旺采工作面作业规程_图文_第1页
旺采工作面作业规程_图文_第2页
旺采工作面作业规程_图文_第3页
旺采工作面作业规程_图文_第4页
旺采工作面作业规程_图文_第5页
已阅读5页,还剩71页未读 继续免费阅读

下载本文档

版权说明:本文档由用户提供并上传,收益归属内容提供方,若内容存在侵权,请进行举报或认领

文档简介

1、、文件编号:YJLImS-C-2012-III05-3-22-003中国神华神东煤炭集团榆家梁煤矿42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面作业规程编制单位:连采三队编制人:王正队长:编号:日期:2012年9月10目录编写依据 (1一、设计说明书及批准时间 (1二、地质说明书及批准时间 (1三、参考书籍 (1附图明细 (2第一章工程概况 (3第一节概述 (3一、巷道名称、位置及相邻关系 (3二、巷道用途 (3三、掘进量、工程量及回采煤量 (3四、服务年限、开(竣工时间 (4第二章地面相对位置及地质情况 (5第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 (5一、地面位置 (5二、井下位置及四邻采掘情况 (5三

2、、回采对地面水体及地物影响 (5第二节煤层赋存特征及地质构造 (5一、巷道围岩特征及煤层赋存情况 (5二、地质构造情况 (6三、水文地质构造情况 (6四、影响掘进、回采的其他因素 (6第三章巷道布置及支护说明 (8第一节巷道布置 (8一、巷道布置 (8二、巷道断面形状及尺寸 (8三、煤柱的留设 (8四、掘进及回采的施工顺序 (8第二节矿压观测 (8二、观测内容 (9三、顶板离层仪安装及管理方法 (9四、数据处理 (10第三节支护设计 (10一、巷道支护形式 (10二、巷道支护参数设计 (10四、巷道支护要求 (13第四节支护工艺 (14第四章工程施工方法及工艺 (15第一节施工方法及设备 (1

3、5第二节施工工艺 (18一、掘进工艺 (18二、全部垮落法回采工艺 (20第三节施工过程中的其他要求 (23一般规定: (23第四节管线铺设 (23一、管线布置位置 (23二、管线铺设要求 (24第五章生产系统 (26第一节通风系统 (26一、通风方式及设备的选择 (26二、通风系统路线 (28第二节运输系统 (30一、主运输系统 (30二、辅助运输系统 (31第三节供电系统 (32一、供电设计 (32二、变压器计算与校验 (32三、低压开关和移变高馈保护装置整定计算 (34五、机电设备、硐室质量标准 (49第四节供水及综合防尘系统 (50一、供水、防尘水源 (50二、供水、防尘管路的铺设 (

4、50三、净化水幕 (50四、隔爆水棚 (50五、转载点喷雾 (50六、连采机内外喷雾 (51第五节防灭火系统 (51第六节排水系统 (51一、巷道涌水量 (51二、排水方式和设备选型 (51三、排水路线 (53第七节供水施救系统 (54一、系统组成 (54二、安设要求 (54三、日常检查与维护 (55四、使用及注意事项 (55第八节压风自救系统 (55一、系统概述 (55二、安设要求 (55三、日常管理与维护 (57第九节安全监测监控系统 (59一、安全监测监控系统 (59二、日常管理 (59第十节通讯联络系统 (60一、系统概述 (60二、使用及维护 (60第十一节人员定位系统 (61一、系

5、统概述 (61二、管理办法 (61一、照明系统 (64第六章工作面工程质量及煤质管理 (65第一节工作面工程质量标准 (65一、工作面工程质量标准 (65二、掘进标准 (65三、锚杆支护标准 (65四、锚索支护标准 (66五、回采标准 (66六、文明生产及动态达标要求 (67七、水煤泥、淤泥处理有关规定: (67八、质量保证措施 (67第二节一通三防管理标准 (68第三节机电设备、机电硐室质量标准 (68一、机电设备维护标准 (68二、井下机电硐室标准 (68第四节文明生产管理标准 (69第五节煤质指标及现场管理措施 (69一、煤质指标 (69二、现场管理措施 (70第七章劳动组织与主要技术经

6、济指标 (72第一节劳动组织 (72一、作业方式 (72二、劳动组织 (72第二节作业循环 (72一、循环作业方式 (72二、循环进尺 (72第三节主要技术经济指标 (72第八章危险源及安全技术措施 (75一、通用危险源及管理标准 (75二、煤机司机危险源及管理标准 (85三、梭车司机危险源及管理标准 (86四、锚杆机司机危险源及管理标准 (87五、破碎机司机危险源及管理标准 (88六、铲车司机危险源及管理标准 (89七、掘进胶带机司机危险源及管理标准 (90八、线行支架操作工危险源及管理标准 (91九、跟班队长、班长危险源及管理标准 (93十、掘进维修电工危险源及管理标准 (94十一、掘进维

7、修钳工危险源及管理标准 (95十二、掘进胶带机检修工危险源及管理标准 (97十三、连采辅助工危险源及管理标准 (98第二节一通三防 (100一、局部通风机安全管理技术措施 (100二、综合防尘安全管理技术措施 (101三、防灭火安全管理技术措施 (102四、瓦斯管理安全技术措施 (103五、临时停风安全技术措施 (104六、无计划停风安全技术措施 (104第三节顶板管理 (105一、顶板管理安全技术措施 (105二、联巷施工管理安全技术措施 (106三、防止采空区大面积冒顶形成飓风伤人安全技术措施 (107四、工作面过地质构造带和薄基岩段安全技术措施 (108第四节防治水 (110第五节掘进安

