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文档简介
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
北一采区N1S3回风顺槽。
二、巷道主要用途
北一采区N1S3段综放工作面回采时的回风、行人及运料。
三、巷道设计长度、坡度及服务期限
N1S3回风顺槽设计长度为2416m,开口处施工时先以平巷掘进,掘出皮带头嗣室后,再
按地测队给定层位掘进,煤层倾角在5〜8。之间,平均7。。其服务期限为2年。
四、预计开竣工时间
掘进工作面自2010年10月上旬开工,预计20n年10月竣工。预计工期12个月。
五、巷道布置
附图:N1S3回顺地质平面图、剖面图。
第二节编写依据
一、经过审批的设计及批准时间
本作业规程是依据地测队《N1S3工作面施工设计》而编制的,该设计的批准时间为2010
年7月。
二、地质说明书及批准时间
本作业规程的地质资料是依据地测队《N1S3工作面地质说明书》而编写的,批准时间为
2010年7月。
三、矿压观测资料
参考本采区北一南二回采工作面有关矿压观测数据及分析结论。
四、其他技术规定
2010年2月出版的《煤矿安全规程》及1991年12月出版的《矿山井巷施工及验收规范》和
集团公司有关规定。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
表1:井上下对照关系表。
水平、采区-535m水平、北一采区工程名称N1S3回顺
地面标高81.0m〜87.3nl之间井下标高-250m〜-340m之间
地面的相对地表位于矿工业广场的西侧,工作面的北部为村庄和农田及泡子沿村
位置建筑物、小养牛场,有一条铁路和一条乡村公路通过,南部为三台子水库。高程在
井及其它79.8-84.6m之间。
本工作面位于北一采区南侧。其平面位置为X:4722100-4724700、Y:
井下相对位
41525100-41526100;本工作面南为未开发区;北邻北一采区回风上山、胶
置对掘进巷道的
带上山和轨道上山二段;东邻北一采区南二段综放工作面(已回采完毕);
影响
西邻北一采区南四段(尚未开拓)。
邻近采掘情
N1S3回顺工作面东邻N1S2段综放工作面(已回采完毕),对掘进有一定
况对掘进巷道的
影响。
影响
第二节煤(岩)层赋存特征
1.本工作面煤质工业牌号为长焰煤,黑色、沥青光泽、条带状结构、块状构造、贝壳状
断口或平坦状断口,质脆,以亮煤为主,暗煤次之,在亮煤条带中常见两组垂直层面的内生
裂隙,一组发育,另一组次之,裂隙面平坦。在裂隙中常常有方解石及黄铁矿薄膜充填。煤
层与顶底板一般为整合接触。
2.本工作面按地测队给定层位掘进,本工作面煤层赋存于-250〜-320m之间,根据工作
面及邻近钻孔资料:1煤层最大可采厚度为9.13m,最小为7.18m,一般为8.30m,平均为7.93m。
1煤层结构较为简单,自然分层最多29层,少者13层,一般是由17个自然分层组成的复杂煤层。
煤层倾角在5〜8。之间,平均7。。
3.煤层中的夹砰多为泥岩,个别为炭质泥岩,深灰色或黑灰色,泥质胶结、质软易碎,
遇水泥化,块状构造,其单层厚度在0.05〜0.32m之间。
4.煤的物理性质:1层煤容重1.33g/cm3,灰分(Ag)19.79%,挥发分(Vr)36.52%,
胶质层厚度Y值0〜5,硫含量1.37%。
5.根据沈阳煤炭科学研究所做的瓦斯地质图得出工作面瓦斯绝对涌出量0.5m3/min,煤尘
