量方 法 ：

鹤煤八矿巷道注浆项目实施方案一､-520辅助水平大巷简介1､巷道地质条件鹤煤八矿-520辅助水平大巷是主要用于中央地区-520辅助水平3003大巷和南翼3103工作面通风､运输､行人的永久性巷道,设计服务年限30年｡在3003岩中巷六横川口向南15米处,开口顶板标高-530.1m,从开口向南施工设计长度432.7米之间坡度为+3‰,再往前施工坡度为-12‰,变坡点顶板标高-528.8 m,变坡点与3103岩中巷开口之间设计长度298.1米,3103岩中巷开口处顶板标高-532.5 m｡巷道在页岩､砂岩中掘进,颜色呈灰色及褐色,以石英石为主,含暗褐色矿物,裂隙充填大量鲜石脉,少许有深灰色泥岩条带,分选性差,钙泥质胶结｡2､巷道支护情况-520辅助水平大巷为直墙半圆拱形,净宽×净高=3800×3600mm｡锚网喷加钢筋梯､锚索联合支护,锚杆为Φ20 mm L=2000mm的螺纹钢锚杆,每根锚杆采用3块Z 2835型中速树脂锚固剂,间排距:600×600mm,每排15根;金属网为Φ6mm点焊网,网片规格1500×800mm,网孔80×80mm,钢筋梯规格:1800×70 mm,钢筋Φ16 mm,喷浆厚度100mm;锚索布置方式,沿巷道中心对称布置,巷道中间1根,两侧各1根,每排3根锚索,间排距:2000×2000mm,锚索长度8000mm,Φ15.24mm,每根锚索采用5块Z 2335型中速树脂锚固剂,孔口需要露的张拉长度0.2米｡如遇顶板破碎时可采用锚网喷､锚索加U型棚联合支护,棚距600mm,每棚3根铁拉杆,支架两侧搭接处各1根,梁中1根,U型棚外铺设金属菱形网,U型棚与菱形之间板梁间距400mm;喷厚100mm,混凝土强度C20,断面支护图如图1所示｡在巷道掘进过程中,出现围岩极度破碎,随掘随冒,用喷射混凝土封闭掘进头后仍出现冒顶冲破混凝土喷层的情况,无法按照正常方法进行支护,支护后巷道在短时间内出现两帮位移大,顶板下沉､底鼓严重,喷浆层破裂掉落,造成巷道无法正常掘进｡图1 -520辅助水平大巷断面支护图二､注浆方案1､巷道注浆加固方案由于要加固的巷道围岩本身强度较低,巷道围岩中形成的松动圈(塑性区)相对较大,要求加固的范围较大,使形成的支护结构具有较高的承载能力,因此,可采用低压浅孔充填注浆与高压深孔渗透注浆相结合的技术方案｡低压浅孔注浆就是在喷浆封闭围岩的基础上,首先采用浅孔和低压对喷层壁后极破碎的围岩进行注浆加固｡因对浅部围岩实施注浆加固的过程中,要避免已形成的喷网层的变形与破坏,所以要严格控制浅孔注浆压力｡且因围岩裂隙极其发育,因此浅孔充填注浆材料以水泥单液浆为主｡高压深孔注浆就是在低压浅孔注浆加固后形成一定厚度的加固圈(梁､柱)基础上,布置深孔,采用高压注浆加固,一方面可扩大注浆加固范围,另一方面高压注浆可提高浆液的渗透能力,改善注浆加固效果,而不会导致喷网层的变形破坏,并可对低压浅孔注浆加固体起到复注补强的作用,从而显著提高注浆加固体的承载性能｡具体技术方案如下:2.1 注浆孔布置低压浅孔注浆注浆孔布置方式,如图2所示,两帮间排距0.85m×1.2m,底角钻孔向下倾斜30°,顶角钻孔向上倾斜5°,其他钻孔与巷道表面垂直,顶拱钻孔布置方式,间排距1.0m×1.2m,拱角钻孔向上倾斜15°,其他钻孔与巷道表面垂直,钻孔错开布置,呈三花或五花状,每个断面布置13个钻孔;注浆孔采用风钻打眼,孔径φ45 mm,孔深2m｡注浆管采用无缝钢管,表面钻孔｡当巷道掘出进行支护时,同时钻注浆孔,安装注浆管｡进行喷浆,喷浆时注意保护好注浆管口,避免封死,注浆管口露出喷射混凝土层长度以不影响连接注浆高压软管为宜｡高压深孔注浆注浆孔布置方式,如图3所示,两帮分别加固两帮的底角和顶角,间排距1.7m×1.8m,底角钻孔向下倾斜30°,顶角钻孔向上倾斜5°,顶拱钻孔布置方式,间排距1.5m×1.8m,拱角钻孔向与拱法线呈10°向下倾斜｡每个断面7个钻孔,注浆孔采用风钻打眼,孔径φ45 mm,孔深5m｡孔口注浆管采用钢管,孔内采用钻孔钢管｡2.2 注浆材料浅孔注浆可采用高性能单液水泥浆液｡