33101工作面沿空留巷作业规程
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33101工作面沿空留巷作业规程
第一章概况 (1)
第一节工作面位置及井上下关系 (1)
一、概况 (1)
二、煤层 (1)
三、煤层顶底板 (1)
四、地质构造 (3)
五、水文地质 (3)
六、影响回采的其他地质情况 (4)
第二节影响回采的其它因素 (5)
一、回采的其它地质情况 (5)
二、冲击地压和应力集中区 (5)
三、问题及建议 (5)
第二章巷道布置及采煤方法 (6)
第一节巷道布置 (6)
一、采区设计、采区巷道布置概况 (6)
二、采煤工作面辅运顺槽 (6)
三、采煤工作面主运顺槽 (6)
第二节采煤方法 (7)
一、采煤方法 (7)
第三节采煤工艺 (7)
一、落煤 (7)
(一)落煤方式 (7)
(二)采煤机进刀方式 (7)
二、装煤 (9)
三、运煤 (9)
四、工作面支护 (9)
五、采空区处理 (10)
六、施工顺序 (10)
七、工艺要求 (10)
第三章沿空留巷施工工艺及技术要求 (11)
第一节沿空留巷管理组织机构及施工工期 (11)
一、管理组织成员 (11)
二、管理组织机构岗位职责 (12)
三、沿空留巷施工工期 (12)
第二节工艺流程 (13)
第三节技术要求 (13)
一、恒阻大变形锚索施工 (13)
(一)技术要求 (13)
(二)施工工艺 (14)
二、钻孔、装药、爆破切顶施工 (15)
(一)技术要求 (15)
(二)施工工艺 (16)
三、回采后对巷道进行支护施工流程 (18)
第四章矿压观测 (19)
第一节工作面压力显现情况 (19)
一、工作面初次来压 (19)
二、工作面周期来压 (19)
第二节工作面矿压观测 (19)
一、巷道表面位移观测 (19)
二、巷道顶板离层监测 (20)
三、锚杆受力监测 (20)
四、工作面压力检测 (20)
第五章沿空留巷期间“一通三防”管理 (20)
第一节沿空留巷段通风 (20)
一、通风路线 (20)
二、通风 (21)
三、瓦斯防治 (23)
(一)瓦斯检查 (23)
(二)瓦斯监测 (23)
四、防尘 (24)
五、防灭火技术措施 (25)
六、主运顺槽供风、供水、排水管路铺设 (26)
第六章安全技术措施 (26)
一、施工恒阻大变形锚索安全技术措施 (26)
二、预裂切顶缝放炮安全技术措施 (28)
三、挂网及拉移留巷端头架的安全措施 (31)
四、拉移切顶支架安全措施 (33)
五、支设单体、工字钢安全措施 (34)
六、预防冒顶安全措施 (35)
七、CMJ14钻车操作规程 (36)
第七章避灾 (39)
一、自救与避灾 (39)
二、避灾路线 (42)
33101工作面沿空留巷作业规程
33101工作面主运顺槽由二号切眼位置开始采用切顶卸压成巷技术进行沿空留巷作业,为保证施工质量及安全特编制本措施,望施工人员严格执行。
(附图一:沿空留巷位置平面图)
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、概况
1位置:33101工作面位于井田的三盘区北部,工作面东部距3-1煤层露头230m;西部为三盘区3-1煤回风大巷;南部为未开拓33102工作面;北部为F3断层。
地面为典型的侵蚀性丘陵地貌,标高1360.5m,最低点位于工作面东南部,标高为1286m ,相对最大高差140.5m。
该工作面煤层距地面垂深为20~80m,东部距地表较浅。
2回采对地表影响:地表大部为荒山荒坡,回采过后形成塌陷区对地表植被造成一定的影响。
(附:表一)
二、煤层