爆炸指数47.12%,具有煤尘爆炸的危险。煤的自燃发火期:1〜3个月。
表2:煤层特征情况表。
指标参数备注
煤层厚度(最大〜最小/平均)(m)9.13-7.18/8.30
煤层倾角(最大〜最小/平均)(°)8-5/7
煤层坚固性系数(/)2-3
煤层层理(发育程度)中等发育
煤层节理(发育程度)发育
自然发火期1〜3个月
绝对瓦斯涌出量(m:7min)0.5
煤尘爆炸指数(%)47.12
地温(℃)23
6.顶板:直接顶为油页岩,深灰色或灰黑色,在油页岩中有时夹有薄层粘土、泥灰岩和
菱铁矿薄层透镜体。油页岩结构致密,细腻,无裂隙,泥质胶结,层状结构,含炭污手,易
风化,风化后呈饼状,干后粉碎崩解。其物理力学性质:比重2.32g/cm3,容重2.16g/cm3,
抗压强度164-233kg/cm2,抗剪强度26-27kg/cm2,内摩擦角41°51',凝聚力23kg/cm3,由
于直接顶的抗压强度小于lOOOkg/cm?,故属于半坚硬岩石,按其坚固程度可属于软岩,不易
维护。
7.底板:1煤层底板即1、2煤层间夹石,为0.29-0.62m左右厚的黑灰色泥岩,有时亦为
炭质泥岩,质软,泥质胶结,遇水易膨胀变软,块状构造。
表3:煤层顶底板情况表。
顶底板名称岩石类别硬度厚度(m)岩性
基本顶
顶板直接顶黑褐色油页岩19.0—24.0软岩
伪顶
直接底黑灰色泥岩0.12-0.51软岩
底板
基本底
第三节地质构造及瓦斯涌出量
1.从三维地震资料提供的煤层底板等高线图上看,本工作面内主要发育有东西向的向斜
及背斜构造各一个。工作面北部的背斜,轴向近东西向,地层倾角5-7°,中部的向斜,轴向
东西向,地层倾角7-9°,向斜轴北侧倾角稍缓,南侧略急。工作面内整体构造受背斜及向斜
控制。三维地震解释断层4条。
2.工作面回顺掘进到距离设计采止线约1174m处遇N1F11断层,该断层产状:倾向230°,
倾角40-50°,落差6m。继续掘进H38nl遇SDF130断层,该断层产状:倾向30°,倾角50-60。,
落差0-11m。
3.本工作面内无火成岩侵入体干扰,古河床冲刷及岩溶陷落柱等情况。
第四节水文地质
大平矿井田由上至下划分为三个含水层和两个隔水层。含水层为第四系砂及砂砾承压含
水层、白垩系砂岩及砂砾岩承压含水层、白垩系直接充水弱含水层。隔水层为第四系粘土及
亚粘土隔水层、白垩系煤层顶板泥页岩隔水层。
1.含水层:本工作面有第四系砂及砂砾承压含水层和白垩系砂岩及砂砾岩承压含水层,
其又分为白垩系上部风化带含水段(主要由紫红色砂岩及砂砾岩组成,结构松散破碎,富水
性中等)与白垩系下部弱含水段(主要由粗砂岩、粉砂岩、砂砾岩、泥岩、砂质泥岩、砂泥
岩互层组成。其中的粗砂岩、粉砂岩、砂砾岩均为泥质胶结,结构致密)。白垩系直接充水
承压含水层由灰白色砂岩及砂砾岩所组成。泥质胶结,结构致密质软。单位涌水量均小于
0.0043L/sm0
2.隔水层:第四系粘土及亚粘土隔水层主要由黄色或黄褐色粘土及亚粘土组成,结构密
实,具可塑性,在水库底部的南北两侧厚约6m左右,中部较厚约13m,平均8m左右,据土工实
验成果表明在2.66m以下均起隔水作用。白垩系煤层顶板泥页岩隔水层主要由灰黑色泥岩和油
页岩组成,结构细腻,直接赋存于煤层之上,厚度在23.7〜33.0m之间,为一良好的隔水层。
但该层在采动后垮落,在水库下开采过程中不能起到隔水作用。在白垩系巨厚细粉泥复合层
中,其中泥岩分层所占比例达30%以上,具有良好的隔水作用。
3.断层导水性:根据《大平煤矿第四系及白垩系水文地质评价报告》提供的断层抽水及
开采实践表明,断层的赋水性弱,导水性差,破碎带厚度较小,泥质物充填紧密,所以断层
