三下山采区探放水设计方案.doc

三下山采区巷道探放水设计
第一章 采区概况
三下山采区巷道位于矿井二采区西北部，编号为三下山采区准备巷道。工作面主要沿2#煤层倾向布置，沿走向推进，。地面相对位置为黄土覆盖山梁，黄土覆盖厚度20—40米。地面无任何建筑物及村庄。井下开采标高1180—850m；根据采区钻孔（404、504）及矿图资料分析，该区域煤层最大厚度3.2米，平均厚度3.0米，采区西北部煤层变薄，平均厚度2.2米。煤层局部存在一层夹矸0.15-0.5m, 煤层顶板无伪顶或伪顶不明显，直接顶以页岩或砂质页岩为主，大约厚4-5米，基本顶以砂岩为主约7-10米。底板由上至下依次为：砂质泥岩、粉砂岩,遇水易变形底鼓此区域整体为单斜构造,煤层水平层理、垂直和斜交节理发育，未发现断层、陷落柱等构造。
第二章 区域水文地质概况
根据《生产矿井地质报告》、《矿井水文地质类型划分报告》和《矿井区域水文地质图》，本区域内水文地质条件中等，各含水层水力联系较弱，补给条件差。奥灰水水位低于2号煤层底板300米左右，故奥灰水对掘进影响不大，但由于工作面为采区下山掘进，掘进过程中仍要进行探放水工作，确保矿井安全。根据相关规定巷道在掘进中及时配备相应的排水管路和备用水泵，采区巷道配备排水管路直径为159mm.工作面配备排水管路直径108mm，随着工作面前掘管路相应向前延伸。
第三章 探放水原则
为了贯彻落实好《煤矿安全规程》和《煤矿防治水规定》的有关规定，切实做好煤矿安全生产。坚持“预测预报、有掘必探，先探后掘、先治后采”的探放水原则，编制探放水设计方案。若掘进中发现有透水征兆（巷道帮出现挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙、出现渗水、水发挥有异味等）等情况，必须停止作业，采取措施，查明出水原因，并报告矿调度室，若水量较大立即撤出工作面所有人员，然后由相关部门分析出水原因，进行处理。
第四章 巷道施工工艺及支护方式
一、施工方法
工作面采用EBJ120TP型综掘机截割煤层，按“两班班生产，一个班检修”组织施工，生产班每班组织2个循环，检修班组织1个循环，循环进尺1.6m。
二、工艺流程