8、全技术措施 (111第六节回采安全技术措施 (111第七节支护安全技术措施 (112第八节机电管理 (113一、一般规定 (113二、停、送电 (113四、电缆管理 (114五、机电检修安全技术措施 (115第九节、设备操作安全技术措施及跟班队长岗位职责 (116一、跟班队干岗位职责 (116二、连采机操作安全技术措施 (116三、拉电缆人员操作措施 (118四、梭车操作安全技术措施 (118五、锚杆机操作安全技术措施 (119六、破碎机操作安全技术措施 (120七、胶带输送机操作安全技术措施 (120八、铲车操作安全技术措施 (121九、线性支架操作安全技术措施 (121十、防爆装载机操作安

9、全技术措施 (122十一、电钳工操作安全技术措施 (123十二、煤机无线遥控器操作安全技术措施 (123第十节运输管理 (124一、主运输管理安全技术措施 (124二、辅助运输管理安全技术措施 (125三、大件搬运安全技术措施 (128四、辅助运输补充规定 (128第十一节小窑、采空塌陷区附近施工安全技术措施 (130第十二节防止线性支架压死安全技术措施 (131第十三节火烧区附近施工安全技术措施 (132一、水患、有害气体的预防 (132二、顶板预防 (133第十五节其他安全技术措施 (134一、一般规定 (134二、井下电焊、氧焊安全技术措施 (135三、打探钻安全技术措施 (137四、危

10、险源辨识管理措施 (138五、挂网安全技术措施 (138六、拆、安、延皮带安全技术措施 (139八、连采工作面交接班及安全管理技术措施 (141九、连采工作面设备操作安全管理专项技术措施 (142第九章节能减排、节支降耗 (144第一节节水措施 (144第二节油脂管理 (144一、油脂存放 (144二、油脂加注 (144四、在用润滑油取样化验 (145五、废油回收利用 (145第三节物资回收管理 (146第四节节约用电管理 (148第十章灾害应急措施及避灾路线 (149第一节水灾事故应急措施 (149一、自身安全防护 (149二、迅速汇报 (149三、积极妥善地组织现场抢救 (149四、现场组

11、织撤离 (150五、注意事项 (150第二节火灾事故的应急措施 (150一、外因火灾的应急措施 (150二、内因火灾的应急措施 (151第三节瓦斯、煤尘爆炸事故的应急措施 (151第四节顶板事故的应急措施 (152第五节避灾路线 (154一、井下避灾原则 (154二、发生灾变时的应急汇报流程: (154三、火灾及瓦斯、煤尘爆炸等事故避灾路线 (155四、水灾、顶板等事故避灾路线 (156第六节井下急救 (156二、急救技术 (156第七节井下本质安全管理 (156第十一章规程学习及考试 (158一、第一次规程学习 (158二、第一次规程考试 (159三、第二次规程学习 (160四、第二次规程考

12、试 (161五、作业规程补充学习和考试记录 (162编写依据一、设计说明书及批准时间42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采设计图纸,批准时间为2012年4月6日。二、地质说明书及批准时间42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采地质说明书,批准时间为2012年4月8日。三、参考书籍1.采矿工程设计手册,张荣立,煤炭工业出版社室2.煤矿作业规程编制指南成家玉,煤炭工业出版社3.煤矿安全规程,煤炭工业出版社。2011修订版4.中国神华神东煤炭集团设备安全技术操作规程5.神东煤炭集团生产技术制度汇编。6.神东煤炭采集团掘工作面作业规程管理办法7.神东煤炭集团“一通三防”管理实施细则8.神东煤炭集团房采管理办法9.榆家梁

13、煤矿煤质管理实施细则10.榆家梁煤矿劳动管理制度11.液压支架护顶旺格维利采煤法在大柳塔矿的应用,李浩荡,煤炭科学技术,2008年8月。12.榆家梁煤矿生产技术制度汇编13.榆家梁煤矿危险源辨识汇总14.旺格维利采煤法在上湾矿的应用,张悦、王富宝,煤矿开采,2004年6月。15.关于下发“压风自救系统及供水施救系统运行、检查验收管理标准”的通知16.煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范(试行附图明细附:图1-1-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面巷道布置图。附:图2-2-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面在井田位置示意图。附:图2-2-2 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作

14、面柱状图。附:图2-2-3 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面井上下对照图。附:图2-2-4 42煤南翼边角灯及通道煤柱旺采工作面底板等值线与上覆基岩等厚线图。附:图3-2-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面巷道支护平、断面图。附:图4-2-3 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面回采艺术图。附:图5-1-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面通风及监测监控系统图。附:图5-2-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面运输系统图。附:图5-3-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面供电系统图。附:图5-6-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面供排水系统图。附:图5-8-1 42

15、煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面压风自救系统示意图。附:图 5-9-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面监测监控系统图(详见图5-1-1。附:图5-11-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面通讯及人员定位示意图附:图5-12-1 工作面照明控制系统图(详见图5-3-1。附:图6-2-1 正规循环作业图表及主要经济技术指标表。附:图9-5-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面避灾路线图。第一章工程概况第一节概述一、巷道名称、位置及相邻关系42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面分为五个采区,一采区布置支巷18条;二采区布置集中巷2条,支巷12条;三采区布置支巷24条;四采区布置支巷5条;

16、五采区布置支巷59条。该旺采工作面位于榆家梁煤矿42煤南翼,旺一采区东南侧火烧区边界,南侧为与二采区相邻,西侧为正在回采的42213-1综采工作面采空区;旺采二、三采区东北侧为小窑越界开采区;旺采四区南侧为42213-1回撤通道,东侧为42煤南翼集中辅运巷,北侧为旺采五区,西侧为42212采空区;旺采五区东北侧为井田边界及小窑越界开采区,南侧与旺采四区及42212综采工作面采空区相邻。二、巷道用途支巷主要担负着回采时的通风及回采,旺采一区三区段及旺采四区支巷担负着回采期间的主运输、辅助运输及设备布置;已掘进完成的42煤南翼一段胶运巷、42煤南翼二段胶运大巷、42煤南翼边角煤旺采胶运巷及各旺采区

