二采区运输下山施工作业规程.doc

上传人:p** 文档编号:953692 上传时间:2024-05-27 格式:DOC 页数:96 大小:798.38KB
下载 相关 举报
二采区运输下山施工作业规程.doc_第1页
第1页 / 共96页
二采区运输下山施工作业规程.doc_第2页
第2页 / 共96页
二采区运输下山施工作业规程.doc_第3页
第3页 / 共96页
二采区运输下山施工作业规程.doc_第4页
第4页 / 共96页
二采区运输下山施工作业规程.doc_第5页
第5页 / 共96页
二采区运输下山施工作业规程.doc_第6页
第6页 / 共96页
二采区运输下山施工作业规程.doc_第7页
第7页 / 共96页
二采区运输下山施工作业规程.doc_第8页
第8页 / 共96页
二采区运输下山施工作业规程.doc_第9页
第9页 / 共96页
二采区运输下山施工作业规程.doc_第10页
第10页 / 共96页
亲,该文档总共96页,到这儿已超出免费预览范围,如果喜欢就下载吧!
资源描述

《二采区运输下山施工作业规程.doc》由会员分享,可在线阅读,更多相关《二采区运输下山施工作业规程.doc(96页珍藏版)》请在第壹文秘上搜索。

1、二采区运输下山施工作业规程某某家山煤业有限公司某某年是十月第一章 工程概况第一节 概 述一、巷道名称本作业规程巷道名称为二采区运输下山。二、掘进目的及用途掘进目的是形成二采区运输大巷,用途为:二采区的运输、通风、行人、管路敷设、电缆敷设等需要。三、巷道设计长度、坡度及服务年限二采区运输下山设计长度平距为1200m,斜距1209m,其中从运输下山开口(二采区上仓斜巷开口)至10#煤层平距166米,斜距为172米,坡度为15,其余斜长1037m沿10#煤层顶板掘进,平均坡度3.4,服务年限5年。四、巷道工程量:工程量:二采区运输下山大巷分为上仓斜巷拱形段和运输下山矩形段1、 二采区运输下山拱形(上

2、仓斜巷为拱形断面)段4.81.11721722.423.142=2463.59m3。2、 二采区运输下山矩形段4.82.8103713937.28m3五、预计开竣工时间本掘进工作面自2012年11月10日份开工,预计2013年7月份完工。六、支护方式上仓斜巷拱形段:锚网喷+锚索支护方式。设计拱高2.4m净宽4.8m,平墙高1.1m,净高3.5m,净断面面积14.323m2。喷射砼厚度100mm,基础深200mm,喷射砼强度C25。二采区运输下山矩形段:锚网喷+锚索支护方式。设计净高2.8m,净宽4.8m,净断面面积13.44m2 ,喷射砼厚度100mm,基础深200mm,喷射砼强度C25。第二

3、节 编写依据一、煤矿井巷工程质量检验评定标准MT500994二、矿山井巷工程施工及验收规范GBJ2132010三、简明建井手册煤炭工业出版社崔云龙四、煤矿安全规程2011修订版五、汇丰兴业曹家山地质报告电子版六、某某家山煤业有限公司二采区运输下山平、剖、断面图及工程量表S174211501山西煤炭规划设计院第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置及相邻采区开采情况二采区运输下山井下和地面相对位置及邻近采区开采情况见表井上下对照关系表采区、水平 二采区 +751水平工程名称二采区运输下山地面标高+910+971井下标高+680+786地面相对位置建筑物、小井及其他本工作面穿过曹家山村,

4、预计部分住户需搬迁,地表黄土覆盖沟谷纵横,相对地面无任何古建筑及水井。井下相对位置对掘进巷道的影响本工作面位于二采区西部,本工作面从二采区西北部向二采区西南部穿过,四周都为实体煤层.邻近采掘情况对巷道的影响本工作面四周都为实体煤层,所以本工作面不会受临近采掘巷道影响。走 向N-W倾 向S-W第二节 煤(岩)层赋存特征二采区运输下山上仓斜巷段位于井底煤仓以南,斜巷掘进时会穿透8号、9号煤层抵至10号煤层,三组煤层都位于太原组中部,穿透过程中:8号煤层为顶板石灰岩,属于极坚硬岩石类;9号煤层厚度1.505.28m,结构简单,含02层夹矸,顶板、底板均为泥岩,老顶为L3石灰岩:10号煤层厚度1.39