单液水泥浆液的水灰比控制在0.5~0.8,掺入水泥重量0.5~1%的外加剂,浆液结石率不低于96%,强度不低于20 MPa｡深孔注浆采用高强度水泥浆液,水灰比控制在0.7~0.8,掺入水泥重量0.5~1%的外加剂,浆液的结石率不低于95%,强度不低于20 MPa｡图2 浅孔注浆孔布置示意图图3 深孔注浆孔布置示意图2.3 注浆工艺采用气动双液注浆泵进行注浆｡封孔采用分段封孔方法,封孔材料使用水泥加速凝剂,插入注浆管后在2m处进行封孔,封孔长度0.5m,再在孔口处进行封孔,封孔长度0.2m｡首先进行浅孔注浆,浅孔注浆注浆压力控制在2.0 ~3.0MPa以内,保证喷层不发生开裂;注浆扩散半径控制在2.0 m左右,每米巷道注浆量控制为2.0 t水泥｡注浆时间要滞后初期支护一定时间,应允许围岩产生一定的变形,高应力得到释放后再实施注浆加固,具体根据围岩变形监测结果确定｡深孔注浆注浆压力控制在5 MPa,加固范围控制在5.0 m左右,具体需要根据围岩松动圈测试结果确定｡注浆扩散半径控制在2.0 m左右,每米巷道注浆量控制为1.5 t水泥｡注浆时间一般滞后低压浅孔充填注浆1周左右,以使浅孔注浆固结体达到一定强度｡2.4 施工工艺方案中的注浆施工,采用自下而上､左右顺序作业的方式;每断面内注浆锚杆和注浆短管均采用自下而上,先底角,再两帮,最后是顶角｡①首先按设计钻孔位置､参数和规定的施工顺序打注浆孔;注浆人员连接注浆泵压风及注浆管路,开压风运转注浆泵;开启搅拌机观察搅拌机是否运转正常;运料工将注浆材料运至搅拌机附近｡②注浆系统试运转并确认正常后;配料工将水和水泥(水玻璃)按比例加入料搅拌桶,不停搅拌｡③将注浆管路与孔口管连接,开泵开始注浆;待注浆压力､或注浆量达到设计结束标准,关闭压风停泵,结束单孔注浆;拆除孔口注浆管,顺序施工其余钻孔,直至每班或区域注浆施工结束｡④在搅拌机中加入清水,开启注浆泵进行洗泵,至注浆管出浆为清水时停止｡3､质量保障与安全措施3.1 质量保证①施工过程中服务方派技术人员跟班,现场进行技术指导和施工技术管理,安排技术工人进行注浆施工作业｡②用第一个注浆孔进行注浆试验｡根据区域渗透性确定最佳注浆压力｡③注浆施工出现跑漏浆时,减缓注浆速度,利用材料反应自动封堵泄漏道｡④建立严格的岗位责任制度和施工质量检查制度,做到每班都有原始记录,严格控制注浆工艺参数｡⑤在施工中要确保浆液混合的均匀性｡⑥运､配料及时,注浆过程中确保注浆设备的正常运行,严禁中途随意停泵｡3.2 安全措施(1)施工前对施工人员进行安全技术教育,做到人人心中有数,责任明确｡(2)定岗定责,严格按照规程操作｡(3)注浆前检查注浆泵及管路系统,确保注浆系统连接牢固,并进行试运转｡(4)注浆过程中施工人员要精力集中,注意观察设备等的正常运行,巡视人员对注浆区域进行巡视,确保煤壁围岩不受破坏｡(5)注浆过程中严禁人员靠近实施注浆的钻孔5m以内区域｡(6)作业施工必须严格按《煤矿安全规程》中的有关执行｡4､注浆固结效果监测4.1 用窥视镜观测注浆固结前后巷道围岩的裂隙变化情况观测孔的布置:选择具有代表性的地方打窥视孔,深度与注浆孔深相同｡观测方法:首先用钻孔窥视镜观测注浆前各种深度的煤岩裂隙情况,并摄像保存;然后观测注浆后的煤岩固结情况,并摄像保存;最后对比分析注浆前后煤岩的裂隙固结情况｡4.2声波法测试煤岩注浆固结强度测孔布置:选择具有代表性的地方打测孔,深度与注浆孔深相同｡测试方法:声波测试法的原理是依据声波在煤岩中的传播速率和煤岩强度成比例的关系,测试煤岩的完整性和力学性能｡在需要观测的部位钻孔,将声波测试仪的探头送入钻孔中进行不同深度的煤岩声波传播速度的测试,并进行保存,经数据分析即可判读围岩裂隙发育情况和强度｡4.3 现场观察注浆固结巷道的变形规律在巷道内设置测站,观测两帮移近量､顶板下沉和底鼓情况｡在巷道内布置顶板离层仪和多点位移计,观测围岩内部变形情况,在锚杆端头安设液压枕,观测矿压情况｡5､工程需要的主要材料与施工设备按注浆加固100m巷道计算,工程所需注浆设备及辅件列于表1｡表1注浆所需主要器材表。