根据山2、山4、S14、S15、及最近补充的补5钻孔资料显示:3-1煤与下部3-2煤层层间距在19.4~21.35m。
工作面煤层构造形态一致,总体为一向北西倾斜的单斜构造,倾角1~3°。
根据S14、S15、山2、补5钻孔资料显示该工作面煤层东部无夹矸;但S5钻孔显示该工作面西部有一层夹矸,夹矸厚度50㎜。
工作面煤层厚度在1.85~2.03m,平均厚度1.95m。
三、煤层顶底板
顶底板:该工作面直接顶为砂质泥岩,厚度在2.25-34m之间,该岩层特性:黑灰色,
砂泥质结构,以泥质为主,砂质次之,水平层理,呈层状,致密、半坚硬。
该工作面直接底为砂质泥岩、泥岩,主要以砂质泥岩为主,砂质泥岩厚度为6.49-19.5m 之间,特性与顶板砂质泥岩相同。
泥岩厚度为2.15m 主要分布在S14钻孔地区,特性:灰黑色,块状,松软,泥质结构,断口平坦,含植物化石,炭屑,含粘土质,层理发育。
由于受到工作面北部F3断层以及F3断层次生断层的影响,33101辅运顺槽945米至1045米处断面及顶板出现黄泥岩等不稳定岩石。
(附:表二)
表一地面相对位置及临近采区开采情况
水平 一水平
工程名称 33101综采工作面 地面标高/m
+1360.5~
+1286m
井下标高/m +1246.5~+1260.7m 地面相对位置建筑物、小井及其他 33101综采工作面位于井田三盘区北部,该工作面位于井田
南部,距副井口1800m ,地表大部为荒山荒坡。
工作面对地面
设施的影响 工作面地表大部为荒山荒坡,回采形成塌陷区对地表植被造成一定影响。
井下相对位置及邻近采掘情况 工作面东部距3-1煤层露头230m ;西部为三盘区3-1煤回风大
巷;南部为未开拓33102工作面。
表二
四、地质构造
该工作面地质构造简单,总体为一向北西倾斜的单斜构造,呈宽缓波状起伏,倾角1~3°。
工作面范围内煤层近水平搌布。
工作面以北发育F3断层。
断层西部落差大,向东落差逐渐减小。
走向北西~南东,倾向北东,倾角75°,断距从西到东逐渐变小:西部为85m ,东部为6~8m 。
该断层从东到西纵贯全矿区。
五、水文地质
岩性主要为煤层及中细粒砂岩。
该含水岩组水位埋深67.54~106.19m ,工
作面水文地质条件与整个矿井一致,但地表沟谷发育,雨季可能有积水,通过钻孔柱状图、附近巷道,补充勘探报告收集情况。
施工区域段为延安组第二岩段
顶底板名称 岩石类别 硬度 厚度/m 岩性特征
老顶
细砂岩 <6 1-13.54 灰白色,细粒砂状结构,
以石英、长石为主,含少量云
母,碎屑,均匀层理,泥质填隙,分选差,磨圆一般,半坚硬。
直接顶 砂质泥岩 <4 2.25-34 黑灰色,砂泥质结构,以
泥质为主,砂质次之,水平层
理,呈层状,致密、半坚硬。
伪顶
无 底
底
板 直接底 砂质泥岩 <3 6.49-19.5 黑灰色,砂泥质结构,以泥质为主,砂质次之,水平层理,呈层状,致密、半坚硬。
(J1-2y2)上部、基岩裂隙潜水~承压水含水岩组。
该岩性组合为灰~深灰色砂质泥岩、粉砂岩及煤层,夹灰色、灰白色中细粒砂岩。
含位标高1200.51~1295m,水温8~13℃,单位涌水量q=0.000431~0.00241l/s.,渗m透系数k=0.00541~0.00715m/d,水化学类型为HCO3~K+Na²Ca型及HCO3²Cl~K+Na型水,矿化度0.203~0.666g/L,PH=7.6~7.7。
含孔隙、裂隙潜水,局部为承压水,含水性普遍较弱,是矿井直接充水含水层。
该区域内地下水的补给来源主要为大气降水,由于区内地表水体不发育,地下水的迳流条件较差,大气降水成为该区域地下水的主要补给来源。
第四系潜水直接接受大气降水及地表水的渗入补给,其承压水在深部则以接受侧向迳流补给为主。