不导水,当地表水及各含水层皆无水力联系时,各含水层及水库的地表水对矿体影响甚微。
4.采取大井法预计本工作面最大涌水量为2.In?/h。
附图:地质平剖面大图
附图:地层综合柱状图。
综合柱状图I:100
序号层厚累厚柱状岩石名称岩性描述备注
///
///
122.98//////油页岩黑褐色,泥质胶结,硬度中等
//////
///
///
20.24//////泥岩或炭质泥岩灰黑色,泥质胶结,松散易碎,含煤屑
//////
///
///
30.13//////煤黑色,煤质较好,玻璃光泽
//////
40.10泥岩黑色,泥质胶结,硬度低
50.22煤黑色,煤质较好,小块状
60.11///泥岩黑色,泥质胶结,硬度低
//////
//////
70.13///煤黑色,炭质胶结,呈柱状
//////
//////
80.60///泥岩黑色,泥质胶结,硬度低
//////
91.051.05//////煤黑色,煤质较好,玻璃光泽
100.151.20泥岩黑色,泥质胶结,硬度中等
111.012.21煤黑色,玻璃光泽,贝壳状断口
120.182.39泥岩黑色,质较硬
131.073.46煤黑色,玻璃光泽,贝壳状断口
140.153.61泥岩黑色,硬度中等
151.304.91煤黑色,煤质较好,玻璃光泽
160.155.06泥岩黑色,泥质胶结
170.745.80煤黑色,玻璃光泽,贝壳状断口
1OU•XO
190.686.61煤黑色,玻璃光泽,贝壳状断口
200.166.77炭泥岩深灰至灰黑色,质软,易碎(1层煤底板)
210.727.49煤黑色,煤质较好,玻璃光泽
220.127.61炭泥岩黑色,质较软,易碎
230.688.29煤黑色,煤质较好,玻璃光泽
240.128.41炭泥岩黑色,质较软,易碎
250.538.94煤黑色,煤质较好,较硬1煤
、煤
0.329.26泥岩深灰色至黑色,松散易碎12
26层间夹石
271.3210.58煤黑色,煤质较好,玻璃光泽
280.2010.78炭泥岩黑色,松散易碎
290.4111.19煤黑色,煤质较好,玻璃光泽
300.1511.34泥岩深灰色至黑色,松散易碎
310.5311.87煤黑色,煤质较好,坚硬
320.1211.99炭泥岩黑色,夹煤屑,松散易碎
330.4712.46煤黑色,煤质较好,玻璃光泽
0.1612.621炭泥岩黑色,质较软,易碎
34
360.3212.94煤黑色,煤质较好,条带状结构
370.1513.09泥岩深灰色至黑色,松散易碎
380.6813.77煤黑色,煤质较好,玻璃光泽
390.2014.97泥岩深灰色至黑色,松散易碎
400.5514.52煤黑色,煤质较好,块状,亮煤2煤
413-5・•・•・炭泥岩、泥岩互层深灰色至黑色,夹劣煤(2煤底板)
10-15一一粗砂岩、细砂岩灰白色至深灰色,较坚硬,夹泥岩
42--——
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1.回风顺槽开口处施工时利用原N1S2工作面运顺材料巷拉门施工N1S3段回风顺槽。煤
层倾角在5〜8。之间,平均为7°。
2.开拉门处坐标为(4724615.686,41525587.687)0巷道方位角170°。
表4:N1S3回顺巷道特征表。
巷道名称支护形式净高/m净宽/mSffi/m2S»/m2巷道长度/m
锚、网、支、注、打锚索22.6
N1S3回顺3.54.613.62416
(锚、网、支、喷)(20.2)
附图:N1S3回顺巷道布置平面示意图。
