1、作业规程会审记录单位:八冶建设集团潞宁项目部作业规程名称潞宁忻岭煤业回风斜井作业规程主持人 记录人 会审时间 会审地点 施工单位 编写依据1、 本规程根据“山西中远设计工程有限公司”设计的山西潞安集团忻岭煤业有限公司回风斜井筒平、剖段面图编制(S1221_118_1)。2、 合同 3、矿山井巷工程施工及验收规范(GBJ213-90)。 4、煤矿井巷工程质量检验评定标准(MT5009-94)。 5、混凝土工程施工质量验收规范(GB50204-2002)。 6、煤矿安全规程201; 7、建设工程监理规范(GB50319-2000); 8、国家、省市和行业相关法律、法规、规 范要求回风井施工现场调研
2、报告 斜井掘进现场调研报告时间:2013年2月28日参加人员:郭荣军马长凯魏振芳闫飞杨文兵魏志坚雷赵利 陈尔修徐党弟 现场情况:1、回风斜井开口位置位于矿井东北部、瓦窑坡北村外。2、掘进开口处为瓦窑坡西侧自然冲沟山坡上,上部为瓦窑坡村旧址,此处为第四系黄土覆盖,坡度为30左右,有人为整理台阶。有杂草、灌木生长,部分见有风化岩石出露。3、开口处北东侧约50米处安设有13m3和24m3空压机(一台备用)及15m3静压水箱,可为此项工程提供风动力和水源。4、开口处北东约80米在安设一台200kw发电机组,一台150kw机组发电(一台备用),由电缆接至回风井井口位置。5、施工方测量人员根据忻岭煤业公司
3、提供的回风斜井施工图和已知近井点给定回风斜井开口位置坐标、高程和方位角标桩5个,并由潞宁公司地测科进行了复核,测量结果在误差范围内,可以作为回风斜井开口位置使用。调研结果:1、由于开口位置位于自然环境中,山体坡度较大,并且基岩风化破碎,所以要对开口位置周边山体进行清理加固。另编写回风斜井开口位置边坡加固施工措施2、掘进为全岩巷掘进,断面较大,并且处于自然环境中,所以要严格按照炮眼布置进行打眼装药,放小炮进行,从而确保井筒成型。要严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。3、由于施工过程中,施工地点北还有平煤承担的主副井施工,两队、三地要加强相互协调,搞好自主保安及互联保工作。4、放炮时要按有
4、关规定设好警戒岗哨。特别是对周边过路村民的警戒。5、开口放炮作业要保护好回风斜井口附近的通风、机电、管路等设备、设施。回风斜井施工作业规程第一章 工程概况矿井概况:潞宁忻岭煤业持有山西省国土资源厅2010年7月22日颁发的采矿许可证,证号为C1400002010071220071822,批准开采侏罗系2号煤层,开采深度由1750m至1210m标高,生产规模60万吨/年,井田面积16.9736km2,有效期为2013年1月8日至2015年1月8日。该井田是由原山西宁武大牛煤业有限公司(2007年8月关闭)南半部、原静乐县杜家村镇泥河岭煤矿(2007年12月关闭)和新增部分资源进行兼并重组整合而成
5、。第一节 井筒井上下及煤层对应关系概述回风斜井位于矿井井田东北部,为新掘井筒。开口位置为煤层露头附近,按照矿井设计,开口位置垂直向下距煤层底板约40m。井筒坡度为-15。掘进目的及用途:矿井总回风,矿井安全出口。服务年限:于矿井服务年限相等。开工时间:2013年3月3日(暂定)。第二节 井筒上下左右四邻关系、采掘情况及影响回风斜井位于矿井井田东北部,原大牛煤业公司井田范围内,大牛煤业公司矿井已关闭,井筒已封闭。附:井筒布置图第二章 地质构造情况井田位于宁武煤田宁武规划矿区的中部,井田西部、西北部多被新生界黄土覆盖,中、东南部有基岩出露。出露地层主要为:三叠系、侏罗系、第四系。井田范围沟谷纵横,
6、梁岭绵延,地形比较复杂。本区地处山区,四季分明,冬季严寒,夏季炎热,无霜期较短,昼夜温差大,本区属温暖带季风型大陆气候,据记录降水量最小380mm,最大700mm,多年平均降水量540mm,多年平均蒸发量1902.3mm,蒸发量为降水量的4.06倍。冬春两季降水少,夏末秋初降水较大,降水量集中在7、8、9三个月。年平均气温6.2,1月份平均10,最低27.2。7月份平均20,最高气温34.8。结冰期为10月下旬至次年3月中旬,最大冻土层深度为91cm,最大积雪深度为20cm,冬春季多西北风,且多大风,最大风速25m/s。在井筒掘进接近强含水层或煤层受顶底板含水层威胁及出现出水征兆时,要进行探放
