避难硐室作业规程20

整理文档很辛苦,赏杯茶钱您下走!

免费阅读已结束,点击下载阅读编辑剩下 ...

阅读已结束,您可以下载文档离线阅读编辑

资源描述

1河南地方煤炭集团建生煤业有限公司永久避难硐室施工作业规程建生煤业有限公司技术科二○一三年五月十五日2第一章概况第一节概述一、巷道名称本《作业规程》掘进的巷道为皮带下山与轨道下山之间的永久避难硐室。二、掘进目的及用途、要求掘进目的是完善矿井六大系统。是确保在矿井发生灾难性事故时,人员不能尽快及时撤离而求生的安全设施。按有关部门提供设计资料进行施工。三、巷道设计长度、坡度及服务年限避难硐室设计长度39.69m;巷道布置在二1煤层中;硐室施工坡度为00。服务年限为7.8年。四、巷道预计开、竣工时间本掘进工作面自2013年5月下旬开工,预计2013年7月竣工。第二节编写依据一、根据《河南地方煤炭集团建生煤业有限公司技术改造初步设计说明书》。二、根据河南理工大学矿山开发设计研究所二〇一二年元月五日编制的《河南地方煤炭集团建生煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告》。三、根据《煤矿作业规程编制指南》、《煤矿安全规程》及《各工种操作规程》等进行编写。四、河南地方煤炭集团建生煤业有限公司矿井六大系统之《永久避难硐室》(由河北曲正工程设计有限公司设计)全套资料。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3调节风门附表1井上下对照关系表水平、采区+110m水平工程名称避难硐室地面标高(m)+270~+265井下标高+122.27~+116.2地面的相对位置建筑该工作面相对地面位置是主井办公生活区北部。井下相对位置对掘进巷道的影响避难硐室施工工作面南端开口与11采取工作面皮带下山相通;北端开口于11采区轨道运输下山。此工程施工地点距主井底80m___120m。掘进放炮时对其他巷道会有一定影响。临近采掘情况对掘进巷道的影响该工程所在煤层(原)采掘情况不详,但现有巷道揭露情况不会有透水灾害威胁,但要时刻保持高度警惕。故严格按照“探放水”原则认真作业。严防透水事故意外发生。附图1:避难硐室布置平面图224.9615827.247.3235.735.4514.966.5545°156°119°114°10.5612.2812.013.14175.08103°111122224第二节煤(岩)层赋存特征一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距,顶、底板岩性及特征巷道设计在二1煤层及顶板中,根据附近已掘巷道资料显示二1煤层煤厚为1.7m~3.1m,平均厚度2.4m;煤层顶板为中粒砂岩,厚度14.11m;煤层伪底为0.5m~1m的炭质泥岩,直接底为3m~5m的粉砂岩;该煤层为黑色,粉末状,局部有碎块状,以亮煤为主,含有暗煤及镜煤,煤质较好,结构简单,普氏硬度系数f≤0.37。详见表2、表3。二、巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自燃发火倾向、煤尘爆炸指数及地温工信【2011】134文《关于根据河南省工业和信息化厅豫对河南地方煤炭集团鑫裕煤业有限公司等5处矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告》得知,矿井相对瓦斯涌出量为1.30m3/t,矿井绝对瓦斯涌出量为0.45m3/min。属低瓦斯矿井,煤层自燃等级为Ⅲ类不易自燃煤层,煤尘具有爆炸危险性,煤尘爆炸指数为20%。根据临近巷道地温资料推测,该掘进工作面地温约为16℃。附表2煤层特征情况表指标参数备注煤层厚度(最大~最小/平均)/m3.1~1.7/2.4根据掘进过的13041工作面皮带巷揭露情况预计煤层倾角(最大~最小/平均)/(°)17~14/16煤层硬度ƒ≤0.37煤层层理(发育程度)不发育煤层节理(发育程度)不发育自然发火期/d无绝对瓦斯涌出量(m3/min)0.45相对瓦斯涌出量(m3/t)1.3煤尘爆炸指数(%)20.00中等程度爆炸危险性地温(℃)1656附表3煤层顶底板情况表附图2:煤层综合柱状图顶底板名称岩石类别硬度厚度(m)岩性顶板基本顶大占砂岩8.8~18.58深灰色~灰色,夹多层细粒砂岩薄层,局部呈片状、波状水平层理,十分清晰,中部及底部含大量的泥质包体,层面分布大量的白云母片,局部含黄铁矿和炭质薄膜。