阳泉矿.docx

1、阳泉矿三软厚煤层综合机械化掘进，锚杆(索)支护(阳泉煤业(集团)有限责任公司五矿贵石沟井)五矿贵石沟井简介 五矿贵石沟矿井是“七五”期间国家的重点建设项目之一，位于山西省阳泉市平定县冶西镇冠山脚下，沁水煤田的东北部。井田走向长度11 km，宽度6 km，面积66 km2；区内地势较为平坦，交通方便。1981年该项目完成矿井设计，1982年开始准备，1983年10月正式开工，1991年12月建成投产。 井田地质储量为795.8。Mt，可采储量471.4 Mt。主要可采煤层为15号煤，局部可采煤层为3号、6号、8号、12号煤，总厚度9.17 m，15号煤层是全矿井田范围内均可采煤层，平均厚度5.7

2、5 m，占总储量的71。井田范围内煤层基本稳定，但地质构造相对复杂，岩溶陷落柱(最密集地段达26个km)和褶曲发育。煤层自然发火(属于类自然发火煤层)和瓦斯涌出量大，煤体松软、易冒落，顶板管理困难，原采用棚式支架沿15号煤底层掘进时，上层煤及直接顶随掘随冒，给安全生产管理带来了很大困难。从2000年开始，采用全锚索支护后，巷道支护状况得到明显改善。 贵石沟矿井原设计生产能力4 Mta，矿井投产后因受以上地质条件的制约，产量一直徘徊在12 Mta左右。近几年来，通过支护技术的改进和环节改造，以及设备的更新和管理水平的提升，矿井产量得到了较大提升。目前，矿井有1个生产采区、2个综放队生产，另有2个

3、采区正在准备，2003年产量达3064 Mt。2004年预计完成352 Mt，其中综一队全年预计完成22 Mt。待另2个采区投产后，矿井将达到或超过年产4 Mt的设计能力，成为阳煤集团的又一个主力矿井。第-章编制概况第一节 概 述 8131工作面位于阳煤集团五矿西北翼采区，进、回风顺槽分别长1 400 m，切巷长1838 m，均为沿15号煤层底板掘进的全煤巷道。相邻工作面关系，南为8129工作面(未掘)，北为8132工作面(未掘)，东为采区总回风保护煤柱，西为采区边界保护煤柱。本工作面进、回风顺槽与相邻工作面进、回风顺槽间的煤柱均为20 m，进风顺槽用于本工作面的进风、供风、供液设备布置及运煤

4、，回风顺槽用于本工作面的回风、进架及运料。切巷扩巷后用于布置综放工作面。2004年9月进、回风顺槽开工，预计2005年5月竣工，服务年限3年。 附图1：巷道布置平面图(略)。第二节 依 据1813l工作面设计依据是阳煤集团五矿(大井)西北翼81318139工作面布置图，批准时间为2004年1月10日。 2.依据生产技术部提供的8131综放工作面掘进地质说明书。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表井上、下对照关、系表水平、采区大井西北翼510采区工程名称掘进工作面地面标高m9201 035井下标高455542 m 地面的相对位置建筑物、小井及其他 工作面位于山西省平定县

5、冶西镇天花池村向南、中川河以北的山坡地带，工作面范围内有少量农田，无民房及其他建筑物 井下相对位置对掘进巷道的影响 南为8129工作面(未掘)，北为8132工作面(未掘)，东为采区总回风保护煤柱，西为采区边界保护煤柱 邻近采掘情况对掘进巷道的影响 由于邻近工作面都为未掘工作面，所以掘进期间对本工作面没有任何影响第二节 煤(岩)层赋存特征 本工作面15号煤层总厚度为667 m，为复杂结构煤层，一般含矸2层，以泥岩、炭质泥岩为主。煤岩类型为半亮型光亮型。煤层倾角215，平均为8。 预计掘进中瓦斯绝对涌出量为15一18 m3min。15号煤层为易自燃煤层(一级)，应加强CO的检测工作。煤层特征情况表