7、水工作,坚持“预测预报,有掘必探,先探后掘,先治后采”的原则。加强旧井井筒、采空区探放水工作。根据山西潞安集团潞宁忻岭煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告(后称矿井地质报告),本区地震动峰值加速度为0.10g,反应谱特征周期为0.45s。地震烈度等级VII级。历史上1583年9月在静乐北发生4.7级地震1961年10月27日在宁武南发生4.5级地震2011年3月7日1:51在山西省忻州市五寨县(北纬39.00,东经111.7)发生4.2级地震。据有关历史记载,该区地震频繁。井田位于吕梁山北段云中山,山高沟深,地形较复杂,地势总体中北部高,南东部低最高点位于中北部口子梁村北山梁,标高1779.0
8、m,最低点位于南西角沟谷,标高1415.0m,相对高差364.0m属中山区。根据称矿井地质报告和山西潞安集团潞宁忻岭煤业有限公司井筒检查孔地质报告(后称井筒检查孔报告)提供的资料显示,井田主要地质构造以褶曲为主,断裂构造不发育,依矿井生产揭露资料,未发现陷落柱,无岩浆岩。总体构造为一走向北东南西的单斜构造,地质构造简单。本次掘进过程中不会出现大的岩溶陷落柱、断层等地质构造。第一节 预测或实测瓦斯、火、煤层情况矿井地质报告中对2号煤层采(古)空区积水、积气、火区等情况进行了调查。资料如下:一、矿井井下采掘现状矿井井田由原山西宁武大牛煤业有限公司(2007年8月关闭)南半部、原静乐县杜家村镇泥河岭
9、煤矿(2007年12月关闭)和新增部分资源组成。井田内采煤历史悠久,老窑较多,主要开采侏罗系2#煤层,老窑大多已塌陷。根据访问,古人采煤均为手工操作,平巷掘进,开采范围甚小,采空区面积不大,对煤层影响较小。主要调查了原山西宁武大牛煤业有限公司(2007年8月关闭)南半部、原静乐县杜家村镇泥河岭煤矿两处采空区,情况如下:1.原山西宁武大牛煤业有限公司南半部主要采空区位于瓦窑坡村南,呈近长方形。北东南西向延伸约160m,北西南东向延伸2050m,面积约 29325m2。2.原静乐县杜家村镇泥河岭煤矿采空区位于泥河岭村北,呈近长方形。北东南西向延伸170m,北西南东向延伸4050m,面积约44534
10、m2。二、采空区积水情况1.采空区积水井田内拟开采2号煤层,充水水源主要为顶板砂岩裂隙水,由于地层总体西北向倾斜,2号煤层在井田中部已经露头,顶板砂岩裂隙水与基岩风化带裂隙水会发生水力联系,顶板裂隙水相对较大,随着埋深的增加,顶板裂隙水将减弱,矿井涌水量明显显示这一特点。经过向原矿方工程技术人员及老工人调查,矿井周围各矿与本矿无越界现象。私自开挖的小窑采空区,由于处于浅埋藏地带且采空规模很小,在开采塌陷裂隙的作用下,基本无积水,仅在雨季个别小窑存有积水。矿井地质报告中对泥河岭煤矿、牛心会煤矿采空区积水进行了预测估算。结果见表1:2号煤层采空区积水汇总表 表1位置关闭时间采空区面积(m2)煤层厚
11、度(m)积水量(m3)式1式2泥河岭煤矿2007.6445341.573027542800牛心会煤矿2007.1293251.582006316100合计738595033859900由以上采空区积水估算结果可知,两种方法计算结果相差不大,总量为59900m3。施工过程中掘进至采空区附近时一定要引起高度重视,采取必要的防范措施,防止事故的发生。2.周边矿井积水情况井田西南部为空白资源区,西部为汾河限采区,东部为煤层露头,四周均无设置矿权。因此也不存在周边矿井积水问题。三、矿井积气根据山西潞安集团潞宁忻岭煤业有限公司采(古)空区积水、积气及火区调查报告(后称采(古)空区积水、积气及火区调查报告)
12、资料,山西潞安集团潞宁忻岭煤业公司整合旧井(山西宁武大牛煤业有限责任公司和静乐县杜家村镇泥河岭煤矿)瓦斯情况:山西省煤炭工业局晋煤安发2005284号文关于忻州市煤矿矿井2004瓦斯等级鉴定结果批复,本井田内宁武县化北屯乡牛心会煤矿(原山西宁武大牛煤业有限责任公司前身)2号煤层:2003年鉴定结果,瓦斯相对涌出量3.19m3/t,瓦斯绝对涌出量0.4m3/min,二氧化碳相对涌出量1.76m3/t,二氧化碳绝对涌出量0.22m3/min,属低瓦斯矿井;2004年鉴定结果,瓦斯相对涌出量3.5m3/t,瓦斯绝对涌出量0.45m3/min,二氧化碳相对涌出量2.17m3/t,二氧化碳绝对涌出量0.