直接顶深灰色砂质泥岩5.3~18.25.9(均)上部浅灰色,厚层状,不显层理,主要为石英、长石,均匀分布很广的白云母片,具炭化斑点,含较多的泥质包体,下部灰色中~薄层状,层面分布很多白云母片,局部具炭质薄膜,含较多的黄铁矿颗粒。底板伪底泥岩0.05~0.5黑色、块状、含镜煤薄膜、性脆直接底老君堂砂岩3.26~3.852.00黑色、块状,光滑细腻,性脆,底部过渡为砂质泥岩,含较多的白云母碎片基本底粉砂岩3.6~4.574.67由浅灰色粉砂岩(局部为细砂岩)与深灰色~灰黑色砂质泥岩相间,波状层理非常发育,全层含较多黑、白云母碎片,少量植物化石碎片及黄铁矿。7厚度柱状岩石名称岩性描述3-5m2.5-6.1m2-7m中细粒砂岩煤粉砂质泥岩灰白色,交错层发育灰色,略含炭质煤层柱状图层号粉状、鳞片状偶见块状。炭质泥岩砂质泥岩、粉砂岩或细砂岩,以粉砂岩、砂质泥岩为主。8第三节地质构造煤层走向NE13°~23°,倾向SE77°~67°煤层倾角14°~17°,平均16°。掘进范围内煤层结构简单,变化无规律,煤层松软,煤层硬度系数f≤0.37,易片帮、冒顶,上部岩层硬度系数5.6,但存在裂隙,因此在掘进过程中应加强顶板管理,防止片帮冒顶现象发生。第四节水文地质根据已掘进过的13041工作面皮带运输巷揭露情况,该掘进工作面水文地质构造简单,没有大的地质构造,预计在掘进过程中会有少量顶板淋水和老(废)巷积水,施工期间,必须认真执行探放水制度,严防水害事故发生。一、主要含水层情况:1、第四系松散层含水层该含水层以角度不整合覆盖于各时代基岩地层之上,主要由洪、坡积物组成,厚度0—40.0m,一般厚9m,厚度变化主要受地形、地貌及现代流水堆积作用控制,其间砂砾石层为主要含水层,其水源主要接受大气降水为主,其水位、水量动态不稳,据明显的季节性变化特征。该空隙潜水含水层下距二1煤层较远,正常情况下与二1煤层间无水力联系,对二1煤层的开采影响也不大。但在煤层隐伏露头地段,当煤层回采落顶后所形成的冒落裂隙破裂(碎)带于该含水层沟通时,则构成直接充水水源。故在煤层隐伏露头及其附近地段,应留设足够的防水保安煤柱,以防止第四系孔隙潜水窥入矿井。2、煤层顶板砂岩裂隙含水层该煤层之上60m范围内所含砂岩裂隙含水层,以大占砂岩和香炭砂岩为主,岩石完整致密,裂隙较发育,但多被方解石脉所充填,故其富水性较弱。9在该层出露之泉水,其流量雨季增大,旱季则涸断流,动态极不稳定。生产矿井中,井下冲水呈滴水,淋水形式向矿井充水,水量较小,说明该含水层补给条件差,富水性普遍较弱且极不均一。该含水层为二1煤层顶板直接充水含水层。3、煤层底板灰岩岩溶裂隙含水层主要由太原组上段灰岩组成,其中L7和L8灰岩较发育,煤层稳定,厚度0.64—14.38m,厚度一般在7.00m左右。在勘查阶段,有4孔在该层段漏水,漏水量最大者大于15m3/h。据以往钻孔抽水试验资料,单位涌水量为0.0000732—0.148L/s.m,参透系数为0.0000431—1.64m/d,水化学类型为HCO3—K+Na型或HCO3—Mg.Ca型,矿化度为0.64g/L,PH值为7.40.表明该灰岩含水层出露及补给条件差,含富水性弱,但在断裂构造作用下,使其与下部强含水层产生水力联系时,富水性则会相应增强。该层为二1煤层底板直接充水含水层。二、主要隔水层情况:该层段厚度在0—250m之间,一般为50—200m,该层段厚度大,补给条件不佳,裂隙不发育,透水性差,能对上部第四系砂砾石潜水含水层和下部二1煤层顶板砂岩承压含水层之间的水力联系到良好的阻隔作用。二1煤层底板至L8灰岩之间的砂泥质延段,厚度5—13,一般10m左右,岩性以炭质泥岩、砂质泥岩、粉细粒砂岩为主分部连续,层位稳定,裂隙不发育,透水性差,隔水性能良好,正常情况下,可阻隔下部太原组上段灰岩岩溶裂隙水冲入矿井。三、矿井充水因素分析:10大气降水、地表水及第四系潜水,本区大气降水多集中于7—9月份,此时矿井涌水量较平时一般增大1—2倍,说明大气降水对矿井充水有直接影响。