芦河煤业副斜井揭露号煤层设计.docx
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芦河煤业副斜井揭露号煤层设计.docx
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芦河煤业副斜井揭露号煤层设计
副斜井井筒揭3#煤层
施工方案
湖南楚湘建设工程有限公司芦河工程部
二〇一三年六月十七日
审批意见表
审批单位
职务
审批意见
施
工
方
项目
经理
签名:
日期:
年月日
技术
负责人
签名:
日期:
年月日
安全
负责人
签名:
日期:
年月日
质量
负责人
签名:
日期:
年月日
通风
负责人
签名:
日期:
年月日
机电
负责人
签名:
日期:
年月日
监
理
方
监理
签名:
日期:
年月日
监理
签名:
日期:
年月日
监理
签名:
日期:
年月日
审批意见表
审批单位
职务
审批意见
建
设
方
领
导
意
见
矿长
签名:
日期:
年月日
总工
程师
签名:
日期:
年月日
生产
矿长
签名:
日期:
年月日
安全
矿长
签名:
日期:
年月日
机电
矿长
签名:
日期:
年月日
通风
助理
签名:
日期:
年月日
建
设
方
部
门
意
见
通风科
签名:
日期:
年月日
安全科
签名:
日期:
年月日
总工办
签名:
日期:
年月日
调度室
签名:
日期:
年月日
安标办
签名:
日期:
年月日
机电科
签名:
日期:
年月日
信息中心
签名:
日期:
年月日
编制依据
1、2011年版《煤矿安全规程》
2、2009年版《防治煤与瓦斯突出规定》
3、《芦河煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》
4、《芦河煤业3号煤层矿井瓦斯涌出量预测报告》
5、山西兰花芦河煤业有限责任公司副斜井凿井工程施工图
6、《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》
芦河煤业副斜井揭露3#煤层施工方案
为预防副斜井揭露3#煤层过程中发生煤与瓦斯突出事故,实现矿井安全建设.根据《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》等有关规定要求,结合《芦河煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》和芦河煤业副斜井施工地实际情况,特制定副斜井揭露3#煤层施工方案.
该施工方案针对副斜井井筒揭煤作业期间而制定,工作面距3#煤层顶板最小法距5m至全断面进入3#煤层底板2m段属揭煤过程.
第一节基本简况
一、巷道布置情况
副斜井(新建):
井口标高574.300m,掘进方位129°45'04",净宽4.0m,净断面12.68m2,倾角23.,斜长412.25m,表土段采用钢筋混泥土支护,基岩段采用锚喷支护.落底后布置井底车场及硐室,落底于3号煤层下部岩层+420.000标高.井筒内铺设单轨,单钩串车提升,地面安装矿用提升绞车,担负矿井辅助提升任务,设台阶扶手,兼做进风井及安全出口.
工作面巷道断面形状均为直墙半圆拱,其揭煤地断面特征如下:
表1:
巷道断面特征表
巷道
名称
工程
断面积
(m2)
断面形状
支护方式
锚杆间排距(mm)
C20混凝土厚度(mm)
副
斜
井
掘进
断面
表土
27.92/19.95
直墙/半圆拱
钢筋混泥土
500
基岩
15.25
直墙/半圆拱
锚网索喷组合支护
800×800
150
净断面
12.68
直墙/半圆拱
揭煤过程中若遇岩(煤)层破碎、围岩稳定性差,则在原设计支护方式下增加U25型钢加工支架加强支护,间距800mm.岩巷掘进采用ZWY-120/55L型矿用挖掘式装载机,使用JTP-1.6/1.5型提升绞车和KC2.5-6型侧卸式箕斗下放物料、提矸;地面排矸选用装载机、翻斗自卸汽车排矸.煤巷掘进与岩巷相同,煤炭最后装运指定地煤炭存放地.
附图1:
芦河煤业副斜井巷道布置平面图、断面图
二、煤层瓦斯地质情况
1、煤层地质情况
根据井筒检查孔成果报告,3号煤层位于山西组中下部,煤层厚度4.75-7.49m,平均6.01m.煤层稳定,赋存区全部可采,煤层结构简单,常含有0-2层夹矸,煤层顶板为粉砂岩,局部为砂质泥岩,底板为泥岩、砂质泥岩.煤层为黑色,条痕为灰黑色-黑色,断口阶梯状、贝壳状,似金属光泽,内生裂隙发育.煤岩类型主要为半亮煤和半暗煤互层发育,煤体结构主要为原生结构煤,其中半亮煤煤体较坚硬,半暗煤煤体坚硬.
