1、(m2)S净走向()坡度工程量(m)上下底板起轨面起+1098回风石门半圆拱3.22.4锚喷1007.266.5832+448第二章、地质、水文、瓦斯一、地质概述(一)区域地层仁禾煤矿矿区内出露由老到新有二叠系上统峨嵋山玄武岩组(P3)、龙潭组(P3l)、长兴、大隆组(P3c+d),三叠系下统飞仙关组(T1f)、永宁镇组(T1yn)及第四系(Q),现简述如下: 峨嵋山玄武岩组(P3):出露于矿山南边界外围,顶部为紫红色、绿灰色凝灰岩,厚510m;中下部为拉斑玄武岩及玄武质火山角砾岩,具气孔状、杏仁状构造。厚250400m。龙潭组(P3l):出露于矿山中南部。厚度410450m,一般430m,共
2、含煤4050层,煤层可采总厚度约17.71m。全组可分为三段:第四段:标一(1号煤层顶板)至标四(14号煤层底板),以灰色厚层状粉砂岩、细砂岩及煤层为主,所含煤层较稳定,含可采煤层58层,产动物化石。地层厚度110180m,一般130m。第二、三段:标四至标八石灰岩顶,以灰色细砂岩、粉砂岩及薄煤层为主,中下部含可采煤层46层,一般不稳定,全段以植物化石为主。一般厚度220m。下段:标八至玄武岩顶,主要为粉砂岩、石灰岩及凝灰质泥岩,顶部有不稳定煤层12层,该段产大量动物化石。一般厚度70m。长兴、大隆组(P3c+d):出露完整,由浅灰色的泥岩、粉砂岩、泥灰岩和煤组成,富含动物化石。所含煤层均不可
3、采,地层一般厚度80m。飞仙关组(T1f):出露矿山北部,由一套浅海相石灰岩、泥灰岩、钙质粉砂岩及泥岩组成,厚550m,共分两段。一段(T1f1):绿灰色粉砂岩夹薄层细砂岩为主,浅灰绿色薄层状钙质粉砂岩及钙质泥岩次之,夹少量薄层泥灰岩,底部富产介形虫化石,厚约110m。二段(T1f2):主要为紫色泥岩、粉砂岩、细砂岩夹薄中厚层状石灰岩,一般厚度440m,分为四层:a、(T1f2-1):为紫色、灰黄色粉砂岩、细砂岩夹少量钙质粉砂岩,一般厚度130m。b、(T1f2-2):为紫色粉砂岩、细砂岩夹少量钙质粉砂岩,斜交层理,含大量的瓣鳃类动物化石,一般厚度110m。c、(T1f2-3):为紫色泥岩及泥
4、质粉砂岩,水平层理,含大量的瓣鳃类动物化石,一般厚度80m。d、(T1f2-4):为下部紫色泥岩,夹少量钙质结核,上部为黄绿色钙质泥岩和薄层泥质灰岩,一般厚度90m。永宁镇组(T1yn):出露于矿山北部边界以外,为灰色薄中厚层状石灰岩,具缝合线构造。第四系(Q):主要为冲积、残积、坡积砂土层,分布于矿山缓坡、沟谷地带,厚约040m。 (二) 区域构造矿区位于中营向斜东南翼南段,地层走向近东西向,仅西北渐变为北西向,倾向北,倾角2025地层倾角沿走向变化不大,顺倾向浅部为2325,深部为2023,剖面上表现为轻微波状起伏,除中营向斜轴从矿山西北隅穿过外,未见次一级褶曲。矿山总体形态为单斜,地层倾
5、角平缓,其构造复杂程度属中等。矿山内共发现三条大断层,均分布在矿山南部边界附近,个别钻孔见隐伏小断层。现将矿山的断层分述如下:F1断层:矿山内延伸长度800m,走向东西向,倾向北,倾角2855,最大断距在C13507孔一带,为125.00148.00m,为一正断层。F2断层:矿山内延伸长度600m,走向北东,倾向北西,倾角2866,断距50m,为一正断层。F5断层:矿山内延伸长度250m,走向北西,倾向北东,断距15m,为一正断层。(三)煤系地层1、地层特征矿山内主要含煤地层为龙潭组:为灰色厚层粉砂岩、砂质泥岩及煤层为主,全层厚度430m。2、含煤性龙潭组共含煤4045层,煤层总厚约45m,含
