巷道布置及支护说明
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红四矿井+295m西翼回风石门(一)掘进作业规程第一章概况第一节概述1、巷道名称本(作业规程)掘进的巷道为红四矿井+295m西翼回风石门(一)。
2、掘进的目的及用途煤炭生产过程中用于通风巷道。
3、巷道性质、总工程量及服务年限巷道设计坡度:+3‰巷道设计长度:888m;服务年限:与矿井设计年限相同。
4、预计开、竣工时间开工日期:2014年9月5日(以发包人签发的开工报告为准)竣工日期:2015年1月5日(以实际开工日期顺延工期)合同工期总日历天数120天5、巷道设计图附图:巷道平、剖面设计图巷道巷道断面设计图第二节编写依据1、设计图纸及与地质资料及已审批的《施工组织设计》等其它相关资料;2、《矿山井巷工程施工及验收规范》(GBJ213-90);3、《煤矿测量规范》(GBJ50026-93);4、《煤矿安全规程》(2011年版);5、《井工煤矿掘进作业规程》;6、《煤矿井巷工程质量验收规范》(GB50213-2010);7、《煤矿井巷工程施工规范》(GB50511-2010);8、《钢筋混凝土工程施工及验收规范》;9、《煤炭建设工程质量技术资料管理规定与评级办法》(煤规字<1999>第34号)10、与本工程有关的国家及部颁现行国家标准、规范,行业或地方标准、规范;各种技术规范、规程、规定及国家法律和行政法规等;红四矿井+295m西翼回风石门(一)掘进作业规程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1.工程概况红四矿井位于宁夏回族自治区东北部,隶属银川市兴庆区管辖。
红四矿井西南距银川市约40公里,东距内蒙古自治区鄂托克前旗约60公里,南距临河镇约20公里。
井田位于毛乌素沙漠西南边缘,属侵蚀性丘陵地貌,全区无基岩出露,全部被第四系及古近系地层所覆盖。
地势西低东高,海拔1100~1250m。
东部较平坦,植被较多,有少量随季风流动的垄状及新月状砂丘;西部地形高低起伏不定,为典型的红土冲沟地貌,沟壑发育,地形支离破碎。
掘进3周、支护3周华丰煤矿-1100下山快速掘进及巷道支护设计要求设计内容(供参考)第一章华丰煤矿及巷道施工概况1.1华丰煤矿概况1.1.1华丰煤矿地理位置及交通条件1.1.2华丰煤矿地质条件及气候特征1.2-1100水平巷道概况1.2.1巷道地质概况1.2.2煤(岩)层赋存特征1.3生产系统概况1.3.1通风系统1.3.2压风系统1.3.3防尘系统1.3.4防灭火1.3.5安全监测系统1.3.6供电系统1.3.7排水系统1.3.8运输系统1.3.9通迅系统第二章 -1100下山快速施工方案2.1-1100下山快速施工爆破方案2.1.1全断面中深孔光面爆破方案2.1.2全断面巷道定向断裂控制爆破方案2.1.3爆破方案对比分析及选择2.2-1100下山快速施工机械化配备方案2.2.1装岩方式2.2.2运输方式2.2.3管线及轨道敷设2.2.4设备及工具配备第三章 -1100下山快速施工支护方案3.1六水平矸石井断面设计概况3.2支护方式选择3.3支护参数设计3.4锚网喷施工工艺及要求3.5U棚的施工工艺第四章安全技术措施4.1特殊措施4.2“一通三防”管理4.3顶板管理4.4爆破管理4.5防治水管理4.6机电管理4.7运输管理第五章结论最好包含下列理论、技术、方案(供选择):第一章爆破技术影响因素分析第一节爆破参数设计理论1.1炮眼深度1.2掏槽爆破1.3掏槽参数第二节光面爆破技术2.1光面爆破的基本原理2.2光面爆破参数2.3光面爆破的优点2.4光面爆破的质量标准2.5光面爆破施工工艺2.6爆破参数的优化与分析第三节定向断裂控制爆破技术3.1定向导向缝形成机理3.2裂纹扩展机理及扩展过程3.3定向断裂爆破的能量问题3.4岩石爆破定向破裂装药结构研究3.5定向断裂控制爆破参数确定第二章岩巷机械化作业线影响因素分析第一节巷道施工机械化配套原则1.1平巷施工机械化配套原则1.2斜井(巷)施工机械化作业线配套原则第二节岩巷施工机械化作业线配套2.1以耙斗装岩机为主的岩巷施工机械化作业线2.2以侧卸式装岩机为主的施工机械化作业线设备配套2.3以钻装机为主的施工机械化作业线的配套设备2.4以岩石掘进机为主的施工机械化作业线配套设备第三节巷道掘进机械化作业线配套优化3.1全液压钻车配侧卸装岩机作业线配套优化3.2岩石掘进机为主的作业线优化443.3侧卸式和耙斗装岩机结合的机械化作业线配套优化第三章快速支护技术影响因素分析第一节现代支护结构原理与类型1.1现代支护结构理论1.2现代支护结构类型第二节锚喷支护设计与施工原则2.1锚喷支护设计原则2.2选用锚喷支护参数的原则2.3锚喷支护参数设计2.4锚喷支护快速施工深部巷道支护技术研究以华丰煤矿-1100巷道为例1研究课题的提出1.1煤矿深部巷道工程的特点1.2研究深部巷道支护技术的意义1.3煤矿深部巷道工程理论的进展与现状1.4国内外深部巷道支护技术的发展2深部巷道围岩的物理力学特征2.1深部软岩的概念2.2深部软岩的工程特性2.3深部软岩的力学属性2.4深部软岩的工程分类及对策3深部巷道工程支护荷载确定方法3.1原岩应力场的构成3.2原岩应力确定方法3.3围岩支护荷载的确定(依据围岩性质计算锚固力)4巷道支护技术方案4.1深部巷道的支护技术方案4.2支护参数计算4.3巷道支护加固机理分析4.4预期效果预测5底臌的防治5.1深部巷道底臌的特征5.2深部巷道底臌的分类5.3深部巷道底臌的机理5.4影响的底臌主要因素5.5深部巷道底臌的防治方法6结论华丰煤矿及巷道施工概况华丰煤矿是一个年产原煤百万吨的特级质量标准化、现代化企业。