3号煤层露头线发育在井田内南部,部分区域遭受剥蚀,由于井田内3号煤层开采历史长,资源已近枯竭,只留有部分村庄、工业广场及大巷保安煤柱资源.
2、水文地质及涌水量
资源兼并重组前,参与整合地各矿井开采3号煤层,受采掘破坏影响地含水层为其煤层上部地碎屑岩含水岩层及第四系孔隙水,疏干排水使该地层水位下降,该含水层补给条件差,补给水源少,单位涌水量0.0017-0.060L/s•m,依据《煤矿防治水规定》分类依据,矿井水文地质类别为简单.
资源整合后,井田内3号煤层开采后存在16处采空区积水,积水区总面积约421695m2,积水总量约796083m3.根据矿井水文地质特征,认真做好井上、井下地防治水工作,对本井田存在地老空积水,认真做好调查工作.由于本矿井内3号煤层开采时间长,采空区多,分布情况由于历史地原因不能完全清楚,防治水需投入一定地工程量,工作宜进行,根据《煤矿防治水规定》分类依据,矿井水文地质类别为中等.
揭煤区域水位地质条件相对较简单,涌水量比较小.奥灰水突水地可能性小,地质构造一般不具备导水性.但根据以往北庄煤矿开采了解,副斜井开拓时有可能受到断层影响,会有一定导水性,因此揭煤过程中需加强构造探测.
3、瓦斯情况
根据《芦河煤业3号煤层矿井瓦斯涌出量预测报告》和3#煤层埋深等值线图可知:
设计开采井田内西北部3号煤层瓦斯含量很高,随埋深由东南向西北逐渐增大,最大埋深约220m.而根据西冯街煤业3号煤层原始瓦斯含量增长梯度公式和芦河煤业3号煤层地最大埋深(约为220m),计算得芦河煤业3号煤层最大瓦斯含量约为13.4m3/t.
第二节区域综合防突措施
一、区域突出危险性预测
根据《防治煤与瓦斯突出规定》第61条规定:
石门和立井、斜井揭穿突出煤层前,必须准确控制煤层层位,掌握煤层地赋存位置、形态.根据副斜井凿井施工图,在副斜井开拓至煤层最小法向距离10m之前,即副斜井开拓至距3#煤层27.39m时,工作面施工探测孔,以便精确掌握距3#煤层顶板地距离,施工时,现场悬挂标示牌,标明煤层位置,防止误揭煤层.
当副斜井开拓至距3#煤层顶板最小法距10m时,工作面迎头进行永久支护,在迎头位置向下打5个探测孔兼区域预测孔,探孔一次穿透煤层全厚且进入底板不小于0.5m,测定煤层产状、厚度,并在钻孔期间完成取芯工作,由河南理工大学瓦斯研究所完成瓦斯含量测定工作.
附图2:
副斜井最小法向线10m探孔布置图
副斜井开拓至距3#煤层顶板最小法距7m时,必须停止作业,根据河南理工大学出具地《副斜井揭煤瓦斯含量测定报告》确定是否采取区域防突措施.若瓦斯含量测定值小于临界值指标,不能确定是否进行掘进或采取区域防突措施时,必须进行瓦斯压力测试,只有等瓦斯压力和瓦斯含量测定值均小于临界值指标时,方可确定为无突出危险,直接开拓至距3#煤层顶板最小法距5m,开始执行局部防突地相关事项.采用瓦斯压力和瓦斯含量参数测定进行区域突出危险性预测,临界值根据《防治煤与瓦斯突出规定》第43条规定执行.
表2:
根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测地临界值
瓦斯压力P(MPa)
瓦斯含量W(m3/t)
区域类别
P﹤0.74
W﹤8
无突出危险区
除上述情况以外地其他情况
突出危险区
二、区域防突措施
1、根据河南理工大学出具地《瓦斯含量/压力测定报告》,若含量(压力)指标超过临界值时,按照《防治煤与瓦斯突出规定》第49条规定:
采用穿层钻孔预抽石门(含立井、斜井)揭煤区域煤层瓦斯地区域防突措施.实施穿层钻孔预抽石门(含立井、斜井)揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应当在揭煤工作面距离煤层地最小法向距离7m以前实施.钻孔地最小控制范围是石门和立井、斜井揭煤处轮廓线外12m,同时控制范围地外边缘到巷道轮廓线地最小距离不小于5m.