6、煤系数为11%;可采煤层及局部可采煤层1014,其编号为1、4、5、7、8、10、14、23、24、25、26、28、29,可采煤层总厚约17.71m,可采含煤系数为6%。 (四)综合煤岩地层柱状图(见下图)地层柱状图(五)煤层顶、底板情况4号煤层:顶板为粉砂岩,局部为泥质粉砂岩,坚固性好,在矿山内属顶板较好支护的一层;底板为粉砂质泥岩或细砂岩,局部为泥岩,无膨胀底鼓现象。(六)+1098回风石门掘进工作面地质说明(见下表)+1098回风石门掘进工作面地质说明采 区一采区工作面名称位 置 及 界 线工作面标高+1097.700-+1097.850,全长48m。同邻近采区及地面关系+1098回风
7、石门为全岩穿层掘进(揭M04煤层后,进行+1098回风大巷掘进),巷道东部为井底联络巷、水泵房通道和永久避难硐室,巷道西南为回风下山,与地面高差:岩层情况该巷道为全岩巷道,其岩性主要为粉砂岩、砂岩及泥岩。构造情况施工中会有小型断层出现。水文地质情况主要为裂隙水。瓦斯及煤层情况预计在遇构造带时瓦斯涌出量较大。 二、水文(一)水文概况及水文地质类型仁禾煤矿地处贵州高原西北部,属以剥蚀、侵蚀为主的中高山地形,山势与岩层走向基本一致。矿山内总体地势中部高,南北低;飞仙关组地层分布地段地形较陡;煤系地层分布地段易风化剥蚀,形成缓坡低地。最高点位于矿山东北部梨子垭山顶,海拔标高1582m,最低点位于矿山西
8、南角拐点2附近,海拔标高约1245m,相对高差337m。矿区内井、泉分布在村寨附近,涌水量受大气降水制约,旱季小,雨季略大。矿区内无大的地表河流,仅在矿区西南角有一季节性的的雨源性小溪沟,旱季完全干枯,雨季水量较大,但本区地表高差大,地表水排泄条件良好。矿区内最低侵蚀基准面位于矿山西南角拐点2附近,海拔标高约1245m,大部分煤层出露于侵蚀基准面以下,含煤地层富水性较弱,地下水补给条件差,但考虑到煤系地层有部分岩层为细砂岩和标志层灰岩,特别对14号煤层而言,在开采过程中,可能有淋水、滴水现象出现。区内断层富水性及导水性中等。总之,矿床充水属以大气降水补给为主的裂隙充水矿床,水文地质条件中等。(
9、二)充水因素分析水患威胁程度表水患类型特征威胁程度备注小窑水、老空水浅部小窑和老空,采空客观存在容易突水主要水患地表水井口位于缓斜上,地面排泄条件较好通过贯通裂隙进入井下充水,增加涌水量水患威胁不大顶底板裂隙水煤层地层含有岩溶裂隙水通过采动裂隙贯通上下含水层充水断层水构成良好的充水通道可能切穿上下含水层而导致工作面及巷道充水次要水患河流不存在不存在水患综上所述,老窑水、采空水、顶底板裂隙水是本矿井主要充水水患,矿井水防治仍是本矿井灾害防治重点,必须引起高度重视,切不可大意。晴隆县中营镇仁禾煤矿水文地质类型属中等型。(三)+1098回风石门掘进工作面水患防治重点及水患威胁程度分析1、裂隙水源(主
10、要水患)+1098回风石门在掘进过程中,会遇到小型构造,大气降水会顺煤岩层裂隙而下,对掘进工作面产生一定的水患威胁。2、其它水源(次要水患)+1098回风石门在掘进过程中,会遇到小断层,断层水会涌入该掘进工作面。必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则,采取探放水措施,杜绝透水事故发生,确保施工安全顺利进行。(四)矿井涌水量根据井底水泵房排水量统计,全矿井涌水量如下:矿井涌水量测定表(单台水泵)日 期排水时间(h)涌水量(m3/h)排水量(m3/d)备 注2014、09、051.754.958119.00水泵工作效率按80%2014、09、122.256.375153.0020