13、28m3/min,属低瓦斯矿井。山西省忻州市安全生产监督管理局忻安监煤字【2007】11号文件2006年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定汇总表(乡镇),本井田内宁武县化北屯乡牛心会煤矿(原山西宁武大牛煤业有限责任公司前身):2005年鉴定结果,瓦斯相对涌出量4.69m3/t,瓦斯绝对涌出量0.49m3/min,二氧化碳相对涌出量3.44 m3/t,二氧化碳绝对涌出量0.36m3/min,属低瓦斯矿井。2006年鉴定结果,瓦斯相对涌出量4.18m3/t,瓦斯绝对涌出量0.21m3/min二氧化碳相对涌出量5.43 m3/t,二氧化碳绝对涌出量0.27m3/min,属低瓦斯矿井。本井田内静乐县杜
14、家村镇泥河岭煤矿:2005年鉴定结果,瓦斯相对涌出量0.52m3/t,瓦斯绝对涌出量0.04m3/min,二氧化碳相对涌出量2.4 m3/t,二氧化碳绝对涌出量0.97m3/min,属低瓦斯矿井。2006年鉴定结果,瓦斯相对涌出量1.17m3/t,瓦斯绝对涌出量0.13m3/min二氧化碳相对涌出量0.88m3/t,二氧化碳绝对涌出量0.32m3/min,属低瓦斯矿井。井巷中的积气主要是矿井瓦斯,主要成分为甲烷、二氧化碳、一氧化碳、二氧化氮、二氧化硫、硫化氢等有害气体,随着井巷及采空区范围的扩大,大量有害气体从煤层及顶底板围岩中进入矿井,并充填在井巷及采空区内,这些有害气体主要集聚在本矿井分布
15、的古空区及采空区内。采掘工作面及井巷中也有一定的积气,井巷及工作面可以通过通风使有害气体吹到地面。积气的调查方法主要为井下瓦斯工作人员填报的瓦斯记录及探头监控记录,对久未通风的井巷或采空区要加强瓦斯监控。四、火区情况根据采(古)空区积水、积气及火区调查报告调查结果显示,该矿井及周边矿井无火区分布。矿井地质报告中勘探时在XL201、XL802号钻孔中采取2号煤层煤样,检测结果显示:火焰长度均大于400mm,最低岩粉用量为80%90%,煤尘有爆炸性危险;煤的吸氧量分别为0.79g/cm3、0.9g/cm3,自燃倾向性等级为类,属容易自燃自燃煤层。第二节 水文地质矿井地质报告资料:宁武煤田区内地形陡
16、峻,相对高差950m左右,河谷多呈“U”字型,为中山区。区内常年流水的河流主要为汾河。汾河发源于宁武县管涔山,流经井田以西,流量0.594m3/s。区域富水性较好的地层有奥陶系中统石灰岩,赋存裂隙水,有泉水出露,流量较大:上二叠系、三叠系和侏罗系出露面积较大,岩层中构造裂隙和风化裂隙发育,赋存裂隙水,泉水出露较多,一般流量0.1L/s;主要沟谷分布第四系冲洪积物,该层潜水与基岩裂隙水有较强的水力联系。受宁静向斜的影响,区域断层构造和裂隙发育,有许多大泉出露。在向斜轴部附近,裂隙较为发育,富水性较好,部分钻孔在轴部施工具涌水现象。因此,宁静向斜对地下水的储存,运移具有控制作用。一、井田含水层主要
17、层位为侏罗系云岗组的23号煤层,井田范围内的含水层自下而上有:1、侏罗系中统大同组(J2d)层间砂岩裂隙含水层于井田内均有分布,主要沟谷两侧及井田东界外侧出露,为中细粒砂岩夹泥岩,砂岩单层厚度达6m左右。属承压的裂隙水,为3号煤层直接充水含水层。主要接受降水的补给。据XL901水文孔勘探资料,水位埋深19.91m,水位标高1543.07m。钻孔单位涌水量为0.0023L/s.m,渗透系数为0.0098m/d,为弱富水性含水层。2、侏罗系中统云岗组(J2y)层间砂岩及基岩风化带裂隙含水层云岗组于井田中西部出露,岩性以泥岩为主夹中细粒砂岩,属承压裂隙水,为2号煤层直接充水含水层。因井田切割强裂,沟
18、谷发育,相对高差较大,岩层风化严重,风化裂隙发育,直接受大气降水或黄土覆盖层水的补给,排向沟谷和河谷,转变为地表水流,其余蒸发转变为大气水。该层泉水流量为0.00240.32L/s。在该层位调查了民井5眼,主要是浅部风化带中的地下水,水位埋深随水井所处位置不同而变化,水位埋深为0.207.00m,水位标高1542.301652.50m。单井出水量为0.00130.223 L/s,富水性不均。据XL401、901水文孔勘探资料,水位埋深2.0033.50m不等,水位标高1555.831560.98m。钻孔单位涌水量为0.00180.0029L/s.m,渗透系数为0.00270.0098m/d,为