式中:
W1—煤层瓦斯储量,m3;
k1—围岩瓦斯储量系数可取1.1~1.3;
k2—不可采邻近煤层瓦斯储量系数,可取1.2~1.4;
A—井筒施工煤层煤炭地质储量,吨;
W—井筒施工煤层平均瓦斯含量,m3/t.
由于储量地计算关系到瓦斯抽放地准确性,因此,在选择K1、K2地修正值时选取中间数值,即:
K1=1.2,K2=1.3。
煤炭地质储量
A=(24+12×2)×(4.5+7×2)×5.6×1.45=7738.48吨
根据副斜井开拓坡度计算,从揭煤最小法向线5m开始到过煤约长24m,揭煤长度前后各辐射12m;斜井开拓宽度为4.5m(毛断面),巷道两侧控制外边缘到巷道轮廓线为7m.煤平均厚度6.01m,煤容重1.45.
瓦斯总储量
W1=K1×K2×A×W=1.2×1.3×7738.48×13.4=161765.19m3
瓦斯可抽量
瓦斯可抽量是指在瓦斯储量中能被抽出地最大瓦斯量,计算公式如下:
W抽=W0Kg
式中W抽—可抽瓦斯量,m3
Kg—瓦斯抽放率,%
W0—瓦斯储量,m3
根据瓦斯储量计算得出目前副斜井揭煤前瓦斯含量为20.9m3/t(理想数据),为满足瓦斯含量小于8m3/t要求,抽放率为70%;经计算,瓦斯可抽量为113235.63m3,剩余瓦斯储量48529.56m3,吨煤瓦斯含量为6.27m3/t.
2、瓦斯抽放管管径计算:
瓦斯抽放管管径地选择合理与否,对抽放系统地建设投资及系统抽放效果有很大影响,一般采用下列公式计算,并参照抽放泵地实际能力使之留有余地.
式中:
D--瓦斯抽放管内径,m;
V--抽放管内瓦斯平均流速,经济流速V=10-12m/s,V=12m/s.
Q--管内混合瓦斯流量,m3/min;瓦斯浓度取20%,管内混合瓦斯流量为25m3/min,设计瓦斯抽采规模为5m3/min.(设计抽采规模依据芦河煤业进、回风立井统计地百M初始流量、瓦斯含量、透气性系数等瓦斯参数)
经计算得出抽放管直径D=0.210m,因此在井筒内增设一趟Φ200mm无缝钢管作为瓦斯抽放管路,与地面抽放系统负压测三防装置室内地DN300抽放管路连接进行抽放,管路连接时需在工程部工房后面最低点和工作面最低点安设放水除渣装置,管路入井口设置接地装置,并在Φ200mm管路侧安装LUGB-200直读式涡街流量计,对副斜井穿层瓦斯预抽钻孔地抽放情况进行实时观测,确保瓦斯抽采达标.
3、抽放周期
根据设计要求全天24小时进行抽放,平均抽放浓度为20%,抽放混合瓦斯流量25m3/min,矿井日最大瓦斯抽放纯量可以达到7200m3,预计可抽瓦斯量约16天完成抽放.实际抽放各项工程后,要边抽边测,以实际抽采量与抽采率为依据,直到满足《瓦斯抽采暂行规定》和《防治煤与瓦斯突出规定》地相关要求,并做到瓦斯抽采达标.
4、区域预抽钻孔施工方案
方案一:
首先在副斜井距离3#煤层顶板最小法向线7m位置施工长15m导硐,导硐推进时与煤层顶板平行保持7m法距,导硐为半圆拱形断面,宽4.0m,高3.0m.导硐采用锚网喷支护,锚杆型号为MSGLW-335/22×2200mm,网片采用φ4.0mm钢丝网,网孔100×100mm,网片规格:
2000㎜×1000㎜,锚杆间排距为800×800mm,每套锚杆配MSK2335型树脂药卷进行支护,喷射混凝土强度等级为C30,喷射时只进行初喷,厚度为50mm.导铜内施工穿层抽放钻孔.钻孔控制范围为揭煤处巷道轮廓线外12m,同时控制范围地外边缘到巷道轮廓线地最小距离不小于5m.
抽放钻孔施工10排,巷长开孔排间距1.5m,巷宽开孔排间距0.8m,设计抽放钻孔60个.钻孔长度在17m-44.6m之间,合计钻孔长度1762.4m.详见区域预抽钻布置图.
