二轨道下山绞车房通道及回风道作业规程.doc

第一章工程概况序号项目内容说明1巷道布置见巷道平面布置示意图2工期规定2023.2.15～2023.8.313巷道用途为二1轨道下山绞车房回风、二1采区提高运送服务4服务年限50年5工程量196m6工程预算196万元7工程结构特点该巷道开口位置为自二1轨道下山开口处向上32m处，先以3570方位角00坡度施工绞车房通道55m，再以2670方位角00坡度施工绞车房回风道，施工54m后，以2670方位角220坡度施工27m，然后以2670方位角00坡度施工7m，最后以18006′48″方位角00坡度施工7m后，以18006′48″方位角20236′30″坡度施工46m与二1专用回风巷贯通。待通风系统形成后，再自二1轨道绞车房通道18m处扩20m形成绞车房，自绞车房回风道5m处扩11m形成绞车房变电所。该工程施工时沿二1煤层顶板掘进，巷道设计总工程量196m。8巷道标高井上标高：＋260m井下开口标高：-357.318m巷道平面布置示意图第二章地质情况概况序号项目内容说明1地质柱状见地质柱状图2地质预想剖面见地质预想剖面图3顶底板岩性特性顶板砂质泥岩底板中粒砂岩巷道的层位二1煤层顶板4煤层赋存条件采区煤层瓦斯情况绝对涌出量：0.05立方米/分钟掘进中瓦斯涌出量较小，预计施工过程中瓦斯绝对涌出量为0.05立方米/分钟突出危险性有煤与瓦斯突出危险煤尘该工程为全岩掘进，无煤尘岩层该工程为沿二1煤层顶板施工，岩性系数f=6-8，局部f=4-6地质构造根据二1煤资料分析，该工作面岩层赋存不稳定，局部有地质构造，施工中有顶板裂隙水，构造复杂，对掘进过程中有一定的影响，施工中应加强前探支护，严格控制允许施工距离和空顶距。水文地质该工作面布置在二1煤层顶板，水文地质类型复杂，预计在掘进过程中有顶板裂隙水，施工中应加强前探，严格执行“先探后掘，不探不掘”。地质柱状图地质预想剖面图第三章巷道支护说明书第一节巷道压力情况该巷道位于实体岩层中，根据二1轨道下山已掘巷道情况显示，围岩压力不明显，局部顶板破碎，预计施工中巷道压力不大。但在二1轨道下山绞车房通道开口处、二1轨道下山绞车房通道与回风道交叉点处、工程区段③-④段前后10m范围内必须加打锚索进行加固。详见平面示意图。二1轨道下山绞车房通道开口前后10m处锚索加固示意图二1轨道下山绞车房通道与回风道交叉点10m处锚索加固示意图工程区段③-④段10m范围内锚索加固示意图第二节支护形式（一）临时支护：（1）打圆木戴帽点柱或静压水单体柱做临时支护。爆破后及时用长度不小于2m的长把工具打掉迎头悬矸危岩，由外向里打两排、六根戴帽木点柱进行临时支护，然后站在顶板支护完好处打顶部锚杆上金属网。临时支护木点柱必须选用不小于φ180mm的优质圆木，均匀支设在巷道中线两侧，其间距在1.3m～1.8m之间，支柱必须打牢、打实，背板、木楔背紧背实。只有在临时支护打牢后，施工人员方可进入迎头作业。（2）顶板破碎时，减少炮眼装药量或打设超前锚杆做超前临时支护。岩性变化时，减小炮眼间距和装药量。附前探梁临时支护示意图（1-1断面）：附前探梁临时支护示意图（2-2断面）：附前探梁临时支护示意图（3-3断面）：（二）永久支护：采用锚杆、锚网、喷射混凝土联合支护。施工期间，若巷道岩性破碎，裂隙发育，压力明显时，可采用加打锚索、缩小锚杆间排距、打设锚索梁等支护形式。第三节支护选型计算（一）锚杆选型1、按悬吊理论计算锚杆参数（1）锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中L——锚杆长度，m；H——冒落高度，m；K——安全系数，一般取K=2；L1——锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；其中：H=式中B——巷道开掘宽度，取4.84m；f——岩石坚固性系数，泥岩取6。则：L=2×0.4+0.5+0.1=1.4m施工过程中，锚杆长度取2m。（2）锚杆直径计算：D=L/110式中D——锚杆直径，m；L——锚杆长度，m;D=2÷110=0.018m施工时选择锚杆直径为0.02m。（3）锚杆间排距计算：设计时令间排距均为a，则式中a——锚杆间排距，m；Q——锚杆设计锚固力，80kN/根；H——冒落拱高度，取2.0m；r——被悬吊砂岩的重力密度，取19.992Kn/m3；K——安全系数，一般取K=2。a=m由于巷道局部压力较大，且为永久性巷道，服务年限长，施工时a取700mm。通过以上计算，顶板、两帮锚杆选用直径20mm、长度2023mm的等强螺纹钢锚杆，锚杆间、排距700mm，锚杆打设后要及时全断面挂网。相邻两块网之间要压茬连接，前压后，压茬长度不小于100mm，每隔200mm用14#铁丝进行均匀连接，每张网互相压接处必须有锚杆穿过。当顶板正常时，每掘进1.7m为一个循环，每掘进1.7m后，及时使用圆木