(工程安全)新建进风井基岩段施工安全技术措施

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1、山西柳林金家庄新建进风井基岩段施工作业规程第一章 工程概况山西柳林金家庄煤业有限公司煤矿位于柳林县南约10km的金家庄乡-前庄上一带。井田紧靠柳林-石楼的二级公路,有省级公路通往柳林县城,距孝柳铁路穆村站14.0km。截止到2013年3月7日明槽段19米浇筑混凝土已施工完毕,现工作面见到的岩石为红色粉砂岩,中间夹杂有风化岩石,根据建设单位要求,进入基岩段后观察岩石情况,确定基岩过渡段的具体位置。基岩段长度约为905米,基岩过渡段特征为:S掘=25.1m,S净=18.899m,支护形式为U29金支砼支护,棚距为600mm。基岩段巷道特征为:S掘=21.248m,S净=18.899m;巷道净宽52

2、00mm,净高4200mm,支护形式为锚网喷+锚索,锚杆规格为,20x2200mm左旋高强度无纵筋螺纹钢锚杆,间距800x800mm,金属网由直径6mm的钢筋焊接而成,网格间距为100mm100mm,搭接长度为100mm,喷射混凝土强度为C25,喷射厚度120mm,金属网每隔50m断开一段,长度0.5m,用尼龙网或塑料网代替,以防止静电。锚索15.24mm,长度为7.0m,锚索间距2400mm,排距1600mm。第二章 地质情况概述一、水文地质根据井检孔地质及水文地质资料,井筒施工所穿过的主要含水层分别为:(一)奥陶系上马家沟组(Q2S)是奥灰岩的主要含水层,一般为强富水含水层;在水平方向上,

3、在构造发育部位和浅埋区一般富水性较强,否则较差。(二)奥陶系峰峰组(Q2f)岩溶裂隙不甚发育,据相邻的陈家湾井田ZK6-0水文孔资料,由于井田距排泄区距离较近,峰峰组地层中就有较好的含水层,但也属中等富水含水层。(三)石炭系太原组(C2t)主要含水层为灰岩和中粗粒砂岩,含水层总厚度16.2m,钻孔单位涌水量为0.00083L/sm,属弱富水含水层。但其含水层的富水性与奥灰水一样也有其不均一性,一般浅埋区、裂隙发育,补给条件较好富水性相对较强,深埋区则富水性相对较差。(四)二叠系(P)含水层以中粗砂岩为主。据ZK3-4水文孔资料,该含水层厚10.9m,钻孔单位涌水量为0.00034L/sm,属弱

4、富水含水层,水质类型为HCO 3 -SO 4 2 -Na +型,矿化度0.62g/L。(五)上第三系(P2)含水层为底部的半胶结状砾石层。连续性较差,补给条件差,且厚度不稳定,故富水性差异较大,一般单井出水量10m 3 /d,属弱富水含水层。水质类型为HCO 3 -Na +型。(六)第四系(Q)上更新统(Q3):多为透水而不含水岩层,局部含上层滞水,水量微弱。全新统(Q4):含水层主要为砂砾石层。含水层厚度小,单井出水量也不大,可供生活和灌溉用水,属弱富水含水层。水质类型为HCO 3 -SO 4 2- -Na +Mg 2+型。二、瓦斯地质根据新建进风井预想剖面可知,斜井将穿过4#、5#、6#煤

5、层,施工中应加强对矿井瓦斯的监测和预防工作,做好“一通三防”工作,加强地质勘探工作,以防止遇断层误揭煤层。第三章 支护说明书一、基岩过渡段(一)临时支护根据实际揭露煤岩破碎情况,采用432000mm管缝锚杆超前支护,间距200mm左右,数量根据实际情况确定,每个循环打设一次。管缝锚杆均布置在巷道荒断面轮廓线以外,打设角度略小于下山坡度。 (二)永久支护基岩段支护形式参照表土段施工安全技术措施二、基岩段采用锚网喷+锚索支护。锚杆采用202200左旋高强度无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆间排距均为800800mm,三花布置,锚固剂为K2335、Z2360各一卷,锚杆托盘采用200mm200mm10mm的Q2

6、35钢板;锚索规格为15.247000的钢绞线,间排距24001600,每根锚索配2支Z2360和1支Z2335锚索专用树脂锚固剂,托板为20020010mm的Q235钢板;6mm钢筋网片网格为100100,网幅 10001800,金属网每隔50m断开一段,长度0.5m,用尼龙网或塑料网代替,以防止静电。临时支护后,及时进行锚网喷支护。拱顶锚杆使用MQT11Q-C气动锚杆机钻眼、安装锚杆,帮部锚杆使用YT-28型风钻凿眼,人工使用风动锚杆搅拌器安装锚杆,锚杆外露不超过50mm,网片安装时搭接100mm并使用14铁丝每隔300mm双股绑扎一道。支护厚度为120mm,喷射砼强度为C25。混凝土在地

