主井壁后注浆及壁间注浆措施_第1页
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主井壁后注浆及壁间注浆措施_第5页
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文档简介

PAGEPAGE44*****主井井筒壁后及壁间注浆施工安全技术措施一、工程概况*****主井井筒净径φ7.0m,垂深949.56m,相对标高±0.000m相当于绝对标高+46.300m(以下井深为相对标高)。该井筒表土及风化基岩段采用冻结法施工,基岩段采用钻爆法施工。表土层厚度537m,冻结段深度590m,冻结段井壁为双层钢筋砼结构,内壁厚度为1100~500mm,砼强度等级为C75~C30,基岩段井壁厚度为1200~550mm,砼强度等级为C65、C40。垂深0~5m为永久锁口、钢筋砼结构,壁厚为1200mm,砼强度等级为C30;冻结段内壁垂深5~110m为单层钢筋砼结构,内壁厚度为500mm,砼强度等级为C30;冻结段内壁垂深110~160m为单层钢筋砼结构,内壁厚度为500mm,砼强度等级为C40;冻结段内壁垂深160~210m为单层钢筋砼结构,内壁厚度为700mm,砼强度等级为C40;冻结段内壁垂深210~231.4m为单层钢筋砼结构,内壁厚度为700mm,砼强度等级为C50;冻结段壁座231.4~233.8m为双层钢筋砼结构,整体井壁段厚度为1400mm,砼强度等级为C50;冻结段内壁垂深233.8~320m为单层钢筋砼结构,内壁厚度为900mm,砼强度等级为C50;冻结段内壁垂深320~390m为双层钢筋砼结构,内壁厚度为900mm,砼强度等级为C60;冻结段内壁垂深390~419.2m为双层钢筋砼结构,内壁厚度为900mm,砼强度等级为C65;冻结段内壁垂深419.2~480m为双层钢筋砼结构,内壁厚度为1100mm,砼强度等级为C65;冻结段内壁垂深480~537m为双层钢筋砼结构,内壁厚度为1100mm,砼强度等级为C70;冻结段内壁垂深537~564.2m为双层钢筋砼结构,内壁厚度为1100mm,砼强度等级为C75;冻结段垂深576.2~564.2m为整体井壁段、四层钢筋砼结构,壁厚为2200mm,砼强度等级为C75;垂深578~603m为基岩加强段、三层钢筋砼结构,壁厚为1350mm,砼强度等级为C70;垂深603~672.4m为基岩段井壁,素砼结构,壁厚为550mm,砼强度等级为C40;垂深672.4~704.4m为基岩段井壁,素砼结构,壁厚为800mm,砼强度等级为C65。垂深704.4~724.4m为基岩段井壁,素砼结构,壁厚为1200mm,砼强度等级为C65。冻结段内壁分两次采用块模筑壁,第一次2006年12月31日套壁结束(垂深233.8~5m),第二次2007年6月1日套壁结束(垂深576.2~233.8m);基岩段采用整体下行金属模板筑壁,至2008年1月10日已成井688.4m。预计1月底施工完成第三段探水注浆止浆垫,养护够24h后,为改善劳动环境,保证井壁质量,有效地控制井壁淋水,利用止浆垫养护时间拟准备进行如下工作:提吊盘对上部基岩段井壁集中出水点进行壁后注浆封水。如时间允许,将继续提盘对冻结段进行壁间注浆。止浆垫起止深度:723.4m~729.4m;壁后注浆位置:723.4m~564.2m;壁间注浆位置:564.2m~233.8m,231.4~5m(233.8~231.4m为整体井壁段,壁厚1400mm)。二、地质及水文概况1、地质概况根据井检孔地质柱状图及地质报告资料,*****主井井筒穿过的地层自上而下有:第四系、上第三系、二叠系地层。第四系(Q):厚度为142.05m,孔深61.08m以上主要由浅黄色~浅红色的细砂、粘土质砂为主,夹粘土。其中粘土层占总厚度的58.5%;孔深61.48~114.81m以灰绿、黄褐色粘土为主,夹粘土质砂、粉砂,局部夹细砂层;孔深114.81~142.05m以浅棕色、夹灰绿色粘土为主,间夹砂质粘土。上第三系:深142.05~534.3m,厚392.25m。以浅灰绿色、黄褐色为主,夹浅红色,以含粘土、砂、粘土质砂为主,夹粘土、砂质粘土。孔深281.7~431.89m以粘土、砂质粘土为主夹粘土质粉砂、粘土质细砂;孔深431.89~534.3m,以灰绿色、褐黄、局部棕红色厚层粘土为主,夹细砂,可塑性强,具膨胀性。