第四系潜水的迳流受区域地形控制,分别向南北两个方向迳流进而排泄出区外;该区的蒸发量一般为2108.2mm,因此,强烈的蒸发亦是第四系潜水排泄的重要途径。
基岩裂隙水迳流受单斜构造控制,基本沿岩层倾向即南西方向迳流,在沟谷深切地段以泉的形式排泄;在地形变化较小的地段则以侧向迳流的方式排泄出区外。
根据巷道采掘水文地质情况:预计工作面最大涌水量为0.1m³/h,正常涌水量为0.03m³/h,根据现有地质情况,该巷道上部无采空区。
六、影响回采的其他地质情况
矿井2014年瓦斯等级鉴定报告:本矿属于瓦斯矿井,矿井的瓦斯相对涌出量为1.96m³/t,绝对瓦斯涌出量为0.70m³/min;矿井的二氧化碳绝对涌出量为2.61m³/min,矿井的二氧化碳相对涌出0.93m³/t。
根据3-1煤层煤尘爆炸性、煤自燃倾向性检验报告,煤火焰长度为350mm~>400mm,岩粉填加量75%~85%。
煤尘具有爆炸性。
根据井田内煤芯煤样测定成果整理,煤的吸氧量在0.53~0.78cm3/g之间,煤为自燃~容易自燃煤。
另据内蒙古煤矿设计院对部分电厂用煤资料调查,东胜煤田煤自然发火期为40~60天,堆积高度、堆积方式均是煤堆自燃的影响因素。
据详查区内钻孔简易地温测量结果,区内地温变化无异常,属正常地温区,矿井建设无地温危害。
第二节 影响回采的其它因素
一、回采的其它地质情况
表三
二、冲击地压和应力集中区
33101工作面位于井田的三盘区北部,工作面东部距3-1煤层露头230m ;西部为三盘区3-1煤回风大巷;南部为未开拓33102工作面。
根据3-1煤层13106、13107、13108实际开采情况本工作面埋藏较浅无冲击地压现象。
三、问题及建议
(一)煤尘具有爆炸性,属容易自燃煤层,应保证通风系统畅通和降低煤尘浓度;3-1煤层顶板力学强度不高,回采期间应加强顶板控制,采取有效支护措施,防患于未然。
(二)煤层底板遇水泥化,支护强度降低,单体易钻底,故超前单体支护可瓦 斯
瓦斯矿井,瓦斯绝对涌出量为1.96m ³/min ,相对涌出量为
0.70m ³/t ,无瓦斯突出。
煤 尘
煤火焰长度为350mm ~>400mm ,岩粉填加量75%~85%。
煤尘具有爆炸性 煤层自燃
自燃~容易自燃煤 二氧化碳
绝对涌出量约2.61m ³/min 地温危害
无 冲击地压危害 无
通过垫木鞋、铁鞋减小单体支柱钻底量,以增加受力面积,使工作面超前单体液压支柱初撑力能够达到规定的11.5MPa。
第二章巷道布置及采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
33101工作面两顺槽沿煤层顶板掘进,主运顺槽长度为883.139m,辅运顺槽长度为883.139m。
二、采煤工作面辅运顺槽
(一)该巷道沿煤层顶板掘进,采用锚网索支护。
矩形断面,净宽4.2m,净高2.4m,净断面积10.08m²。
(二)支护:顶部采用Φ18³2000mm金属螺纹钢锚杆,间排距1000³1200mm;Φ17.8³6300mm锚索,居中布置,排距3600mm,两帮未进行支护。
(三)辅运顺槽主要用于本工作面回风、运料及行人。
(四)辅运顺槽内布置有Φ108mm供水、Φ108mm压风、Φ108mm注浆管路各一趟、安全监测等管线。
(五)辅运顺槽底板已全部硬化,厚度为200mm.水沟为宽³厚300mm200mm。
三、采煤工作面主运顺槽
(一)该巷道沿煤层顶板掘进,采用锚网索支护。
矩形断面,净宽4.6m,净高2.4m,净断面积11.04m²。
(二)支护:顶部采用Φ18³2000mm金属螺纹钢锚杆,间排距1000³1200mm,Φ17.8³6300mm锚索,居中布置,排距3600mm,两帮未进行支护。