说明：
1、采用EBJ120TP综掘机截割煤层，配合放震动炮方式处理因地质构造出现的顶板或底板岩石，经综掘机扒装系统转载到后部运输机运输。
2、在截割、转载运输的同时，人力准备支护材料。
3、一个循环截割完毕后退机，首先对掘进工作面进行敲帮问顶并牢固架设临时支护，最大控顶距不得超过一个循环进尺加300mm，最小控顶距为300mm，再按由顶板中间向两帮的顺序打锚杆眼进行永久支护。
4、采用顶锚杆机配合B19六方钻杆和φ28mm钻头施工顶板锚杆孔，钻杆长度分两种，即1.0m和2.0m，两种钻杆配合施工；采用帮锚杆机配合2m的麻花钻杆和φ28mm钻头施工帮锚杆孔；打锚索孔使用B19六方钻杆连接成长钻杆配合φ28mm钻头施工。
5、巷道掘进的同时后部进行巷道四清及运送物料准备等工作。
三、降尘方法
1、综掘机外喷雾、配合除尘风机进行降尘；2、定期洒水灭尘；3、冲刷巷帮；4、开放水幕；5、开启各转载点自动喷雾装置。
四、装煤（岩）方式
采用EBJ120TP型综掘机割煤后，通过综掘机自身耙爪将截割的煤扒装到综掘机本身的刮板运输机、转载机。综掘机停止截割后，将综掘机退出4m把截割头落至巷道底板，上好防护罩并切断综掘机电源使其闭锁。掘进工作面截割的煤炭，由综掘机本身的刮板运输机、转载机将煤转载到搭接可伸缩式胶带输送机上，然后由可伸缩式胶带输送机转载至采区运输皮带， 最后再转载至主运输皮带上运出。
五、 支护方式
1、巷道断面
S净=15.5/13.95m2， B净=5000/4500mm， H净=3100mm
2、支护方式
施工巷道采用锚网、锚索进行永久支护，顶锚杆规格为φ20×L2400m、帮锚杆规格为φ16×L1800mm、锚索规格为φ17.8×L7300mm。顶板每排布置7根锚杆，每条锚杆采用2卷S2360树脂锚固剂固定，保证锚固力不低于10吨；帮锚杆每帮布置4根，采用1卷S2360树脂锚固剂固定，每根锚杆的锚固力不小于4吨；锚索隔排打设，每排布置两根锚索，采用3卷S2360树脂锚固剂进行固定，最终锚固力不小于18吨。
3、支护参数验算
锚杆支护参数设计
（1）、锚杆支护设计原理
巷道开掘以后，两帮及顶底板都会出现一定范围内的破坏区，锚杆支护的作用就在于保持破坏区范围内岩层的稳定性，并控制其变形的发展，即利用锚杆将软弱岩层或危岩吊挂于上部稳定岩层上，由锚杆承担其重量。
（2）、锚杆支护设计所需原始资料
破坏区的范围值（巷帮破坏深度C、顶板破坏高度b），本设计当中所用的公式、查表等均根据井巷工程锚杆支护设计及采矿工程设计手册中选取。
① 巷道两帮破坏深度C的确定：
C =
式中 Kδ — 应力集中系数，查表为4.6
δcc — 被巷道切割煤层单向抗压强度MPa，本矿为焦煤，单向抗压强度为26MPa
γ — 巷道上覆岩层的平均容重，本矿直接顶为粉砂岩，老顶为细砂岩，平均容重为39.59KN/m3
H — 巷道埋深，取260m
α — 煤层倾角，本矿煤层平均倾角取5.5°
h2c — 被巷道切割煤层的厚度，取3.1m
l — 巷道切割煤层的最大宽度，即巷道宽度为4.5m
μ — 煤层的波松比，通过查表选取为0.4
φ — 煤层内摩擦角，通过查表得55°
将以上数据代入式中，可得巷道两帮破坏深度为1.16m
② 巷道顶板破坏高度b的确定：
b = （）
式中 a — 悬臂岩层的半跨距，取巷道宽的一半，即2.25m
λ — 巷道侧压系数查表取1.2m
将以上数据代入式中，可得巷道顶板破坏高度为1.48m
（1） 、锚杆支护参数设计
① 顶锚杆长度L=b+Δ
式中b为顶板破坏高度，b=1.48m
Δ为锚杆外露长度与伸入到稳定岩层长度之和，锚杆外露长度取0.1m，伸入到稳定岩层的长度取0.5m，即Δ=0.6m
顶锚杆长度L=b+Δ=1.48+0.6=2.08m