鹤煤公司技术成果评审表贯通测量设计方案、误差预计及精度评定--------3307瓦斯抽放巷贯通测量技术管理一、矿井地理位置及安全生产情况：鹤煤公司五矿位于鹤壁矿区中部，北依三矿，南邻六矿，1958年建井，1960年简易投产。

矿井设计生产能力45.0万吨/年，核定生产能力36.0万吨/年，至今生产50余年。

由于矿井衰老，资源枯竭，产量递减，企业经营处于低谷。

井田内地质构造复杂，采深大，造成矿压大，井巷面貌差。

我矿以河南南能源化工集团崭新的企业文化理念为指导，解放思想，转变观念，不畏困难，拼搏向上。

截止目前，全矿杜绝了重伤和二级以上非伤亡事故，继续保持了安全生产平稳发展的良好态势。

二、井田情况：井田走向长1.5公里，倾斜长3.4公里，井田面积5.12平方公里，开采石炭二叠系二1煤层，煤层厚度8.0米，煤层倾角平均19°。

三、开拓方式及采煤方法：矿井开拓方式为立井、暗斜井、多水平、主下山开拓。

采煤方法为走向长壁炮采放顶煤采煤法。

四、通风方式：通风方式为中央并列两翼对角混合式，通风方法为机械抽出式。

全矿有井筒4个，主井、副井、西风井和南风井。

主井提煤，副井进风兼上下人员和运料提矸，西风井和南风井担负全矿回风。

南风井为斜井，并作为矿井的另一安全出口，其余为立井。

2004年五矿鉴定为煤与瓦斯突出矿井，矿井始突标高为-450m。

五、贯通测量工作的主要任务包括：1.根据贯通巷道的种类和允许偏差，选择合理的测量方案与测量方法。

对重要的贯通工程，要编制贯通测量设计书，进行贯通测量误差预计。

2.根据选定的测量方以验证所选择的测量方案和测量方法进行各项测量工作的施测和计算，以求得贯通导线终点的坐标和高程。

各种测量和计算都必须有可靠的检核。

3.对贯通导线测量方案和测量方法进行必要的分析，并与误差估算时采用的有关参数进行比较，若实测精度低于设计中所要求的精度时，采取提高实测精度的相应措施，返工重测。

4.根据求得的有关数据，计算贯通巷道的标定几何要素，并实地标定巷道的中线和腰线。

鹤煤八矿抽采标准(定稿)1、单一高突厚煤层底板抽放巷穿层钻孔单一高突厚煤层底板抽放巷穿层钻孔抽采技术标准抽采技术标准 1.2层层位位选择选择底抽巷布置在距煤层底板15-25m岩层内。

应避开含水层、破裂岩层、较厚泥质岩层以及应力异样区，选择在坚硬、稳定、地质条件优越的岩层内。

1.3断面断面规规格与支格与支护护井巷设计断面应不低于10m2，若兼作运输、通风或其它用处的可适当增大，一般应采纳3.6m 〔宽〕3.8m〔高〕半圆拱巷道。

支护方式可依据矿压大小与抽采时间而定，满足打钻抽放即可。

2抽放钻场标准抽放钻场标准底抽巷开口掘进10m后，沿巷道掘进方向在2、下帮布置抽放钻场，钻场与底抽巷呈垂直关系布置，钻场间距20m，深度4m，断面略小于底抽巷断面，一般应采纳3.4m〔宽〕3.2m〔高〕半圆拱巷道，满足打钻需要为标准。

钻场的布置应避开受采动影响，避开地质构造带，便于维护，利于封孔，保证抽放效果。

3钻孔设计标准钻孔设计标准3.1布孔原布孔原则则钻孔在整个预抽区域内匀称布置，并穿透煤层全厚进入顶板0.5m；以实测有效抽放半径、抽采时间为基础合理布置钻孔数量、终孔间距；孔径94mm，以提高抽采瓦斯浓度。

3.2设计设计方案方案穿层钻孔设计分前期和后期两步进行。

3.2.1前期前3、期设计设计主要是为掩护煤巷掘进防突服务。

利用每隔20m 掘进的抽放钻场打钻对工作面下顺槽四周煤层瓦斯进行条带区域预抽。

钻孔数量视抽放半径而定，钻孔掌握到巷道轮廓线外上帮26m、下帮16m范围。

如图1和图2所示。

抽放钻场下顺槽20m20m20m20m20m20m20m20m20m底板抽放巷图1底板抽放巷钻场内穿层钻孔平面布置示意图16m26m上上上上上上上上上1上上上上图2底板抽放巷钻场内穿层钻孔剖面布置示意图 3.2.2后期后期设计设计主要是为回采防突服务。

待底抽巷系统形成、岩巷队伍退出后，在底抽巷内每隔10m布置一个4、顶板扇形抽放区，钻孔沿煤层倾斜方向呈扇形布置，终孔间距以抽放半径2倍为准，对整个工作面煤层瓦斯进行区域预抽，可有效解决工作面中下部瓦斯较难抽放的问题。