19、弱富水性含水层。3、冲洪积物孔隙含水层该层由沟谷和河床、河漫滩下部砂砾石组成,以冲积物为主,主要分布于北部的瓦窑坡村、泥河岭沟谷和中南部沟谷地带。厚度几米至几十米。该层水直接接受大气降水、地表水和地表水潜水的补给,沿河谷下部含水层径流向下游排泄,一部分蒸发进入大气层。该层水在沟谷和河漫滩地带水位埋藏浅,富水性较强。据瓦窑坡村民井资料,水位埋深3.70m,水位标高1485.30m。单井出水量0.084L/s。为弱富水性含水层。二、主要隔水层大同组上段二亚段泥岩、隔水性能良好,起到阻隔层间砂岩裂隙水的作用。云岗组以泥岩为主,具有层间隔水作用。三、矿井涌水量预算两个水文孔均位于井田西部煤层埋深最深处
20、,当含水层降至2号煤层底板时,井田内水位降深达到最大,故计算出的涌水量为最大用水量。矿井最大涌水量为964m3/d。正常涌水量为578 m3/d。预测掘进面最大涌水量不大于5m3/h。第三章 井筒布置情况第一节 井筒简述回风斜井位于矿井井田东北部,井口坐标为:X=4081791.97,Y=19599329.392,Z=1480.000m(1980西安坐标系);方位角:695727;坡度:15;设计长度:154.5m。井筒技术特征:井筒名称断面号井筒形状巷宽(m)(净/毛)巷高(m)(净/毛)净断面(m2)毛断面(m2)长度(m)施工顺序备注回风斜井11半圆拱形4.0/5.03.5/4.312.
21、2820.023122半圆拱形4.0/4.33.5/3.7512.2814.15124.55 安全出口44半圆拱形2.0/2.62.3/2.94.176.8119.431 风硐11半圆拱形30/3.63.0/3.68.0311.5717.429 躲避硐半圆拱形1.5/1.92.05/2.252.833.885.6 合计198.01 附:井筒支护断面图第二节 施工顺序1、回风斜井表土(基岩风化)段,采用锚网喷临时支护和钢筋混凝土砌碹支护。掘进时均采用二次成巷,架U型钢,砌碹。2、回风斜井基岩段,先打锚杆(索)、上网,后喷浆。井筒延15坡下向掘进至2号煤层底板。安全出口及风硐支护方式为现浇钢筋混凝
22、土,强度为C25,钢筋为单层筋布置,后附断面支护图。第三节 井筒中腰线布置井筒移中、腰线工作由项目部测量人员确定,井筒施工中线采用激光指向仪定向及坡度。应用经纬仪标出一组中线点,每组点不得少于三个,点距不得小于2m,用激光指向仪指示中线时,一组中线点只能指示井筒掘进100m,超过范围应立即延长。井筒中腰线只允许施工区队技术员负责确定,其它任何人或单位严禁移动或改变。重要导线点必须由忻岭煤业项目部测量专业人员负责。本项目部技术员配合项目部、矿方技术人员进行中、腰线校正工作。第四章 井筒支护第一节 支护设计结论说明1、井口坐标和井筒方位角根据开拓图确定。井底标高依据煤层底板等高线推测而得,施工时应
23、以实际见煤情况为准,并相应调整井筒长度。2、表土(基岩风化)段按斜长30m预计,施工时可根据实际情况适当调整,表土(基岩风化)段基础可根据实际土质情况适当增大。3、井筒表土(基岩风化)段采用钢筋混凝土支护,混凝土强度为C25,支护厚度为500mm,基岩段采用锚网喷支护,混凝土强度为C20,支护厚度为150mm。井筒底板为150mm混凝土浇注。4、锚杆采用直径为222000mm钢筋树脂锚杆,间排距800800mm,矩形排列。锚杆锚固剂选用树脂锚固剂;规格为K2335一支,Z2360一支。锚杆锚固力为顶130kN(帮100kN),拧紧力矩为300Nm。锚杆配合矿用托梁,采用14mm的圆钢焊接而成。
24、金属网为钢筋网,由直径6mm的钢筋冷拉后焊接而成;网片规格为2000900mm,网格为100100mm。连接方式为搭接,网片搭接长度取100mm。围岩较差时,采用W钢带加金属锚索加强支护,间排距为2000mm。锚索采用17.8钢绞线锚索,锚索长度为6300mm。锚索托盘规格:30030016mm。锚索用1支K2335和2支Z2360树脂锚固剂。锚索锚固力为300kN;张拉力为150kN。5、井筒支护形式或锚杆(锚索)支护密度可视井筒围岩情况适当调整,确保支护的可靠性。锚索长度长度根据井筒顶板岩石情况确定,一般应锚于顶板稳定岩石中不小于2m。第二节 临时支护洞口基岩风化段临时支护采用29U型钢及