煤矿企业巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、开拓方式:234下伏煤上出口自原230下伏煤巷探内553#导线点以上19nl处巷道西帮开门,开门后该巷道在岩层中掘进时,采用三心拱断面锚喷支护。
找到2煤下伏煤后沿2煤下伏煤顶板起底掘进,巷道采用矩形断面锚网支护或梯形断面架棚支护。
二、开拓顺序:1、234下伏煤上出口开门位置:自原230下伏煤巷探内553’导线点以上19nl 处巷道西帮开门,按方位280。
5%。
掘进234下伏煤上出口绕道车场15m。
调线按按方位214。
30,掘进234下伏煤上出口绕道25m后,找到2煤下伏煤再调线按方位269。
30,沿2煤下伏煤顶板起底掘进234下伏煤上出口,掘进500nl后,与234下伏煤切眼贯通。
2、234下伏煤上出口采用矩形断面锚网支护。
当顶板破碎、压力大或遇断层及其它地质构造时,采用架棚支护,必要时缩小棚距或等棚距对棚支护。
3、巷道在施工中,要每隔40m左右掘一个躲避所,其规格:宽X深X高=2. 0 X2.0X2.0m。
躲避所采用架棚支护时,棚距0.8口,躲避所掘完后,在其正迎头按标准打好两棵贴帮木柱,木柱直径不小于140nlm,木柱居中支设,间距 1.0m。
躲避所采用锚网支护时,锚杆间排距0.8X0. 8m,躲避所掘完后,必须在其正面打注两条锚杆,并用钢丝绳纸背实压紧。
4、234下伏煤上出口掘进过程中,若遇跌嵌或压梁时,必须平推将煤层找出,遇爬嵌或底鼓需根据现场实际情况,加大巷道坡度掘进施工。
5、巷道开门掘进时必须编制措施,经审批后认真贯彻执行。
6、巷道掘进施工中,必须严格按工程质量标准及中腰线施工。
7、巷道掘进过程中遇断层或破碎带时,必须采取加强支护措施。
8、巷道掘进工程量:540m。
234下伏煤上出口预想剖面图见附图(I )(1: 1000)234下伏煤上出口平面位置图见附图(III)(1: 1000)234下伏煤上出口开门大样图(1: 50)板起底掘进时,采用矩形断面锚网支护,当顶帮围岩破碎、压力大时,采用梯形 苗毛中>280。
煤矿掘进工作面作业一巷道布置及支护说明第一节巷道布置1、运输巷布置在14#煤层中,水平标高为1310.17,巷道断面为在13.641∏2(宽4.4mX高3.1m),净断面12.6nV(净宽4.2mX净高3.0m),巷道预计总掘进量为905m,沿煤层顶板施工。
运输巷在Π402专用回风巷k11点处开门,按339°方位煤巷沿顶板掘进施工18m后按41。
方位角调向开门掘进23m,再按158°方位角调向开门掘进56m后贯通11401运输巷,然后在y2点处反向开门掘进130m揭露断层后,退回至y2点前52m处向右按36°方位角开门掘进678m止2、运输巷平面图(附图二)3、运输巷巷道剖面图(附图三)4、运输巷开门大样图(附图四)第二节支护设计一、巷道断面运输巷沿14#煤掘进,掘进采用矩形断面,掘进断面13.64ι∏2(宽 4.4mX高3.1m),净断面12.6Hf(净宽4.2mX净高3.0m);运输巷沿14#煤掘进,煤层变薄不能满足通风断面需求时,掘进改用半圆拱断面,掘进断面13.32∏Λ净断面12.38∏Λ拱基线13m,半径2.1m;顶板破碎达不到支护要求时,掘进改用架棚支护。
使用吊环式前探梁作为临时支护,当顶板完整稳定时,前探梁采用2根3寸钢管制作;当顶板破碎,巷道压力大时,前探梁采用2根矿用11#工字钢制作;前探梁长度4∙5m,用专用吊环固定在顶板锚杆上,前探梁上方用板梁木垛式接顶,并用木楔加紧;前探梁要始终处于工作状态,前探梁间距为1600mm,到迎头的端面距不得大于0.3m,前探梁上方的板梁距巷道两帮端面距不得大于0.3m。
二、支护方式(-)临时支护使用吊环式前探梁作为临时支护,前探梁采用2棵15kg轨道制作,长4.5m,用专用吊环固定在顶板锚杆上,前端用方木及木枇接实顶板,前探梁要始终处于工作状态,前探梁间距为800mm,到迎头的端面距不得大于0.3m,前探方木距两帮端面距不得大于0.3m,使用3根。
巷道断面支护图示:支护断面说明: 1)、S 掘=11.07m 2, S 净=10.4m 2。
2)、锚杆间、排距为800 mm ×800mm 。
锚杆长度:2200 mm 。
3)、顶锚杆穿帮深不少于300mm 。
4)、巷道两帮要刷齐刷直,禁此出现超挖欠挖现象。
5)、巷道周边全部铺网进行支护,网与网的搭接不少于100 mm 。
6)、锚索间、排距为3200 mm ×1800mm 。
锚索长度:6300 mm 。
7)、临时支护采用三梁九环配合大板进行支护或者采用小头直径不小于120㎜的园木进行支护而且不少于三根。
4、预期爆破效果表项 目 名 称炮眼利用率每循环掘进进尺每循环爆破实体每立方米炸药消耗量单 位数 量%m m3kg/m3851.821.60.9项 目 名 称单 位数 量m 个/m10.760.81.3916.7每米巷道炸药消耗量每立方米雷管消耗量每米巷道雷管消耗量每循环炮眼总长个/m3kg/m 眼号1-45-1213-2425-30合 计炮眼名称掏槽眼辅助眼周边眼底 眼眼数(个)4812630眼深(m/孔)2.22.02.02.060.8每个炮眼装药量(个/孔)卷 数(m/孔)长 度32 220.90.60.60.6合 计(个)卷 数(kg)重 量12162412647.24.83.63.619.2装药结构正向正向正向正向起爆顺序连线方式串联ⅠⅡⅢ3、爆破参数表Ⅲ炮眼布置、爆破图表、爆破说明书1、炮眼布置图示:说明:1.图中尺寸单位均以mm计,标注为准。