辽宁科技大学继续教育学院毕业设计(论文)题目：贯通测量在矿山测绘中的应用与分析学院、系：采矿工程专业班级：2012级学生姓名：张清山指导教师：栗艳2015年7月1日目录贯通测量在矿山测绘中的应用与分析 (1)一、盈盛矿区概况 (1)（一）、地形地貌 (1)（二）、井田构造特征 (2)二、贯通测量概述 (2)（一）贯通测量 (2)（二）井巷贯通允许偏差和误差预计参数 (3)1、贯通允许偏差的确定 (3)2、贯通测量误差预计 (4)三、第一贯通方案 (7)（一）贯通测量方法 (7)（二）贯通误差预计 (10)（三）减小误差措施 (13)四第二贯通方案 (13)（一）贯通测量方法 (13)1、平面控制测量方案： (13)2、井下控制测量方案 (15)3、矿井联系测量方案 (16)4、地面及井下高程控制测量方案 (18)5、导入高程方案 (18)（二）、贯通误差预计 (18)1、地面采用GPS布网时的贯通误差 (18)2、井下控制方案 (18)五、最优方案的选择 (22)（一）在平面控制方面 (22)（二）在井下控制方面 (23)六、结论和建议 (23)致谢 (25)参考文献 (26)贯通测量在矿山测绘中的应用与分析作者：张清山指导老师：栗艳摘要：贯通测量，尤其是大型巷道贯通测量是矿山测量工作的一项重要工作，贯通工程质量的好坏，直接关系到整个矿井的建设、生产和经济效益，为了加快矿井的建设速度、缩短建井周期、保证正常的生产接替和提高矿井产量，经常采用多井口或多头掘进，这样就会出现两井间或井田的长距离巷道贯通测量，所以两井间贯通测量就成为了矿井生产中必不可少的一项工作。

关键词：测量；贯通；仪器1 盈盛煤业概况盈盛煤业为晋煤集团天安公司整合矿井，井田位于晋城市西南约23km的泽州县川底乡上小河村，晋（城）—韩（城）公路从井田外东部约3km处通过，井田南距晋阳高速公路直距约3km，西南距阳城电厂直距约8km，东距太焦铁路晋城北站直距约20km，各乡村均有公路连通，交通运输条件方便。

鹤煤九矿深部岩巷支护技术探讨
马春明;张家林;杜志清
【期刊名称】《建井技术》
【年(卷),期】2008(029)001
【摘要】鹤壁煤电股份有限公司九矿煤炭开采已进入深部,由于地压增大,巷道围岩已转化为工程软岩,原有的巷道支护技术已难以满足深部巷道支护要求.介绍了九矿深部岩巷支护现状及存在的问题,分析了巷道变形破坏原因,对多种深部岩巷支护技术进行了探讨,以寻求适合深部软岩巷道的有效支护技术.
【总页数】3页(P30-31,41)
【作者】马春明;张家林;杜志清
【作者单位】鹤壁矿区建设工程质量监督站,河南鹤壁,458000;鹤壁煤电股份有限公司九矿,河南鹤壁,458010;鹤壁煤电股份有限公司九矿,河南鹤壁,458010
【正文语种】中文
【中图分类】TD353+.5
【相关文献】
1.鹤煤五环分公司深部岩巷破坏原因分析及防治 [J], 董纪章
2.迈步支撑组合超前支护支架在鹤煤六矿综放面两巷的应用 [J], 张洪雨
3.鹤煤八矿岩巷掘进支护实践 [J], 夏永强
4.鹤煤八矿3006岩中巷贯通测量设计 [J], 王勇伟
5.迈步支撑组合超前支护支架在鹤煤六矿综放面两巷的应用 [J], 张洪雨;
因版权原因，仅展示原文概要，查看原文内容请购买。

中国******煤炭分公司***矿93105综采面贯通测量工程设计书编制人：×××审校：×××20 年月日目录一、设计审批 (3)二、93105综采工作面测量工程设计书……………………………………4-191、工程概况……………………………………………………………4-52、工程测量方案设计…………………………………………………6-133、井巷贯通相遇点的误差预计……………………………………13-19三、贯彻学习记录 (20)四、附件 (21)1、贯通巷道平面布置图 1：5000；2、贯通误差预计平面图 1：5000；设计审批栏测量2-1一、工程概况测量2-2-1测量2-2-2二、测量方案设计1、设计点坐标（开口、终点）测量2-32、起算点成果表测量2-43、施测方案设计测量2-5-1测量2-5-2测量2-5-3测量2-5-4二、 井巷贯通相遇点的误差预计：因为贯通相遇点的误差主要是指巷道掘进方向上相对于巷道中线的偏差，因此贯通重要方向确定为巷道掘进方向；因为我站没有测量误差分析资料，所以根据《煤矿测量规程》，井下测角中误差取m=±7″，根据使用仪器的标称精度，测边中误差取m l =±3mm ，根据《煤矿测量规程》并结合***实际，陀螺一次定向中误差取m o =±7″。

1、 测角误差的影响：下βx M =∑±2下下y Rm ρβ式中 下βx M ——井下导线测角中误差；下y R ——井下导线各点与K 点连线在y 轴上的投影长度。

2、 量边误差的影响：∑+±=下下下下x xl L b l a M 2222cosα或者α22cos l xl m M ∑±=下式中 下a ——井下量边偶然误差系数；下b ——井下量边系统误差系数； α——各导线边与x 轴之间的夹角； 下x L ——井下两条贯通导线的起算点连线在x轴上的投影长度；ml ——导线量边误差。