25、锚杆、锚索加金属网进行支护。锚杆采用直径为222000mm钢筋树脂锚杆,锚杆长度为2000mm。间排距800800mm,矩形排列。锚杆锚固力为顶130kN(帮100kN),拧紧力矩为300Nm。锚杆配合矿用托梁,采用14mm的圆钢焊接而成。锚索采用17.8钢绞线锚索,锚索长度为6300mm。锚索托盘规格:30030016mm。锚索锚固力为300kN;张拉力为150kN。金属网为钢筋网,由直径6mm的钢筋冷拉后焊接而成;网片规格为2000900mm,网格为100100mm。连接方式为搭接,网片搭接长度取100mm。(附:临时支护图)第三节 永久支护1、断面情况井筒断面为直墙半圆拱形,净高3.5m
26、,净宽4m。(附:井筒支护断面图)2、井筒支护形式、参数表土(基岩风化)段采用锚杆、锚索加金属网和钢筋混凝土砌碹进行支护。基岩段采用锚网喷进行支护。根据忻岭煤业有限公司初步设计井筒支护参数如下:回风斜井表土(基岩风化)段采用钢筋混凝土砌碹进行支护。混凝土厚度500mm,巷底铺片石砂浆200mm,再在片石砂浆上浇注100mm素混凝土。混凝土砌碹的钢筋材料:竖筋18mm,间距300mm;内环筋18mm,间距300mm;外环筋18mm,间距300mm;联系筋8mm,间距500mm。回风斜井基岩段采用锚网喷支护锚杆间排距800800mm,锚杆使用高强度左旋螺纹钢制作,2根树脂药卷:K2335、Z236
27、0各1根。锚索采用17.8钢绞线锚索,锚索锚固力为300kN;张拉力为150kN。喷射混凝土支护厚度为150mm。3、支护材料及规格要求:锚杆规格22mm2000 mm;锚索长度为6300mm。锚索托盘规格:30030016mm。砌碹、底板混凝土强度等级为C25;片石砂浆抗压强度M10。金属网采用6mm钢筋网片,网片规格为2000mm900mm,网格100mm100mm,搭接为100mm。强度为C20,配比水泥:中砂:石子1:2:2,水灰比0.45。第四节 支护工艺一、工艺概述回风斜井在表土(基岩风化)段为锚网喷支护和钢筋混凝土砌碹支护,基岩段掘进为锚网喷支护工艺。躲避段采用锚网喷支护。二、支
28、护工序安排1、井口开挖:按中腰线沿井筒的半圆轮廓线往外500mm架设222000的超前支护锚杆开挖达到半圆拱断面挖走余下的土达到设计要求站棚腿并固定再挖土循环扶架棚达到56m立模要求后立内模圈箍扎墙部双层钢筋铺墙部模板浇注混凝土扎拱部双层钢筋再边铺拱部模板边浇注混凝土逐层直至封口保温。2、锚网喷段:观测中腰线画轮廓线、点眼、打上部锚杆眼注锚杆打帮部锚杆眼、注锚杆迎头找顶、临时支护(矸石破碎时打超前锚杆)拌喷浆料喷浆护顶,喷浆成巷。三、永久支护1、表土(基岩风化)段永久支护1.1砌碹支护距离迎头最大为5.5m,最小为1m,钢筋混凝土支护一次浇注4.5m。钢筋混凝土砌碹支护混凝土厚度500mm,混
29、凝土砌碹的钢筋材料:竖筋18mm,间距300mm;内环筋18mm,间距300mm;外环筋18mm,间距300mm;联系筋8mm,间距500mm。工程量4.5m,一次施工浇注。1.2双层钢筋网,内外钢筋网间距为400mm。网格为300300mm,内外钢筋网之间采用8的钢筋钩连接,连接筋的间距500mm。钢筋网十字交叉处用8mm扎丝扎紧扎牢。搭茬处的扎丝间隔不超过200mm,钢筋间的搭茬长度35d,搭茬率不大于50%。混凝土钢筋保护层厚度为50mm。2、基岩段永久支护采用锚网喷支护2.1锚杆间排距800800mm,矩形排列,锚杆使用高强度左旋螺纹钢制作,符合国家行业标准,锚杆规格为22mm2000