6、项 目单 位指 标备 注煤层厚度(最大最小平均)m7O6.346.67煤层倾角(最大最小平均) ()15.02.08煤层硬度1.52.0煤层层理发育程度中等发育煤层节理发育程度中等发育自然发火期d30绝对瓦斯量M3/min 1.51.8煤尘爆炸指数无煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别厚度m岩 性顶板基本顶细砂岩3.2 石英为主，泥质胶结，节理发育直接顶黑色泥岩9.4致密性脆，7上部为砂质泥岩伪顶底板直接底灰色细砂岩6.2石英为主，含植物化石基本底深灰色泥土泥岩1.7石英为主，钙质胶结，分选中等 附图2：综合柱状图(略)。第三节 地质构造 本工作面15号煤层总体为一北高南低的单斜形态，煤层有波状

7、起伏，倾角一般为8左右。预计该工作面掘进中工作面内有陷落柱存在。 附图3：地质平面图、剖面图(略)。 第四节水文地质 本工作面煤层形态简单，第四纪砂砾层水不会对巷道掘进造成影响，邻近没有老巷、采空区积水。预计最大涌水量为20 m3h，正常涌水量为10 m3h。掘进队在低洼处配备一定能力排水设备。第三章巷道布置及支护说明 第一节巷道布置 该面进、回风巷、开切眼均按测绘组给定的中线沿15号煤层底板掘进。水平标高为455542 m，方位角为N40E；进、回风顺槽、切巷掘进总长度2 9838m；进、回风顺槽掘进方向为下坡。掘进坡度为215下坡。进、回风顺槽开口均为见15号煤层全煤处开口，切巷沿15号煤

8、层底板，垂直与进、回风顺槽掘进。 巷道剖面图同地质剖面图见附图3(略)。 第二节矿压观测 1.观测对象：8131进、回风巷及开切眼。 2.观测内容：用锚杆拉力计、扭力矩扳手对帮锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测，用MYC一18型测力计观测锚索受力情况。用LBY一3型顶板离层仪观察顶板位移量，在顶帮设标记观察点，用钢尺实测量巷道表面位移，即顶、底板和两帮移近量。具体观测内容见下表。序号观察项目观察目的观察方法1巷道浅部顶板移近量顶层04 m煤层及岩层变化量观察浅层离层仪读数2巷道深部顶板移近量顶层48 m顶板变化情况观察浅层离层仪读数3两帮相对移近量两帮移近量在标记点间用钢尺量4锚索载荷是否达到设

9、计要求使用YCD-180型千斤顶5帮锚杆锚固力是否达到设计要求，使用MYC-16型锚杆拉力器 3观测方法： (1)测点布置。正常情况下，每405 m，在巷中安设一组LBY一3型顶板离层仪。 (2)观测时间。离煤头200 m以内的巷内测点每45 d观测1次，200 m以外每10 d观测一次。 (3)锚杆拉拔力与锚索预紧力每30 m巷道抽查一次，一次分别不少于3根。 4数据处理：我们采取边施工、边观测，及时对量测的数据加以分析、判断，并把量测的结果反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施、指导施工。 第三节 支护设计 阳煤集团五矿西北翼采区地质构造复杂，支护设计时充分考虑了煤体的塌落，顶板

10、岩层坚固性中等，煤层极为松散，锚杆支护难以控制。针对上述情况，该工作面进、回风顺槽、切巷全部采用锚索支护。支护的具体设计是：以现场监控法和工程类比法为主，参照五矿初上锚索支护技术参数，直接确定锚索支护参数。锚索基本参数确定如下： 一、材料 1钢绞线：预应力钢绞线采用1860级低松弛钢绞线(17标准型一152018602一GBT52241995)。 2锁具：OVMl51。 3托梁：根据巷道类型和压力情况确定，一般选用强度不低于25U钢的刚性材料，长度不小于08m。 4锚固剂：选用直径23mm的超快速或快速树脂锚固剂。 二、锚索长度 锚索长度根据巷道顶板岩性确定，应使锚索锚固到稳定的岩层中时，锚索