主运顺槽补
打φ21.8³7000mm恒阻大变形锚索配合钢筋梯子梁进行支护,锚索距巷帮设计上帮600mm。
(三)该顺槽主要用于本工作面进风、运煤及行人。
主运顺槽内布置有Φ108mm供水、Φ108mm压风、Φ108mm排水管路各一趟。
(四)主运顺槽自三盘区3-1辅运大巷口至顺槽掘进里程550m路面已全部硬化,硬化厚度150mm,硬化后巷道净高度不低于2250mm。
(五)33101主运顺槽由工作面二号切眼位置(自三盘区3-1辅运大巷至顺槽掘进里程939m)施工沿空留巷作业。
附图二:主运顺槽断面支护图
第二节采煤方法
一、采煤方法
33101工作面为伪倾斜长壁后退式采煤方法进行回采,采空区与辅运顺槽采用全部垮落法控制顶板,主运顺槽采用沿空留巷技术控制顶板。
第三节采煤工艺
一、落煤
(一)落煤方式
工作面采用MG300/720—AWD型电牵引采煤机,沿工作面双向割煤,前滚筒割采高范围内的顶煤,后滚筒割底煤。
(二)采煤机进刀方式
为自开缺口、端头斜切40m进刀,即采煤机运行至工作面端头时,采煤机后方输送机约有20-25m一段未能推进至煤壁。
这时采煤机斜切进刀切入煤壁,其斜切进刀流程如下:
(一)调整上下滚筒的相对位置,采煤机由机头(机尾)沿运行方向经过输
送机的弯曲段进入直线段,滚筒切入煤壁图:a。
(二)推移输送机弯曲段和机头、机尾输送机推直图:b。
(三)调整两滚筒的相对位置,向工作面机头(机尾)运行,同时割三角煤图:c、d。
(四)再调整两滚筒的相对位置,反向运行割煤,在采煤机后一定距离推移输送机,开始下一刀截割图:e。
(a)
(b)
(c)
(d)
(e)
工作面端头割三角煤进刀
(a)起始斜切40m进刀(b)移直输送机割三角煤(c)开始正常割煤(d)割三角煤(e)返刀重复a-e
二、装煤
采煤机割下的煤借助于滚筒上的螺旋叶片自行装入刮板输送机内,在移刮板输送机时,铲煤板将煤帮遗煤铲入输送机内。
三、运煤
工作面运煤采用一部SGZ764/630型(中双链)可弯曲刮板输送机,为平巷式运输,输送机总长度为207m。
主运顺槽内选用SZZ764/160型转载机一部,长度为40m;PCM—110型破碎机一台。
其主要技术特征为:
33101主运顺槽安装胶带运输机1部,型号为DSJ100/63/125³2。
四、工作面支护
(一)工作面支护
工作面选用ZY6800/11/23型支撑掩护液压支架130架;上端头布置ZYG6800/12.5/28型过渡支架4架;下端头布置ZYG6800/12.5/28型过渡支架2架及110M-ES6800/14/26过渡支架2台。
主运顺槽端头支架超后支护20m采用4台切顶支架配合双排20m单体进行支护。
工作面下出口自割煤线超前20使用HGD-1000型长双楔梁配合DW—28单体液压支柱进行支护,柱距1.0m;工作面主运顺槽自工作面放顶线超后20m使用110M-CR7300/14/26配合DW28型单体、HGD-1000铰接顶梁支护。
工作面上出口自割煤线超前20m使用HGD-1000型长双楔梁配合DW—25单体液压支柱进行支护,柱距1.0m。
(二)工作面下端头支护
根据工作面端头空顶距离的大小采用铰接顶梁配合单体液压支柱进行顶板支护,当巷道帮侧距离1#支架距离小于1.5m时(L﹤1.5m),采用1排单体支护(配合铰接顶梁);当巷道帮侧距离1#支架距离大于或等于1.5m且小于3m 时(1.5m﹤L﹤3m),采用2排单体支护(配合铰接顶梁)。
空顶距离超过3m 时,根据实际情况增加支护排数,保证支护强度。
端头严禁出现空顶,当工作面采煤机割完机头、挂网完成后,支架工应及
时将工作面端头支架拉移到位并迅速支护顶板。
