煤矿井下水仓掘进作业规程

煤矿井下水仓掘进作业规程第一章概况第一节概述一、巷道名称及相应位置该水仓开口处位于10#煤换装硐室17.5米处，按方位为175°59′14″的方向掘进。设计长度：238.87m工程量：2161.77m3坡度：20°下坡服务年限：矿井服务年限预计开、竣工时间：该水仓自2011年2月底开工，2011年5月竣工二、掘进巷道的用途该掘进巷道为主副水仓。该巷道要用锚、网、喷支护，巷道净断面为：宽3300mm，高3100mm，掘进断面为9.05m3的半圆拱断面。主要担负矿井生产时期的排水任务。。第二节编写依据一、编写依据(1)根据山西省国土资源厅2009年11月颁发的《采矿许可证》，证号C14000002009111220041617。(2)山西省煤炭工业厅晋煤规发[2010]663号文关于山西吕梁离石贾家沟业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复及《山西吕梁离石贾家沟煤业有限公司兼并重组整合矿井目地质报告》。(3))山西省煤炭工业厅晋煤办基发[2010]1026号文关于山西吕梁离石贾家沟业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计的批复及《山西吕梁离石贾家沟煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计》(4)《煤矿安全规程》(5)《质量标准化标准和考核评级办法》(6)《山西煤炭规划设计院设计施工图》(7)《矿山井巷工程施工及验收规范》第二章地面相对位置及地质情况第一节地面相对位置山西吕梁离石贾家沟煤业有限公司位于吕梁市离石区南12km红眼川乡冯家焉村一带。行政区划属离石区红眼川乡。其地理坐标为东经111°10′08″～111°13′16″，北纬37°27′18″～37°29′53″。井田距离石区约12km，有柏油公路相通，离石区西距209国道直距约7km;距临-离-柳-石扶贫公路直距约7km;离石区东距307国道直距约8km;经离石出入口可与太(原)-军(渡)高速公路相接，交通较为便利。第二节煤层的赋存特征一、煤层产状，厚度，结构，坚固系数和层间距本井田构造简单，总体上为一单斜构造，走向近南北，倾角为2—5°，井田南部发育7条规模极小的断层。本井田含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。山西组平均厚度68.32m，含02、03、1、2、3、4、4下、5、5-2、5-3号煤层，其中4号煤层为可采煤层，5号煤层为局部可采煤层。煤层平均总厚3.29m，含煤系数4.8%;可采煤层厚1.8m，可采系数2.6%。太原组平均厚度73.80m，含6、7、8、10、11、12号煤层，其中6、10号煤层为稳定可采煤层。煤层平均总厚8.95m，含煤系数12.1%;可采煤层厚7.64m，可采系数10.4%。6号煤层赋存于太原组上部，上距4号煤层23.06-38.59m。煤层厚度0.42～1.57m，平均1.22m。井田内该煤层层位稳定，除东南部ZK10-3、号孔局部不可采外，其余地段均达可采。煤层结构简单，有时含1层夹矸。煤层直接顶板为泥岩、砂质泥岩偶为石灰岩，底板大多为泥岩、砂质泥岩。重组前原新崖上煤矿曾开采该煤层，井田西南部分布有少量采空区。4、10号煤层赋存于太原组下部，上距6号煤层29.58-44.65m。煤层厚度5.81～7.22m，平均6.42m，为井田稳定可采煤层。煤层结构极复杂，一般含2-4层夹矸，局部含5-6层夹矸或不含夹矸。煤层顶板大部为石灰岩、泥岩或砂质泥岩，局部为泥灰岩或细砂岩。底板大部为泥岩，局部为砂质泥岩。二、煤层瓦斯涌出量，瓦斯等级、瓦斯突出倾向;煤层自然倾向、自然发火期、煤尘爆炸指数、地温。该煤层瓦斯绝对涌出量为0.64m3/min，相对涌出量为3.38m3/min，属低瓦斯矿井。该煤层开采以来从未发现瓦斯突出现象。无瓦斯突出倾向。该煤层自燃倾向性为为：煤的吸氧量为0.6994cm∕g,自然倾向性等级为Ⅱ级，自然倾向性为自然。无自然发火倾向。煤尘爆炸指数为30%，煤尘有爆炸性。