11、长度应适当加长，并满足以下要求： 1锚固段：按现场拉拔试验来确定，根据近几年来现场使用情况，当稳定岩层距巷道顶板距离大树脂锚固剂长度不应小于10m。 2自由段长度一般不小于30m，也可按岩层最大破裂面的深度来选取，要求超过破裂面最小10m。 3张拉端：张拉端长度要保证张拉工艺要求的长度，一般不小于015 m。 由于8131进、回风顺槽、切巷均为沿15号煤层底板掘进的全煤巷道，该工作面煤层平均厚度667m，除去巷道高度305m，上覆松软层(煤层)厚362m，结合上述情况，该工作面掘进锚索采用52m。根据阳煤矿区锚索支护规定要求，每米巷道打注1根83m长的锚索下带25U钢作为加强支护。 三、承载力

12、、张拉预紧力 锚索设计承载力为230 kN。张拉预紧力为承载力的5060，根据围岩与压力情况确定，围岩较差时取大值，围岩好时取小值。 四、两帮支护 由于该采区煤体为松散煤体，在不受采动影响的情况下，掘进开挖时煤体的松动圈为1015m，通过现场拉拔试验，锚杆锚固长度应不小于05m，因此帮锚杆选用20 mm400mm花钢锚杆。 五、临时支护 爆破或切割后，人员站在煤头正式支护下敲帮问顶，铺联网。采用不少于2根液压单体柱带木帽托网升紧接顶维护空顶区。如果爆破或切割后空顶大于一排钢带距离，或发现顶板破碎、松软等情况时，应相应增加临时柱的数量，掘进点应备不少于5根规格适当的单体液压支柱配SDB-II型手

13、动快速升柱器(初撑力压力表读数必须达到10 MPa以上)。单体液压支柱规格：25 m1根，28 m2根，315 m2根，木帽规格：1220cm50cm两开木。 遇塌顶、超高等情况临时支护不能使用单体柱时，采用直径16 cm以上的优质圆木作临时柱，穿木靴升紧接顶维护空顶区。木靴规格：10 cm20 cm x 50 cm。掘进头常备长度适当的木柱不少于5根。 附图4：巷道支护平面图、断面图(略)。 附图5：临时支护平面图、剖面图(略)。第四节 支 护 工 艺一、支护形式进、回风顺槽、切巷均采用锚杆、钢带、网、锚索联合支护，矩形断面。具体参数如下表。巷道名称断面形状断面尺寸m净断面m2荒断面m2净宽

14、毛宽净高毛高进风顺槽矩形4.24.43.03.0512.613.4回风顺槽矩形3.43.63.03.0510,211切巷矩形3.23.32.62.658.32，8.75 二、支护说明 (1)进、回风巷均采用锚杆、钢带、网、锚索联合支护。正常情况下，进风巷五孔钢带正中眼打注8.3m锚索，带O.8m29(25)U形钢托梁，顺巷布置。其余按眼位打注4根5.2m锚索，均垂直于顶板打注，带铁托板。回风巷四孔钢带按钢带孔打注4根5.2m锚索，均垂直于顶板打注，带铁托板。钢带排距0.95m。 钢带 220mm2.5mm4.2(3.4)m 顶锚索孔深 8.0(5.O)m0.05m 顶锚索规格 l5.2mm5.

15、200(8.300)mm 药 卷 MSCK23mml000mm 顶 网 1.1m4.2(4.6)m 铁托板 120mml80mml0mm (2)进风、回风巷两帮每帮5根帮锚杆，距顶往下250mm处打1根，且仰角为20。其余从上往下按间距600mm、600mm、600mm处各打1根，均垂直打注到巷帮，如果煤帮节理发育，帮锚杆打注尽量与节理面垂直。帮锚杆排距与钢带排距一致。 帮锚杆规格 20mm2400mm麻花钢锚杆 帮锚杆孔深 2.35mm0.05m 药卷 MSCK23mm500mm 托板 混凝土制200mm300mm 帮网 1.1m2.8m (3)回风巷每掘够两排钢带及时在两排钢带之间、左右距