11、14、09、192.507.083170.002014、09、26其中:水泵型号:MD85-456,扬程270m,流量85m3/h,110KW)。根据原+1151运输车场掘进工作面水文资料,预计+1098回风石门掘进工作面涌水量为0.1m3/h-0.3 m3/h.为了确保+1098回风石门掘进时的安全,必须按照“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则,采取探放水措施,杜绝透水事故发生,保证施工安全。第三章、施工方案、作业方式、施工工艺一、 施工方案风钻打眼,爆破落岩,绞车提升(地面1.6m大绞车提升至副平硐,经特殊防爆蓄电式电机车推运至地面,然后进行人工翻卸)。采用短掘短支法。全部采用
12、锚喷支护。二、作业方式采用一次成巷法(短掘短支,炮眼深度1.8米,爆破效率按80%计算,每次掘支为1.44米),全部采用“锚杆+网片+喷射砼”综合支护法若围岩稳定时,采取顺序作业法,即每次喷浆长度为15米,若围岩不稳定时,采取两掘一喷。三、施工工序(详见附后作业循环图表)掘进:打眼装药爆破(采用二次打眼、二次装药,二次爆破)通风出碴、临时支护锚杆+网片(每一步都需安全检查及处理)。喷砼:准备材料冲洗岩面喷基础喷墙喷拱(每一步都需安全检查及处理)。采用“三、八”制,每班一个循环。 四、施工工艺 (一)掘进作业施工说明1、施工前的准备:(1)在井底联络巷北侧安装2台局部通风机,对井底联络巷的风门进
13、行改造,在门框上部安装铁风门,并设好调节风窗。即FBDNO-6.3/222KW(380m3/min-550m3/min)对旋式局部通风机2台,安装于井底联络巷北侧,距离+1098回风石门开口30米以外;风机距离巷道底板不小于30CM,风机要实现“三专两闭锁”(专用变压器、专用线路、专用开关和瓦斯电闭锁、风电闭锁)。并安装专用开关,使其2台局部通风机能够自动切换;采用800mm胶质抗静电、阻燃风筒,满足掘进工作面的通风要求。(2)维修轨道下山及井底车场、井底联络巷的轨道、阻车器、防跑车装置。 (3)将“三条生命线”、风水管路等安设到位。在井底联络巷、距离+1098回风石门开口25-40米处, 安
14、装一组(8个)符合要求的自救袋,每一个自救袋供风量不小于0.1m3/min。同时,矿井“八大系统”要服务于该掘进工作面,随着该掘进工作面的推进而延伸。(4)进行探放水工作。(5)加固回风下山自+1098回风石门开口左右各5米范围内的支护。(6)人员应进行岗前培训。2、爆破作业由于+1098回风石门为穿层掘进,根据我矿以往岩巷掘进经验,每循环炮眼布置34个,掏槽眼每眼装炸药3节,爆破效果较理想。1)、巷道爆破原始条件见下表 巷道爆破原始条件表 表2名称数量岩层硬度f6-8炮眼利用率(%)80掘进断面(m2)联线方式串联掏槽方式楔形掏槽瓦斯等级瓦斯矿井循环进度(m)1.44雷管型号毫秒电雷管1-3
15、段炸药种类三级乳化炸药装药结构正向2)、爆破材料(1)、炸药为三级乳化炸药,规格:直径为32mm、重量为300g/卷。(2)、雷管为煤矿许用13段毫秒延期电雷管,规格型号为DFM28/Z(8覆铜管),重量:20 g/发,导线长度为:2.0m(0.1m)。(3)、封孔使用粘土炮泥和水炮泥。(4)、装药结构:正向装药结构。 (5)、起爆方式:起爆使用MFB100型煤矿安全发爆器放炮。全断面采用二次打眼,二次装药,二次起爆,第一次为掏槽眼、辅助眼,第二次为周边眼、底眼。(6)、联线方式为串联。 表3:爆破说明书眼号名数深m装 药 量眼 角封泥长度起爆顺序装药结构联线方式利用率%单眼合计水平垂直(节k