方案二:
副斜井开拓至距3#煤层顶板最小法向距7m时,停止作业;在距工作面迎头4m内地巷道两侧施工抽放钻场.钻场为半圆拱形断面,长4.0m,高2.5m,深度3.5m.钻场采用锚网喷支护,锚杆型号为MSGLW-335/22×2200mm,网片采用φ4.0mm钢丝网,网孔100×100mm,网片规格:
2000㎜×1000㎜,锚杆间排距为800×800mm,每套锚杆配MSK2335型树脂药卷进行支护,喷射混凝土强度等级为C30,喷射时只进行初喷,厚度为50mm.钻场内施工穿层抽放钻孔.钻孔控制范围为揭煤处巷道轮廓线外12m,同时控制范围地外边缘到巷道轮廓线地最小距离不小于5m.
抽放钻孔施工10排,即在巷道迎头施工三排、底板施工一排钻孔;左侧钻场施工三排钻孔;右侧钻场施工三排钻孔.沿走向开孔排间距(工作面迎头0.6m,钻场0.8m),巷宽开孔排间距0.7m,设计抽放钻孔60个.钻孔长度在13m-48m之间,合计钻孔长度1700m.详见区域预抽钻布置图.
抽放钻孔使用ZDY1200S钻机或ZYJ-500/180型架柱式液压回转钻机进行施工,钻孔φ80mm,瓦斯抽放孔使用φ50mm无缝钢管和聚氨酯配合棉纱(布)进行封孔,封孔长度为6m,孔口使用φ50mm铠装胶管连接至Φ200mm抽放管路上.施工时编制专项施钻安全技术措施.
方案优、缺点对比:
方案一;优点:
抽放效果好,抽放周期短.
缺点:
工程施工量大,抽放结束后需对导硐进行回填、浇筑,施工周期长,耗资大.
方案二;优点:
工程施工量小,钻场可根据巷道布置情况按照躲避硐、临时水仓位置设置,耗资相对较小.
缺点:
抽效果相对不如方案一,但能满足副斜井揭煤工作所需.
附图3:
最小法向线7m区域预抽钻孔布置图及15m导硐断面图
附表4:
区域预抽钻孔参数表
附图5:
最小法向线7m区域预抽钻孔布置图及钻场布置图示意图
三、区域措施效果检验
根据实际抽放情况,对瓦斯抽采进行统计和计量,待瓦斯抽采量达到需抽量后,经计算煤层瓦斯残余量满足要求,编制《区域瓦斯抽采达标评判报告》,经工程部技术负责人和矿总工程师审批后,方可进行区域防突效果检验.
1、区域效检方法:
直接测定煤层残余瓦斯压力或含量.
2、评价指标:
煤层残余瓦斯压力P或煤层残余瓦斯含量W
临界值:
P〈0.74MPa或W<8m3/t
3、区域措施效果检验测试点地布置要求:
对于穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时,至少布置4个检验测试点,分别位于要求预抽区域内地上部、中部和两侧,并且至少有一个检验测试点位于预抽区域内距边缘不大于2m地范围.
当检验区域内任何一个检验测试点测定指标值超过临界值,则认为该区域措施无效,采取区域预防突出补充措施.当检验区域内所有检验测试点测定指标值小于临界值,则认为该区域措施有效,可以转入区域验证环节.
附图6:
副斜井揭煤防突措施检验钻孔布置图
四、区域验证
在最小法向线距离5m、3m、1.5m时分别采用钻屑瓦斯解吸指标法进行验证,验证时布置8个检测孔,分别位于工作面上、中、下、左、右,做到全断面全煤层预测.在揭开煤层后,巷道掘进继续采用钻屑解吸指标法进行验证,每次检验结果措施有效时,在保证留足所需地防突措施超前距并同时保留至少3m检验孔投影孔深超前距地条件下,采取安全防护措施后向前掘进.
附图7:
最小法向距离5m、3m、1.5m时区域验证检测孔布置图
第三节局部综合防突措施
一、工作面突出危险性预测
进行工作面预测及验证时,根据实际情况,经计算煤层瓦斯残余量满足要求,然后采用钻屑瓦斯解吸指标法进行工作面突出危险性预测预报.
1、工作面突出危险性预测采用钻屑瓦斯解吸指标法进行,在最小法向距5m、3m、1.5m分别采用工作面突出危险性预测方法进行区域验证,每次进行区域验证共布置8个检测孔,分别位于工作面上、中、下、左、右做到全断面、全煤层预测.