2.掏槽眼采用楔形掏槽;正向起爆。
3.炸药许用煤矿三级安全炸药,雷管用煤矿许用毫秒延期电雷管。
4.采用"三八"制作业方式,每循环进尺1.8m。
5.实际爆破前,应根据现场围岩(煤)地质情况进行爆破实验,以确定最佳的爆破参数。
说明:1.雷管脚线2.黄泥3.水泡泥4.雷管5.炸药。
第三章巷道布置及支护说明_第一节巷道布置6#煤北翼胶带大巷,按照真方位99°掘进1350m6#煤北翼胶带大巷平面布置见图第二节支护设计一、巷道断面6#煤北翼胶带大巷为锚喷支护,断面形状为半圆拱。
6#煤北翼胶带大巷断面净宽4.2m,净高3.6m6#煤北翼胶带大巷断面:S掘=14.15m2,S净 =13.18m2。
6#煤北翼胶带大巷支护断面见图二、支护方式(一)、临时支护6#煤北翼胶带大巷采用吊挂金属前探支架做为临时支护,前探梁用Φ100×4000mm无缝钢管制作,每根前探梁用一个圆形吊环固定;吊环规格为Φ120×120mm,用配套的锚杆螺母固定在锚杆上;锚杆锚固力不小于50KN /根,前探梁最大控顶距离1m,每根前探梁上方用一块规格为:长×宽×厚=300×300×15mm的小板梁背实顶板,并用木楔夹紧。
(二)、永久支护6#煤北翼胶带大巷采用锚喷支护作为永久支护,支护材料为金属锚杆、钢筋网、锚索联合支护。
锚杆间排距为800×1000mm,锚索选用φ16mm×L6500mm低松弛钢绞线,每3m打设1组。
喷体厚度100mm。
(三)、锚杆支护参数设计采用计算法校核支护参数1、顶锚杆通过悬吊作用,帮锚杆通过加固帮体作用,达到支护效果的条件,应满足:+L+=L3L1L2式中L——锚杆总长,mL1——锚杆外露长(托盘厚度+螺母厚度+0.02~0.05m,顶锚杆取0.07m,帮锚杆取0.1m),mL2——有效长度(顶锚杆免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c),mL3——锚入岩层内深度(顶锚杆取0.8m,帮锚杆取0.6m),m普式免压拱高:[]45tan(+=2-b o2顶B帮fwH式中B、H——巷道掘进跨度和高度,B=3200,H=3000f顶——顶板岩石普式系数,f顶取5w帮——两帮岩石的内摩擦角,w帮取78°41′(查表得)[]mm4400=23700⨯=+-.tanb o117225457841依据上述公式计算出:锚杆长L≥2092mm2、按锚杆所悬吊的重量校核锚杆的排距。
第一节巷道布置一、工作面两巷10101面轨道顺槽:1、支护形式:巷道采用锚网梁锚索支护,顶板采用Φ18×2000的螺纹钢锚杆配合锚索、锚梁进行支护,锚杆间排距为800×800,锚索间排距2400×2400五花形支护方式;两帮采用Φ16×1600的螺纹钢锚杆配合锚梁,间排距为800×800,顶部及两帮挂11m×1m不燃性塑料网。
2、巷道净断面:巷道净宽为3.5m,净高为3m,净断面积为10.5m23、管线敷设:靠工作面侧布置一路2寸的静压洒水管路;1路D110mm的注浆管路;1路2寸的排水管路;1路2寸的压风管路。
另一侧布置低压电缆、信号、照明、监测和电话线。
4、用途:主要用于该工作面的回风和运料。
10101面皮带顺槽:1、支护形式:巷道采用锚网梁锚索支护,顶板采用Φ18×2000的螺纹钢锚杆配合锚索、锚梁进行支护,锚杆间排距为800×800,锚索间排距2400×2400五花形支护方式;两帮采用Φ16×1600的螺纹钢锚杆配合锚梁,间排距为800×800,顶部及两帮挂11m×1m不燃性塑料网。
2、巷道净断面:巷道净宽为4.5m,净高为3m.净断面积为13.5m2。
3、管线敷设:靠工作面侧布置一路4寸的防尘管路;1路D110mm的注浆管路;1路2寸排水管路;1路4寸的压风管路。
另一侧布置高、低压电缆、信号照明及监测线、通信线。
4、用途:工作面的进风、运煤。
第二节采煤工艺一、采煤工艺该采煤工作面采用综合机械化走向长壁后退式采煤法,全部垮落法管理顶板。
工艺顺序:双滚筒采煤机割煤→刮板输送机运煤→拉移液压支架支护顶板→推溜。
4、采高和循环进尺:最大采高4.35m,最小采高3.93m,平均4.14m,循环进尺0.8m。
第二节工作面顶板管理一、基本支护形式本面采用112架普通型掩护式大采高液压支架、头尾各1架过渡支架及头尾各3架端头支架维护工作面空间并隔离落山。
第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、巷道布置情况戊一采区轨道上山设计净长800m,9。
与戊一西翼回风上山、戊一采区皮带上山、戊一东翼回风上山四巷掘进至二水平戊一采区。
轨道上山采用22#螺纹钢制作等强锚杆、金属网、喷射混凝土联合支护,螺纹钢锚杆型号为22×2200mm,金属网网规格为HBPP30-30MS40×40。
巷道全断面成半圆拱形,巷道净宽3.0m,净高3.2m,净断面8.61m2,巷道沿岩层掘进。
二、巷道中线布置根据巷道设计及实地测量,由技术科给定巷道的方位中线,JZB-600型激光指向仪定位,每100米校定一次。
施工时严格按中线施工,安技员每班及时延伸中线,保持中线距工作面迎头不小于6m。