帮锚杆长度L1=b+Δ=1.16+0.6=1.76m
② 锚杆直径根据设计锚固力选取
d = 0.03×
式中 Q 为设计锚固力，顶锚杆取180KN，帮锚杆取120KN
δt 为杆体材料设计抗拉强度，高强度螺纹钢锚杆取500MPa，A3圆钢锚杆取300MPa，则
d = 0.03=0.03 × 0.6=0.018=18mm
d1 = 0.03=0.03 × 0.43=0.013=13mm
③ 锚杆间排距计算公式：
a =
式中 k 为安全系数取3； r为上覆岩层容重39.59KN/m3
巷道两帮煤层容重为13.5KN/m3
l 为顶板破坏高度取1.48m，两帮破坏深度取1.16m
a = =1.01m
a1 = =1.08m
根据上述设计原理及结合本矿井实际情况，顶锚杆采用高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆，规格为：Ф20×2400mm，间排距为(750)700×800mm，帮锚杆采用A3圆钢制作而成的麻花杆体，规格为Ф16×1800mm，间排距为800×800mm。
锚索支护设计
①理论要点
锚索参数以悬吊作用为主来确定，在大跨度、高边墙的地下工程中采用预应力锚索支护，是根据国内外的工程实践提出的。采用普通锚杆（预应力小于100KN）不能提供足够的支护抗力和有效防止较大规模的失稳岩体的塌落，采用预应力锚索、普通锚杆相结合的支护方法，能收到满意的效果。
②适用条件
A、大跨度硐室工程的系统支护及大断面巷道局部不稳定块体的支护。
B、采空区侧巷道、孤岛开采的工作面两巷及开切眼。
③计算公式
A、锚索长度：L=La+Lb+Lc+Ld
B、锚索数目：N=W/P断-K W=B·∑h·∑γ·D
C、锚固长度：La≥k·d1·fs/4fc
式中：L—锚索长度，m；
La—锚索深入稳定岩层的锚固长度，m；
Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；
Lc—托盘及锚具的厚度，0.1m；
Ld—需要外露的张拉长度；0.2m
N—锚索数目，根
K—安全系数，一般取2；
P断—锚索的破断荷载，MH型煤矿巷道系列锚索优先选用原材料为Φ5mm×7高强度、低松弛（270KN）、预应力钢绞线，其破断荷载为260.7KN。MH型锚索系列技术参数见《煤矿巷道锚杆支护技术》表1-5-1；
W—被悬吊岩层的自重，KN；
B—巷道掘进宽度，m；
∑h—悬吊岩层厚度，m；
∑γ—悬吊岩层的平均容量，KN/m3；见《手册》表1-4-2，页岩24～27KN/m3，砂岩22～26KN/m3；
D—锚索排距，m；
D1—锚索钢绞线直径，mm；预应力低松弛锚索直径为17.8mm；
fs—钢绞线抗拉强度，Mp；（270级）地松弛钢绞线抗拉强度为1860Mp；
fc—锚索与锚固剂的设计粘结强度，树脂作锚固剂，其粘结强度为10Mp。
④巷道使用计算
巷宽5.0/4.5m，顶板为砂质页岩，厚3m，其上为中等坚硬砂岩，采用锚杆+网+钢带联合支护，锚索设计参数计算如下：
K=2
P断=260.7Mp
B=5.0/4.5m
∑γ=25KN/m3
∑h=岩石4.3m，
Lb=3m
Lc=0.1m
Ld=0.2m 取La=1.5m Ld=0.2
则锚索长度 L=La+Lb+Lc+Ld=3.3+1.5+0.1+0.2=5.10m
D=1.6
则W=B·∑h·∑γ·D=(5.0)4.5×4.3×25×1.6=860)774KN
锚索数目 N=W/P-2=722/260.7-2=0.77根。
实取：巷道支护实际锚索长度7.3m，间排距1400×1600mm，锚索直径Φ17.8mm，锚索隔排打设，每排布置两根。
⑶锚固长度
锚杆的锚固长度是由锚固剂所提供的锚固力确定的，本矿锚杆使用的锚固剂一般为S2360型，其锚固力由拉拔试验所得。
①锚索锚固长度段长度与锚固剂长度之间的关系用下式确定：
La≥k·d1·fs/4fc≥2×15.24×1860/（4×10）≥1417mm
式中：La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度， m；
k—安全系数，一般取2；
d1—锚索钢绞线直径，mm ；MH型锚索（270k级）低松弛钢绞线直径为17.8mm；
fs—钢绞线抗拉强度，Mp；（270k级）低松弛钢绞线抗拉强度为1860Mp；
fc—锚索与锚固剂的设计粘结强度，树脂作锚固剂，其粘结强度为10②锚杆锚固段长度与锚固剂长度之间的关系用下式确定：
Lo=L3(D2—D22)/D12 式中：Lo—树脂锚固剂长度， m；
L3—锚固段长度， m；D—钻孔直径， m；
D1树脂锚固剂直径， m；D2—锚杆（或锚索）直径， m。
③锚固参数计算
巷道顶部锚杆锚固假设长度600mm，锚索锚固长度900mm，钻孔直径28mm，锚杆直径20mm，采用2360型锚固剂，锚杆锚固长度：Lo=600（282—162）/232=598mm，需锚固剂2卷；
锚索锚固长度：Lo=900（282—162）/232=898mm，需锚固剂3卷；
第五章 钻孔设计及布置
一、探水线、钻孔深度、孔径
为了落实好“预测预报，有掘必探，先探后掘、先治后采”的原则，确保安全掘进，确定工作面迎头为探水线,首先采用高分辨电法仪进行超前探测，探测深度不小于90米，根据每次探测结果分析确定重点防治区域，同时利用钻探进行验证。每次钻孔钻进60米，无异常时允许掘进30米， 钻孔超前距为30米，帮距为20米，
二、钻孔数目及布置方案
根据《煤矿安全规程》和《煤矿防治水规定》有关规定，更好地落实“预测预报，有掘必探，先探后掘、先治后采”的原则，掘进中每组探水钻进17个探眼。呈左8、中1、右8扇形布置，探眼距煤层底板1米处水平钻进，探眼钻孔依次为角度依次为为0-20度，每次探眼保持终孔位置平距不超过3米。
防治水设备采用高分辨电法仪进行超前探测，推断重点防治水区域。探水采用ZYJ-380/210架柱式回转钻机，钻杆Φ=79㎜，孔径为89mm。
三、施工技术要求
     1、钻孔位置、方位、倾角由测量人员按设计标定，按设计施工，严格按《规程》操作。要经常检查设备运转情况，观察孔壁完整程度，防止孔内和机械事故发生，保质保量按期完成钻孔任务。