第二节矿压观测
1.观测对象:N1S3回风顺槽。
2.观测内容:巷道顶底板相对移近量、两帮相对移近量、锚杆的锚固力、预紧力。
3.观测方法:N1S3回风顺槽掘进30m后,开始布置测站,测站间距为100m。人工量尺对
测站的巷道顶底板相对移近量、两帮相对移近量进行测量。使用MYCT6型锚杆拉拨器对帮、
顶锚杆的抗拔力测试。每隔7天对巷道顶底板相对移近量、两帮相对移近量、锚杆的抗拔力进
行观测,直到巷道施工完毕。
4.数据处理:根据测站每次对巷道顶底板相对移近量、两帮相对移近量测量的结果进行
分析处理,可得知巷道围岩变形位移量大小,从而可以分析出巷道围岩压力相对大小。对帮、
顶锚杆的抗拔力测试来检测锚杆强度是否合格。针对以上三项观测可以准确掌握巷道围岩变
化规律。
第三节支护设计
一、确定巷道的支护形式
本井田煤层属于节理、裂隙、层理发育的松软煤层;其变形特点主要是碎胀。变形特征
是粘土矿物吸水后膨胀风化失水解体扩张,井下巷道围岩地质自然条件为深井、高应力、强
膨胀。支护设计是以现场监控法和工程类比法为主,参照本矿北一南二运输顺槽掘进的支护
设计。
2、初步确定,N1S3回顺采用邻近采空区部分巷道均采用锚、网、支(双底梁)、壁后注
混凝土加打锚索的方式支护,其余部分采用锚、网、支、喷浆的方式支护,锚杆间排距800义
800mm,若支护形式改变(包括变断面)另编制补充措施进行说明。
二、临时支护
1.爆破后,由工作面最高施工负责人安排敲帮问顶工作,由有经验的老工人站在永久支
护下方,在专人监护下使用2.5m长撬棍(直径①27mli1)由外向里、由上到下、由巷道顶板、
两帮至迎面顺序的将巷道内浮石险块处理掉。
2.经过敲帮问顶确认安全后,先由一组打锚杆人员站在永久支护下方,有专人监护下,
在巷道顶板中心,打注一根锚杆,使用托盘(350mmXl20mmX20mm)、并用两根1.4m长(1400mm
X120mmX100mm)的大木样别顶。
3.在第一根锚杆的防护下,人员可以两组同时施工,逐渐向两侧方向施工锚杆。
4.帮、顶锚杆的布置方式:注混凝土巷道锚杆为五花眼布置,锚杆的间、排距为
800mmX800mm。喷浆巷道锚杆为五花眼布置,锚杆的间、排距为800mmX800mm。每排不少于
14根锚杆,要求锚杆打到底梁搭接上沿处。
5.工作面与永久支护的最小距离为0.2m,最大距离为2.0m。
6.迎面墙采用①22mmX2400mm锚杆作为临时支护,每循环4根并别好木样(1400mmX
120mmX100mm)。4.6m圆棚迎面尺寸上部一对距巷道中心各为1000mm、顶梁往下1200mm;下
部一对距巷道中心各为1000mm、底梁往上1400mm。并别上木样(1400mmX120mmX100mm)、
上好托盘(350mmX120mmX20mm)并拧紧螺母。5.6m拱棚迎面尺寸上部一对距巷道中心各
为1500mm、顶梁往下1500mm;下部一对距巷道中心各为1500mm、底梁往上1800mm。并别
上木样(1400mmX120mmX100mm)、上好托盘(350mmX120mmX20mm)并拧紧螺母。迎面墙
破碎时,根据工作面情况,锚杆必须加密布置。每根锚杆选用1根CK2370型锚固剂。
三、超前支护
放炮前必须先打超前支护锚杆,超前支护采用①22mm*2400mm锚杆,每循环打4根,间
距600mm,锚杆要求距工作面铁棚顶梁300mm,和顶板成30°角向工作面斜上方布置,锚固
剂选用1根CK2370型、3根m2335型树脂锚固剂。
四、永久支护
邻近采空区部分巷道均采用锚、网、支(双底梁)、壁后注混凝土加打锚索的方式支护,