目录目录--------------------------------------------------------------- - 1 - 前言--------------------------------------------------------------- - 3 - 1 矿井概况------------------------------------------------------------ - 4 -1.1 地理位置------------------------------------------------------- - 4 -1.2 自然条件------------------------------------------------------- - 4 -1.3 交通条件------------------------------------------------------ - 4 -1.4 矿区发展------------------------------------------------------ - 4 -1.4.1 矿区历史------------------------------------------------- - 4 -1.4.2 矿区现状------------------------------------------------- - 5 -2 井田地质概况-------------------------------------------------------- - 6 -2.1 地形地貌------------------------------------------------------ - 6 -2.2 水系---------------------------------------------------------- - 6 -2.3 地质构造------------------------------------------------------ - 6 -2.4水文地质------------------------------------------------------- - 6 -3开拓开采概况-------------------------------------------------------- - 7 -3.1矿井开拓方式--------------------------------------------------- - 7 -3.2.1 采区巷道布置设计----------------------------------------- - 7 -3.2.2 工作面支护方式------------------------------------------- - 7 -4 采煤方法与回采工艺-------------------------------------------------- - 8 -4.1 采煤方法------------------------------------------------------ - 8 -4.1.1 采煤方法------------------------------------------------- - 8 -4.1.2 开采顺序------------------------------------------------- - 8 -4.1.3 采区内采煤工作面推进方向--------------------------------- - 8 -4.2 回采工艺------------------------------------------------------- - 8 -4.2.1 采煤工作面支护形式和采空区处理方法----------------------- - 8 -4.2.2 采煤工作面割煤、装煤、运煤------------------------------- - 9 -4.2.3 采煤工作面生产技术管理----------------------------------- - 9 -5 矿井通风----------------------------------------------------------- - 10 -5.1 矿井通风系统-------------------------------------------------- - 10 -5.2 矿井风量----------------------------------------------------- - 10 -5.3 矿井通风设备------------------------------------------------- - 11 -5.4 通风问题的措施----------------------------------------------- - 11 -6 安全技术措施------------------------------------------------------- - 13 -6.1 防治水-------------------------------------------------------- - 13 -6.1.1 矿床充水因素和突水危险的分析---------------------------- - 13 -6.1.2 防水措施------------------------------------------------- - 13 -6.2 防灭火-------------------------------------------------------- - 14 -6.3 瓦斯防治------------------------------------------------------ - 15 -6.3.1 规章制度------------------------------------------------ - 15 -6.3.2 瓦斯抽放------------------------------------------------- - 16 -6.3.3 八矿煤矿抽放瓦斯技术发展--------------------------------- - 16 -6.3.4 抽放瓦斯主要技术简介------------------------------------- - 16 -6.3.5 卸压瓦斯抽放方法----------------------------------------- - 17 -6.3.6采空区瓦斯抽放------------------------------------------ - 17 -6.3.7上邻近层卸压瓦斯抽放方法--------------------------------- - 18 -6.3.8回采工作面采空区积聚瓦斯抽放方法------------------------- - 18 -6.3.9老采空区瓦斯抽放方法------------------------------------- - 18 -6.3.10 本煤层内布置钻孔采前预抽方法----------------------------- 18 -6.3.11 抽放队基本概况----------------------------------------- -18 -6.4 防尘------------------------------------------------------------ 19 -7 实习总结------------------------------------------------------------ - 20 - 8参考文献----------------------------------------------------------- - 21 - 9致谢---------------------------------------------------------------- - 21 -前言依据学校毕业实习要求安排，我于今年的3月初到河南煤化鹤煤集团第八煤矿进行了为期一个月的生产实习，通过生产实习，我对煤矿的井上、井下生产系统、巷道布置、生产过程、采矿工艺、技术装备和组织管理有了一个大概的了解，我在通风区队进行实习学习，实践从而使得我掌握了测风员、瓦检员、防尘、防灭火。

浅析高矿压条件下大型贯通测量方案发布时间：2021-05-31T15:53:51.717Z 来源：《基层建设》2021年第3期作者：刘青陈豪[导读] 摘要：-655m水平北大巷贯通测量，贯通导线全长约4400m，由于-655m水平北大巷位于矿井深部，矿压显现较为明显，给贯通测量及巷道中腰线的日常管理工作带来很大困难，测量人员通过制定科学合理的贯通设计方案以及准确的贯通测量误差预计，并运用陀螺定向、红外三角高程与水准测量相结合等技术手段，保障了-655m水平北大巷的高精度贯通，同时为深井高矿压条件下大型贯通测量工作积累了经验。

河南能源化工集团鹤煤八矿河南鹤壁 458000摘要：-655m水平北大巷贯通测量，贯通导线全长约4400m，由于-655m水平北大巷位于矿井深部，矿压显现较为明显，给贯通测量及巷道中腰线的日常管理工作带来很大困难，测量人员通过制定科学合理的贯通设计方案以及准确的贯通测量误差预计，并运用陀螺定向、红外三角高程与水准测量相结合等技术手段，保障了-655m水平北大巷的高精度贯通，同时为深井高矿压条件下大型贯通测量工作积累了经验。