17、的胶运巷作为回采期间的主运输及回风巷道;42煤南翼集中辅运巷、42煤南翼二段辅运大巷、42煤南翼三段辅运大巷作为回采期间的辅助运输及进风巷道。三、掘进量、工程量及回采煤量一采区掘进支巷27条,掘进长度2822.9m,联巷40条掘进长度460m,掘进总长度3282.9m,可产原煤8.76万吨;可采煤房1067个,可产原煤20.60万吨。掘进及回采煤量29.36万吨,回采率62%。二采区掘进集中巷2条,支巷12条,支巷联巷19条,掘进总长度计1386.3m,可产原煤3.69万吨;可采煤房642个,可产原煤12.39万吨;掘进及回采煤量16.08万吨,回采率56.5%。三采区掘进支巷24条,联巷5条

18、,掘进长度706.1m,可产原煤1.88万吨;可采煤房718个,可产原煤13.86万吨;掘进及回采煤量15.74万吨,回采率57.5%。四采区掘进支巷5条,支巷联巷30条,掘进总长度计1690.4m,可产原煤4.51万吨;可采煤房716个,可产原煤13.82万吨;掘进及回采总煤量18.33万吨,回采率68.73%。五采区掘进支巷59条,联巷29条,掘进长度总长度4542.6m,可产原煤12.21万吨;可采煤房1689个,可产原煤33万吨;掘进及回采总煤量45.21万吨,回采率真67.5%。表1-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱掘进巷道及回采概况表 备注:根据以往回采经验,每月可回采煤量为7万吨,

19、预计工期18个月,由于小窑越界位置未知,采区可采储量及掘进量及工期将可能发生变化。四、服务年限、开(竣工时间预计工期约18个月。预期开工时间:2012年10月10日预期竣工时间:2014年4月10日附图1-1-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采巷道布置平面图第二章地面相对位置及地质情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况一、地面位置42煤南翼边角煤及通道回采工作面位于榆家梁煤矿井田的东南部井田边界,地属营地梁村。二、井下位置及四邻采掘情况42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面东南部为火烧区及小窑越界开采区,西部为42213-1综采工作面采空区,北部为井田边界。三、回采对地面水体及地物影响本工作面

20、回采范围地表无建筑物,地表为荒山,掘进及回采对地表无重要影响。第二节煤层赋存特征及地质构造一、巷道围岩特征及煤层赋存情况(一巷道围岩特征42煤顶板岩性为砂质泥岩,块状结构,顶板属于不稳定较稳定顶板(-类。42煤底板为粉砂岩,灰色,泥质胶结,均一致密。详见表2-2-1。表2-2-1 巷道围岩特征表 (二煤层赋存情况该采区范围内,煤层厚度5.6-6.7m,平均6.22m ,容重1.29t/m3,结构比较简单,工作面内普遍存在一层泥岩夹矸,厚度0.02-0.14m。煤层属于42煤,黑色,半亮型,条带状结构,参差状段口。结构:1.84(0.084.30 ,夹矸为灰色泥岩。二、地质构造情况42煤南翼边角

21、煤及通道煤柱旺采工作面内地层总的趋势是呈宽缓的波状起伏,工作面中部低两边高,局部有起伏,倾角1-3°,掘进段地表为黄土沟壑区,断层不发育,后生裂隙发育。煤层底板标高1192-1209m,地面标高1270m-1354m,上覆基岩厚度20-50m。表2-2-2 煤层特征情况表 附:图 2-2-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面井上下对照图附:图2-2-2 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面柱状图附:图2-2-3 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面井上下对照图附:图2-2-4 42煤南翼边角灯及通道煤柱旺采工作面底板等值线与上覆基岩等厚线图三、水文地质构造情况工作面地表沟壑发育,

22、上覆松散层厚度变化较大且上覆基岩厚度较小,雨季大气降水为工作面的主要充水水源,一方面大气降水通过松散层及基岩裂隙直接下渗补给井下、另一方面地表洪水通过采空塌陷裂隙进入采空区。预计正常涌水量为15m3/h,最大涌水量20m3/h。考虑42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面上覆基岩薄,临近火烧区,并且同小煤窑老塘和我矿采空区相邻,应预防火烧区及与小窑、采空区贯通出现大的涌水,因此应设置不小于60 m3/h的排水工程,工作面及时排水,保证不影响正常掘进、回采。四、影响掘进、回采的其他因素(一瓦斯根据42煤层自然瓦斯成份,本工作面划为二氧化碳-氮气区,根据历年光谱分析采掘中实测瓦斯浓度为“0.003%”

23、,不应忽视瓦斯预防,应根据实际情况加强回采工作面供风量。(二煤尘42煤有煤尘爆炸危险性,开采中应予足够重视,根据巷道性质限制一定的最高风速。(三煤的自燃42煤层属易自燃煤层,掘进时应减少浮煤,及时用岩粉覆盖,杜绝自燃热源。(四地温本区地温正常为无热害区。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、巷道布置42煤南翼边角煤及通道煤柱回采所有巷道布置在42煤层中,底板标高为1192-1209m,所有巷道均留底煤掘进。支巷均垂直于顺槽布置。详见表1-1-1二、巷道断面形状及尺寸表3-1-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱巷道断面及尺寸 三、煤柱的留设采区区段间留设10m隔离煤柱、采区边界与小窑采空区、火烧