5、2.82m,平均1.82m,结构简单,含01层夹矸,泥岩,煤层强度相对较低,顶板较为完整。二采区运输下山矩形段沿10煤顶板掘进,赋存稳定,煤层强度相对较低,煤层厚度为1.39-2.82m,平均1.82m,倾角3.4,硬度系数f约为2.8,与上方9煤层层间距09.65m。顶、 底板岩性特征见表 顶、底板岩性特征顶底板名称岩石名称岩 性 特 征顶板直接顶泥 岩坚 硬伪 顶沙质泥岩灰黑色、仅局部发育底板直接底泥 岩灰色、水平层理块状构造第三节 地质构造二采区运输下山上仓斜巷段为岩巷,硬度系数f约为46,二采区运输下山矩形段均沿10煤层顶板掘进,其地质构造为单斜构造,走向NW,倾向SW,倾角3.4。第

6、四节 瓦斯涌出情况本矿井为瓦斯矿井,10煤层自燃倾向性等级均属类,为自燃煤层。煤层煤尘有爆炸性。在生产中要及时洒水降尘预防煤尘飘散,及时清理巷道壁浮尘,预防煤尘爆炸事故发生。煤层特征情况表指示参数备 注煤层厚度m1.82.2煤层倾角()3.4煤层硬度f普氏硬度2.8煤层层理(发育程度)较发育煤层节理(发育程度)较发育自燃发火期/d属自然发火倾向绝对瓦斯涌出量/(m3/min)2-3相对瓦斯涌出量/(m3/t)3-4煤尘云最大爆炸压力(Mpa)0.53地温/15第五节 水文情况一、水文情况1、根据二采区地质说明书分析,该区域水文地质条件简单,在掘进时揭露的主要含水层为顶板孔隙砂岩含水层,可能出现

7、淋水现象,对正常掘进无影响。2、涌水量情况:预计涌水量为0.58m3/h。3、老空积水情况: 井田内4#、9#煤层分布有大量采空区,多数已密闭,密闭时采空区内未发现积水,由于导水裂隙带沟通上部含水层或上部采空区,随着时间的推移,采空区内会积聚一定量的水。4、地表水系的影响情况:本工作面地表无常年流水,只有雨季有洪水,但来去迅速,在掘进范围内无明显塌陷区域,不会对开采造成威胁,沿10#煤层顶板掘进时,一定要提前进行探测和疏排,坚持“预测预报,有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则,探放水专项措施另行编制。二、防治水措施1、掘进过程中需及时扒砌好水沟,并保持水沟畅通,以便及时将积水排出。2、矿井必须

8、做好水害分析预报和充水条件分析,坚持预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采的防治水原则。3、探水或接近积水地区掘进前或排放被淹井巷的积水前,必须编制探放水设计,并采取防止瓦斯和其他气体危害等安全措施。4、探水孔的布置和超前距离,应当根据水头高低、煤(岩)层厚度和硬度以及安全措施等在探放水设计中具体规定。5、及时治理地面塌陷区及裂缝,并制定安全技术措施。6、对井田范围内及矿井周边关闭废弃的小煤窑位置和积水情况进行调查,影响生产时,必须采用有效的地面物探手段查清积水范围和开采范围。7、不定期对相邻现采的矿井开采现状调查,及时准确掌握相邻矿井的生产现状。三、问题及建议1、掘进中要严格按设计施工,防止

9、损伤隔离煤柱。2、每掘进45m时,都必须进行探放水,要密切注意观察巷道上帮和顶板出水情况,发现异常立即停头,进行探放水,只有在积水排放干净后,方可正常掘进。第三章 巷道布置和支护说明第一节 巷道布置及断面尺寸二采区运输下山位于二采区西部,设计掘进长度(斜长)为1209m,根据设计要求上仓斜巷拱形段为岩巷掘进,二采区运输下山矩形段沿10煤层顶板掘进。 二采区运输下山上仓斜巷设计为拱形断面,设计拱高2.4m净宽4.8m,平墙高1.1m,净高3.5m,净断面面积14.323m2,掘进斜长172m,坡度为15。工程量为:14.3231722463.59m3 二采区运输下山矩形段,设计净宽4.8m,净高