地温一般为16°，对开采无危害。第三节地质构造根据本矿钻孔中采取各煤层顶底板岩石力学试验样进行煤层顶底板岩石力学性质试验，井田各可采煤层顶底岩石工程地质特征如下：①4号煤层直接顶板为泥岩、砂质泥岩，泥岩抗压强度为32.5-42.7MPa,抗拉强度0.3-0.4MPa。强度变化大,稳定性差。底板为中砂岩、泥岩或砂质泥岩，泥岩抗压强度33.6-43.6MPa，抗拉强度0.2MPa。②6号煤层直接顶板为泥岩、砂质泥岩、中细砂岩，老顶为石灰岩，老顶极限抗压强度为66.8-156.9MPa，抗拉强度1.3-3.5MPa。粉砂岩底板极限抗压强度为80.3-122.4MPa，抗拉强度为2.6-3.7MPa。底板为泥岩、砂质泥岩或中细砂岩，顶板不易管理。③10号煤层直接顶板为灰岩，裂隙较发育,一般充填方解石脉.抗压强度93.8-169.4MPa,抗拉强度1.9-3.1MPa,一般为较坚硬稳定岩石.底板为泥岩及砂质泥岩。抗压强度25.9-61.3MPa,抗拉强度0.4-0.5MPa。本井田地质构造比较简单，断层、陷落柱不发育，基岩深埋地下，岩层稳定性和整体性好。煤层顶底岩层为砂岩、石灰岩等坚硬岩层或泥岩、砂质泥岩等软弱岩层，除井田东部浅埋区岩层受到一定风化，岩质强度有所减弱外，其它地段均为正常沉积岩层。煤层顶底板容易支护。总之本井田顶底板岩石工程地质复杂程度为简单-中等类型。第四节水文地质一、地表水本井田内常年性地表河流，仅几条较大沟谷中雨季有短暂洪水通过，向西北汇入东川河后向西南汇入三川河，三川河向西南排向黄河。二、井田主要含水层(一)奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层本地层在井田内全部被覆盖，埋藏于井田深部，地层厚度大，分布广泛，溶洞和裂隙发育，具有良好的含水空间，富水性强，水量大，水质较好，是井田主要含水层。据该矿2004年和2006年在井田西侧2km处大土河焦煤公司9号水源井和井田西部12号水源井资料，奥灰水位标高分别为805.46m和802.87m，出水量分别为195.60m3/h和180.60m3/h。根据以上水源井资料和区域奥灰等水位线推测井田内奥灰水位在801-808m，奥灰水埋深200m左右，水质属HCO3-Ca·Mg型,矿化度0.2-0.5g/L。井田可采煤层均高于奥灰水位，无带压开采问题。(二)石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层太原组含水层主要为三层石灰岩，从上到下为L5、L4、L1，总厚约25m左右，灰岩裂隙较发育，岩芯较破碎。钻孔在灰岩地层中，大部分出现漏水情况，含水层顶板埋深在65-144m左右,据井田西部64号水文孔抽水试验资料，单位涌水量q=0.00088L/s·m，渗透系数为0.0062m/d，水位标高分别为944.25m。水质类型为HCO3-Ca·Mg·Na型,总硬度27.19，PH值7.8。属弱富水含水层。(三)二叠系碎屑岩类砂岩裂隙含水层井田内该含水层有零星出露，含水层以细、中粗砂岩为主，平均厚度17.90m.含水层裂隙不发育,富水性弱.顶板埋深为0-160m,据井田西部64号水文孔抽水资料，单位涌水量为q=0.0022L/s·m，渗透系数为0.012m/d，水位标高为998.04m，水质类型为HCO3-Ca·Mg·Na型,总硬度20.49，PH值7.8。属弱富水含水层。(四)第四系、上第三系孔隙含水层第四系中、上更新统出露高，补给条件差，含水层连续性差，基本属透水不含水层。全新统主要分布于井田沟谷中及北部边缘，含水层以砂砾石层为主，厚度小，富水性也较弱。水质属HCO3·SO4-Ca·Mg型,矿化度0.544g/L。上第三系上新统广泛出露于井田沟谷中，含水层为砂砾岩，民井出水量小于10t/d。水质属HCO3-Na型。三、井田地下水的补径排条件井田奥陶系灰岩水属区域岩溶水的径流区，岩溶水流经井田向南排出边界，至柳林泉，井田距柳林泉排泄区较近，水力坡度小。石炭系和二叠系灰岩、砂岩裂隙含水层在裸露区接受大气降水补给后，沿岩层倾斜方向运移，上部石盒子组含水层中以泉的形式排泄，下部含水层中水则顺岩层倾向运移，流出井田外，矿坑排水是其主要排泄途径。