地表水体为朱垌河,为一季节性雨源型溪流,仅在雨季有短暂水流,旱季则干涸断流,对地下水补给作用较小。区内第四系地层沉积厚度较薄,一般1—25m多位残、坡、冲积洪物,岩性成分复杂,透水性较好,但含水性差,富水性也不够均一,在二1煤层隐伏露头附近地段有一定的充水作用,但因地表水及第四系潜水距二1煤层较远只要留足够的防水煤柱,对矿井生产影响不大。该矿井煤层顶板砂岩裂隙水、底板灰岩岩溶裂隙水、老窖老空水、相邻生产矿井、断裂构造对矿井充水的影响,由F11、F8、F9、F4断层组成,成为二1煤层底板直接充水含水层的充水通道,也使煤层上下各含水层间产生了一定的水力联系,故在生产中当井巷接近或通过断层时,应打超前探放水钻,并留设足够的防水保安煤柱,以防遇断裂突水淹井。预计矿井正常涌水量为400m³/h,最大涌水量为600m³/h。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置避难硐室开口位置位于11采取皮带下山和11采区轨道下山,此工程位于11采区皮带下山和11采区轨道下山之间,硐室掘进方位角185°20′。计划由11采区轨道下山向11采区皮带下山掘进。硐室施工断面13.57㎡,硐室净断面10.28㎡。设计掘进总工程量:39.69m/542.8m³。附图3:巷道剖面图1112第二节矿压观测一、观测对象我矿二1煤属于“两软一硬”煤层,即:煤质软、底板软、顶板硬。上部岩层硬度系数5.6,层厚硬度较大,但存在裂隙,因此在掘进过程中应加强顶板管理,锚网段观测顶板离层情况,防止片帮冒顶现象发生。(一)、观测内容表4观测内容序号观察项目观察目的观察方法1中高观测底板的鼓起情况在标记间用钢尺测量2两帮相对移近量观测侧压力(二)、观测方法1、测点布置:正常情况下每隔50m设一个观测点。2、观测时间:每10d观测一次。3、尺量方法:在巷道顶、帮设标记,顶板标记距底板尺量中高,在两腿标记处尺量两帮相对移近量。(三)、管理办法(1)、顶板离层情况由技术队长(技术员)全面负责,验收员协助。(2)、顶板下沉及下沉速度控制在以下范围之内①、巷道施工5天内,下沉量应小于5mm,下沉速度小于1mm/天。②、巷道施工10天内,下沉量应小于15mm,下沉速度小于1.5mm/天。(3)、顶板离层的记录由技术队长(技术员)负责,安装前10天内必须每天观察一次,10天后可每周观察一次,每月月底验收前必须把记录及整理13资料报送生产科。连续观测2个月,总下沉量小于10mm时,对观测资料进行整理分析确认支护有效后可停止观测。总下沉量大于10mm时,立即向矿生产科、总工程师汇报,采取加固支护措施进行处理,并重新优化支护设计。四、数据处理采取边施工,边观测,及时对测量的数据加以分析、判断并把测量的结果反馈到生产技术科,从而不断修改设计、补充措施,指导施工。第三节支护设计根据巷道临近钻孔揭露围岩性质、产状,充分利用周围巷道的矿压观测资料,依据我矿煤巷支护经验和工程类比法,确定巷道支护形式为:采用锚网喷支护。一、巷道断面锚网喷浆支护,半圆拱形断面,1-1断面净宽4m,净高3m。断面:S掘进=13.m2,S净=10.28m2。密闭门段断面净宽4m,净高3.7m。毛断面:S掘进=17.75.m2,S净=12.16m2锚杆间距1m,排距1m。二、支护方式根据巷道围岩性质和施工现场实际情况,结合我矿支护巷道施工经验,经有关技术人员研究决定采用25#U型钢支护,加锚网喷浆联合支护方式作为本巷道的永久支护。使用Ф16X2000mm国标锚杆。巷道支护断面图1——1断面如下:14巷道支护断面图2---21516第四节支护工艺一、支护材料(一)、锚杆选择直径16mm,长度2000mm。(二)、钢筋网采用直径5mm钢筋点焊而成,网格规格:50mm×50mm。钢筋网规格:长×宽=1300mm×1000mm。用方形托盘,其规格为:长×宽×厚=200×200×10㎜。(三)、锚固剂采用MSK2335型(中速)树脂锚固剂锚固,锚固剂药卷直径为

1 / 56
下载文档,编辑使用

©2015-2020 m.777doc.com 三七文档.

备案号:鲁ICP备2024069028号-1 客服联系 QQ:2149211541

×
保存成功