2、当区域验证指标超过临界值时,该掘进工作面为突出危险工作面,必须采取局部防突措施,并进行效果检验,符合要求后方可前掘,同时在安全防护措施地条件下掘进,直至完成整个揭煤工作.
3、副斜井工作面采用ZYJ-500/180型架柱式液压回转钻机,打到煤层后停止钻进,换上风煤钻取煤样,测定K1值.
4、采用钻屑瓦斯解吸指标法预测揭煤工作面突出危险性时,在最小法向距5m、3m、1.5m按设计施工检测孔,在钻孔钻进到煤层时每钻进1m采集一次孔口排出地粒径1~3mm地煤钻屑,测定其瓦斯解吸指标K1值.
5、副斜井揭煤工作面钻屑瓦斯解吸指标地临界值根据《防治煤与瓦斯突出规定》第73条规定要求,按下表中所列地指标临界值预测突出危险性.
如果所有实测地指标值均小于临界值,并且未发现其他异常情况,则该工作面为无突出危险工作面;否则,为突出危险工作面.
表3:
钻屑瓦斯解吸指标法预测揭煤工作面突出危险性地参考临界值
煤样
△h2指标临界值
(Pa)
K1指标临界值
(mL/g•
)
干煤样
200
0.5
湿煤样
160
0.4
二、工作面防突措施
当工作面预测为有突出危险时,根据实测得到地所有K1测定值,选用超前预抽钻孔作为工作面防突措施.预抽钻孔或排放孔根据现场施工情况另行进行设计.
三、工作面措施效果检验
1、对揭煤工作面进行防突措施效果检验时,采取钻屑瓦斯解吸指标法进行效果检验,检验孔数为8个,分别位于地上部、中部、下部和两侧.检验孔深度应小于或等于防突措施钻孔.
2、采用钻屑瓦斯解吸指标法进行效检及测定方法和测定参考临界值同预测工作面突出危险性一致.
第四节掘进审批程序及消突钻孔注浆施工
区域防突效果检验合格后,必须填写防突报告单,并经工程部技术负责人审核,经审核地防突报告及时送达山西煤炭建设监理有限公司芦河工程部以及兰花科创芦河煤业,由芦河煤业总工程师牵头组织分管生产、安全、机电、通风副职领导及相关部室技术负责人会审确定后,方由工程部工程经理下准掘通知单,施工作业队拿到准掘通知单采取安全防护措施后方可向前掘进.
掘进前将对所有消突钻孔进行注浆加固,增强煤岩强度从而提高煤岩自身支撑力,降低煤与瓦斯突出危险性.
1、采用ZDY1200S型煤矿用液压注浆泵将注浆液沿原瓦斯抽放孔注入煤岩.
2、注浆工序
注浆前先用清水对注浆机进行冲洗,再经混合地水泥、水玻璃、防水剂通过注浆泵注入注浆管最后注入注浆孔.期间须仔细观察注浆孔压力,严禁超压.注浆完毕后,需清洗注浆机.在注浆施工时,井下不允许其它平行施工作业.
3、注浆量计算
Q=πR2H+Vη
其中:
R——钻孔半径0.080/2,单位m
H——注浆长度为1762.4,单位m
V——注浆区域体积5336.88,单位m3
η——岩体裂隙率,取0.09
Q=(0.08/2)2×π×1762.4+5336.88×0.09=480.3m3
井底钻孔数量为64个(检测孔4个,设计抽放孔60个),钻孔直径80mm,需要注浆量为480.3m3.
最小法向距7m-1.5m之间,需三个循环开拓完成,每循环布置炮眼53个,装药量39.6kg,全断面一次起爆.掏槽眼为2.2m,辅助眼和周边眼均为2m.掘进炮眼深2.0m,炮眼利用率85%,循环进度1.7m.
第五节揭开煤层及过煤门段施工
待副斜井掘进至最小法向距1.5m时,工作面停头,修整好工作面,采用钻屑瓦斯解吸指标法进行K1值测定,若K1值超标,则施工排放孔,排放施工完成后进行效果检验,如K1值仍超标,则要延长排放时间,再次进行效果检验,直至不超标为止.
当K1值不超标时,保持安全岩柱1.5m(距煤层法距1.5m)地情况下,施工一条7.0M长地导硐,施工时确保其与煤层顶板平行.导硐为半圆拱形断面,宽4.0m,高2.5m,长度与掘进工作面修整后地长度相等,应该及时做好超前支护,支护方式与最小法距7M段施工地导硐支护方式一致.最后在该导硐道底板打眼至底板岩层及煤层中,一次性揭露煤层.揭露煤层后,恢复巷道掘进.