四、井田主要隔水层(一)山西组隔水层山西组5号煤以下至太原组L5灰岩之间是以泥岩为主，砂、泥岩互层的一套地层，厚度13.00m左右，连续稳定，其中泥岩、粘土岩隔水性好，可视为山西组与太原组之间良好的隔水层。(二)本溪组隔水层本溪组平均厚35.33m，岩性主要为泥岩、铝土岩、粉砂岩和砂岩，该组有时夹薄层石灰岩或薄煤层，其中泥质岩隔水性能好，在区域内稳定，是良好的隔水层。第三章水仓布置及支护说明第一节水仓布置该水仓位于换装硐室10#煤层段,巷道均为半圆型断面，净宽为3.0m,净高为2.9m，净断面为8.08m2。该水仓开口处71°34′夹角转弯至90°，长度7.6m。在巷道右帮扩大巷道断面2.4m，长度8.4m，缩小断面，开副水仓，主副水仓夹角为30°，平送(主水仓为12.487m，副水仓为8.354m)，开始变坡，坡度20°下山(主水仓为11.482m，副水仓为11.281m)，平送4m，开始转弯(主水仓夹角为90°，长度14.137m，如图1;副水仓为60°，长度为9.425m，如图2)，平送(主水仓长度为56.599m，副水仓长度为36.515m)，转弯(主水仓夹角均为90°，长度均为14.137m，如图3;副水仓夹角均为90°，长度均为14.137m，如图4)，平送(主水仓为16.2m，副水仓为4.2m)，缩小断面(宽1.7m，高1.7m，长度3m的半圆型巷道)每次以12°转弯掘进，逐次增加到90°(如图所示)第二节矿压观测一.观测对象水仓槽掘进巷道。二.观测内容巷道顶板离层量(下降);底板相对移近量(底鼓);两帮相对移近量(片帮)等。三.观测方法测点布置：正常顶、两帮移近量观测。用钢尺量，每周观察一次，观察基点尽量选在顶板完好无淋水地段，从西回风顺槽开口5米起，每40±5m在底板上做一观察基点。四.数据处理由工队技术员配合技术科测算，观察记录由技术科做分析判断，上报分管领导，分析结果及时反馈到队里，从而不断修改设计补充措施，指导施工。第三节支护设计一、1、该水仓的主水仓开始平送29.8m，然后下山，坡度为20°，方位为175°59′14″。副水仓在主水仓送至16.6m处开口，平送8.354m，然后下山，坡度为20°，方位为205°59′14″。巷道断面为矩形断面，其断面面积为：毛断面：3.3m×3.1m净断面：3.0m×2.9m二、支护方式(一)临时支护采用吊挂前探支架作为临时支护，前探梁由15kg/m的两根钢轨制作，长度不小于4m,间距不大于1.2m，用金属锚杆和吊环固定，吊环形式为倒梯形，每根前探梁不少于2个吊环。吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚估剂不少于2根，锚固力不小于50kN。前探梁必须及时跟头，其最大控顶距离为2.0m，前探梁上用2块规格为(长×宽×厚)=1500mm×200mm×150mm半圆半圆木和木橼杆接顶。(二)永久支护该工程为锚杆支护。按悬吊理论计算锚杆参数1、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中L—锚杆长度，m;K—安全系数，一般K=2;H—冒落顶高度，m;L1—锚杆锚入稳定岩石的深度，一般按0.5m;L2—锚杆在巷道中的外漏长度，一般取0.1m。其中：H=B/2f=2.4/2×3=0.4式中：B—巷道开拓宽度，取2.4m;F—岩石坚固性系数，取4。则：L=2×.0.4+0.5+0.1=1.4m.2锚杆间排距计算，间排距相等：a=〔Q/KHr(1.4～1.8)〕1/2式中a—锚杆间排距，m;Q—锚杆设计锚固力，50KN/根H—冒落拱高度，m;R—被悬吊岩石的密度，取25KN/m3;K—安全系数，取K=2。a=1.584m通过以上计算，选用直径18的圆钢锚杆1.8m,锚杆间排距为0.8m。在支护中，当围岩稳定性较好时，锚杆的间排距为800mm，当围岩稳定性较差时锚杆的间排距缩小为600mm。a)锚杆支护质量要求1.巷道净宽、净高允许误差为0—+150;2.锚杆间排句0.8m×0.8m，允许误差为±100mm;3.锚杆方向垂直于岩石面，最小不小于75°;4.锚杆托板紧