第二节矿压观测一、观测对象轨道上山每隔50米安装顶板离层监测仪,并建立观察台帐。
二、观测内容巷道矿压观测主要是日常监测,包括三部分内容:锚杆锚固力抽检、顶板离层观测和锚杆予紧力矩检测。
三、观测方法1、锚杆锚固力抽检必须定期进行井下锚杆锚固力拉拔试验,拉拔力不得低于150KN,每次数量不少于3根。
如果发现锚杆实际锚固力与设计值相差较大,必须对参数进行调整和修改;为了保证施工质量,必须对锚杆锚固力进行抽检,按不小于10%比例对锚杆锚固力进行抽测,抽检指标为锚杆锚固力不低于150KN。
发现不合格的锚杆,应在其周围补打锚杆,并补充临时措施。
2、顶板离层监测采用顶板离层指示仪测试顶板岩层锚固范围内外位移值,顶板离层仪安设于巷道正中。
顶板离层指示仪除作综合监测外,还用作日常监测。
巷道每隔50m,安设一个顶板指示仪。
在距掘进工作面50m内,每班观测刻度坠的颜色。
50m以外,除非离层松动仍有明显增长的趋势,一般可停止测读具体数据,改为每旬观察一次两个刻度坠的颜色。
由当班安全员负责观察,其他人员也应随时注意观察,以便及早发现异常现象,确保安全。
离层指示仪以红、黄、篮三种颜色表示顶板离层松动的严重程度,篮色表示顶部松动离层值较小,处于较稳定的状态;黄色表示离层松动已达到警界值;红色则表示顶板离层松动值较大,已进入危险的状态。
主立井清理撒煤硐室临时支护施工安全措施一、工程概况:清理撒煤硐室与井筒连接处现已全断面掘进1.8m,放炮后矸石未出,渣面距已锚喷支护段间约3m为裸露岩层,为防止清撒硐室停工期间岩石暴露时间过长造成垮落,对开工造成隐患,因此,在停工前要对所有揭露岩石部分进行一次全面、系统的锚网索喷联合支护,为保证施工安全,特制定本措施如下:二、支护方式:巷道锚网索喷支护前必须使用带帽点柱进行临时支护,使用150×150×2000mm的带帽点柱作临时支护,并用背板、木楔等与顶板接实刹紧,做到接顶有力,带帽点柱的柱体上要使用宽200mm厚度50mm的优质木料戴帽,长度根据现场情况现定,点柱间距800×800mm,根据巷道顶板岩性情况,可适当增加点柱数量。
点柱要打设及时,并打在实底上,无法打在实底上要垫木料或枕木,施工前迎头要挂防片帮网临时护住迎头,防止迎头岩石片落。
支护施工时巷道采用锚网喷结合锚索支护,井筒部分使用锚网喷支护,井筒部分及巷道顶部锚杆采用Φ22×2500 mm型左旋无纵筋螺纹钢等强度树脂锚杆,巷道帮部锚杆采用Φ22×1800mm型左旋无纵筋螺纹钢等强度树脂锚杆,锚杆托盘规格200×200×10mm,锚杆间排距为800×800mm,矩形布置,每根锚杆采用2根树脂锚固剂锚固,其中1根K2335,1根Z2360,锚固力≥80KN,扭力≥150N.M。
金属网规格为φ6×2000×1000mm,使用14#铁丝绑扎,搭接长度不小于100mm,孔孔相连。
锚索使用Φ17.8mm×8300mm钢绞线,托盘规格300×300×16mm,锚索间排距为1.6m×1.6m,每根锚索使用3根树脂锚固剂锚固,其中1根K2335,2根Z2360,锚索预紧力不小于150KN,在清理撒煤硐室与井筒连接处的2.5m 段打设2排。
机电硐室及回风巷掘进安全技术措施一、简述为尽快完善矿井各大系统,经矿研究决定在现+600水平靠采区回风上山处布置机电硐室及机电硐室的回风巷,为确保施工安全的顺利进行,特编制本措施。
二、巷道布置及支护说明(一)巷道布置机电硐室布置在煤层底板茅口灰岩中,硐室回风巷从底板穿入煤层,与回风巷贯通。
硐室方位角22度,上山方位角103度。
属全岩巷,回风巷揭穿煤层处需架厢支护。
见图巷道布置平面示意图(二)巷道净断面设计A---A 断面图B---B 断面图C---C断面图三、施工工艺(一)施工方法采用爆破作业,一次成巷。
(二)凿岩方式采用YT--24型风钻打眼。
(三)工艺流程安全、瓦斯检查→标定中、腰线→打眼→安全、瓦斯检查→装药、连线、撤人设岗→放炮、排放炮烟→安全、瓦斯检查→洒水防尘→处理悬矸、临时支护→装运矸石→文明生产。
四、炮掘施工方式1、掘进施工时采用普通钻爆法施工工艺。
2、钻爆工艺流程钻眼前检查瓦斯→钻眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯→撤人设警戒→爆破→检查瓦斯及爆破效果→洒水消尘、维护顶板→临时支护→装运煤、矸→永久支护。
3、钻爆工序要求1)钻眼前,必须详细检查正头10m范围内的支护,发现问题及时处理。
2)必须依据中线(煤层方位)布置眼位。
3)严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼,并坚持湿式钻眼。
4)爆破要严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。
5)爆破采用正向装药,串联式联线方式,使用毫秒电雷管,不低于三级的煤矿许用乳化炸药,每眼使用1个水炮泥。
6)爆破前,班长必须在+600水平与主提升巷底部车场之间,采区上山底部各派两人作好警戒工作,待另一人返回通知已设好警戒。
方可发送放炮命令。
爆破后,警戒员等待30min后才能撤出警戒。
第三节爆破作业采用普通钻爆法施工工艺。