关键词：矿井大型贯通、高矿压、贯通测量方案 1 贯通工程概况 -655m水平北大巷位于鹤煤八矿新副井轨道石门北部，2014年4月开始施工，该巷道分为南、北两段，-655m水平北大巷南段由新副井轨道石门开口，-655m水平北大巷北段由矿井北翼32轨道底开口，南、北两段均为平巷，相向掘进贯通。

-655m水平北大巷贯通属于一井内的巷道大型贯通，贯通线路全长约4400m，其中平巷3820m，斜巷580m，巷道设计断面5.4（宽）×3.8（高），采用全断面、一次喷浆成巷掘进，根据《煤矿测量规程》规定，在贯通面上两中线之间允许偏差为0.3m，两腰线之间的允许偏差为0.2m。

-655m水平北大巷的贯通对鹤煤八矿井下系统优化及采掘接替具有重要意义。

2 高矿压对测量工作的影响 -655m水平北大巷贯通测量，贯通导线全长约4400m，由于-655m水平北大巷位于矿井深部，矿压显现较为明显，给贯通测量及巷道中腰线的日常管理工作带来很大困难。

应 力高 峰 值 的办 法 ， 用 移耙 岩 机 后 二 次 支 护 、 打 底 脚 锚 杆 防底 鼓 支 护 形 式 ， 效 地 解 决 了松 软 岩 巷 的支 选 补 有
护 问题 。
关键词 ： 软岩层； 道支护； 合支护 松 巷 联
中 图分 类 号 ： Ｄ３ ３ Ｔ ５ 文 献 标识 码 ： Ａ 文章 编 号 ：０ ３—０ ０ ２ １ １ １０ ５ ６（ ０ ０） ２—０ ２ ０ ８—０ ２
， ，
ａ ｄ ｉ ｇ ｂ ｔｍ ｔ ｌｂｏｔｔ ｒ ｖ ｎ ｏ ｒｈ ａ ｅ ｗｅ ｅ ｕ ｅ ｃ ｏ ｄｉｇ ｔ ｃｕ ｌｃ ｎ ｔｏ ｓ ｗｈｃ ｆｅ ｔｖ ｌ ｏ ｖ ｄ ｓ ｐｐ ｒｉ ｇ ｐ ｏ ． ｎｄ ａ ｄ ｎ ｏｔ ｏ ｍｅａ ｌ ｏ ｐ ｅ ｅ ｔｆ ｏ ｅ ｖ ｒ ｓ ｄ ａ ｃ ｒ ｎ ｏ ａ ｔ ａ ｏ ｄｉｉｎ ｌ ｉｈ ｅｆｃ ｉｅｙ ｓ ｌｅ ｕ ｏｔｎ ｒ ｂ
，
ｉ ｒ ｓ ｅ ｔ ｔ ｏ Ｔｏ ｓ ｌｅ ｔ ｉ ｒ ｂ ｅ ， ｅ ｅ ｒ ｈ ｏ ｏ ｏ ｏ ｄ ｙｓ ｐ ｒｉｇ ｗａ ａｒｅ ｕｔｕ ｉｇ Ｈｅ ． ａ ｉ ｅ ａ ｘ ｓ ｃｅ ｃ ｎ ，ｏ ． ｏ ｖ ｈ ｓｐ ｏ ｌ ｍ ａｒ ｓ ａ ｃ ｎ ｓ ｆ ｒｃｋ ｒａ ｗａ ｕ ｐｏｔｎ ｓ ｃ ｒｉｄ ｏ ｓｎ ｂｉＮｏ ８ Ｃｏ ｌＭ ｎ ｓａｎｅ ． ｔ ａ ｍｐｌ Ｔｏ ａ ｏｄ ｔ ｅ ｋ ｏ ｒ ｔｌｓｒ ｓ ｆｅ ｏ ｄｗａ ｒｖｎｇ， ｔ ｏ ｓｏ ｅ ｏ ａ ｙｓ ｐ ｒｉ ｇ ａｔｒｍｏ ｉｇ ｓ ｒ ｐ ｒｔｐｅｒ ｃ ｏ ｄ ｒ ｅ． ｖ ｉ ｈｅ ｐ ａ ｆｃｕｓａ ｔｅ ｓ ａ ｒｒ ａ ｔ ｙ ｄ ｉｉ ｍｅ ｈ ｄ ｆｓ ｃ ｎｄ ｒ ｕ ｐｏ ｎ ｆｅ ｖｎ ｃａ ｅ ｙ ｏ ｋ ｌａ ｅ ｔ