16、g16掏槽槽6230.9185.476满正向装药串89715辅助91.810.32.71627周边120.6247.2882834底71444.2-3合计346519.5掏槽方式为楔式掏槽法。见炮眼布置图及装药结构图。 2)、装药要求全部炮眼统一采用正向连续柱状装药,药卷聚能穴必须向孔底。装药前必须将孔内清理干净,药卷间不得有岩煤及其它杂物。不得使用非专用仪器检测雷管,雷管不得混合使用,抽取雷管时,只能拽线,不准拽管,雷管缠住,并将脚线末端扭结,任何情况下,不得解割雷管。 3)、起爆方式: 起爆使用MFB-100型发爆器起爆,联线方式为串联。见炮眼布置图及装药结构图爆破指标及参数名 称单 位数
17、 量炮眼利用率每米巷道炸药消量Kgm13.54每循环工作面进尺每循环炮眼总长度m循环62.4每循环爆破实体m 310.45每立方米雷管消耗个m33.25炸药消耗量Kgm 31.87每米巷道雷管消耗个m253、打眼 采用风钻湿式打眼。 (1)打眼前准备检查风钻各部件,确认完好后,将风管、水管与风钻联接牢固,送风并进行试运转,一切正常后方准作业。检查作业地点支护情况,进行敲帮问顶,确保作业安全。(2)打眼操作严格按设计要求的眼位、眼深、角度进行打眼。打眼时必须指派专人监护帮顶。打眼时先慢钻进,待钻进50100毫米后,再进行正常钻进。打眼时,操作人员必须做到袖口紧、领口紧、衣角紧,不准戴手套,不准敞
18、怀,不准把毛巾露到衣领外。开眼或钻眼过程中,不准用手直接扶、托钻杆或用手掏眼口的煤、岩粉。当风钻发生转动困难或发生异常声响时,必须停止钻进,查找原因,及时处理。需要套钎时先停风、接钻杆时必须联接牢固气腿用力不能太猛,以免断钎伤人。(3)收尾工作钻眼完毕,要用压风吹净眼内的煤、岩粉。风钻用完后,撤离作业地点,并将风、水管路盘放整齐。4、采用三级煤矿许用安全炸药、毫秒电雷管,电雷管延时计算如下:爆破材料:毫秒电雷管和矿用乳化炸药(三级煤矿安全许用炸药)。采用MFB100型起爆器起爆,配用直径为1毫米的铜芯电缆作爆破母线,母线长180m。(1)R母L/S=1.190810-7180/3.140.00
19、052=27.3。(2)串联电阻:R串2.519(一次起爆最多雷管)=47.5。(3)总电阻R母R串27.347.574.8。(4)MFD100型放炮器电压峰值为1800V。(5)起爆电流:I=U/R=1800/74.8=24.06A2A,起爆器选择合适。联线方式:5、装配引药:要在顶板完好、避开电气设备的安全地点进行装配,利用专门的绝缘工具扎眼,不能直接用雷管或用其它工具代替扎眼,不能将雷管斜插于药卷上;装好后,脚线要轻轻缠在药卷上,接头要扭接成短路。6、装药联线:装药前必须检查工作面的瓦斯浓度,如果瓦斯浓度超过0.8%时,要首先进行处理,等瓦斯浓度在安全范围内方可装药;药卷要轻轻地用竹杆推
20、入眼孔,不得用力冲撞,脚线必须悬空,防治淋水,不得与金属物接触。7、放炮:放炮地点: 正常掘进期间放炮地点:永久避难硐室。揭穿煤层期间放炮地点:地面。当揭穿煤层放炮时,必须在地面放炮,并撤出井下所有人员,断开井下所有电气设备的电源(仅保留井底水仓、监控设备、局部通风机的供电电源)。采用远距离放炮,放炮30分钟后,由安全员、瓦检员先行进入工作面检查瓦斯和其它安全状况,经检查确认无安全隐患后,方可准许其他人员进入工作面。撤人范围、设岗地点撤人范围:+1098回风石门、井底联络巷、井底水泵房通道、回风下山等。设岗地点(共2处):岗1:井底联络巷与井底水泵房通道连接处。岗2:+1151回风石门与回风下
21、山连接处的+1151回风石门。断电范围:+1098回风石门、井底水泵房、井底联络巷所有的电气设备(探水钻、水泵等,监控设备除外)。工作面瓦斯浓度超过0.8%时,不能放炮;放炮员要在安全地点(有掩护的弯道或躲避硐室内)给电放炮,放炮母线长180米,放炮员要在距放炮地点300米以外的安全地点给电放炮,放炮时要在一切可能进入放炮地点的入口处设岗;并按照“三人连锁”放炮制度进行放炮。放炮后,放炮母线要扭结在一起。放炮器钥匙由放炮员随身携带,不得转交他人。放炮时,工作面所有的人员应撤离至距离+1098回风石门掘进工作面放炮地点300米以外的安全地点( 永久避难硐室内)。8、瞎炮的处理:线路问题造成的:利