炮眼布置图与爆破说明书见图炮眼布图爆破参数炮眼名称编号孔深m眼数角度装药量雷管段号起爆顺序封泥长度联线方式垂直水平条/眼kg岩石辅助1-6 1.5 6 90 75 3 2.7 Ⅰ 1 0.7串联帮眼7-12 1.5 6 90 85 4 3.6 Ⅲ 2 0.7底眼13-32 1.5 20 85 90 4 12 Ⅲ 2 0.7`爆破说明书序号名称单位数量1 瓦斯等级低瓦斯2 掘进断面M2 9.1183 岩石硬度 f 4~64 循环进度m 1.35 班循环个数个 16 炮眼深度m 1.57 炮眼数量个/循环328 3#煤矿安全炸药Kg/循环18.39 雷管个/循环3210 单位体积实体煤岩装药消耗m3/Kg 0.511 单位体积实体煤岩雷管消耗m3/发0.57第四节装载与运输1、装矸、运矸:采用1tU型侧翻式矿车,人工装矸,推车至+600水平运输大巷,5t机车运输至+600水平运输大巷底部车场,主提升巷绞车提升到上部车场,再用5t机车运输到地面矸石山翻倒。
巷道支护方式类型:(1)表面支护和内部支护(2)主动支护与被动支护(3)刚性支护与可缩性支护(4)临时支护与永久支护(5)一次支护与二次支护;不撤除的超前支护应属于一次支护,它同样要在整个巷道服务期内发挥作用。
滞后一次支护一定时间及距离的支护,为二次支护。
(6)联合支护和单一支护;联合支护指采用多种不同性能的单一支护的组合结构(7)巷内基本支架支护、巷内加强支护、巷旁支护。
巷道支护:煤巷支护、岩巷支护、半煤岩巷道支护。
平巷支护、斜巷支护、垂直井巷支护、硐室支护。
回采巷道支护、准备巷道支护、开拓巷道支护。
上覆岩层,即为需控岩层,包括直接顶和基本顶。
直接顶—能够在采空区内不规则冒落、不能向煤壁前方和老塘矸石上永久传递力的、其作用力必需由支架全部承担的那部分岩层的总和。
基本顶—自身能够形成平衡结构、能永久地向煤壁前方和老塘矸石上传递力的、其运动对采场矿压有明显影响的、其作用力无需由支架全部承担的那部分岩层的总和。
竖三带:垮落带;裂隙带;弯曲下沉带直接顶的形态:颗粒,膨胀,团块,分层裂隙共生,双向裂隙,单向裂隙,上软下硬,下软上硬,分层,整体。
特征见课件直接顶10种形态最终可归纳为:“豆腐渣”形顶板(松软顶板)破碎顶板,短砌体梁顶板,复合顶板,分层型顶板,完整型顶板。
老顶存在类拱式、拱梁式和梁式三种基本结构第一种模型是代表松软老顶结构的,它由小块状岩体挤压而成,其传递力的迹线像一个半拱形,随采场推进,该半拱周期性运动,为区别于静态拱的概念,故称之为“类拱”。
第二种模型是代表中硬老顶结构的,它由多个岩块规则排列、挤铰而成,其传递力的迹线呈折线状,结构中岩块数只有3~4个,可对块间的平衡进行力学分析。
这种结构的下限呈类拱的特征,上限呈坚硬老顶结构的特征,因此,称之为“拱梁”结构,第三种模型是代表坚硬老顶结构的,它由2~3个岩块挤铰而成,按传统的叫法,称之为“梁式”结构。
三种典型采场的矿压显现存在以下5点异同:①三种老顶随采场的推进,均具有周期性运动,采场支架也没有承担老顶的全部作用力,从采空区侧也可常看到老顶的悬露状态,它们都表明了三种老顶均以结构的形式存在;②老顶结构失稳前,距煤壁不远处的顺槽顶底板移进速度均存在普遍增加的现象,其量值为平均的2倍以上,坚硬老顶还存在多次峰值和“反弹“现象③顺槽与采场矿压显现峰值间存在一个时间差,一般顺槽在前,采场在后,它使预报采场来压成为可能,这个时间差的大小依次为松软老顶最短,中硬老顶次之,坚硬老顶最长④引起老顶结构失稳的原因,一是断裂,二是变形。
第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置Ⅱ020603回风顺槽设计巷道长度3004.7m,巷道设计为异形断面半煤岩巷道。
煤层平均厚度2.7m,煤层倾角平均14°。
煤层层理发育,较破碎,易冒落,煤层节理较发育。
根据巷道煤岩类别性质和施工条件,Ⅱ020603回风顺槽采用综掘施工,开口位置设在Ⅱ020603工作面2#联络巷处。
(开口时,以地测科所放施工开口点、中心线为准,严格按中线掘进。
)附图3.1.1 Ⅱ020603回风顺槽平、剖、断面图;第二节顶板压力观测以及支护质量监测该巷道永久支护为锚网梁+锚索联合支护,岩巷、半煤岩巷掘进,根据《煤矿安全规程》规定,该巷需要进行顶板压力监测及锚杆和锚索支护质量监测,具体观测内容、目的及方法见表。
表4 顶板压力观测以及支护质量监测内容、目的及方法一览表在巷道中每50m布置一组顶板离层仪,由技术员每三天观测一次,在观测过程中,出现顶板下沉时及时反映,区队技术人员将顶板离层记录数据分析整理后上报至生产技术科。
第三节支护设计一、巷道断面设计1、巷道断面设计回风顺槽1-1断面(机头段):设计为异形断面。
掘进宽度为5500mm;掘进高度(中高)为3400mm;掘进断面积18.7㎡;净宽为5400mm,净高(中高)为3200mm,净断面积17.28㎡回风顺槽2-2断面:设计为异形断面。
掘进宽度为4900mm;掘进高度(中高)为3400mm;掘进断面积16.66㎡;净宽为4800mm,净高(中高)为3200mm,净断面积15.36㎡(前300m 按2-2断面施工)。
回风顺槽3-3断面:设计为异形断面。
掘进宽度为4700mm;掘进高度(中高)为3200mm;掘进断面积15.04㎡;净宽为4600mm,净高(中高)为3000mm,净断面积13.8㎡。
临时水仓4-4断面:设计为矩形断面。
掘进宽度为3600mm;掘进高度(中高)为4500mm;掘进断面积16.2㎡;净宽为3500mm,净高(中高)为4400mm,净断面积14.4㎡。