24、区边界留设20m保煤柱,回采过程中不得破坏;旺采区支巷间煤柱为11.5m,旺采区采硐间留设宽0.3m的硐间煤柱(硐间煤柱在采硐回采完成后根据顶板压力情况决定是否回收;顺槽间留设15m煤柱、支巷与顺槽口间留设6m宽的护巷煤柱,前方支巷回采完毕后,对旺采区顺槽及支巷所留煤柱进行回采。四、掘进及回采的施工顺序采区回采顺序:旺采一区旺采二区旺采三区旺采四区旺采五区。采区内回采顺序:采区内回采时,按照区段依次回采,当集中巷两翼布置的区段回采完成后,对集中巷煤柱及区段与集中巷留设的护巷煤柱回采。第二节矿压观测一观测对象各旺采区顺槽及特殊地质构造带。二、观测内容(一 用顶板离层仪观测顶板变化量。(二 用钢尺

25、量标记点两帮位移量。(三 用拉力计检测锚杆锚固力,用扭矩扳手测试锚杆的扭矩力。三、顶板离层仪安装及管理方法第一条必须安设顶板离层仪的地点1.旺采工作面各集中巷,每隔200米安装一套;2.区段内支巷的交叉点3.受断层等地质构造影响的巷道;4.根据地测公司提供地质资料显示地质条件有明显变化的巷道。第二条顶板离层仪安设的要求1.上述顶板离层仪要求在掘进时,必须安设到位。2.安设地点及间距要求 3.顶板离层仪优先安装在顺槽联巷口或巷道跨度大的巷道中间位置。深部、浅部读数安装预设值统一为10mm。顶板离层仪应紧跟工作面的掘进位置及时按要求安设。4.顶板离层仪滞后掘进工作面的距离要求为能准确地观测各巷道的

26、运动情况,结合顶板离层仪安设地点的要求,对各巷道顶板离层仪的安设滞后工作面的距离做如下规定:即所有应该安设顶板离层仪的巷道最后一台离层仪距工作面的最大距离不得大于1.5倍的安装间距。第三条顶板离层仪的管理1.顶板离层仪必须实行编号挂牌管理(后附牌板样,大小为400mm*600mm,并建立顶板离层仪台帐及观测记录。区队派专人按规定每周对顶板离层仪进行观测,填写观测牌板和观测记录做好台帐,每月25号将台帐报生产科。2.顶板离层仪深孔读数超过40mm时,观测人应及时向矿生产科及总工程师汇报,并及时采取措施加强支护;顶板离层仪深孔读数超过80mm时,生产矿井必须向公司生产技术部汇报,生产管理部与矿方一

27、起研究方案制定措施并跟踪落实。如浅孔读数有异常时,由各矿自行处理。3.生产科必须对所用顶板离层仪的材质、规格和质量进行严格监督,并对施工进度及质量进行检查验收,确保符合要求。四、数据处理边施工、边检测,及时对数据进行计算、处理分析,从而不断修改设计、补充措施、指导施工。第三节支护设计一、巷道支护形式42煤顶板岩性为砂质泥岩,块状结构,顶板属于不稳定较稳定顶板(-类。42煤底板为粉砂岩,灰色,泥质胶结,均一致密。根据我矿实际情况,确定巷道的支护形式如下:掘进顺槽采用锚杆、钢带、锚索联合的支护方式,开口打2套锚索,开口抹角补打6根锚杆,透口抹角补打四根锚杆,透口补打两根锚索;支巷、支巷内联巷采用锚

28、杆支护,开口抹角补打6根锚杆,透口补抹角补打四根锚杆;各区段支巷端头的边界回风巷不进行锚杆支护;支巷回采时采用XZ7000/24.5/46型履带式行走液压支架(以下简称线性支架支护顶板,防止顶板随采随垮。二、巷道支护参数设计(一、采用工程类比法确定巷道支护参数根据我矿实际,选择巷道的支护参数如下:1.顺槽采用锚杆、钢带、锚索联合支护,锚杆矩形布置5根/排,排距为1m,钢筋钢带规格为10mm*10mm*4000mm,锚索矩形布置1套/3m ;2.支巷采用锚杆支护,锚杆矩形布置5根/排。3.根据现场情况进行挂网,工作面遇到顶板构造或出现超高破顶的情况时,有构造及破顶部分的顶板必须在巷道正常支护外及

29、时加挂金属网,未挂网前严禁在该巷道生产,如需挂帮网,帮网必须为塑钢网;因煤层有夹矸、弱面等构造,联巷抹角处有片帮危险的巷道,必须在对联巷顶板支护完成后,在联巷抹角处各加挂一片塑钢帮网,帮网未挂完前严禁该联巷行车、行人;破碎机至工作面范围内的巷道帮部已发现有片帮危险的地方必须对该区域补挂帮网,未挂网前严禁生产。4.所有巷道顶板支护均采用16*2100mm 一次性紧固锚杆,托盘选用8mm ×120mm ×120mm 的碟型方托盘,树脂锚固剂采用MSCK23×400mm 树脂药卷;锚索规格为15.24*6500mm ,帮锚杆采用18*1600mm 玻璃钢锚杆,帮网规格为

30、1.5*10m 的塑钢菱形网。附: 图3-2-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱巷道支护平、断面图.(二、采用计算法校核支护参数1.锚杆长度校验顶锚杆通过悬吊作用,达到支护效果的条件,应满足:L >L 1+L 2+L 3式中:L 锚杆总长,m ;L 1锚杆外露长度(,从顶板算起顶L 1取大值0.05 m ;L 2锚杆有效长度(顶锚杆取免压拱高b ,m ;L 3锚杆锚固长度(L 3取最大值0.3,m ;普氏免压拱高b=B/2+Htan (45°-w/2/f 顶式中:B 、H 巷道掘进宽度和高度,B=5.4m ,H=3.2m ;f 顶顶板岩石普氏系数, 根据顶板泥岩岩性f 顶取3.47