16、中600m处各打注1根83m锚索，下带12m29(25)U形钢托梁，托梁平行于回风巷方向布置。 进风、回风巷五孔钢带正中眼打注8.3m锚索，带0.8m29U或25U形钢托梁，顺巷布置，正常情况下滞后一排预紧。 (4)开切眼采用一排三孔钢带打3根5.2m锚索，均垂直于顶板打注。一钢带排距0.95m。 钢 带 220mm4mm3.2m 锚索规格 152mm5200(9300)mm 锚索孔深 5.0(9.0)m+005m 药 卷 MSCK23mml000mm 每帮打注4根玻璃钢锚杆，距顶往下250 mm处打1根，仰角为25，其余自上而下按间距650mm、650mm、650mm处各打1根，帮锚杆垂直打

17、注。如果煤帮节理发育，帮锚杆打注尽量与节理面垂直，帮锚杆排距与钢带排距一致。 锚杆规格 18mm2000mm玻璃钢锚杆 锚杆孔深 1.95m0.05m 药 卷 MSZ23mm800mm 铁托板 250mm180mml0mm 每掘进2排，及时顺巷打注9.3m锚索2根，带1.2m29(25)U形钢托梁，但两排钢带打注在靠钢带中两侧各650mm处，间距1.9m，排距1.3m。 三、支护要求及质量验收标准 1支护工艺要求： (1)丈八煤底层巷不论采取何种工艺，必须坚持掘一排锚一排。 (2)为保证巷道工程质量，在每循环之前都要检查中线情况，如有偏差及时调整。 (3)煤头爆出(割出)一排钢带距离后，人员在

18、永久支护下用长柄工具敲帮问顶，处理顶帮的活煤活矸，然后人员站在永久支护下，铺联好顶网，打好临时支护，出煤照好中线，竖好钻机，打顶锚索。 (4)超宽、超高部位，每超宽05 m增加1根5.2m锚索，带0.5m或1.2m 29(25)U形钢托梁；每超高0.6m，增加1根帮锚杆。切巷超高部分(2.6m往上)补打20mm2400mm麻花钢锚杆。 (5)52m锚索锚固段必须进人直接顶15m左右。如果由于各种原因造成顶板煤层异常增厚，52m锚索达不到此要求时，则改用8.3m或9.3m锚索。如仍达不到要求，必须停止掘进探煤厚，确定锚索具体长度。如遇直接顶破碎、松软，虽然锚固段全部进入直接顶，但锚固力达不到设计

19、要求，也应采取以上措施，将锚固段避开松软岩层。 (6)人工贯注管缝锚杆等方法降顶后，开始五排钢带排距不大于0.8m，全部采用8.3m锚索，顺巷锚索采用9.3m锚索。 (7)掘进煤头通过向斜构造后，底弯前后5m范围每排钢带下在巷中补打1根9.3m锚索。 2锚杆锚索施工技术要求： (1)上钢带，使钢带贴紧顶板。(2)顶锚索带铁托板贴紧钢带，帮锚杆带托板贴紧煤帮，顺巷锚索带1.2m。29(25)U形钢托梁担两排钢带，钢托梁原则上槽口超上，钢托梁均使用两道双股14号铁丝与顶网拴牢，钢托梁下锚具用14号铁丝拴牢。 (3)钢带不能接顶处，用两开木“井”字构盘接紧顶板。 (4)所有的锚杆锚固力、拧紧力矩以及

20、锚索预紧力都必须达到设计要求。帮锚杆锚固力不小于50 kN，拧紧力矩不小于120 Nm(玻璃钢锚杆不小于120 Nm)。锚索预紧用YCD-180型张拉千斤预紧压力表读数不小于36 MPR。 (5)铺设金属网时，相互搭接不少于10cm，每20 cm联网一道，联网丝用14号铁丝，使用专用联网钩扭结不少于3匝拧紧。 (6)锚索、锚杆角度必须符合设计要求。 (7)正常情况下，锚索外露长度保持在150250 mm，如巷道高度达35 m以上时，锚索外露长度可保留在500mm以内。锚索外露长度超过500mm，重新补打。 (8)锚索承载力应在230kN以上，张紧拉不低于为120kN，使用YCD一180千斤顶预