1、试述采区巷道常用的支护形式答:与矿井基本巷道不同,采区巷道使用年限较短,受采动影响严重,这类巷道支护有其自身的特点,主要支护形式有:(1)巷道内基本支护:巷道开掘后即架设的金属或木材支架,是支护采区巷道最基本的支护结构物,服务于巷道期限的始终。
(2)巷道内加强支护:指在高压区域或处于移动支承压力影响时,当基本支护不能保证巷道稳定时,采用的加强支柱等。
包括临时性加强支护和永久性加强支护。
(3)巷旁支护:为保护巷道而专门设置的一种人工构筑物,如矸石带、木垛、密集支柱等,通常用在沿空留巷靠采空区一侧。
(4)围岩加固类支护:指采用锚杆支护或化学加固的方法保持和增加围岩的稳定性,利用巷道围岩的自承力来达到维护巷道的目的,有的作为巷道基本支护使用。
(5)巷道联合支护:采区在采动影响下,支架和围岩相互作用处于变化的过程中,企图以一次支护达到一劳永逸是很困难的,因此,许多矿井的采区巷道采用上述不同形式的支架联合支护。
2、绘图说明无煤柱护巷的基本原理由于巷道前方分为卸载区、支承压力区和稳压区,卸载区载荷小,并且为了避免支承压力的作用,对巷道进行无煤柱护巷,就是把巷道布置在卸载区,这样顶板对巷道压力小,支护比较容易,主要无煤柱护巷的形式是沿空留巷和沿空掘巷。
上区段工作面回采后,采空区上覆岩层垮落,老顶形成“O—X”破断。
随着工作面推进,老顶周期性破断,破断后的岩块沿工作面走向方向形成砌体梁结构,在工作面端头破断形成弧形三角板(图8-8)。
老顶岩层在直接顶岩层跨落后,一般在煤体内(是相对于采空区而言的)断裂、回转或弯曲下沉,在采空区内形成岩层承载结构。
沿工作面倾向,岩体A、岩块B、岩块C组成铰接结构,该结构的稳定性取决于采空区的充填程度和老顶岩层的断裂参数。
采空区上覆岩层移动稳定后,沿空巷道位居岩块B的下方。
岩体A为本区段工作面老顶岩层,岩块B为上区段工作面采空区靠煤体一侧的弧形三角板,岩块C为上区段工作面采空区垮落矸石上的断裂岩块(图8-8)。
炭窑坪煤矿D1003工作面尾巷巷道布置及支护说明摘要:本文主要阐述了炭窑坪煤矿D1003工作面尾巷巷道布置及支护说明。
关键词:掘进巷道顶板支护第一节巷道布置1、该掘进工作面沿煤层顶板布置,以真方位角0°06′掘进在采区回风巷距七顺12m处开口。
2、巷道断面如下:净断面:2.4m×1.8m第二节矿压观察一、观察对象D1003掘进工作面内错尾巷二、观察内容用锚杆拉力计、扭力扳手对顶帮锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测;用钢尺对巷道硐高进行观测以分析顶、底板移近量,对巷道宽度进行观测以确定巷道两帮的移近量。
三、观察方法用LY200型锚杆拉力计检测顶、帮锚杆锚固力,用力矩扳手检查扭力是否达到要求。
每月1、11、21号进行拔拉测试,且每次抽查每组不少于3根,所测数据记录在册,并通报队组。
四、数据处理:由队组人员配合技术科测试,观察记录归技术科负责整理分析判断,上报分管矿领导,分析结果及时反馈队组,从而不断修改设计补充措施,指导施工。
第三节支护工艺一、支护参数设计(一)、采用类比法合理选择支护参数根据采区准备巷道支护经验,锚杆选用1.8m长的圆钢锚杆,排距800m m,间距800m m,网为10#铁丝网。
(二)、采用计算法校验支护参数1、顶锚杆通过悬吊组合梁作用,帮锚杆通过加固帮体作用达到支护效果,应满足L≥L1+L2+L3式中L—锚杆总长L1—锚杆外露长(帮锚杆为0.15m)L2—有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度)m L3—锚入岩层深度0.3m普氏免压拱高b=「B/2+H t a n(45°—W帮/2」/F顶式中B、H巷道中宽和高B=2.4m H=1.8mF顶—顶板岩石普氏系数顶取2;W帮—两帮围岩的内摩擦角取63.43°。
b=「2600/2+1800t a n(45°—63.43°/2」/2=「1300+425」/2=0.862m依据上述公式计算得出顶板锚杆长L顶≥1.262米,所选锚杆长度满足设计要求。
井巷设计与施工设计说明书一、 巷道断面选择及计算1、选择巷道断面形状和支护材料该矿年产量90万t ,该运输大巷服务年限较长,穿过岩层较稳固,预计巷道承受较大低压,故选用拱高f 0=B 0/3 的三心拱形断面,轨距900mm 双轨运输线路,喷锚作为永久支护。
2、确定巷道断面尺寸A 、确定巷道净宽度B 0查表1-2得知:ZK10—9/550电机车宽1150mm 、高1550mm 、中心距1450mm 。
YDC4.0矿车宽1600mm 、高1600mm 、中心距1900mm 。
两者比较取大值,故运输设备宽度b=1600mm 、两轨中心距s=1900mm 。
查表1-1、表1-3,取安全间隙b 1=300mm ,取人行道宽度b 2=800mm ,所以两电机车之间距离m=s –b=1900-1600=300mm 。
故净宽度B 0B 0=b 1+2b+m+b 2=300+2×1600+300+800=4600mmB 、选择道床参数根据本巷道过的运输设备,查表1-7、表1-8,选用24kg/m 钢轨,采用钢筋混凝土轨枕。
轨面水平至地板之间距离h 6=400mm ,地板水平道渣水平之间距离h 5=250mm ,所以道渣水平至轨面水平之间距离h 4=h 6-h 5=400-250=150mm.C 、确定巷道净高度H 0a 拱高f 0及参数f 0=B 0/3 =1/3×4600=1533mm大圆弧半径R=0.692B 0=3183.2mm小圆弧半径r=.0.261B 0=1200.6mmb 巷道净墙高h 2。
