开切眼掘进作业要求

１/36第一章概况表1巷道名称11907开切眼巷道设计断面7.77（㎡）巷道坡度（0）沿煤工程量（m）190m巷道位置与煤（岩）层、相邻巷道的关系巷道布置在19#煤层中。巷道服务年限2（月）巷道的用途回采预计开工时间竣工时间施工中的特殊要求与说明施工中局部受F断层影响，出现派生小断层，可能压力大、发生片帮现象。片帮宽度达到400mm补打锚杆。层间夹石在1.0m一下时，可与顶层同时开采，超过1.0m时，沿底分层掘进。设计依据采区设计说明书批准时间：2007年7月地质说明书批准时间：2007年7月矿压观测资料断层附近压力集中其它技术规定施工中每隔50ｍ设置一个顶板离层观测点附图1巷道布置工程平面图附图2井上下对照图２/36第二章地面相对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地面相对位置及邻近采区开采情况见表2表2地面相对位置及邻近采区开采情况表水平名称-346采区名称中央采区地面标高（m）+27井下标高（m）-300—-305地面的相对位置及水体建筑物影响地面为三家子乡水田地及农田。邻近采区、巷道的层间情况及影响无老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响无第二节煤(岩)层赋存特征一、煤（岩）的基本情况该煤层赋存比较稳定，煤层厚1.6—2.3m，该煤层为黑色半亮型，块状、性脆、节理较发育。３/36二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数（见表3）表3影响施工的其它地质情况表瓦斯0.43m3/minCO20煤尘爆炸指数51.7%煤的自燃倾向性易自燃地温危害无三、巷道围岩技术特征（见表4）表4巷道围岩岩性特征类别表顶底板名称煤（岩）名称厚度（m）硬度（f）煤（岩）特征类别顶板老顶中砂岩181.06浅灰色、泥质Ⅲ类直接顶粉砂岩或泥岩2.10.84浅灰色、泥质胶结Ⅲ类断面煤19#1.6-2.31.33半亮煤直接底粉砂质泥岩0.8-01.23性脆，吸水膨胀底板直接底粉砂质泥岩3.3-4.30.84性脆，吸水膨胀基本底煤和细砂岩2.61.06第三节地质构造一、巷道煤(岩)层及断层产状参数（见表5）二、应力集中区对施工的影响1、瓦斯涌出量增加。2、巷道发生片帮、顶板压力增加。附图3煤岩层综合柱状图4/36表5巷道煤(岩)层及断层产状参数表名称走向（°）倾向（°）倾角（°）性质落差（m）导（含）水性对掘进的影响程度F1405055正断层14弱导水有一定影响5/36第四节水文地质一、水文情况：该区预计最大涌水量小于0.1m3/min。二、安全隔水层厚度计算无。三、探放水措施：无6/36第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、巷道布置参数表（见表6）巷道名称11907开切眼层位19#水平标高-305m工程量190m坡度沿煤层顶板中腰线中心由测量定开口位置11907运输顺槽方位角143º方位变化情况二、巷道施工顺序：11907开切眼开口位置位于11907运输顺槽910号测点前62m处，按143º方位、计施沿煤层顶板施工，预计施工190m止。三、特殊地点的施工：1、11907开切眼开口位置采用锚网、锚索联合支护，锚杆间排800mm,锚杆长度2000mm拉门点附近10m范围内锚索间距1800mm,排距2500mm。锚索长度6600mm,锚索有效长度6300mm。锚杆、锚索垂直顶板布置。附图4巷道剖面图附图5巷道开口大样图第二节矿压观测一、矿压观测内容、方法：该施工巷道要进行顶板离层观测，锚杆和锚索载荷监测，观测内容、目的、手段见表7表7矿压观测内容、目的、手段一览表7/36序号观测内容观测目的观测手段1顶板离层监测顶板稳定状况，及时采取安全措施离层指示仪2锚杆受力监测锚杆强度是否合适，以调整密度锚杆拉力器3螺母拧紧力矩检查锚杆安全质量扭力扳手顶板离层监测每隔50m设置1处，螺母拧紧力矩每班必须抽查。每隔20ｍ—30ｍ做一次锚杆拉力试验。二、数据处理：所观察的数据资料与设计不符时，应及时补充或修改设计。