21、紧时，压力表读数必须在36 MPa以上。 (9)托板(托梁)强度必须与锚索的承载力相适应。 (10)锚索应尽量与岩层面或主要裂隙垂直。 (11)如遇锁具、锚固剂或张拉千斤顶等出现质量问题，必须停止掘进、及时更换，并汇报上级。 (12)进、回风采用厚度为2.5mm钢带，帮锚杆正常情况下外带混凝土托板，如遇两帮压力大、混凝土托板强度不足时，及时改用铁托板(规格250 mm180mm10 mm)；切巷采用厚度为4 m钢带，帮锚杆采用铁托板。 (13)钻锚索孔和钻锚杆眼时应做好以下工作：检查开孔周围的顶板情况，应选择顶板完好地点开孔；检查钻机，打眼前所有控制开关应处在关闭位置，油雾器充满良好的润滑油；

22、检查风水管长度是否够用，风水管接到钻机上以前要吹干净，接头与钻机连接要牢靠? (14)钻锚索眼时，要两人进行，开钻时一人扶钻安眼、一人开钻。开钻时，先开水再开风，最后开钻。停钻时先停钻，再停风，最后停水。严禁打干眼。安眼时要缓慢升气腿，将钻杆接顶，安好眼时开孔，缓慢钻进510 cm后，再全速开钻，钻进时推力要均匀，不得顶弯钻杆。 (15)钻眼时不能用手摸旋转的转杆，操作者的衣服、袖口要扎紧，严紧戴手套，当钻眼完毕钻机收缩时，手不要握在气腿上。 (16)接换钻杆时，不得挪动钻机，以保持钻机钻杆与钻孔同心。 (17)钻孔完毕，用压水将孔冲洗干净，回掉钻杆，放入锚固剂，用钢绞线将锚固剂轻轻顶到眼底，

23、用搅拌器将钢绞线与锚杆钻机连接好，然后全速开钻将锚固剂充分搅拌，并将钢绞线顶至孔底搅拌1015 s，停止搅拌后保持钻机推力35 min方可撤下钻机，上好托板(托梁)和锚具，15 min后进行张拉。 (18)张拉前做好以下检查工作：将油泵注好油，注入8 L清洁的N32号或746号机械油，不得使用2种以上混合油；对油泵、千斤顶、电路、油路进行全面检查，如有异常情况，先处理再张拉；现场组合的张拉机具，应先进行空载运行，排尽液压油路中的空气。 (19)张拉时应遵照下列规定执行：张拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线；钢绞线外露长度(少于20 cm)不足以使钢绞线与紧楔器充分咬合时，不得使油泵带负荷运行，

24、应使千斤顶在较小阻力下上推一段，满足咬合长度后，退下千斤顶重新张拉，以防损坏紧楔器；一次张拉行程不得超过150 cm，一次张拉超过规定行程仍不达设计预紧力时多张拉几次；张拉时，操作人员必须注视油泵压力表读数，油泵压力超过锚索设计张拉力(120 kN)或压力表指针急促上移时停止张拉，油缸回位到底时也应立即停止供油，以防油路、油泵超负荷；油泵应缓慢升压，严禁高压换向。(20)张拉时除操作人员外，千斤顶5 m范围内严禁站人，操作人员待千斤顶与钢绞线咬合后也撤至安全区域；回撤千斤顶时，操作人员应提前握持好千斤顶，以防紧楔器磨损提前松脱。发现紧楔器磨损，应及时更换。 (21)将外露的钢绞线切断，应遵守如

25、下规定：钢绞线的外露长度不得影响巷道的正常使用及回采期间退锚，一般应保留1525 cm；切断钢绞线前，除操作人员外，周围5 m范围内严禁站人。切断时，操作人员一手把持切断器，一手握紧钢绞线，必要时由两人配合进行，以防意外。 (22)锚索要逐根检查，达到设计预紧力为合格，不合格的锚索应重新补打。 (23)托板、托梁应紧贴顶板或巷帮。 (24)帮锚杆应采用麻花钢锚杆、带托板，排距与钢带相同，锚杆外露长度不得超过5cm；如因片帮等原因外露长时，可垫一块水泥托板，如仍不能贴紧煤帮，须重新补打锚杆，帮锚杆搅拌时间为3040s。 (25)巷道使用的锚杆、锚索、钢带等材料的质量严格按生产矿井质量标准化标准及