性 ， 高 围岩 强度 。 提
（） ３ 增加 一 次 混 凝 土 喷 射 ， 体 喷 射 时 间 通 过 具
巷 道变形 监测 来确定 。 （ ） 用锚 索 对 关 键 部 位 进 行 支 护 ， 小 顶 板 ４采 减 垂 直应力 作用 在底板 的集 中程 度 。采用 底角 锚杆 对
底板 加强 支护 ， 小底 鼓 分力 。 减 （ ） 底 板 水 沟 设 置 隔 水 层 ， 免 底 板 岩 石 长 ５在 避 期 受水浸 泡遇水 膨胀 。
左 旋无 纵 筋 等 强 螺 纹 钢树 脂 锚 杆 ， 度 ２ ２ ０ ｍ 长 ０ ｍ，
间排距 均 为 ７０ｍ ０ ｍ。 锚 杆 铁 托 盘 规 格 为 １０ｍｍ Ｘ ２
件确 定 了以下支 护方 案 ： 网喷 ＋锚 索 ＋底 角锚 杆 锚
支护 。
１０ｍｍ×１ ｍ。锚 杆端 头 加 长 锚 固 （ 根 用 ３支 ２ ０ｍ 每 锚 固剂 ） 均 使用 配套 标 准 螺母 紧 固 ， 杆 锚 固力 不 ， 锚 低 于 １ ０ｋ ０ Ｎ。② 锚索 ： 用 １ ． ｍ ×８０ ０ ｍ 采 ５ ４ｍ ０ ｍ 钢 绞线 锚索 ， 外露 长度 ２ ０ ｍ 间排距 １４ ０ ｍ ０ ｍ， ０ ｍ Ｘ
２ 支 护 方 案 设 计
（ ） 道 地 质 概 况 。３ ０ １巷 １ ５岩 中 巷 、０ ５岩 中 巷 ３０
一
现 断裂 、 落甚 至坍 塌 ； 两 帮 向巷 道 中间 收缩 ； 剥 ② ③
巷道 底鼓 严 重 ， 水 沟 一 侧 底 鼓 量 较 另 一 侧 严 重 。 在
该 情 况 严 重 影 响 巷 道 掘 进 稳 定 性 。 为 了 改 变 这 种 被
２１ ００年第 ９期
中 州煤 炭

矿井压风管网设计及供风能力验算（2019年）一、供、用风量1、用风量：1103机采工作面一台风煤钻4m3/min（若有水加风动泵10m3/min），+25m炮采工作面三台风煤钻12m3/min，1102掘进混凝土喷射机6m3/min，1105掘进混凝土喷射机6m3/min，煤仓转运巷及回风巷掘进混凝土喷射机6m3/min，-30m掘进混凝土喷射机6m3/min，-50m掘进混凝土喷射机6m3/min，合计46m3/min，若工作面有水加风动泵，则为56m3/min。

56m3/min×0.7（同时使用率）=39.2≈40m3/min,结论：基本确定用风量为40m3/min。

2、供风量：原矿井压风系统是主要由地面压风机房2台10方、二台6方螺杆空压和一台3方风包提供风风源，供气压力0.7MPa,日常开2台10m3/min，供风量为20m3/min，2台m3/min备用。

结论1：现不能满足要求。

初步解决方案1：在地面增加3台10m3/min（或1台20m3/min和1台10m3/min）运行4台10m3/min，1台10m3/min和2台6m3/min备用，更换主管道内径为150mm地面至-50m车场，长度约2500m。

方案2：采用地面集中供气与井下就地供气相结合，地面增加一台10m3/min，运行3台10m3/min，2台6m3/min备用。

+25m安装1台10m3/min，-30m安装1台10m3/min。

二、管网直径、流量、压力损失验算1、主管方案1:一趟由地面空压机房起，采用内径100无缝管，经+279m主平硐→一级行人暗斜井→+166m平巷→二级行人暗斜井→±0m避难硐窒→±0m北运输了巷1103煤仓附近止，总长度约2500米。

3）管道选择校核：压风管路管径选择简化计算公式为：d=6.563Q0.37××I00.2式中:d代表管径，6.563为所取计算系数，Q为用风量，I0为管道长度。

鹤煤八矿通风设计鹤煤八矿为高瓦斯矿井，根据安监总煤矿字[2005]42号《关于印发〈煤矿通风能力核定办法（试行）〉的通知》（以下简称《通知》）的标准和要求，鹤煤八矿设计能力为150万吨、a，采用第二种方法（由里向外核算法）进行核定。

生产矿井需风量计算Q矿≥（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ备+ΣQ其它）K矿通式中：ΣQ采，采煤工作面实际需要风量的总和，m3、minΣQ掘，掘进工作面实际需要风量的总和，m3、minΣQ硐室，硐室实际需要风量的总和，m3、minΣQ备，备用工作面实际需要风量的总和，m3、minΣQ其它，矿井除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需风量的总和，m3、minK矿通，矿井通风系数鹤煤八矿为抽出式矿井，取K矿通=1、15。

一．采煤工作面的需要风量综采工作面的需要风量a、按瓦斯涌出量计算：根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯的浓度不超过1%的要求计算：Q采=100q采KCH4=1001、211、53=185m3、min（q采=4980。

243%=1、21m3、minKCH4=0。

372÷0。

243=1、53）式中：Q采，回采工作面实际需要风量，m3、min；q采，回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，m3、min；KCH4，采面瓦斯涌出不均衡通风系数。

b按气象条件确定需要风量Q采=Q基本K采高K采面长K温式中：Q采，采煤工作面需要风量，m3、minQ基本，不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3、minQ基本=工作面控顶距工作面实际采高70%（工作面有效断面）适宜风速（不小于1m、）。

K采高，回采工作面采高调整系数K采面长，回采工作面长度调整系数。

K温，回采工作面温度系数。

鹤煤八矿综采工作面最大控顶3、8m，最小控顶距3、2m，控顶距取最大控顶距3、8m，平均采高2、45m，工作面长度一般在120m～150m，工作面温度在23～26℃。