1)按电机车架线要求确定。
设架线导电弓子宽度的1/2为400mm ,即K=400mm ,架线至轨面高度,取H=2000mma=b 1+b/2=300+1600/2=1100mm3006.120040011006.12001-+-=-+-b r K a r =0.558>0.55 故导电弓子在小圆弧内,22142)()(K a r b r h H h +----+=22)40011006.1200()3006.1200(1502000+----+= =1401.35mm2)按管道架设高度要求确定。
第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置二采区六煤+897m中部车场南翼绕道设计长度172.54m(可调),二采区六煤+897m中部车场南翼绕道在+897m中部车场一号交叉点处开口,与Ⅱ020604运输顺槽贯通,开口位置坐标为:X=4209286.798、Y=36380576.411、Z=+902.814(底板)。
开口时,由地测科放好施工中腰线,严格按中、腰线掘进。
1、开口掘进为平巷段,以3‰上坡掘进60.89m;2、再以16°上坡掘进29.03m3、最后以3‰上坡掘进82.62m后与Ⅱ020604运输顺槽附:二采区六煤+897m中部车场平、剖面图(1: 500)。
第二节矿压观测该巷道为锚网喷+锚索联合支护,岩巷掘进,根据《煤矿安全规程》规定,该巷需要进行顶板安全检查及锚杆和锚索载荷监测,具体观测内容、目的及方法见锚杆拉力检测每班必须抽查,由每班验收员负责检测、记录。
技术员对锚杆检测结果进行监督和分析并存档。
第三节开口设计开口处支护设计:因二采区六煤+897m中部车场南翼绕道在+897中部车场一号交叉点处开口,巷道内有原支护完善。
待掘进5m完成前必须对开口处进行加强支护。
14#槽钢桁架长2500mm,锚索规格φ21.98x8300mm。
加强支护处锚索上双锁具。
附:加强支护图第四节支护设计一、巷道断面设计1-1断面设计为半圆拱形,掘进宽度为4240mm,掘进高度为3620mm,掘进断面面积为13.57m2;净宽为4000mm,净高为3300mm,净断面面积为11.48m2。
喷浆厚度120mm,地坪厚度200mm。
二、永久支护设计1、1-1断面均采用锚网喷+锚索支护,喷射混凝土厚度为120mm,砼标号C20。
巷道全断面挂φ6.5mm的钢筋网,网孔尺寸为150mm×150mm;拱、帮部锚杆均为φ20×2400mm的左旋螺纹钢筋树脂锚杆,锚杆间排距为800mm×1000mm,三花眼布置;拱、帮部每根锚杆均充填药卷2节φ23mm×700mm树脂药卷;托板为铁制,规格为长×宽×厚为150mm×150mm×10mm。
拱基线以上,每排锚杆(间距1000mm)压一根钢带,钢带由φ16mm圆钢制作,宽度为80mm,挡距为800mm。
巷道拱部布置锚索,锚索规格为φ21.98mm的预应力钢绞线,长度8300mm,锚固深度不小于8000mm;锚索间排距2000mm×2400mm,每根锚索充填药卷4节φ23mm×700mm树脂药卷;锚索托板采用300×300×15mm穹形高强度铁制托板(带调心球垫)。
铺底混凝土厚度为200mm,砼标号为C20。
2、水沟尺寸为400mm×400mm,支护厚度100mm,混凝土标号为C20。
附图: 1-1断面巷道支护断面图 1-1断面锚杆、锚索布置展开图2、巷道断面特征三、临时支护设计采用前探梁临时支护,前探梁为2.5寸钢管,长4.5m。
且前部焊接Φ30 mm钢筋,钢筋外露不小于500mm。
每根前探梁总长5m;数量:1-1断面3根,每循环掘进完,敲帮问顶彻底后及时进行临时支护,然后进行永久支护。
附图:临时支护示意图(四)、工程质量标准及要求1、验收员严格按照中腰线划出巷道轮廓线及眼位。
2、掘进工程的质量要求:①、中线左右、腰线上下: 0~+100mm。
②、坡度:合格±1‰,优良±0.5‰。
3、锚杆、金属网、锚固剂质量要求:(1)保证项目①锚杆:顶部及帮部均采用Φ20×2400mm螺纹钢锚杆,托板采用钢板加工,规格150×150×10mm。
每批螺纹钢锚杆必须有钢材合格证和锚杆强度试验合格单。
②金属网:巷道全断面挂网,网孔规格为150×150mm。
由Φ6.5mm圆钢筋加工而成,金属网要求焊接牢固可靠,钢材必须有合格证并经实验合格后方可使用。
③锚固剂:锚固剂均使用规格为MSK2370mm的树脂药卷,锚固剂必须有出厂合格证并经实验合格后方可使用。
○4锚索:锚索均使用预应力混凝土用钢绞线,结构1*7,捻向左捻,规格为Ø21.98mm,锚索必须有出厂合格证并经实验合格后方可使用。
4、锚索施工质量要求①预应力锚索的材质、规格、结构、强度必须符合设计要求。
②树脂药卷锚固的材质、规格、配比、性能必须符合设计要求。
③锚索孔的钻孔轴线与设计轴线的偏差不应大于3°。
④锚索孔深度不小于设计的95%。
⑤预应力的最小值不小于设计值的90%。
⑥锚索外露长度不大于300mm。
5、喷射混凝土施工质量要求①喷射混凝土用的水泥、水、粗细骨料、外加剂的质量必须符合设计要求,有检查及抽样试验报告。
②喷射混凝土按配合比过磅拌料,外加剂掺量为水泥用量的3%~4%。
③喷射混凝土强度为C20,必须按规定抽样试验并出报告。
④喷射混凝土前,将浮矸清理干净,并用水或压风冲洗岩帮,喷射后应定期养护。