30、 mm;K2335、Z2360树脂药卷,每眼各1根。锚杆试验抗拔力设计值:顶为130kN,帮为100kN;锚杆螺母扭矩不得小于150Nm。锚杆托板:150mm150mm10mm压制成穹形的钢板。锚索采用17.8的钢绞线锚索,锚索长度为6300mm。锚索托盘规格为:30030016mm,锚索用1支K2335和2支Z2360树脂锚固剂。锚索锚固力为300KN,张拉力为150kN。2.2网片铺设及规格:6mm钢筋网:2000mm900mm;网格100mm100mm;每格网格四角必须焊接而成,连接方式为搭接;网与网之间搭接为不小于100mm,采用双股18#铁丝连接。2.3喷射混凝土:喷厚为150mm,
31、强度为C20。配比水泥:中砂:石子1:2:2,水灰比0.45。 四、支护要求1、浇灌混凝土作业1.1浇灌混凝土材料a水泥:水泥应优先选用普通硅酸盐水泥,水泥标号为PO42.5,严禁使用过期、受潮、结块的水泥。b砂子:砂子采用中砂或中粗砂,含泥量不得大于3%,含水率控制在5%7%范围内。c石子:采用坚硬耐久的碎石,粒径1030mm。1.2 混凝土配合比选择混凝土配合比,一要满足支护结构对混凝土的力学特性要求,二要考虑混凝土施工工艺方面的要求,使混凝土具有足够的抗压、抗剪、粘结强度,又使混凝土收缩变形值保持最小,回弹率最低。混凝土配合比是指每立方米混凝土中水泥、砂、石子所占比例。一般为水泥:砂:石
32、子为1:2:3;水灰比为0.45;速凝剂为水泥用量的3.84.2%。并根据试压块实际情况进行调整(以实验中心做的配合比为主)。1.3在冬季施工一方面在配比中加入适量的防冻剂,并做好混凝土物理保温,做好混凝土保养工作,防止混凝土冻伤。1.4两帮浇注要同时进行,施工时边浇注边振动。浇注时尽量使混凝土充满顶部空间。封顶时可以用喷浆机向里喷浆封闭。2、喷射混凝土作业2.1喷射混凝土支护材料a水泥:水泥应优先选用普通硅酸盐水泥,水泥标号为PO42.5,严禁使用过期、受潮、结块的水泥。b砂子:砂子采用中砂,含泥量不得大于3%,含水率控制在5%7%范围内。c石子:采用坚硬耐久的碎石,粒径不大于20mm。d速
33、凝剂:采用HRF1型。2.2喷射混凝土配合比选择喷射混凝土配合比,一要满足支护结构对喷射混凝土的力学特性要求,二要考虑喷射混凝土施工工艺方面的要求,使喷射混凝土具有足够的抗压、抗剪、粘结强度,又使喷射混凝土收缩变形值保持最小,回弹率最低。2.3喷浆的准备工作a检查锚杆安装和金属网铺设是否符合设计要求,发现问题及时处理,检查无问题后方可作业。b清理喷射现场的矸石杂物,接好风水管路,输料管路要平直,不得有急弯,接头要严密不漏风。严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。c检查喷浆机是否完好,并送电空载试运转,紧固好磨擦板,不得出现漏风现象。d喷射前必须用高压风水冲洗岩面,在两帮拉线并安设喷厚标志,并将电
34、缆和其他设备保护好,用木板盖严。e喷射工作开始前,应首先在喷射地点铺上旧胶带,以便收集回弹料。喷射混凝土回弹率:拱部不得大于25%,两帮不大于15%。f喷射人员要佩戴好防护用品。2.4喷射混凝土的主要工艺参数2.4.1工作压力:水平输送距离3050m,喷射机的供气压力保持在0.5Mpa左右。2.4.2水压:为保证喷头处加水通过环能使气流迅速通过的混凝土混合料充分湿润,一般水压比气压高0.1Mpa左右。2.4.3水灰比:理论上最合适的水灰比是0.40.5,但实际操作中全靠喷射手的经验加以控制,及时调整。2.4.4喷头方向喷头喷射方向与受喷面垂直,并略向刚喷射的部位倾斜时,回弹率最小。2.4.5一
35、次喷射混凝土厚度一般一次喷射厚度:掺速凝剂水平喷射100mm,向上喷射60mm。2.5喷射混凝土工艺2.5.1喷射混凝土工艺要求:初次喷射混凝土厚度为3050mm,锚杆外露丝长15mmL50mm。复喷要及时。喷射顺序为:先墙后拱,从墙基础开始自下而上进行,喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.81.0m为宜。2.5.2喷射工作:a开机时,必须先给水,后开风,再开机,最后上料;停机时,要先停料,后停机,再关水,最后停风。b喷射工作开始后,严禁将喷射枪头对准人员。喷射中突然发生堵塞故障时,喷射手应紧握喷头,并将喷口朝下。c为了减少喷射混凝土的收缩裂缝,应使用潮湿的中砂,控制水