其余部分采用锚、网、支、喷的方式支护,锚杆间排距800义800mm。顶板锚杆也为永久支护
的一部分。棚间距为600mm。锚索滞后成巷,具体距离和施工时间视情况而定,另写补充措施。
附图:4.6m圆棚、5.6m36U金属拱棚巷道断面图。
附图:4.6m圆棚、5.6m36U金属拱棚巷道平、剖面示意图。
A-A4.6m圆棚注浆巷道支护断面图
比例:1:50
锚杆单位:mm
022mm/2.4m
800X800mm
索
21.8mm/7^32m
1800X2400mm
36U型钢圆棚
电缆
风筒壁后注浆
300mm
①108mm高压风管
①108nlm回水管
①108mm注氮管
①108nmi进水管
铁道回填货
X
5400
巷道断面特征表
净断面(m?)掘断面(m?)注浆厚度(mm)净周长(m)
13.622.630013.7
每米巷道材料消耗
碎(m3)锚杆(根)U型钢(T)金属网(m2)锚固剂(根)
3.88311.318.381
B-B4.6m圆棚喷浆巷道支护断面图
比例:1:50
单位:mm
巷道断面特征表
净断面(mD掘断面(m2)喷浆厚度(mm)净周长(m)
13.620.210013.7
每米巷道材料消耗
佐(m3)锚杆(根)U型钢(T)金属网(m2)锚固剂(根)
1.42311.0916.881
净断面(m?)掘断面(m2)注浆厚度(mm)净周长(m)
19.125.6830016.41
每^K巷道材料消耗
混凝土(mD锚杆(根)U型钢(T)金属网(m2)锚固剂(根)
3.72300.6615.6678
4.6m圆棚临时支护平、剖面图比例.i.50
5.6m拱棚临时支护平面图、剖面图
比例:1:50
临时支护平面图:单位:
顶板锚杆拉条36U型钢
临时支护剖面图:
顶板锚杆拉条36U型钢
」600
附图:迎面锚杆布置示意图。
迎面锚杆布置示意图
5.6m拱棚迎面锚杆布置示意图
注:
1.迎面锚杆为①22X2400mm,每根锚杆托盘别2根木样。
2.迎面破碎时,锚杆必须加密布置。
第四节支护工艺
一、锚杆安装工艺
(一)施工锚杆
施工锚杆使用ZQS50/1.8L型风煤钻。爆破后作业人员站在永久支护下方,使用2.5米长撬
棍将浮石、险块处理掉,经过敲帮问顶确认安全后,先由一组打锚杆人员站在永久支护下方,
在专人监护下,在巷道顶板中心,打注一根规格①22X2400的锚杆,使用托盘(350mm义120mm
X20mm),并用两根1.4m长的大木样(1400mmX120mmX100mm)别顶,在第一根的锚杆防护下,
作业人员可以分两组同时施工,逐渐向两侧施工锚杆。顶板和两帮锚杆全部施工完毕后,再
施工迎面墙上部的2根锚杆。在出完货后,再施工迎面墙下部的两根锚杆。进入全煤巷道后,
每孔用树脂锚固剂3根(1根CK2370型、2根Z2335型)。
(二)锚杆的安装方法
锚杆孔钻好后,用锚杆将树脂锚固剂轻轻送入眼底,再用风煤钻或锚杆钻机注锚杆,搅
拌时间为10〜15秒,5分钟后方可上托盘,别好木样,拧紧螺母。
(三)锚杆的工艺要求
1.施工锚杆前必须保证顶板与永久支护支架上方的距离为300mm以上,欠挖处必须用手
镐开够方可进行作业。顶板锚杆眼深为2.3m、迎面墙锚杆眼深为2.1m,眼径均为①27mm,要
求锚杆末端在螺母以外的长度为40mm。
2.顶板锚杆要求垂直于巷道轮廓线,角度误差不大于15°。锚杆间、排距误差±100mm,
排与排之间呈五花眼布置。螺母使用风动扳手拧紧,预紧力矩达到200N.m以上,不合格必须
重新施工。
表5:支护材料规格及材料的备用。