工作面下端头处正常回超前支护单体距离工作面割煤线不得大于 1.5m,工作面超后支护单体距下端头留巷支架尾梁距离不得大于 1.5m,严禁出现长时间空顶。
五、采空区处理
33101综采工作面采用全部跨落法控制顶板,若采空区悬顶面积较大顶板不易跨落时需补充强制放顶措施。
六、施工顺序
恒阻大变形锚索支护→预裂切缝爆破→煤机割煤→运输机运煤→挂网→移架→推移运输机→推移切顶支架→切顶线发支护单体、工字钢→全部垮落法控制顶板
附图三:工作面设备布置图
附图四:主运顺槽超前、超后支护图
七、工艺要求
1、施工φ21.8³7000mm恒阻大变形锚索保证超前预裂切顶缝20m,锚索距设计巷帮600mm。
2、预裂切顶缝超前工作面60-80m施工,炮眼深度5000mm,炮眼间距500mm 在巷道顶板肩窝处形成整条直线,达到切顶的目的。
3、割煤:割煤采用MG300/720-AWD型双滚筒采煤机。
采用端头斜切进刀方式,双向割煤,往返一次割两刀,自行装煤。
煤机沿煤层顶板割煤时,顶底板要割平,不得出现台阶,煤壁要齐要直,不得出现割底矸或留底煤、留伞檐现象,由于掘进时巷道破底板,必须要根据现场实际情况,使破底板现象控制在最小范围内。
为使工作面机头、机尾及过度槽平缓过度,割煤过程中可在机头、机尾5-8架范围进行破底作业。
4、挂网操作在2#、3#支架中部进行,网片落地0.5m,与原有巷道网片搭
接200mm,接网作业网片搭接长度不得小于200mm。
网片搭接处使用双股14#铁丝绑扎牢固。
5、移架:采煤工作面移架必须配备专职人员,由技术熟练的工人操作,在割煤时滞后煤机后滚筒4-6架进行,追机移架及时支护顶板。
当顶板破碎时,移架工作距采煤机前滚筒不大于4架进行带压擦顶移架,必要时停机移架。
支架要移成直线,移架步距为600mm。
支架要移到位,接顶要严实有力。
6、推运输机:在煤机割煤后,滞后煤机10-15m开始推前运输机,并依次推移。
注:严格控制割煤的速度,确保运输煤量均衡,设备运转正常。
7、清理:工作面运输机推过之后,支架工要将支架底座、架间、电缆槽的浮煤清理干净。
8、拉移转载机:工作面每推进两个循环,必须及时拉移转载机,不得滞后。
9、推移切顶支架:切顶支架采用前推后拉的方式自行前移,切顶架右侧顶梁边缘必须支设在切顶线处。
切顶支架推移步距600mm,第一台切顶支架顶梁前端距留巷端头支架尾梁后端不大于0.6m。
10、支设单体、工字钢:切顶支架推移到位后在切顶支架后方沿切顶线交替支设单体间距500mm,工字钢间距500mm,工字钢顶端伸入预裂爆破孔100mm。
单体、工字钢支设完成后垂直顶底板。
第三章沿空留巷施工工艺及技术要求
第一节沿空留巷管理组织机构及施工工期
一、管理组织成员
组长:栗海彬
副组长:赵建伟、韩新正
技术指导:郝万军
成员:魏成、马建文
二、管理组织机构岗位职责
(一)组长
1、组长对沿空留巷工作负全面领导责任。
2、建立健全沿空留巷工作管理机构。
3、定期召开沿空留巷专题会议,听取矿领导的指导意见,与矿领导沟通、协调沿空留巷工作所必须的设备设施及材料。
(二)副组长职责
1、在组长的领导下,负责沿空留巷的现场施工及安全工作。
2、认真执行沿空留巷安全技术措施,参加安全质量检查,对查出的问题,检查督促落实,并向组行汇报。
3、分工明确,任务具体,责任到人,安排工作优先考虑安全,并向职工交代清楚。
(三)技术指导人职责
1、对沿空留巷工作进行技术指导工作,做到安全技术与工程技术的统一,确保技术工作的安全可靠性。
2、经常深入现场,解决生产中的技术问题,发现施工条件变化时,对现场工作给予技术指导意见,下发施工联系单或变更单。
3、对现场的隐患要及时发现,及时排除。
(四)成员职责:
1、在组长的领导下,负责沿空留巷的技术管理工作,