36、泥用量,严格掌握水灰比,并保证最少28天的潮湿养护。d一次喷射完毕,应立即收集回弹物,并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后,必须卸开喷头,清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。e喷射质量:喷射混凝土要均匀,无裂隙,无“穿裙,赤脚”。五、锚杆快速安装工艺1.装顶部锚杆1.1必须使用好前探梁超前支护和安全点柱。敲帮部顶,用长把工具找掉危矸活石,用安全点柱和前探梁对空顶处进行临时支护。1.3顶部钻孔,打眼顺序:应先施工紧靠有永久支护的一排锚杆眼,且一般以井筒中间向两帮依次施工为宜,一般不间隔施工,打一根注一根。1.4严格按照眼孔位置,短打长套顶部锚杆眼,短打长套方式为:先用1200mm钻杆28mm
37、钻头打眼,深度1200mm,然后采用长钻杆打眼,达到设计要求深度。1.5开眼应轻打,当钻进300mm左右时方可逐步加速,钻孔够深后钻机要反复升落23次,以防孔内碎矸渣堵孔卡钻。1.6穿过金属网孔眼锚杆孔装K2335、Z2360型树脂锚固剂各1根,用成套组装好的锚杆将锚固剂推向孔底。1.7用搅拌接头将钻机与锚杆销钉螺母连接起来,然后升起钻机,推进锚杆,当钻机升到锚固剂刚好接触眼底时,钻机边搅拌边推进,搅拌305s,同时将锚杆送入眼底,钻机停机(不回落)。1.8 30s后,再次启动钻机,螺母在钻机的带动下挤出阻尼,破坏塑料垫片,托盘快速压紧顶板岩面。2.安装帮部锚杆2.1按设计位置打井筒帮部锚杆孔
38、,用YZ28风钻造孔,孔深达到设计要求。2.2穿过金属网孔向锚杆孔装入两根K2335、Z2360树脂锚固剂,锚固段指向眼底,用组装好的锚杆慢慢将锚固剂推入眼底。2.3用连接套将钻机与锚杆销钉螺母连接起来,然后将锚杆推至锚固剂刚好接触眼底时,开动钻机边搅拌边推进,搅拌305s,同时将锚杆送入眼底,钻机停机。2.4 30s后 ,再次开动钻机,螺母在钻机的带动下挤出阻尼,破坏塑料垫片,托盘紧贴岩面。3.加强锚杆螺母的二次紧固,未紧贴煤岩面或塑料垫片未能破坏的锚杆必须用扭矩扳手或风动气扳机进行重新紧固。六、工程质量要求1、混凝土支护工程质量1.1各种原材料规格材质必须符合设计要求。1.2内外筋要连接牢
39、靠。1.3井筒净宽4000mm。井筒中线至两帮偏差0+30mm为优良,0+50mm为合格1.4井筒净高3500mm,允许偏差0+30mm为优良,0+50mm为合格。1.5无蜂窝、孔洞、露筋、裂缝。2.锚杆质量控制要求2.1 锚杆布置方式:按支护断面图均匀布置,锚杆间排距允许误差100mm;顶板永久支护必须紧跟迎头,且逐排向迎头施工,墙基最下一根锚杆距底板不得大于500,并按120的倾角向下施工。每个循环支护工作完成后,紧靠迎头的一排顶部锚杆,距迎头的最大空顶距离不得大于1/2个锚杆排距,不得小于200mm;顶部锚杆必须紧跟迎头施工,帮部锚杆可以滞后一排施工,但空锚时间不得超过8h。2.2 安装
40、锚杆前必须将孔内的岩粉、杂物吹干净,不得有积水。2.3 必须使用合格的树脂锚固剂。注锚杆时间必须在产品的说明书范围内。注好锚杆后,保证锚杆杆体外露丝扣1040mm。锚杆安装时,半圆拱井筒的锚杆杆体应垂直井筒轮廓线,与其夹角不小于75;允许角度误差5。2.4 喷射前两墙基础挖到实底且符合要求,喷射混凝土要均匀、无裂隙,无“穿裙,赤脚”。2.5 喷层表面平整密实,无漏喷,离鼓现象,无仍在扩展中或危及使用安全的裂缝,锚杆尾端及钢筋网等不得外露。2.6 井筒中线至两帮偏差0+100mm为优良,0+150mm为合格。掘进宽度井筒中线至两帮偏差0+200mm为优良,-50+200mm为合格。2.7 井筒腰
41、线到顶底允许偏差0+100mm为优良,0+150mm为合格。掘进高度腰线至顶、底偏差0+200mm为优良,-50+200mm为合格。3、日常监测3.1井筒掘进施工过程中由技术员负责,在喷浆之前对永久性支护锚杆的试验抗拔力进行检查,抽检结束后,应及时敲打锚杆,然后重新拧紧螺母。3.2每班验收人员用专用力矩扳手对锚杆预紧力逐根进行检测,若其中一根锚杆扭矩不合格,将其重新拧紧即可;若有2根或2根以上不合格,应将本班安装的所有螺母重新拧紧一遍。3.3按规定及时做试块并做好养护,试块强度不低于设计要求。第五章 矿压观测一、观测对象:山西潞安集团潞宁忻岭煤业有限公司回风斜井。二、观测内容:主要对基岩段的锚