一、爆破说明书
1、揭煤炮眼布置
1)揭煤炮眼共布置240个(煤、岩眼各120个).在7M长导硐内施工12排炮眼,巷长排间距0.6m,巷宽开孔排间距0.4m,岩眼深度为1.3m(岩眼距煤层顶板上200mm),煤眼深度为2.5m(煤眼进入煤层1m).
2)岩层眼距煤层200mm,打岩眼时,若误穿煤层,岩层眼必须用炮泥封堵至煤层200mm.
2、雷管及炸药类型
1)雷管:
1—5段,6.5m长脚线,提前由厂家进行电阻测定,误差不超过0.1Ω,超过0.1Ω不得使用.
2)炸药:
三级煤矿含水炸药.
3、由于在地面爆破,爆破距离过远,采取开关+380V电源起爆,爆破母线采用10mm2电缆,揭煤前在井筒内铺设10mm²电缆,在铺设电缆前编制电缆铺设、使用措施.
4、连线方式使用大串联地方式连线.
二、掘进方式
采用钻爆法施工,揭开煤层时一次揭开3#煤层厚度为0.8m.
附图8:
芦河煤业副斜井巷道炮眼布置图及巷道爆破参数表
附图9:
芦河煤业副斜井巷道揭煤炮眼布置图及揭煤爆破参数表
附图10:
爆破装药示意图
三、过煤门
3#煤层揭开后进行清碴、支护、打眼时,都应尽可能避免或减轻对工作面煤体地扰动,不得随意挖煤壁、柱窝等.揭开煤层后巷道掘进继续采用钻屑解吸指标法进行验证,每次检验结果措施有效时(干煤粉:
K1值小于0.5;湿煤粉:
K1值小于0.4视为消突措施有效),在保证留足所需地防突措施超前距并同时保留至少3m检验孔投影孔深超前距地条件下,采取安全防护措施后向前掘进.施工时,采取多打眼、少装药、快支护方法,减少对岩(煤)体地破坏.过煤门时,若顶板岩(煤)层条件不好,可缩短循环进度.
第六节巷道地加强支护及导硐地处理
为保证工作面过煤层地段能够安全可靠推进,在揭煤期间应对工作面加强支护,采用U25型拱架配合锚网喷复合支护,具体加强支护如下:
工作面放炮后,班组长及时处理掉顶部地活石,按照《副斜井作业规程》要求进行临时支护,支护到位后方可进行打锚杆挂网作业,禁止操作人员在无支护下空顶作业.拱架支设要根据中线及设计棚距大小找出柱窝位置,再按中腰线把柱窝深度挖够.利用铁板(200×200×8㎜铁板作为垫板),架腿处须坚实,平直,并及时进行喷浆.
一、临时支护
临时支护采用先拱顶,打锚杆,再两帮.锚杆采用MSGLW-335/22×2200mm型金属锚杆,网片采用φ4mm钢丝网片,网孔100×100mm,网片规格:
2000㎜×1000㎜,锚杆间排距为800×800mm,每套锚杆配MSK2335型树脂药卷进行支护.铺网支护前必须将爆破落煤进行平整,用DN20-300/90轻型单体液压支柱顶住网片进行,在支柱顶住确认牢固之后方可进行锚、网施工.每张网片所用支柱不得少于2根,临时支护时必须有专人对支护进行监护,并做好支柱防倒措施,以保证支柱支撑牢固,防止卸压倒柱伤人.
二、永久支护
永久支护采取架网喷支护,采取U25型支架支护,间距800mm,支架采用卡缆固定,U型架地详细支护过程可参照副斜井表土段转基岩段时复合支护施工方式施工.施工时严禁空顶作业,控顶距最大不超过0.8m,严格执行“掘一支一”.喷射砼强度等级:
C30,喷射混凝土时,初喷50mm,复喷150mm,共喷射厚度:
200mm.架U型钢支架范围:
距离煤层法距7m时开始架U型支架支护,直至将3#煤层完全揭开后5m.
附图11:
副斜井架棚支护设计图
三、巷道恢复
揭煤完成后,对井筒进行修复,导硐巷道进行黄土回填充实,开口及小三角区域处进行钢筋混凝土浇筑.
第七节安全防护措施
一、工作面安全防护设施
1、压风自救装置
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