31、,w 两帮围岩的内摩擦角,w 取71.34°(查表得;L 2=b =B /2f =0.78m; L =L 1+L 2+L 3=1.13m;L =L 1+L 2+L 3=0.05+1.13+0.3=1.48m ;故锚杆长度2.1m 符合要求。2.锚杆间排距校验锚杆间排距a =(2krL Q式中:a -锚杆间距;Q -锚杆悬吊岩体重量(锚杆承载力勤,取49kg ;r -岩体容重,取2.4kN/m 3k -安全系数,取1.8;实际应用2.1m 锚杆时,L 2=L-L 1-L 3=1.75m ;,计算得a 2.55m 。故锚杆间排距取1m 符合要求。(三、采用计算法校核锚索支护参数3.按悬吊

32、理论校核锚索间距为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落,采用15.24×6500mm的锚索,将锚索加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中,校核锚索间距。冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落高度考虑。在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下,取垂直方向力的平衡,可由下式计算:L=nF2/BH-(2F1sin/L1式中:L锚索间距,m;B巷道最大冒落宽度,9.8m;H巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2.0m;岩体容重,2.4KN/m3;L1锚索排距,3.0m;F1锚杆锚固力,50KN;F2锚索极限承载力,取27T;锚杆与巷道顶板的夹角,90°n锚索排数,取4。则:L=3.24

33、m>2.7m故所选锚索间距2.0m满足设计要求。应当指出,锚杆参数应结合巷道具体地质条件决定。在断层及构造带,须另补措施。(四支架选型计算1.顶板支架选型计算的原则和要求:1支架的初撑力和工作阻力要适应直接顶和老顶岩层移动产生的压力;2支架的结构和支护特性,要能适应和保护暴露顶板的完整性;3支架底座铲板要适应底板的抗压强度及浮煤厚度;4支架支撑高度要与采高或煤层厚度相适应;5支架的安全性能要好。2.支架支护强度验算支架支护强度 P=(48m×r式中:m采高,取4.5mr直接顶岩层容重2.192.42T/m3,取2.4T/m3则P=(48×4.5×2.4 =3

34、3.667.2(T/ m2,取最大值P=67.2T/支架支护阻力为P0=PS式中:S= L1×L0,L1为最大控顶距3.38m,L0为支架顶梁宽度2.3m;则,P0=67.2×3.38×2.3×9.8=5120(kN.选用飞尔奇生产的7 M.R.S.-17型线性支架的支护阻力为7117kN.由于7117/51201.39,满足安全系数要求,故所选支架能够满足顶板支护的要求。四、巷道支护要求1.锚杆外露长度从托盘算起不大于50mm,锚杆与顶板安装角度:75°105°,锚杆额定锚固力为49KN,扭矩不小于100Nm,锚杆失效或报废,必须及

35、时补打。2.锚杆必须从外向里逐排支护,严禁隔排空顶作业或从空顶内向外作业;联巷抹角处补打锚杆必须合理布置,不得有面积大于1m*1m的空顶区域。3.由于巷道开口被连续采煤机割到而造成失效的锚杆和钢带必须重新安装。4.锚杆支护严格按作业规程要求施工。必须保证所打锚杆横成排、竖成线;已施工的锚杆扭矩必须达到100Nm以上,抗拔力必须达到49KN以上。5.最大空顶距:正常情况下掘进最大空顶距确定为12m;当顶板松软、破碎、有裂隙,淋水增加,或煤层变薄顶煤厚度不足200mm时,最大空顶距为6m;当遇到断层或顶板极为破碎时最大空顶距为4m。6.回采时,线性支架必须及时移架,必须保证支架控顶距和初撑力达到要

36、求,以达到对顶板的有效支护。7.锚索支护由生产科组织锚索队施工,正常情况下跟在破碎机后面,辅助运输巷要支护到煤机电缆筐处,主运输巷道支护到破碎机后10m;锚索队支护产生的水由锚索队负责及时清理干净,由跟班副队长在验收签字后方可结算。特殊情况做以下规定:1.如遇顶板破碎、淋水大等情况时,锚索支护必须需跟到工作面支护;2.对于裂隙发育地段应加挂“W”型刚带进行加强支护;3.锚索锚固力达不到要求、顶板下沉明显地段要及时汇报生产科,以确定是否采取架棚进行加强支护。.上覆岩层厚度小于20m时,巷道的掘进支护执行过薄基岩安全技术措施。.顶板下沉明显地段要及时汇报生产科,以确定是否架棚加强支护。8.严格执行

37、连采后备套施工管理补充规定。9.当工作面遇见断层、冲刷带,或者裂隙发育、顶板破碎、煤层变薄、薄基岩、顶板淋水大等地质条件变化时,必须采取加强支护措施。10.需挂网巷道,外委工队挂帮网在连采队移完破碎机后一个圆班必须将帮网跟至交接班平台及破碎机后,如遇片帮处,裂隙发育弱面构造处当班必须挂网,否则不得生产。第四节支护工艺锚杆机支护作业过程可概括为定位、钻眼、安装锚杆并搅拌树脂和紧固锚杆等四道工序。1.定位:先将锚杆机调整在要支护巷道内,根据锚杆布置间排距,摆正锚杆机后,然后升起液压支护板掩护好顶板,然后升起临时支撑臂顶住顶板(如需加挂钢带,把钢带放在临时支撑臂上,并顶在顶板上,注意钢带孔与临时支撑