名称规格数量存放地点备注
锚杆022mmX2400mm100根距工作面不超过150m等强螺纹钢锚杆
托盘350mmX120mmX20mm100个距工作面不超过150m旧36U型钢制作
树脂锚固剂CK2370型、Z2335型各100距工作面不超过150m每孔1卷CK2370、2卷Z2335
金属棚4.6m圆棚、5.6m拱棚10架距工作面不超过150m36U型钢(可缩型)
拉条600mmX100mmX20mm100个距工作面不超过150m旧36U型钢加工
5捆10#(03.2mm)铁线编制;
菱形网lOOOOmmX1300mm距工作面不超过150m
网格尺寸为100mm义100mm
5捆中8mm钢筋编制的钢筋网;
钢筋网510mmX810mm距工作面不超过150m
网格为lOOmmX100mm
100块lOOmmXlOOmmX800mm
木样800、1400mm距工作面不超过150m
200mmX100mmX1400mm
3
砂子混砂12m距工作面不超过150m
水泥42.5级普通硅酸盐水泥2T距工作面不超过150m
苇席700mmXI1000mm5捆距工作面不超过150m
锚索O22mmX7.32m021.8mm
二、架棚工艺要求
(一)准备工作
工作面出货完毕后,先打好迎面墙下部的2根锚杆,之后搭设工作台。工作台的底托架采
用2根3寸(©81mm)钢管搭设,要求钢管一端插在迎面墙外露长度为500mm〜800nlm的锚杆(锚
杆规格为①22mmX2400mm、注1卷CK2370型锚固剂,此锚杆不能代替护迎面的锚杆)上,另一
端使用①12.5mm钢丝绳扣连接一标准跳钩,跳钩要锁牢在拉条上,之后在底托架上面排布规
格为4000mmX200inniX601nm跳板不少于10块,要求用铁线捆绑牢固,严禁出现晃动。工作台的
最外端必须使用焊制的铁管,将铁管固定在跳杆上起到“护栏”作用,要求高出台面1000mm〜
1200mm。上下工作台要使用专用的梯子。
(二)架棚的方法
1.圆棚施工先将三根底梁使用卡子锁紧并上好拉条,在工作台上方由2〜3人抱住二梁与
底梁合严,带好卡子,之后由4人抱住顶梁与二梁合严,各处搭接卡子锁紧,最后上好拉条。
2.拱棚施工时先立好两帮棚腿并上好拉条,之后在工作台上方的人员抱住棚梁与棚腿合
严,使用卡子锁紧,最后上好棚梁拉条。
3.架设完拱棚后,要求在腿的底盘往上200mm打锁腿锚杆。每架棚打两组,锚杆的规格为
622X2400mm,每根锚杆安注1根CK2370型树脂锚固剂。
(三)架棚的工艺要求
1.必须严格按中心、腰线架棚,架棚尺寸符合设计要求,保证净宽、高偏差不超过±50mm。
2.两棚梁搭接为500mm,每处上4个卡子,要求两两成对、整体成线,并用风动扳手拧紧。
必须上好卡子并拧紧螺母后,方可松开棚梁。棚梁搭接偏差不超过±20mm。
3.支架间使用拉条连接,每梁一拉条。要求棚梁拉条上在正中,做到整体成线,并用风
动扳手拧紧。
4.平巷必须垂直巷道顶、底板以及巷道中心,不得出现前倾后仰;斜巷要求向上山方向
迎山角为巷道坡度的七分之一,偏差不大于0.5。,严禁退山;扭距偏差不超过100mm。
三、挂网工艺要求
1.注混凝土段巷道采用810mmX510mm钢筋网,必须按要求铺平,网间距小于50mm,互相
平行铺好,并用16#铁线绑牢,铺席子时,席子搭接为100mm,严禁出现缝隙,并用16#铁线绑
牢,防止下滑。
2.喷浆段巷道支架后采用挂菱形网,要求网必须铺平、拉紧,严禁出现堆积;网间用12#
(02.6mm)铁线连好,每300mm一扣,拧紧至少三个劲。