2、经常深入现场,及时指导、检查,监督沿空留巷工作,对出现的问题及时向组长及上级领导汇报,制定整改措施。
3、协助组长实施沿空留巷作业方案,确保工程质量。
三、沿空留巷施工工期
(一)恒阻大变形锚索施工
回采前施工长度:回采前施工距离不小于120米。
时间:要求2015年8月25前完成。
(二)预裂爆破孔的施工
回采前施工长度:100米
时间:钻机预计进场时间:2015年8月12日,开始施工时间预计2015年8月14日,要求2015年8月31日前完成。
(三)对预裂爆破孔进行预爆破施工
回采前施工长度:80米。
时间:开始时间预计2015年8月20日,要求2015年8月31日前完成。
(四)综采工作面留巷回采
2015年9月初。
第二节工艺流程
工作面自二号切眼后20m(主运顺槽939m)开始沿空留巷作业。
施工工艺流程:恒阻大变形锚索对巷道进行加固→超前割煤线60-80m钻孔、装药、爆破,形成切顶缷压预裂切缝线→割煤→在端头2#-3#支架间挂挡矸立网→巷道内单
体支护→切顶支架采用“前推后拉”方式前移,进行切顶、支护、挡矸→在切顶支架后,沿切顶边缘进行单体支护和工字钢→周期来压顶板稳定后,进行喷浆。
第三节技术要求
一、恒阻大变形锚索施工
(一)技术要求
1、施工位置:工作面自二号切眼后20m(主运顺槽939m)开始沿空留巷作业。
2、每根锚索采用两支CK2335、两支CK2360树脂药卷进行锚固,锚固剂使用前必须检查是否过期;
3、锚索外露长度250-300mm;
4、锚索预紧力30t±2t;
5、锚索角度误差±5°;
6、锚索眼位误差<100mm;
7、锚索孔深允许误差±100mm;
8、锚索支护段超前工作面割煤线200m;
9、锚索安装深度不小于设计的95%,锚索预应力不小于设计的90%。
10、扩孔深度:500mm±50mm;钻孔直径28mm;扩孔直径:75mm+3mm;
11、间排距:±100mm;锚固长度:≥1500mm;锚固力:≥35t;
(二)施工工艺
1、定眼位
由队部技术员将偏中线放线点使用线绳进行连接,并保证线绳的涨紧度,校验线绳的偏移量。
沿线绳方向垂直顶板每隔1200mm使用白色自喷漆点一白色漆点,距设计巷帮位置600mm处,白色漆点即为锚索钻孔眼位。
二号切眼与主运顺槽交叉口处采用2排恒阻大变形锚索进行支护,排距1.2m,间距1.8m,以确保工作面初次来压期间顺槽的支护质量。
2、钻孔
采用风动锚索钻机(TQ22-500/63)配合φ28mm合金钻头进行钻孔作业。
钻孔作业前首先将锚索钻机放置在眼位下方保持锚索钻机底部不挪动,以保证钻孔成一直线,一人负责接长钻杆,一人负责操作钻机。
接钻杆时,任何人的身体不得正对钻孔或站在钻孔下方。
钻到预定孔深后下缩锚索钻机,同时清孔。
拆除钻杆后,更换φ75mm合金钻头(MS-SY-75)对φ28mm钻孔进行扩孔作业,扩孔深度500mm。
3、锚固
采用树脂药卷锚固,用锚索将树脂药卷按先后顺序(先两支CK2335后两支Z2360)送入孔底,并用搅拌器将锚索和钻机联接起来,两人扶钻,边推进边搅拌,搅拌时间30秒,中途不得间断,同时将锚索送入孔底,保持推力等待5-6min,
回落钻机,卸下搅拌器。
4、安装钢筋梯子梁
采用φ12mm圆钢加工钢筋梯子梁,钢筋梯子梁规格5000³100mm,梯子梁每隔1200mm留有锚索安装孔位,梯子梁安装过程中可沿主运顺槽方向进行搭接,搭接点必须固定在锚索处。
钢筋梯子梁安装完毕后保证其紧贴顶板。
5、张拉
树脂药卷锚固至少30分钟后,再装200³200㎜钢板大托盘、一体式托盘(恒阻器HZS35-300-0.5)、锁具,并使它们紧贴顶板,挂上张拉千斤顶,开泵张拉,观察压力表读数,达到设计预应力300KN。