第三节支护设计一、巷道断面（见表8）表8巷道支护形式表单位：度或㎡巷道名称断面形状支护形式规格尺寸迎山角荒断面净断面11907开切眼矩形锚网、索3700㎜×全煤高附图6巷道支护断面、平面图（1：50）二、支护方式（一）临时支护：采用2根超前探梁护顶，前探梁用15Kg/m钢轨制成长度3.0m,用特殊加工架子架设。用道木刹严顶板，道木规格（长×宽×高）为1200mm×200mm×150mm。两根前探梁间距为1600㎜。放炮或掘进机切割后，前探梁要及时窜至掌子头，人员必须站在有支护的地点作业。（二）临时支护与永久支护间的距离：临时支护与永久支护间的最大距离为1000㎜、最小距离为200㎜。（三）永久支护：1、锚杆长度计算L：L=L1+L2+L3=0.05+1.5+0.3=1.85（m）式中：L—锚杆长度m；取2.0mL1—锚杆外露长度m；取0.05mL2—由PHD—2型声波检测仪测定巷道围岩松动圈，m；取1.5m8/36L3—锚杆锚固长度，m；取0.3m2、锚杆间距、排距计算：D≤0.5L=0.5×2.0=1.0m式中：D—锚杆间排距，m；取0.8mL—锚杆长度，m；取2.0m3、锚杆直径d的确定d=L/110=2000÷110=18.2（mm）4、锚杆锚固力Q的确定Q=K·L2·D2·r=2.5×1.5×0.82×2.289=5.49(t)式中：Q—锚杆长度m；取2.0mK—锚杆安全系数；取2.5L2—锚杆有效长度，m；取1.5mr—视密度，m3/t；取2.289m3/t5、锚杆的选择HRB335左螺旋等强度锚杆，L=2.0m,φ=18mm。承载能力＞5.49（t），所选锚杆参数满足设计要求。6、锚索长度计算L：L=1.5B+L0=1.5×3.7+0.35=5.9（m）式中：L—锚索长度m；取5.9mB—巷道净宽m；取3.7mL0—锚索外露长度m；取0.35m7、巷道支护设计（1）、设计方法根据《珲春矿区煤岩基础数据测定与锚杆支护技术研究》。（2）、11907开切眼支护设计11907开切眼巷道断面采用锚网、锚索、钢带联合支护，巷道规格（净）：3700㎜×全煤高㎜（宽×高）。当煤层厚度变薄时，荒高为2400mm、净高为2100mm。（3）、根据计算，锚杆间距、排距分别为800㎜。锚索布置形式采用五花眼，排距2500㎜，间距1800㎜，锚索长度5900㎜，锚索有效长度5550㎜。附图7前探临时支护平面图、剖面图（1：50）9/36第四节支护工艺一、支护工艺及要求1、锚杆、锚索联合支护：（１）、锚杆采用左螺纹预制拉力锚杆，锚杆长度2000㎜（靠近底板的一排帮锚杆长度为1000㎜），直径Ф21㎜，间排距800㎜。每根锚杆采用2节CK2335超快速树脂药卷，顶部锚杆扭距不低于140N•M，锚杆预紧力不低于6t，帮部锚杆扭距不低于100N•M，锚杆预紧力不低于4t。锚索采用Ф15.5钢绞线，有效长度为5550㎜，每根锚索采用2节CK2335超快树脂药卷和2节Z2335中速树脂药卷，锚索布置形式采用五花眼，间距1800㎜，排距2500㎜，锚索预紧力不小于10t。施工锚杆眼采用Ф28mm钻头按钢带孔位施工，锚杆施工长度1900㎜，（靠近底板的一排帮锚杆施工长度900㎜），锚索施工长度5550㎜、锚索外漏长度350mm。帮、顶部菱形金属网规格900㎜×4200㎜，采用10#铁丝编制。顶网横向铺设，帮网纵向铺设，网与网之间采用连接形式，连网扣间距200㎜，用14#铁线双股拧紧，网的铺设要有一定的涨紧力。二、工艺安排与要求1、打锚杆眼施工顶板锚杆眼：采用两台锚杆钻机，Ф28mm钻头按钢带孔位由巷道两帮向中间施工1900㎜深钻孔。两侧锚杆要顶板法线成75°角度，其余与顶板垂直。施工帮部锚杆眼：采用两台风钻，Ф28mm钻头按钢带孔位由上向下施工锚杆眼。两肩角锚杆仰角15°，其余与煤壁垂直。两帮同时施工。2、安装锚杆a、安装顶锚杆（1）、向顶锚杆眼装入CK2335树脂药卷，用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。（2）、用搅拌接头将钻机与锚杆变头连接起来，然后升起钻机推动锚杆，当钻机升到锚杆接触顶板岩面时，停止升钻机，搅拌15S后停止。