3.注混凝土、喷浆段金属网必须铺至底梁拉条位置。
四、刹样工艺要求
1.喷浆段圆棚挂网后,在网前每800mm一块明样平行刹好,用铁线绑牢。超挖部分用木
样在网后刹严,与帮、顶接实。
2.喷浆段圆棚两肩搭接的以上部位所刹木样不能少于两层,开帮量保证200mm以上。要
求成“井”字型木垛,刹严背实。
3.若圆棚后的超挖量达200nlm以上,可使用长度为800mm的木样在网后刹帮。要求木样与
木样的平行间距不小于50mm,保证喷浆时混凝土能喷射到煤壁。
五、喷浆、注混凝土工艺要求
(一)注混凝土工艺要求
1.混凝土配合比为水泥:砂子:石子=1:2:2,必须拌料均匀,水灰比为0.5左右。
2.4.6m圆棚和5.6m拱棚注混凝土保证厚度为300imn,席子表面有灰浆渗出。注混凝土执
行“见四充三。
3.注混凝土接茬处及混凝土内严禁充填肝石、木样等杂物。
4.4.6m圆棚注混凝土至底梁接茬处。
(二)喷浆工艺要求
1.喷浆机各处风管、料管接头及出口处,必须使用专用卡子捆绑,并有二次保护,严禁
出现漏风现象。
2.砂浆按C15配制,配合比为水泥:砂子=1:4,选用42.5级普通硅酸盐水泥,砂子选用中
砂。喷浆时速凝剂掺量按水泥重量的蜴加入,必须保证拌料均匀。
3.严格按开停机的顺序执行,开机时必须先给水、后开风、再开机、最后上料;停机时
必须先停料、后停机、再关水、最后停风。
4.喷浆成巷滞后工作面10m以外,但距工作面不得超过25m。喷浆前应将电缆和机电设备
保护好并遮挡严密。
5.喷射中,应一人掌握喷枪,一人同移输料管,保证胶管不出现直角弯。喷浆工要一手
紧握喷枪、掌握喷射方向,一手握住进水阀门、控制水量大小,水灰比控制在0.5左右。严禁
喷枪随意晃动或对准其他人员。
6.喷枪要与受喷面基本垂直,最小不得小于75°,喷枪与受喷面距离0.8m〜1.2m为宜。
喷枪操作时,应沿螺旋形轨迹(1.0m〜1.5m)运行,一圈压半圈(圈径200mm)并缓慢移动。
7.喷射顺序为先下后上、先墙后拱、先凹后凸。喷浆要求将棚后的菱形网喷严,保证喷
厚为100mm,不得出现有孔洞,严禁在喷浆时充填煤砰及灰袋等杂物。
8.加入速凝剂,必须随喷随掺,不得提前掺入料中。
9.喷浆前,两帮底角必须挖出不少于200mm深的基础,防止出现“穿裙子”、“赤脚”象。
砂浆的回弹料可掺入新料中,但掺入量不得超过30%,亦可填入宽帮处重复使用。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道开口的准备工作
1.施工前地测队必须提前标定开门位置,标定巷道中心、腰线。
2.开门前,必须对开门处10m范围内的支护进行检查加固,并将所需的各种管路、电缆
等接设到位。
3.开门前,应接好风筒,准备好各种支护材料。
二、掘进的施工方法
1.施工方法:采用钻眼爆破法掘进,全断面一次起爆。拉开门后,上部车场架设5.6m拱
棚45m,再架设4.6m圆棚。循环进尺为1.8m,即一遍炮三架棚。
2.装载运输:开拉门掘进时采用工作面耙斗机扒煤及人力出货上40T刮板输送机进N1S2
段运顺溜煤眼的出货方式。正常掘进时采用工作面耙斗机装煤,上带式输送机,经40T刮板输
送机转载上N1S2段运顺溜煤眼的出货方式。
3.设备的移设方法:初期掘进时耙斗机、溜子尾采用起重机移设;安设皮带后,耙斗机
(皮带尾)、采用回柱绞车进行移设。
4.施工工序:打眼、装药、连线、拆除工作台、爆破、敲帮问顶、打顶板锚杆、打迎
面上部锚杆、出货、打迎面下部锚杆、搭设工作台、出货、架棚、铺网、刹木样、注混凝土
(喷浆)。
第二节凿岩方式