    2、钻进期间如发现水压、水量突然增大、顶钻、进入老空等异常现象时，必须立即停止钻进，不得拔出钻杆。要立即向调度室汇报，并派人监测水情。如果发现情况危急时，关闭防喷装置止水，并立即撤出所有受水害威胁地区的人员，然后采取措施进行处理。
第六章 设备选型
一、物探采用高辩电法仪，产品型号为：YD32（A）
主要技术指标：供电电池为LPI88270型5Ah锰酸锂电池三串联
最高开路电压（VDC） 最大短路电流（A）
5.25 3
5.25 3
5.25 0.5
5.25 0.25
-5.25 - 0.25
发射输出开路电压幅值≤105V，输出电流幅值≤50mA或开路电压幅值≤55V，输出电流幅值≤135mA
检验报告编号：0902155
主要电气性能：发射电压：≤105V
发射电流：≤50mA
发射通道：2道
发射电流系统误差：≤10%；重复误差:≤0.5%;
接受电压范围：-1000mV―+1000mV
接受电压系统误差：≤5%
接受电压重复误差：≤0.5%
分辨率：10μV
防爆合格证号：2094119
安全标志号 ：MFA060016
防爆标志：ExibI
二、钻探采用ZYJ-380/210架柱式回转钻机，具体参数如下：
额定工作压力12.5MPa
额定转矩 ≥380N.m
推进器行程 15000mm
额定转速 ≥210r/min
推进力 10KN
最大转矩 500N.m 最大钻孔深度 大于80m(孔径79㎜,煤岩f<3)
钻孔角度 0°-20°适应巷道高度度 1000mm-2200mm
空载推进速度≥2500mm/min
第七章 打钻注意事项
在安装钻机进行探水前，应当符合下列规定：
（1）加强钻孔附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和拦板；
（2）清理巷道，挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，配备与探放水量相适应的排水设备；
（3）在打钻地点或其附近安设专用电话；
（4）依据设计，确定主要探水孔位置时，由测量人员进行标定。负责探放水工作的人员亲临现场，共同确定钻孔的方位、倾角、深度和钻孔数量；
（5）钻进中发现有害气体喷出时，应立即停止钻进、切断电源，不得拔出钻杆，立即将人员撤到有新鲜风流的地点。及时报告矿调度室，采取措施，进行处理。
（6）钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或孔中的水压、水量突然增大、顶钻等现象时，必须立即停钻，记录其孔深并同时将钻杆固定。要立即向矿调度室汇报，采取措施，进行处理。
（7）在接近有出水可能的地区打钻时，钻孔内水压过大或喷高压水时，应采用反压和防喷装置的方法钻进，严禁将钻杆拔出。操作时禁止人员直对钻杆站立。
（8）钻孔探后出水时，要观测水压、水质、水量和估计积水量或补给量。并对水的来源作出正确的判断，采取相应的措施。
（9）交接班时若正在进行打钻，严禁停钻。
第八章 探水技术措施
1、探水工作必须严格执行 “有掘必探，先探后掘”的原则。技术人员要根据矿图资料进行水情预测预报和充水条件分析。提出合理有效建议，并且报调度室及有关领导审批。
2、掘进工作面在开工前要备好堵水材料，存放在掘进头码放整齐，并且必须配备一台完好的探水钻和一台多级泵，保证排水管路畅通。
3、为了确切掌握探眼的覆盖面积符合要求，探水工作每班由生产技术科派技术员现场技术指导，班长负责落实，安全员、瓦检员负责监督。
4、每次探水前瓦斯员必须先检查瓦斯和通风情况，安全员检查顶板和煤帮，技术员标定探眼位置，确认一切正常后报当班班长。
5、当班班长接到技术员、安全员和瓦检员通知后，再认真检查巷道行人是否畅通、排水设备及系统是否可靠，确认一切正常后电话汇报调度室，经调度室同意后方可开始探水工作。
6、探水人员在探水过程中要严格执行探放水操作规程。
7、探水钻进必须有一名跟班领导监督执行，遇到问题及时处理。
8、每次探水完毕后，当班技术员必须将探水情况及时汇报矿调度室和探水队队长，同时将探水钻孔布置图交探水队备案存档，探眼由验收员验收合格后方能进行掘进。
9、巷道掘进到允许掘进位置时必须停止掘进，进行探水，安全员要及时向调度室和安全科汇报探眼深度和当班掘进进尺，并认真填写探水记录牌板。调度室和安全科要对汇报清况记录备案。
10.探水钻进时发现煤岩松软、片帮、来压或者钻眼中水压、水量突然增大和顶钻等透水征兆时，应当立即停止钻进，严禁拔出钻杆。由跟班领导负责向调度室汇报，调度室召集有关科室及主管领导进行分析并制定方案。
11、安全员、瓦检员要随时检查探眼，随工作面前掘探眼暴露在巷道煤帮时，无异常情况要及时采用水泥、砂浆进行封堵，以防有毒有害气体涌出。
12、所有作业人员包括队长、安全员、瓦检员都必须现场交接班，并将当班存在问题及处理结果记录在交班记录本上。
13、安全员当班队长在交接班时必须把当班掘进长度、剩余掘进长度交接清楚，以保证安全距离不小于30米。
14、在探水点附近要安设电话和报警装置，遇到水情及时向调度室汇报。
15、在探水施工中，遇到含水层、断层、陷落柱和积水区之前，应停止钻进，安好防水闸门后再继续钻进。
16、及时清理好巷道，保证安全撤离路线畅通无阻。
17、根据工作面探水情况，探水钻孔可兼作放水孔。如探至水量较大或有其他水体时要编制放水措施，进行放水作业。
第九章 放水安全技术措施
1、放排水工作由专业队组负责，技术科、机电科、通风科、安全科负责监督协调，具体工作由当班队长统一指挥，安全员现场监护。
2、所有作业人员必须熟悉避灾线路，遇有特殊情况时能够及时安全撤离，当探水过程中发生突水事故时，施工人员应沉着冷静，及时报告调度室和主管领导，同时严禁拔出钻杆，在跟班领导和班队长及安全员的指挥下，迅速沿工作面避灾线路撤至安全地点。
3、调度室接到水情报告后要迅速通知有关人员制定处理方案。情况危急时要立即启动矿井水害应急预案。
4、发生突水事故时，调度室必须有一名矿级领导值班，负责处理协调工作。
5、放水时要派专人监测钻孔出水情况，每30分钟向调度室汇报一次，如果发现水量突然变化，应当及时处理立即向调度室汇报。
6、放水要根据钻孔出水情况选择合适的排水泵及排水管道，并且制定专项排放水安全技术措施。
生产技术科
2011年7月20日