38、臂孔正对。2.钻眼:在钻箱上装好钻杆,操作阀杆使钻头刚好顶在打眼的位置上,然后轻轻动作给进阀杆,使钻头能顶到顶板并钻个小窝,接着操作快速给进阀,钻眼深达到设计要求时,边旋转边退出钻杆。3.安装锚杆并搅拌树脂:锚杆机司机先给打好的眼孔内装入一卷树脂药卷,用已上好托板和螺母的锚杆将树脂顶入钻眼内,锚杆机司机把专用搅拌器安在钻箱上,并将锚杆的尾部套在搅拌器上,钻箱一边搅拌一边推进,在锚杆推入孔内托盘与巷道顶板留20mm左右的间隙时,停止推进,继续搅拌, 搅拌时间应符合树脂使用说明所规定的时间(一般应为10 12秒,搅拌时间到后,停止旋转,向上推进将托盘顶紧在顶板上。4.紧固锚杆:然后必须等待3040

39、s后,略降钻箱,使搅拌器与锚杆托盘之间略有间隙,并只给旋转力不给推进,使螺母将销子切断并紧固到位,钻箱泄压停止旋转,锚杆安装结束,如钻箱旋转压力不够,锚杆达不到扭矩要求时,必须采取人工紧固。第四章工程施工方法及工艺第一节施工方法及设备本工程掘进及回采采用连续采煤机及其配套设备施工。选用12Cm15-10DVZ型遥控连续采煤机来完成割煤和装煤工序,选用10SC32-48B-5型梭车来完成煤炭运输,利用GP460型破碎机完成煤炭的转载和破碎工作,破碎机运出的煤炭通过BSP1080/1000型顺槽胶带输送机运出工作面,进入主运输系统运出地面,使用CNMM25-4型锚杆机来完成巷道的支护工作,使用XZ

40、7000/24.5/46型线型支架来完成回采时的支护工作,选用UN-488型铲车完成工作面物料、设备的搬运及巷道浮煤的清理工作。选用无轨胶轮车完成人员、物料、设备等的辅助运输。工作面设备配备及主要技术特征见表4-1-1表4-1-7.工作面设备布置见图4-1-1.表4-1-1 工作面设备配备表 表4-1-2 12Cm15-10DVZ型连续采煤机主要技术特征表 表4-1-3 UN-488型铲车主要技术特征表 表4-1-4 CNMM25-4型锚杆机主要技术特征表 表4-1-5 10SC32-48C-5型梭车 表4-1-6 GP460型给料破碎机主要技术特征 表4-1-7 XZ7000/24.5/46

41、型线性支架主要技术特征表 图4-1-1 掘进设备布置示意图 胶运顺槽图4-1-2 回采设备布置示意图第二节施工工艺一、掘进工艺连采掘进工作面施工的工艺过程主要包括落煤和装煤、运煤、浮煤清理、支护等主要工序。(一落煤和装煤工序选用美国JOY公司制造的12Cm15-10DVZ型遥控连续采煤机完成落煤和装煤工序。1.落煤1截割方式:连采机截割包括切槽和采垛两道工序。切槽工序:连采机司机在激光指向仪的导向下,确定采煤机的进刀位置,进刀位置选择在巷道左侧,沿激光指向仪的导向(左侧3.2m为标准进行施工,连采机从底板进刀,掘进10.5m退机,这一工序称为切槽。采垛工序:完成切槽工序后,将煤机调至巷道另一侧

42、,并以激光指向仪的导向(5.4m宽巷道沿激光右侧2.2m为标准,来确定位置,开始割剩余部分的煤,这一工序称为采垛。 切槽采垛图42-1 切槽、采垛工序示意图2截割循环:无论是切槽还是采垛工序,连续采煤机截割时,首先将采煤机截割头调整至巷道顶板,由上向下切割煤体,当截割头割到煤层底板时,煤机稍向后退,割完底煤,使巷道底板平整,并装完余煤,采煤机在割煤过程中,为保证顶板平整,应每割三刀退回扫一次顶板,接着进行下一个循环。采煤机完成从顶板至底板再到顶板这一过程就称一个截割循环。3循环进尺:根据榆家梁煤矿42煤煤层顶板岩性和42煤南翼实际情况,巷道均留底煤掘进,顶煤厚度保证400600 mm,巷道高度

43、必须大于等于设计采高,在正常情况下循环进度为10.5m;当顶板松软、破碎、有裂隙,淋水增加,或煤层变薄顶煤厚度不足200mm时,循环进度最大为6m;当遇到断层或顶板极为破碎时掘锚循环进度最大为4m。 进刀 图4-2-2 连采机割煤工艺流程示意图(二装煤工序通过连续采煤机的装载机构、运输机构来完成装煤工序。连续采煤机上设有装载机构(装煤铲板和圆盘耙杆装载机构和中部输送机,连续采煤机割煤时,煤炭落在装煤铲板上,同时圆盘耙杆连续运转,将煤炭装入中部运输机,运输机再将煤装入后面等待的梭车。(三运煤工序当连续采煤机落煤后,梭车迅速到连续采煤机后方接煤,装满后,迅速平稳行驶到给料破碎机处卸煤,卸下的煤炭由

44、给料破碎机破碎后经胶带输送机运出工作面。梭车快速卸煤后,迅速返回连续采煤机后部装煤,这样穿梭行走完成连续采煤机到给料机的运煤。梭车运煤过程要迅速,以保证连续采煤机尽可能连续作业。(四清理浮煤工序掘进完成一个循环后,连续采煤机退出刚刚所掘进的巷道,降下铲板,使用连续采煤机对巷道内的浮煤进行初步清理,锚杆机支护完成后用铲车进行二次清理。在清理浮煤时,应注意巷道两帮的电缆、水管、风筒及瓦斯探头等设备。交接班前必须将巷道内的浮煤清理干净。(五支护工序当连续采煤机掘进过程中,锚杆机司机利用铲车将锚杆、树脂等支护材料运至锚杆机上并做好调机准备;当连续采煤机掘进完一个循环时,首先用煤机将巷道浮煤作初步清理,