10、2.8m,净断面面积13.44m2,掘进斜长度1037m,坡度为3.4。工程量为:4.82.8103713937.28m3水沟沿巷道左帮布置,断面为:宽高450mm500mm0.225m2,支护厚度为100mm。具体开口位置为:二采区运输下山上仓斜巷X:.179, Y:.757,Z:785.475 ,方位角:1992015。附:二采区运输下山平、剖面图第二节 矿压观察矿压观察设计:1、观察对象:二采区运输下山2、观察内容:巷道顶板离层量3、安装位置:安设在巷道中部, 每50m和巷道交叉口安装一个,深基点应定在固锚杆上方稳定岩层内300mm(无稳定岩层时,一般固定定在顶板以上8m处),浅基点锚杆

11、端部位置。4、观察方法:,距离工作面100m外每周至少观察一次。100m内每天观测一次。5、数据处理:将观察的数据与顶板离层仪安装时的原始数据对比,核实顶板离层量,并采取相应的措施。可采取的措施有:(1)锚杆锚固范围之内离层,加大支护密度,或提高锚杆的锚固力;(2)锚杆锚固范围之外离层,增加锚杆长度,或安设锚索,或用金属支架加强支护。第三节 支护形式一、二采区运输下山地质构造二采区运输下山位于副斜井井底车场西南,上仓斜巷拱形段为岩巷,运输下山矩形段位于10#煤层太原组中部,上距9#煤层09.65m,10#煤层厚度1.392.82m,平均1.82m,结构简单,含01层夹矸,为稳定可采煤层,赋存稳

12、定,煤层强度相对较低,顶板较为完整。煤层顶底板泥岩。二、二采区运输下山上仓斜巷断面锚杆、锚索支护设计1、最小锚杆长度计算锚杆长L按下式计算:L=L1+L2+L3式中L1锚杆外露长度,其值主要取决于锚杆类型,对于端锚锚杆,一般取L1=0.15m,L1=垫板厚度+螺母厚度+(0.02-0.03)m;L2锚杆有效长度,m;L3锚杆锚固段长度,一般L3=0.3-0.4,应由拉拔试验确定。依据河南理工大学9#10#煤层巷道支护设计对于二采区运输下山拱形段计算结果如下;由于f岩=4-6,L1=0.15m,L3取0.4m,B=4.8m式中B巷道跨度,m;f普氏岩石坚固性系数;L1锚杆外露长度;L3锚固段长度

13、;故:L1=B/2f=4.8/(24)=0.6mL=L1+L2+L3=1.15m2、最小锚杆杆体直径计算根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定,则d=35.52且依据拉拔试验结果得知9#煤层和10#煤层所取Q和t的值相同。由于Q=100KN,t=600Mpa故d=14.50mm式中d锚杆杆体直径,mm;Q锚固力,由拉拔试验确定,KN;t锚杆材料抗拉强度,Mpa;3、最大锚杆间排距计算根据每根锚杆悬吊载荷大小确定锚杆间距a与排拒b(通常a=b),即锚杆悬吊岩石载荷(G=a2L2y)等于锚杆的锚固力Q。根据室内围岩物理力学性质实验结果和现场柱状图观测结论,9#煤层与10#煤层锚杆悬吊高度大体相同,岩性相近,所以在考虑了安全系数K的情况下;由于K取1.8,y=28KNm3故10#煤层a=1.55m式中a锚杆间距,m;K锚杆安全系数,一般取K=1.52Y岩石视密度,KNm3我矿10#煤层最大锚杆间排距为0.8m(0.8m80KN帮60KN锚固

展开阅读全文
相关资源
猜你喜欢
相关搜索

当前位置:首页 > 行业资料 > 矿业工程

copyright@ 2008-2023 1wenmi网站版权所有

经营许可证编号:宁ICP备2022001189号-1

本站为文档C2C交易模式,即用户上传的文档直接被用户下载,本站只是中间服务平台,本站所有文档下载所得的收益归上传人(含作者)所有。第壹文秘仅提供信息存储空间,仅对用户上传内容的表现方式做保护处理,对上载内容本身不做任何修改或编辑。若文档所含内容侵犯了您的版权或隐私,请立即通知第壹文秘网,我们立即给予删除!