附：
1、 三下山采区巷道探放水钻孔角度表
2、三下山采区巷道探水钻孔布置示意图
3、三下山采区巷道钻孔断面布置示意图
4、三下山准备工作面平面布置示意图
5、三下山准备工作面避灾路线示意图
6、三下山准备工作面支护设计平面设计图
7、三下山准备工作面单孔设计示意图

三下山回风巷道探放水钻孔角度表
孔 号
水平角度
探眼深度
倾 角
备 注
1
0°
61.5

探眼倾
角根据
工作面
实际情
况而定
2
2°35′
61.6

3
-2°35′
61.6

4
5°10′
61.7

5
-5°10′
61.7

6
7°43′
62

7
-7°43′
62

8
10°15′
62.5

9
-10°15′
62.5

10
12°44′
63

11
-12°44′
63

12
15°10′
63.7

13
-15°10′
63.7

14
17°33′
64.5

15
-17°33′
64.5

16
19°53′
65.4

17
-19°53′
65.4

三下山进风巷道探放水钻孔角度表
孔 号
水平角度
探眼深度
倾 角
备 注
1
0°
61.5

探眼倾
角根据
工作面
实际情
况而定
2
2°36′
61.6

3
-2°36′
61.6

4
5°13′
61.8

5
-5°13′
61.8

6
7°48′
62.1

7
-7°48′
62.1

8
10°21′
62.5

9
-10°21′
62.5

10
12°52′
63.1

11
-12°52′
63.1

12
15°19′
63.8

13
-15°19′
63.8

14
17°44′
64.6

15
-17°44′
64.6

16
20°5′
65.5

17
-20°5′
65.5

- 20 -