7、面搅拌,通过6m3箕斗运输到工作面,使用ZP-喷射机喷砼。第四章 施工方法及工作组织一、施工方法(一)放炮掘进采用普通爆破法进行施工。使用6-8部YT-28型风钻钻眼,42mm一字型钎头。为确保钻眼质量及速度,每2台风钻配置3人,实行定人、定位、定工作量的分区包干制,工作面钻孔分上部、下部两次进行。炸药选用三级煤矿许用水胶炸药,选用1-5段毫秒延期电雷管,MFB-200型发爆器起爆,联线方式为串并联。施工中根据岩性及时调整炮眼布置及爆破参数,以提高炮眼利用率和循环进尺。根据施工要求,爆破采用串并联方式,同一个段号串联,最后将各段号并联在电路中。(二)支护施工在工作面进行锚网施工作业前,先安排专

8、人进行仔细观山找顶,用2米以上的长勾钎对角找掉巷道顶部活危岩,然后验收员量规格尺寸点画出锚杆间排距位置,作业前先用不少于两根的气腿顶柱搞好临时支护。锚杆施工要做到随掘随锚,施工过程中要严格执行锚网施工最小空顶距和最大空顶距,最小空顶距不700mm,最大空顶距不得大于700mm加一循环炮进,喷浆空顶距不大于4m,即700mm加两循环炮进。锚杆施工顺序为:先顶后帮、由外向里。(三)施工顺序掘进一班:交接班安全检查开工准备打上部眼倒渣打下部锚杆打下部眼出渣装药放炮通风。掘进二班:交接班安全检查开工准备打上部锚杆打上部眼耙渣打下部眼装岩装药放炮通风。喷浆班:交接班安全检查开工准备打上部锚杆装岩喷浆处理

9、灰滩。二、爆破说明书 爆破原始条件矿井瓦斯等级高沼掘进断面21.248m2岩石普氏系数f=46钻眼机具YT-28型炸药种类三级煤矿许用水胶炸药雷管类别毫秒延期电雷管炮眼布置图 爆破参数图表眼号炮眼名称炮眼深度(m)炮眼个数装药量倾角起爆顺序联线方式数量(卷)小计水平垂直1中空眼2.21000-23串并联2-5掏槽眼2.244160-236-15辅助掏槽2.0103300-2316-43崩落眼2.0283840-2344-71周边眼2.0282563-2372-82底眼2.0114440-25合计82230卷/46kg 爆破效果图表顺序指标名称单位数量顺序指标名称单位数量1炮眼利用率%885每米

10、炸药消耗量kg25.562工作循环进尺m1.86每方岩石炸药耗量kg/m31.203每循环爆破岩量m338.257每米巷道雷管消耗量发/m464一循环炮眼长度m165 8每方岩石雷管消耗量发/m32.14三、作业循环图表序号工序时间(分)掘进循环图表(小时)12345678喷浆班1交接班152安全检查153上部锚杆604喷浆300 5出渣90掘进班1交接班152安全检查153上部锚杆604打上部眼455倒碴排水606打下部锚杆下部眼757出碴3008装药联线609放炮通风30掘进班1交接班152安全检查153打上部眼454倒碴排水605打下部锚杆下部眼756出碴3007装药联线608放炮通风3

11、0合计24小时说明:1、采用三八制作业,两掘一喷;2、每班循环进尺1.8m,正规循环率85%;3、水沟台阶永久支护滞后工作面10-15m与掘进平行作业。四、劳动组织形式及劳动力配备根据现行管理体制,本工程实行项目管理制,项目经理部对工程施工组织管理工作全面负责,岗位工种实行“三八”作业制。 工 种班组直接工辅助工电工机修耙斗司机绞车工验收员勤杂工通风工工长总计掘进一班126112211127掘进二班12611221126喷浆班1782222110246合计412044663101499第五章 掘进辅助系统一、通风系统采用局扇压入式通风,安设两台230kw对旋风机(在地面距新建进风井口50m外)

12、,在巷道内靠帮敷设一趟1000mm胶质抗静电、阻燃风筒。风筒接头必须牢固,正确使用反压边,严防脱节,风筒吊挂做到平、直、稳,设专人维护和管理,达到省级标准。工作面通风机按1000m通风距离验算。2台FBD-No6.3/230型防爆压入式对旋轴流风机作为通风机设备。布置一路1000mm抗静电阻燃胶质风筒。井下人员25人;最低风速V0.25m/s。1、风量计算1)按人员计算:Q=4Ni=425=100m3/min。N-井下工作面同时工作最多人数,25人。2)按最小风速计: 进风井井筒,Q=SV=0.256018.9=282m3/min。3)按排炮烟时间计算:最大通风距离1000m。Q=7.8KA(S.L)21/3/Tz=7.80.330(18.91000)21/340=287m3/min。式中 Q-工作面风量,m3/min;K淋水系数,按0.150.8取值; A一次起爆炸药量,Kg;S巷道净断面m2; T

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