45、然后进行调机,把煤机退到联巷后方,把锚杆机跨巷电缆悬挂好,并将锚杆机经过联巷调到刚才掘进的巷道内进行支护,支护从外向里逐排进行。然后把煤机经过联巷调到另一条巷道进行掘进。(六各工序之间的配合及注意事项在正规循环作业中,连续采煤机司机应在梭车停稳接煤时装煤,梭车空车尽可能及时运行到采煤机后面等待装煤,以提高煤机的工作效率;锚杆机与连续采煤机平行作业,煤机退出一条截割巷时,锚杆机便进入进行支护作业;梭车必须按照行车线路运行。铲车司机应及时清理支护完好巷道内浮煤浮矸,并且准备好工作面所需物料。破碎机司机应及时开启破碎机,保证梭车卸煤、破碎拉出,不影响生产。生产正常时严禁破碎机司机进入工作面,应在破碎

46、机后方等待,需要拉、挂电缆时由梭车司机通知破碎机司机,并停止梭车,待破碎机司机拉完电缆撤出以后方可开启梭车进行生产,在调机时拉电缆人员严禁站在煤机运输机摆动范围内,且挂电缆时,煤机必须停机停泵,严禁在煤机行走时挂电缆。各工种作业人员互相协调安排平行作业,充分利用工时,提高生产效率,坚持正规循环作业。生产过程中严格执行“行人不行车,行车不行人”制度,进入掘进工作面的联巷口和破碎机处设置“设备运行,严禁入内”标志牌。当巷道向前推进一个联巷时,给料破碎机向前移动一个联巷,同时延伸胶带输送机,以缩短运输距离,从而提高掘进效率。(七最大空顶距根据榆家梁煤矿42煤顶板岩性和42煤南翼以前掘进的实际生产经验

47、,该工作面掘进的巷道留底煤掘进,保证巷道设计高度。在正常情况下,最大空顶距为12m,最小空顶距为1.5m,循环进度为10.5m。二、全部垮落法回采工艺(一回采工艺1.采用线性支架护顶全部垮落法房采时,采区由保安煤柱划分为若干区段,区段间留10m 隔离煤柱,每一区段联巷间每隔30-40m由联巷联通。将区段划分成若干个条带,逐条带后退进行回采。区段、条带及支巷均采用后退式进行回采,集中巷前方相对两侧的区段全部回采完毕后,最后回收集中巷及支巷口所留煤柱。2.采用双翼进刀后退式回采工艺对煤柱进行回收,首次左翼,再次右翼,由里向外依次进行,回采进刀方向与支巷均成35°-60°夹角,采

48、硐宽度3.3m、采硐深度左7.5m,右11m;每刀完成后,根据顶板压力状况回收采硐间所留0.3m煤柱,煤柱浮煤回收完成后,支架迈步式交替前移至相应位置,进行下一个循环。使用线性支架进行回采的主要工序如下:置线性支架于支巷最前端左翼采硐清理浮煤移架右翼采硐清理浮煤移架。回采时,先将两台线性支架(1号、2号置于区段内支巷端部(回采支巷时,将1号、2号支架调入区段左侧第一条支巷,然后调入连采机进行回采,先采左翼,即1号采硐,1号采硐采完之后,前移1号支架护顶,之后右翼回采2号采硐,采完之后退机,前移2号支架护顶,如此交替进行回采、移架,完成支巷内条带前煤柱的回采;将1号、2号支架调入条带联巷与支巷交

49、叉处支护顶板,当相邻支巷用3号、4号支架回采到条带联巷处,将3、4号线性支架置于采区后的第一交叉点,对交叉点顶板进行有效的支护,再利用1、2号支架对条带联巷处进行回采,对条带联巷处回采完成后,将3、4号支架调入条带前的下一个支巷,并同时将1、2支调入交叉点进行支护。3.回采时,必须先左侧采硐再右侧采硐,回采过程中,无论回采左侧还是右侧支巷,必须保证煤机在回采左侧采硐时与采空区贯通。4.回采过程中,必须对每一区段的回采完成后,才能进行下一区段的掘进回采,回采时顺槽、区段护巷煤柱不得破坏,支巷及采区内为临时支撑所留设的煤柱,待前方回采完成后,利用线型支架支护,后退式对采区内所留设的临时支撑煤柱进行

50、回采。附:图4-2-3 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面回采工艺图.(二移架要求移架操作时要做到如下几点:1.快:移架及时迅速。2.够:移架步距够(正常移架步距为6.3m。3.正:支架位置正,不咬架、不前倾后仰、不歪斜偏离。4.匀:移架时,要保证支架间及支架与煤壁间距均匀。5.严:支架顶梁与顶板接触严密,不留控隙。6.紧:支架达到足够的初撑力(2500psi。7.平:支架与顶、底板接触要平整,呈面接触。8.净:回采时要及时底板浮煤清理干净。(三顶板管理1.42煤南翼边角灯及通道煤柱在回采过程中采用线性支架支护顶,随着连续采煤机对区段内的回采,空顶面积不断增大,采用全部垮落法管理顶板。2.回

51、采时,相邻支巷间尽量采通,以保证采空区顶板充分冒落,采空区老顶不能及时垮落时,视直接顶冒落情况决定是否对采空区进行强制放顶,放顶时另行编制安全技术措施,在在条带联巷处施工强放孔,进行强制性放顶。3.区段第一条带回采完成后,如果不能随采随冒必须对顶板进行强放,第二条带回采时,如果直接顶随采随冒能达到6m以上,不再进行强放,如顶板垮落不理想,应预前在下一条带处施工1-2强放孔进行强放。在第一条带各联巷口布置1个炮眼,炮眼间距2m,炮眼与支巷成12°夹角,炮眼深度24m,仰角30°,每次爆破时采用一次连线,4.回采前将2台线性支架置于支巷端部,两台支架置于回采相应条顺槽或联巷之内