1.打眼机具:打放炮眼和锚杆眼采用ZQS50/1.8L型风煤钻3台,2台工作,1台备用;规
格为①43mm和①27nlm的麻花钎头若干;分别配备规格长度为2.0m(①43mm)的麻花钎杆各3根、
长度为2.5m和1.7m(均为①27nlin)麻花钎杆各2根。
2.动力风源:来自地面压风机房,通过①159mll1、①108mm铁管和中19mm、①13mm胶管沿
线路进入工作面。地面风压为0.6Mpa,工作面风压不得小于0.4Mpa。
3.若掘进遇岩石时,打爆破眼采用7655型风钻;规格为中43mm的“一”字钎头若干。打
锚杆眼采用7655型风钻;规格为①27nlm的“一”字钎头若干。风动力来自地面压风机房,通
过管路输送到工作面。施工爆破眼选用长度为2.5m的中空钎杆3根;施工锚杆眼选用长度为
2.5m和1.7m的中空钎杆各2根。施工爆破眼、锚杆眼均选用①27mm中空钎杆。
第三节爆破作业
1.采用楔式掏槽法;全断面一次起爆。
2.选用三级煤矿许用乳化炸药,药卷长200mm,重0.20kg,选用毫秒电雷管(1、2、3、
5段)引爆,MFB-200型隔爆电容式发爆器起爆(充电后最大输出电压为2900V)。
3.装药和连线方式:反向装药;串联连线。电爆网络电阻R=NRi+4R(N—串联网路雷
管个数;Ri—每个雷管的全电阻不大于7Q;△!i一母线电阻取10Q)
4.6m圆棚R=46X7+10=332Q。当实测电阻值与计算误差在10%范围内可以正常爆破。通
过每个电雷管电流=2900+332=8.73A(大于2A可以正常爆破)。
5.6m拱棚R=60X7+10=430Q。当实测电阻值与计算误差在10%范围内可以正常爆破。通
过每个电雷管电流=2900+430=6.7A(大于2A可以正常爆破)。
4.采用炮泥、水炮泥封眼,封泥长度不少于500mm。
附图:4.6m圆棚/5.6m36U金属拱巷道炮眼布置及装药结构示意图。
4.6m圆棚注混凝土炮眼布置图
bMg:1:50
单位:mm
32(产30
OO
1
00
00
0m
mm
£1Q.|67Q|67Q|--0。…J.116」:
一54。。一
装药量角度°
炮他f雷连
限眼眼装总总装
限眼水平垂直破管线
深明药
名编数药药质段方
mm量卷号
称D.个量卷tkg左右仰零1声式
睡1-42,00.6544163.2777700011
辅助22
5-222.00,551847214,49090000$
醐23-392,00,51735110,27272720033联
制艮40-462.00,473214.2909000945
合计装药质量kg32
4.6m圆棚喷浆炮眼布置图
比例:1:50
单位:mm
装药量角度°
炮ft爆f连
眼限装总蝶
般t水平垂直破f线
深即药药质
名编数药顾段方
mm量卷
称o个量卷量kg左右仰?t序号我
牖1-42.00.6544163.2777700011
辅助22
5-222.00.551847214.49090000由
触23-392.00.51735110.27474740033联
底眼40-462.00.472142.8909000945
合计装药质量kg30.6
5.6m拱棚炮眼布置示意图
单位:mm
450-700.一70。J-1620
6720
表6:爆破条件表
爆破条件及指标4.6m圆棚注混凝土/4.6m圆棚喷浆/5.6m36U金属拱棚
掘进断面(m2)22.1/19.8/25.68
掏槽方式楔形掏槽
钻眼深度(m)
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