《通知》表2：K采高，回采工作面采高调整系数采高(m)<2、02、0～2、52、5～5、0及放顶煤工作面系数K采高1、01、11、5《通知》表3：K采面长，回采工作面长度调整系数回采工作面长80～150度（m）长度调整系数K1、0长150～200>2001、0～1、31、3～1、5《通知》表4：K温，回采工作面温度与对应风速调整系数回采工作面空气温度采煤工作面风速配风调整系数（℃）（m、）K温<1818～2022～2323～2626～2828～300。

鹤煤八矿3006岩中巷贯通测量设计作者：王勇伟来源：《科技资讯》 2014年第17期王勇伟(鹤壁煤电股份有限公司第八煤矿河南鹤壁 458008)摘要:为确保鹤煤八矿-520大巷的顺利贯通,可以依据井巷贯通的施工工程的要求与测量时的精度,来对井巷间的贯通测量进行方案设计,选择合理的贯通路线并进行贯通测量误差预计。

关键词:贯通测量路线选择误差预计中图分类号:TD175 文献标识码:A 文章编号:1672-3791(2014)06(b)-0068-011 贯通概况鹤煤八矿3006岩中巷的贯通,属一井内贯通测量,贯通距离总长约有2600 m。

为保证贯通测量可以很好的完成工程,就要依据井巷贯通的施工工程的要求与测量精度,对巷间贯通测量设计出最佳方案并统计出最精确的测量误差。

2 技术方案本次贯通测量,因为巷道中存在线路过长、风量过大的现象,加大了施测的难度。

所以,我们根据这次贯通的特性,决定按照以下程序进行施工:首先,检测并使用布设于3203岩中巷的N4、N8、N9三个永久点作为起始点。

其次,在井下进行的7〞级导线的测量,则是采用全站仪“三架法”导线的测量技术,而且在进行导线测量时进行两次独立测量,而对导线进行整体平差的话,则是以陀螺定向边的坚强边来进行的。

然后,在进行井下高程测量时,则与全站仪“三架法”导线的测量一起进行的,而且也是独立的进行两次测量。

最后,边长上则是要进行相应的改正处理,在改正处理中需要添加周期误差、化算到海平面、乘常数、加常数以及化归高斯投影面等几个方面的改正,而当仪器进行边长测量时,就会加入气压与温度上的改正。

3 贯通路线选择3006北一侧:由3203岩中巷→32轨道下山→3006北中巷→贯通点K,3006南一侧:由3023岩中巷→3004岩中巷→3004岩中巷→轨道暗斜井→贯通点K,根据贯通设计,贯通路线总长度约2600 m。

4 贯通允许偏差的确定根据工程上的要求,依据煤矿测量规程的规定,在依照巷道上的性质与用途,对本次的贯通工作中,在水平重要的方向X轴上的允许偏差的值不大于±0.5 m,而在高程方向上的允许偏差的值不大于±0.2 m。

案例示范：××煤矿××××年度安全风险辨识评估报告编制单位名称（加盖公章）年月日目录第一部分矿井危险因素 (1)第二部分风险辨识范围 (2)第三部分风险辨识评估 (2)第四部分风险管控措施 (7)附件重大安全风险清单 (10)××煤矿××××年度安全风险辨识评估参与人员签字表第一部分矿井危险因素鹤煤八矿生产能力81万吨／年，矿井开拓方式为立、斜井混合开拓,共有6个井筒；主采二1号煤层，平均煤厚6.75米，属较稳定煤层；井下布置2个综采工作面，全部垮落法管理顶板。

矿井主要危险因素如下：1.顶板：二1煤层的顶板多为泥岩、砂质泥岩，局部为砂岩（Sd），富含植物化石，中等稳定。

2.瓦斯：矿井相对瓦斯涌出量1.41m3/t，绝对瓦斯涌出量15.41m3/min，采煤工作面相对瓦斯涌出量0.76m3/t，绝对瓦斯涌出量7.61m3/min，掘进绝对瓦斯涌出量为0.31m3/min，属高瓦斯矿井。

3.煤尘：2号煤挥发分18.05%，煤尘具有爆炸性。

4.自然发火：2号煤层不易自燃，自然发火期大于12个月。

5.矿井水：矿井正常涌水量360m³/h，最大涌水量460m³/h。

各含水层富水性较弱，水文地质条件中等。

6.冲击地压：无。

7.运输提升：主运输采用阻燃型带式输送机，辅助运输采用无轨胶轮车。

… …第二部分风险辨识范围风险辨识范围包括矿井各大生产系统及下一年度采掘范围。

根据矿井三年生产接续规划，下一年度矿井采掘作业集中在三一采区和三二采区，三一采区布置1个炮采工作面，三二采区1个综采工作面和2个煤巷掘进工作面，采掘范围具体为：三二区3203北工作面，采完接3006工作面。

3203北工作面一、工作面位置、范围及四邻关系1、3203北工作面地面位于老故县村（现已搬迁），地面标高+138m―+134m，表土层厚度162m，基岩厚度470m，井下埋深578m―641m。