22、用瞬发电雷管时要等5分钟,利用延期电雷管时要等15分钟方可进行检查。其它原因造成的:距瞎炮30CM平行打眼,重新装药起爆。瞎炮要当班处理,处理不完的,必须要与下一班共同处理。(二)运输1、采用绞车提升(地面1.6m大绞车提升至副平硐,经特殊防爆蓄电式电机车推运至地面,然后进行人工翻卸)。运煤(岩)路线如下:掘进面人工装煤、岩至0.75m3翻卸式矿车人工推车途径井底联络巷,至轨道下山井底车场挂钩处轨道下山1.6m型绞车提升副平硐特殊防爆蓄电式电机车推运至地面人工翻卸。运料路线如下:地面人工装车副平硐特殊防爆蓄电式电机车推运轨道下山1.6m绞车下放轨道下山井底车场人工推车至井底联络巷至+1098回
23、风石门掘进工作面。2、人力推车安全措施(1)巷道坡度大于7时,严禁人力推车。(2)人力推车时一次只准推一辆车。严禁在矿车的两侧推车。同向推车的间距,在轨道的坡度小于或等于5时,不得小于10m;坡度大于5时,不得小于30m。(3)推车时必须时刻注意前方,在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物、从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室门口时,推车人员必须及时发出警号。(4)不准在能自动滑行的坡道上停放车辆,确需停放时,必须用可靠的制动器将车辆稳住。(5)矿车装料严禁超高、超宽(以不超出矿车内侧棱角沿为宜)。(6)推车掉道时,在前、后要设置警戒,然后再进行处理。(三)临时
24、支护1、打眼之前和放炮之后,应及时将前探梁前移到工作面迎头。前探梁应利用3根9号工字钢制作而成,每根长4米,用专门的装置固定在锚杆上(3根工字钢的平行间距中-中不大于75CM),每根前探梁利用3个专门的装置固定在锚杆上。临时点柱采用长2.5M单体液压支柱。2、严禁空顶作业。(四)锚网支护一)支护材料规格锚杆:直径18mm螺纹钢,长1.8m。锚梁:直径14mm螺纹钢,长3.5m,每2两根焊接宽度60mm。锚索(钢绞线):直径18mm,长6m。锚杆托板:边长12cm,厚5mm钢板,锚索托板:长0.5米槽钢。网片:长2.0m,宽1.0m,由直径4mm钢筋焊接而成,网格边长100mm。二)支护要求1、
25、锚杆布置方式:锚杆呈矩形布置,排距(顺巷道延伸方向)0.800米,间距(顺巷道两帮范围)0.757米。2、锚固剂数量3条(320mm/条)/根。3、托板、螺丝坚固。4、锚杆外露长度不大于50mm。三)锚杆施工说明 1、锚杆呈矩形布置。2、锚杆方向:打眼时要掌握好锚杆与煤岩层面的交角,在整体岩石中,应垂直巷道轮廓线,在层状岩石中应垂直岩层层面(夹角不小于75)。3、锚杆眼深度:1950mm;间距757mm;岩层破碎或者不稳定时,要加密锚杆,间、排距可适当缩小。4、锚杆、锚索眼打好后,必须用压风吹洗眼内的岩粉、碎块、积水。5、每一个锚杆眼内的锚固剂不得少于3条(每条锚固剂长320mm);螺丝要紧固,托板要紧贴岩面。6、安装锚网时,要求搭接的长度不小于1个网格的长度。四)锚杆、锚索打眼采用普通单体锚杆机配备中空六方接长式钻杆和28双翼钻头湿式打眼.为保证孔深准确,可在起始钻杆上用白色或黄色油漆标出终孔位置.1、钻眼前必须先敲帮问顶,敲掉活石,打好顶柱。2、看线量边,检查有无欠挖部位。钻眼前,必须
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