⑤永久支护前必须根据中腰线检查巷道断面,欠挖之处必须用风镐刷够,确保喷射混凝土的厚度达到设计要求。
⑥喷射混凝土表面平整无流浆,平整度不超过50mm。
⑦墙基础必须置于岩石实体基底上且局部基础深度不得小于设计的90%。
⑧成巷后中线至任何一帮以及腰线到顶、底板的距离不得小于设计尺寸,不大于设计尺寸100mm。
6、保证项目(1)锚杆铁托板规格:150×150×10mm。
(2)钢筋网:Φ6.5mm的钢筋加工,无铅丝折边钢筋网。
(3)螺纹钢锚杆:Φ20×2400mm,螺纹钢加工而成。
(4)锚索:锚索规格为Φ21.98×8300mm,单点铁托板规格为300×300×15mm。
使用桁架的锚索铁托板规格为200×110×15mm(5)钢带:钢带必须有出厂合格证并经实验合格后方可使用。
7、基本项目及允许偏差项目基本项目及允许偏差项目表第五节支护工艺一、临时支护工艺1、金属前探梁材质为2.5寸无缝钢管,且前部焊接Φ30 mm钢筋,焊接牢固可靠,圆钢长度不小于500mm。
每根前探梁4.5 m长;数量:3根(1-1)。
2、吊环为螺纹钢螺母(与巷道顶部锚杆规格配套使用)与SGW-40T刮板机链环焊接加工而成,使用SGW-40T刮板机用链环吊挂、用螺杆及螺母固定配套使用。
3、每根前探梁使用链环的数量为2条,链环长度以捆绑前探梁至少一圈并拴在吊环内为宜。
4、吊环用配套的锚杆螺母固定在顶部锚杆上,吊环的间距以锚杆间排距为准,前探梁之间间距保持均匀,吊挂前探梁吊环的锚杆其锚固力必须符合作业规程规定,吊环螺母与锚杆必须拧满扣,链子在吊环上必须挂紧,保证前探梁垂直于工作面迎脸,平行于掘进顶、底板。
5、使用前探梁支护前,在距顶200mm处垂直掘进工作面迎头打深度为500mm的孔,将提前准备好的钢筋网及钢带先铺迎头顶板上,然后将前探梁逐个前窜至工作面安装孔内,将钢筋网及钢带挑住。
前探梁要直,无弯曲破损,均匀布置在巷道中部并垂直于掘进工作面,如因爆破造成前探梁崩坏弯曲的,必须对前探梁进行校正或更换,如前探梁出现裂痕的,必须及时更换。
前探梁架设好后,使用背板将前探梁和顶板间背实。
背板的长度根据相邻两根前探梁的间距选用,背板长度不宜过长,以能横放在前探梁上方为宜,背板宽度200mm,厚度不小于50mm。
背板的数量以背紧顶板为宜(手摇前探梁无晃动)。
6、上坡掘进时、前探梁上必须焊接专用的吊环,然后用小链配合专用的钩子固定在顶上钢筋网上,防止前探梁后窜。
7、前探梁背板要求:背板的长度根据相邻两根前探梁的间距选用,以能横放在前探梁上方为宜,背板宽度不得小于200mm,厚度不小于50mm。
背板的数量以背紧顶板为宜(手摇前探梁无晃动)。
8、柔性网使用要求:(1)柔性防护网规格依照巷道大小全断面挂设。
(2)使用安全扣将柔性网与顶网相连接,连接间距不超过0.6m,安全扣抗拉强度不小于500Kg。
(3)柔性网与拱部钢筋网边连接,下边两边连在拱下部,沿中间打孔,孔内安装锚杆并用楔子楔实,用锚杆将网子固定,孔深不得小于0.5m,锚杆和楔子固定要牢靠。
9、临时支护工艺顺序:敲帮问顶→打设前探梁安装孔→挂设吊环→将前探梁吊挂在锚杆上→上网→前窜前探梁至安装孔内→背顶→联网→挂设柔性网→永久支护10、临时支护具体要求:(1)爆破完毕,待炮烟吹散后,先进行敲帮问顶,清理巷道顶部、迎头及两帮醒煤活矸。
在检查作业地点环境确认安全后,人员站在永久支护下使用风钻或风锚头和2.5m钻杆打出前探梁安装孔,深度不小于500 mm,然后将提前准备好的钢筋网使用长柄工具与迎头顶板贴紧(作业人员必须站在永久支护下作业),然后将前探梁逐个前窜至工作面安装孔内,将钢筋网及钢带挑住,前探梁插入深度不小于500 mm,然后用木板将前探梁接顶不严实的地方进行绞实,再利用专用工具将钢筋网进行扣扣相连,折叠整齐。
最后将柔性网吊挂在迎头前探梁上,将工作面防护住,防止片帮伤人。
(2)在顶板临时支护好后方可永久支护作业、出渣,严禁空顶作业。
(3)循环进度1.0m时,前探梁最大控顶距为1.2m;循环进度为2.0m时,前探梁最大控顶距为2.2m(为避免片帮,每循环工作面上部至少超前掘进300mm),每根前探梁使用固定吊环数两个,严禁将前探梁吊环挂在钢筋网上或用铅丝直接将前探梁绑在网子上(循环进度与上述不符的特殊情况时,另行编制专项安全技术措施)。
(4)前探梁间距与巷道锚杆间距一致,吊环间距为巷道锚杆排距的两倍,前探梁必须安设牢靠,不得松动。
(5)在每次使用前探梁时,使小链环将卡孔与钢筋网扭接不小少于两圈固定,防止前探梁向后滑落。
二、永久支护(一)顶部锚杆施工永久支护工艺流程:施工一循环→安全检查(敲帮问顶)→临时支护→联网→打顶部锚杆→打帮锚杆→清理工作面迎头。
1、定锚杆眼位(1)定顶锚杆眼位:根据施工中、腰线及设计断面,处理巷道欠挖部分,然后用自喷漆点出锚杆安装位置。
(2)临时支护完毕,将施工中腰线延至迎头,在迎头检用自喷漆在迎脸上画出施工中、腰线。
根据施工中、腰线及巷道断面设计参数,用敲帮问顶工具(带尖的长柄工具)处理腰上欠挖部分。
根据标记,用液压锚杆钻机配合Φ32mm的钻头施工顶部锚杆眼。
打竖直方向锚杆眼时,在标记的位置放一煤块,让其做自由落体运动,煤块掉在底板上的位置,就是液压锚杆机放置位置。
打设75°角锚杆时,用钢卷尺挂在定位眼处(竖直),取1000mm,然后用另一把尺子取270mm,两尺子组成直角三角形(该尺子与巷道中心线垂直),斜边就是该锚杆倾角(75°),将斜边用钢卷尺延到与巷道底板相交于一点,该点就是打设该锚杆眼的液压锚杆机放置位置。