张拉前,两人配合安装张拉千斤顶,安装好后,方可开泵张拉。
若张拉千斤顶行程不够,必须停止张拉,两人扶住千斤顶,开泵将千斤顶回零,按本条规定继续张拉。
张拉过程中,若发现锚索受力异常,要停止张拉,重新补打锚索。
二、钻孔、装药、爆破切顶施工
(一)技术要求
1、施工位置:工作面二号切眼后20m开始爆破切顶作业至工作面二号切眼与主运顺槽交叉口处。
二号切眼至主运顺槽口处进行预裂切缝爆破作业超前工作面割煤线60-80m进行。
2、采用CMJ14G系列全液压钻车进行钻孔作业,钻孔位置位于巷道设计巷帮100mm处,钻孔深度5000mm,与顶板夹角75°。
3、爆破预裂切缝前安装聚能管时,要利用专用定向器和固定器将聚能管固定在孔内,要求最下方(孔口方)为起爆药卷。
爆破预裂切缝后,使用防爆相机巷道表面照相,检测裂缝表面联通情况;钻孔自动成像仪内部探测,检测定向预裂缝孔内扩展情况。
4、爆破预裂切缝时切缝炮孔超前工作面距离:60-80m
5、表面裂缝率:K3=L表面裂缝/ L孔间距≥90%;
6、孔内裂缝率:K4=L孔内裂缝/L钻孔≥90%。
7、每个孔装入2根聚能管(BTC-1500),使用聚能套(Ø36.5³40)连接,聚能管的孔要与主运顺槽偏中线平行。
药卷炸药采用硝铵乳化炸药,药卷规格为Ø32³200mm,雷管采用煤矿许用毫秒延期雷管,连线方式为串联,采用正向爆破方式爆破。
炮眼装药长度为3m,每个炮眼装药量为4卷,每根聚能管装2卷炸药,炮泥采用黄土制作,炮眼封泥长度不得低于2m。
根据现场情况选择单孔爆破或双孔爆破、隔孔爆破,要以顶板切顶成线为宜。
附图五:爆破设计图
(二)施工工艺
1、定眼位
由队部技术员将偏中线放线点使用线绳进行连接,并保证线绳的涨紧度。
沿线绳方向垂直顶板每隔500mm使用白色自喷漆点一白色漆点,在设计巷帮肩窝处,白色漆点即为炮眼钻孔眼位,根据现场巷道实际情况
2、钻孔
采用CMJ14G系列全液压钻车进行钻孔作业,保证预裂切缝钻孔与顶板夹角75。
施工预裂切缝钻眼过程中可采用坡度规对钻杆角度进行定位,当钻头点在眼位时根据现场角度调节钻机位移量,保证预裂切缝钻孔完成后钻孔要在一个平面上。
钻孔施工完毕后可多孔插入锚索,根据锚索外露方向校验钻孔是否在一个平面上。
3、装药、爆破
(1)准备
清理场地,检查爆破工作面是否稳定、附近的支护是否牢固。
查看领用的炸
药品种、数量、雷管段别数量、质量。
准备装药用的炮棍、梯子、炮泥等。
起爆体在洞外加工制作。
装药与填塞由爆破员持证操作。
(2)吹孔
用带有阀门专用吹管插入孔内利用高压风将杂物吹出,刚打好的炮眼由于热度不得立即装药。
(3)装药
先将聚能管用聚能连接套连接,然后将乳化炸药装入聚能管内,依次装入炸药、电雷管、脚线,最后整体将聚能管装入炮眼孔内,每个聚能管装入2卷炸药,每个炮眼装入2根聚能管。
根据现场情况首先采用单孔爆破观看预裂切顶线效果,如未形成切顶线可采用双孔爆破或隔孔爆破的方法进行试验。
如采用上述方法还不能形成预裂切顶线必须对炮眼的装药量进行增加。
爆破工仔细核对所装炮孔和手上炸药品种数量是否与要求相符,核对手上雷管段别与所装排空的位置相适应。
对装有雷管的药卷只需压住即可,不能用炮棍重重撞击;保持装药的连续性。
装药过程中保护好雷管脚线。
专人检查记录装药情况,剩余的起爆器材交回炸药库。
(4)填塞
按设计的装药结构将炮泥慢慢放入孔内,并用炮棍轻轻压实、堵严。
填塞过程中防止导线、导爆管被砸断、砸破。
炮泥采用黄土制作,炮眼封泥长度不得低于2m。
(5)连线爆破
连线方式为串联,采用正向爆破方式爆破,根据现场爆破试验取得最佳爆破效果后每次起爆10-12个孔。
附图六:放炮警戒图。