（3）、60S后铺设金属网、钢带、上托盘，采用人工加扭的方式，将扭矩至140N•M以上。b、安装帮锚杆：（1）、按设计部位施工巷道帮锚杆孔：采用2000mm长风钻钻杆，Ф28mm钻头打1900mm深钻孔。10/36（2）、送树脂药卷：向锚杆孔装入2节CK2335，用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。（3）、搅拌树脂：用连接套将风钻与锚杆连接起来，并将锚杆推入孔底，然后开动风钻边搅拌边推动，推入孔底搅拌15S后停止搅拌。（4）、安装锚杆：60S铺设金属网、钢带，上托盘，采用人工加扭的方式，将扭矩至100N•M以上。（5）、顶、帮锚杆托盘必须紧贴岩壁。当巷道顶板比较完整时，除顶板锚杆支护紧跟工作面外，两帮锚杆支护可以滞后工作面5个排距。当顶板破碎、压力大时，两帮锚杆紧跟工作面。C、安装锚索（1）、当巷道顶板比较完整时，炮掘时，锚索滞后工作面不准超过15m；综掘时，锚索滞后工作面不准超过25m；当顶板破碎、压力大或顶板出现淋头水时，锚索2.5m一对，紧跟工作面。（2）、安装顶板锚索。施工顶板眼：施工眼深度5550mm。送树脂药卷：自孔内装入2节CK2335和2节Z2335树脂药卷，用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。搅拌树脂：用搅拌接头将单体锚杆钻机与钢绞线连接起来，然后升起钻机推进钢绞线，边搅拌边推进，直至推入孔底，停止钻机，搅拌20-30S后停机，但继续保持锚杆机的推进力约3min，然后可缩下锚杆机。张拉钢绞线：10—15min后张拉千斤顶张拉钢绞线，预紧力为10t。安装完毕，进入下一个循环。11/36三、巷道工程质量表9巷道工程质量规定表项目允许偏差巷道净宽（中宽）3700㎜中心至任意一帮距离合格-50—+150优良0—+150巷道净高（中高）全煤高荒高不低于2400mm合格-30—+150优良0—+150锚杆扭距/N·M顶＞140符合设计帮＞100符合设计锚杆排间距㎜顶800±100帮800±100锚杆锚固力KN顶＞60合格：最低值不小于设计值的90%。优良：最低值符合设计值。帮＞40锚杆角度/°符合设计要求，误差不超过10°锚杆外露长度/㎜15—50露出托板≤50中间锚索间排距/㎜2100×2500±100㎜锚索锚固力/kN≥200符合设计锚索外露长度/㎜≤350符合设计四、支护工艺流程1、安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）→敲帮问顶→打眼→装药→加固支护→放炮→敲帮问顶→临时支护→施工锚杆眼安装锚杆→收尾整理工程质量2、安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）→掘进机切割→敲帮问顶→临时支护→施工锚杆眼安装锚杆→收尾整理工程质量第四章施工工艺第一节施工方法一、巷道施工方法1、先炮掘后综掘。2、一次循环进度0.8m。3、最大空顶距1.0m，最小空顶距0.2m。二、凿岩（煤）方式凿岩方式：初期采用钻眼爆破，后期采用掘进机破岩。附图8设备布置示意图附图9掘进机截割顺序示意图12/36第二节爆破说明书一、爆破作业方式（见表10）表10爆破作业方式表巷道断面不低于7.77m2通风方式压入式顶板情况较稳定瓦斯含量0.9m3/min掏槽方式楔形掏槽炸药种类2号煤矿许用铵锑炸药打眼机具风钻或水电钻雷管型号1-5段毫秒延期电雷管装药结构正向装药联线方式混联循环进度800㎜起爆方式正向爆破火工品消耗13.69Kg/m炮眼利用率90%二、爆破说明（见表11），炮眼布置（见附图8、附图9）表11爆破说明眼号炮眼(m、个)装药量角度(0)封泥长m爆破顺序名称眼深眼距个数抵抗线kg/孔合计kg水平垂直左右仰俯1-2掏槽眼1.01.020.60.61.2700.613-4掏槽眼1.01.020.60.61.2700.615-10辅助眼0.80.860.50.452.7850.5211-16扩槽眼0.80.4560.50.31.80.5317-29周边眼0.80.45130.50.151.950.5430-36底眼0.80.4570.50.3