52、,对交叉点进行支护,将四台支架立柱升起,直至达到支架的初撑力2500psi,然后进刀采硐,每回采一刀将相应的支架进行一次前移,保证已回采采空区采硐口有支架护顶,顶板不会垮落伤人。回采时要及时移架护顶,支架距采硐口保持0.5m距离,严禁隔刀移架;每移一次支架必须保证支架达到初撑力,能够有效地护顶、安全回采;采硐时严禁留大于100mm的台阶伞檐,防止顶板来压时台阶掉落伤人。(四通风管理1.掘进和回采过程中采用系统负压通风与局部通风机正压通风相结合的通风方式,通过设置挡风帘及风障调节的风流。2.采用全风压通风的集中巷和支巷之间的联巷采用两道风障隔离,回采时必须及时安设或拆除风障,并能够形成“三进两回

53、”或“两进一回”全风压通风系统,以有效控制工作面的风流,保证工作面风量充足。严禁风流短路及减少漏风。3.局扇必须实现风电、瓦斯电闭锁,局部通风风量、风速必须符合煤矿安全规程有关规定。风筒出风口距工作面距离符合作业规程的要求。4. 连续采煤机房采有害气体的监测探头安设位置,严格执行公司下发的神东煤炭集团安全监测系统维护使用管理办法的相关规定。5.连续采煤机房采回采集中巷之间的联巷严禁堆浮煤,采硐内不得留有浮煤。在采空区内严禁丢弃杂物,在封闭采空区前,必须对巷道口的浮煤进行岩粉覆盖,杂物进行清理。6.采空区和通风不良区域及时设置临时风障或栅栏及“严禁入内”警示牌板,严禁人员进入。(五采空区封闭1.

54、每个区段回采完成后,如果支巷口的护巷煤柱暂不能回采,必须在支巷口用风障进行临时封闭,并留观察孔。2.每一采区回采完成后,由通风组组织及时封闭采空区。第三节施工过程中的其他要求一般规定:1.严格遵守正规循环作业,严禁超空顶作业,空顶要及时支护。2.连采机司机要保证工程质量,严禁超宽、欠宽、割顶、拉底现象等工程质量事故发生;严禁顶底板留台阶、采硐口留伞檐,以便回采时支架的顺利移设。3.各巷道均留底煤掘进,在保证顶煤400mm600mm情况下,保证巷道达到设计高度;采硐时,要保证采硐深度和高度,尽量不留顶、底煤,以提高回采率。4.进行回采时,线性支架支护必须到位,保证支架控顶距及初撑力,以达到对顶板

55、的有效支撑。5.掘进及回采时进行调机,要注意巷道两帮的电缆、水管,严禁挤压电缆、水管。6.通风队必须及时对回采后的支巷进行封闭,回采时不得破坏,以达到有效控制工作面风流的目的,保证工作面的风量。7.必须按设计尺寸留设保安煤柱,掘进及回采过程中不得破坏保安煤柱。8.部分采区邻近小窑,施工过程中必须坚持“有疑必探、先探后掘”的原则,避免与小窑贯通事故的发生。9.为了保证工程质量,巷道掘进时必须严格按线施工,地测人员要严格按照设计图纸及时进行放线。10.回采期间,线性支架操作工必须随时对线性支架补压,线性支架操作工同时担负着拉电缆工作,线性支架操作工必须在离煤机最近的安全位置等待,支架操作工与煤机司机的沟通必须畅通,随时能做到给线性支架补压和拖曳煤机电缆的工作,防止顶板垮落将煤机压死。第四节管线铺设一、管线布置位置(一沿线电缆、管路的吊挂连采机延伸电缆、排水管、消尘管、压风管路吊挂在辅运巷左帮;梭车、锚杆机、破碎机、线性支架延伸电缆及供水管路吊挂在难关各回采区胶运巷右帮。(二风筒及瓦斯探头线的吊挂风筒与工作面动力电缆吊挂在同侧,瓦斯监测监控线挂于风筒的异侧,瓦斯探头距工作面不得大于5m,风筒出风口距工作面不大于20m。二、管线铺设要求1.工作面设备延伸采用电缆钩吊挂在煤壁上,每隔1.2m 挂一个电缆钩,高度为1.8m ,要做到电缆吊挂笔直,悬垂度小。电缆通过巷道时,要挂在巷道顶板上

温馨提示

  • 1. 本站所有资源如无特殊说明,都需要本地电脑安装OFFICE2007和PDF阅读器。图纸软件为CAD,CAXA,PROE,UG,SolidWorks等.压缩文件请下载最新的WinRAR软件解压。
  • 2. 本站的文档不包含任何第三方提供的附件图纸等,如果需要附件,请联系上传者。文件的所有权益归上传用户所有。
  • 3. 本站RAR压缩包中若带图纸,网页内容里面会有图纸预览,若没有图纸预览就没有图纸。
  • 4. 未经权益所有人同意不得将文件中的内容挪作商业或盈利用途。
  • 5. 人人文库网仅提供信息存储空间,仅对用户上传内容的表现方式做保护处理,对用户上传分享的文档内容本身不做任何修改或编辑,并不能对任何下载内容负责。
  • 6. 下载文件中如有侵权或不适当内容,请与我们联系,我们立即纠正。
  • 7. 本站不保证下载资源的准确性、安全性和完整性, 同时也不承担用户因使用这些下载资源对自己和他人造成任何形式的伤害或损失。

评论

0/150

提交评论