26、集团公司、矿制定的有关规定执行。 (26)巷道要保证良好的工业卫生，巷内无杂物、淤泥、积水，材料要码放整齐。 3施工质量标准(见下表)。检 查 项 目质量要求及允许误差mrn合格优 良保证项目1锚杆、钢带、锚索等材料的材质规格、品种、结构、强度符合设计、作业规程及规范规定2锚固剂的材质、配比、规格、强度符合设计、作业规程及规范规定、基本项目1巷道净宽-50+200-30+2002巷道净高-50十200-10+2003锚固力(锚杆)最低值不小于设计值的90最低值符合设计值4锚索预紧力最低值不小于设计值最低值符合设计值5.锚杆锚索施工质量安装牢固、托板紧贴煤壁无松动完全符合设计标准6铺网质量符合作

27、业规程规定允许偏差项目检 查 项 目允许误差1锚杆间排距mm-100+1002锚杆、锚索孔深mm0+503锚杆角度()符合设计要求，754锚杆外露长度mm露出螺扣15505钢带排距mm-50506锚索预留长度mm1502507锚索间距mm-100+100第四章施工工艺第一节施工方法 巷道施工方法采用掘进机按设计要求一次切割成巷，刮板输送机、带式输送机运输。正常情况下，要按综掘切割流程图进行。如煤层较软时，可先割上部，待顶板支护完毕后，再割底煤。如预见无炭柱、断层等地质构造，综掘施工难以进行，施工方法采用人工爆破、耙斗装煤(岩)，刮板输送机、带式输送机运输(具体施工措施另提)。第二节 凿岩 方

28、式 一、机掘施工方式 1设备配备：AM一50型掘进机1台。 2工艺流程：安全检查标定中腰线试车进刀割煤出煤安全检查铺网、联网临时支护照中线打中部顶锚索上钢带，打其余顶锚索并预紧打帮锚杆、铺联帮网按支护要求打顺巷锚索并预紧。 二、炮掘施工方式 (1)掘进爆破采用先掏槽后刷帮、压顶的作业方式。 (2)钻爆作业中，原则上执行爆破图表中的炮眼位置、数量及其他参数，现场实际如有变化，可由工长、爆破工根据现场情况做适当调整，以保证较好的爆破效果。 (3)钻爆设备配备：ZMS1.2B煤电钻，1.5m麻花钻杆，7655风钻，1.52.0m风钻钻杆及钻头(43mm煤钻头和风钻钻头)，见下表。序号机械、钻具名称型

29、号数量台动力配套方式备注l综掘机AM一502电煤溜、胶带2煤电钻MZS一1.24风煤溜、胶带3风钻76554风耙岩机备用 (4)工艺流程：安全检查标定中腰线钻掏槽眼斗装药连线爆破安全检查出煤、洒水钻周边眼、辅助眼装药连线爆破安全检查出煤、铺联顶网、临时支护照中线打中部顶锚索、上钢带、打其余顶锚索并预紧打帮锚杆铺帮网、联网按支护要求及时打顺巷锚索并预紧。 附图6：设备布置图(略)。 附图7：综掘机截割顺序图(略)。第三节爆破作业一、爆破条件爆破条件见下表。爆破条件及指标进风顺槽回风顺槽切 巷巷道掘进断面m213.4118.75掏槽方式楔形掏槽楔形掏槽楔形掏槽每次钻眼深度m1.01.01.0炮眼个数个353030炸药额定消耗量(kgm一1)11.41010每循环炸药消耗量kg10.649.59.5每循环雷管消耗量个353030循环进尺m0.950.950.95每循环岩煤实体m312.73lO458.31煤硬度系数2炸药种类煤矿许用3号乳化炸药