42、杆试验抗拔力抽检,锚杆预紧力矩抽检和井筒位移观测。三、观测方法:1、锚杆试验抗拔力抽检1.1由验收员负责采用锚杆拉拨计进行试验抗拔力抽检。1.2在喷浆之前对永久性支护锚杆的抗拔力做试验拉拔力井筒每掘进3050m,或每300根(含300根以下)检测一组,随机抽样检查不少于4根(顶板2根,两帮各1根)。受检测的锚杆抗拔力必须符合要求。如本组锚杆出现不合格的,再抽查一组(3根),如仍有不合格,应组织有关人员研究锚杆质量不合格的原因,并采取处理措施。1.3抽检时只做非破坏性拉拔,试验抗拔力不小于设计值为合格抽检。1.4抽检结束后,应及时敲打锚杆,然后重新拧紧螺母。对不合格锚杆,应在其附近进行补打合格锚
43、杆。2、锚杆预紧力抽检2.1锚杆预紧力检查采用力矩扳手。2.2每班验收人员用专用力矩扳手对锚杆预紧力逐根进行检测,高强度螺纹钢锚杆预紧扭矩不得小于300Nm,锚固力顶为130kN,帮为100kN。2.3若其中一根锚杆扭矩不合格,将其重新预紧即可;若有2根或2根以上不合格,应将本班安装的所有螺母重新预紧一遍。四、井筒位移观测:施工过程中,要对井筒表面位移情况及时进行观测,每隔100米打三组观测孔,每一组间隔5米,每组检测断面设3个检测点,即拱顶、及两帮处各设1个,每周2次对井筒进行位移观测,并做好记录。尤其是硐室位置。第六章 掘进施工方式第一节 工艺流程一、表土(基岩风化)段施工方法:开口段无表
44、土,为风化基岩,施工采用浅孔分层光面爆破。为确保安全,在进入地下前采用50mm6000mm钢管在掘进轮廓线外300mm位置,拱基线以上打注两排管棚(超前支护),本段支护施工中严格执行“短掘快砌强支护”的原则,掘好一段,支护一段。采用锚网喷及29U型钢拱架作为临时支护、短段掘支的工艺流程。29U型钢拱架作为永久支护层使用。1、为减少开口爆破对周边围岩的破坏,每次掘进在起拱线以上均沿毛断面外300mm的轮廓线顺井筒方向打超前支护锚杆,间距为500mm,采用222000mm的左旋螺纹钢锚杆,一卷Z2360锚固剂;2、井筒开口采用1m浅孔分层光面爆破技术,即采用YT-28型气腿式凿岩机配备221500
45、mm中空六角钎杆,40mm“一”字型岩石钻头打眼,掏槽眼深1.2m,周边眼及辅助眼深1m,周边眼距400mm,采用煤矿许用乳化炸药,毫秒延期电雷管,MFB100发爆器起爆,水泡泥充填,黄土炮泥封口,预计每炮进尺0.9m;3、为减少爆破对围岩的影响,保证开口成型,采用两次分层爆破,第一次爆破时周边眼不装药,作为预留光爆层,掏槽眼和辅助眼爆破后,再装药爆破周边眼。4、爆破后及时进行锚网喷临时支护;5、临时支护完成后,再进行下一循环分层光面爆破,预计6个循环完成5m井筒开口施工,然后进入井筒正常掘支作业。6、开口作业时,为确保安全,必须设置警戒线,并设专人警戒。7、在井口靠近设备一侧,搭设护网,井口
46、挂设废旧皮带,防至飞石砸坏设备及工器具。8、开口及门脸支护施工采取锚网喷临时支护,然后再将井筒支护成型。开口及门脸支护形式为钢筋砼砌碹支护,井筒外露部分的混凝土表面作防水处理,钢筋绑扎要符合设计和施工规范要求;内模采用整体金属模板;外模采用钢碹骨,胶合板浇注混凝土。混凝土采用HBTS-15S混凝土输送泵,“一”字型电动振动棒振捣。9、表土(基岩风化)段施工用砼的运输:采用HBTS15S型砼输送泵,直接泵送入模。二、基岩段施工方法:基岩段施工工艺为:标定炮眼打眼瓦检装药瓦检爆破排烟瓦检敲帮问顶打护顶锚杆铺网出矸打帮锚杆永久支护下一轮循环前30m浇筑段采用HBTS-15S型砼输送泵,直接泵送入模。基岩段为喷砼支护,利用搅拌机搅拌干料。1、躲避硐:在巷道右侧(面向下)每隔40米施工一个躲避硐。躲避硐采用直墙半圆拱形断面, 宽度为1900mm,高度为2250mm,砼浇筑厚200mm。躲避硐在斜井施工到位时,同时掘出,支护好。2、水沟、台阶、扶手、待主体工程完工后,再进行辅砼底,打台阶、浇注水沟
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