孔深452.06m以下常出现半固结现象,局部较硬。上第三系地层与下伏二叠系地层呈不整合接触。二叠系上石盒子组:深度为534.3~976.48m(未穿透),厚度为442.18m。主要由杂色粉砂岩、泥岩及灰色细砂岩、灰白~浅灰绿色中砂岩组成,上部受风化使岩石带黄褐色,裂隙较发育,多被充填方解石。风化带:总厚60.02m,深534.3~594.32m,主要由中、细砂岩、泥岩组成。强风化带深度为534.3~552.93m,厚度为18.63m,裂隙较发育。弱风化带深度552.93~594.32m。静止水位5.08m,高程+39.751m。根据井筒揭露,砂岩多含水,泥岩裂隙极发育(网状),具构造挤压现象。2、水文概况现发现冻结段垂深233.8m和576.2m井壁接茬处有少量渗水,基岩段垂深576.2~688.4m井壁接茬处出水,658.7~675.2m见一正断层(中砂岩上抬),其上下岩层段均见断层破碎带,至2008年1月10日井壁总淋水量约20m3/h。经分析冻结段渗水是由于冻结壁解冻,其水源来自表土段砂层及风化带含水层,基岩段出水水源来自砂岩层裂隙含水层。主井柱状图层号岩石名称层厚(m)累深(m)层号岩石名称层厚(m)累深(m)94中砂岩21.5576.7105细砂岩3.3666.195含砾粗砂岩4.8581.5106中砂岩3.4669.596泥岩10.3591.8107泥岩17686.597中砂岩10601.8108粉砂岩2.83689.3398泥岩5.9607.7109泥岩3.1692.4399粉砂岩6.2613.9110粉砂岩1.67694.1100细砂岩5.5619.4111泥岩3.95698.05101泥岩16.8636.2112粉砂岩2.45700.5102粉砂岩5.9641.2113泥岩7.71708.21103泥岩13.3655.4114细砂岩1.96710.17104粉砂岩7.4662.8115泥岩21.13731.3三、施工方案及方法根据井壁现状、出水特征及地质条件,决定采用以堵水、加固井壁为目的的壁后(间)注浆施工方案。拆除两节排水管,将工作面潜水泵排水管合二为一,提吊盘对井壁集中出水点进行壁后注浆,同时在风泵扬程能达到的情况下,对井底止浆垫积水继续排水,以免积水太多,影响日后施工。根据井壁现状、出水特征及地质条件,基岩段注浆采用壁后注浆的方式,冻结段井壁采用壁间注浆的方式。根据井壁淋水的位置,主要在出水点或渗漏部位直接造孔,采用“顶水对点”布孔注浆的方式;涌水较大时亦可先在附近打斜孔导水,然后再对点造孔注浆;对砼井壁接茬漏水,采用挖补接茬布孔注浆方式;壁后注浆孔深以穿透井壁进入围岩0.5~1.0m为宜;壁间注浆孔深以穿透外层井壁100mm为宜,不得打穿外层井壁,注浆采取单液水泥浆充填,双液封堵的方式进行,达到堵水和加固井壁的目的。注浆工作盘采用现施工用吊盘,打眼、注浆等施工前,为确保安全,将吊盘喇叭口及孔洞封严。四、设备选型壁后(间)注浆,因注浆压力和注浆量较小,采用ZTGZ-60/210型电动注浆泵,即可满足注浆要求。五、壁后(间)注浆施工措施1、施工方法在集中出水点上方和下方布置导水孔和注浆孔,通过注浆方法将井壁出水处过水通道进行封堵。2、施工顺序根据出水点的位置,考虑作业条件,确定采用上行式注浆的顺序。3、浆液类型堵水以水泥水玻璃双液浆为主,加固以单液水泥浆为主。水泥为新鲜的P.O42.5R普通硅酸盐水泥,水玻璃浓度为35~40Be’。单液浆配比:水灰比:1:1~0.8-0.6:1;双浆液配比:C:S1为1:0.3~1:0.6,水玻璃浓度为35~40Be’。4、注浆孔布置及注浆参数(1)注浆孔布置在出水点上方和下方布置导水孔和注浆孔,具体施工时,视注浆浆液扩散的范围、堵水加固效果进行适当调整注浆孔数或布置方式。基岩段井壁在接茬部位出水,注浆孔布置在接茬上下0.5~1m处,孔数视具体情况定。(2)注浆孔深度基岩段724.4~704.4m井壁厚度为1200mm,设计注浆孔深度为1700~2200mm,704.4~672.4井壁厚度为800mm,设计注浆孔深度为1300~1800mm,672.4~603m井壁厚度为550mm,设计注浆孔深度为1000~1500mm,603~576.2m井壁厚度为1350mm,设计注浆孔深度为1800~2500mm,郓城主井基岩段均经过高压注浆,施工时泥岩段岩石破碎,井壁(部分)厚度可能远大于设计壁后,钻孔时一定要确保钻孔穿过井壁。(3)注浆压力按照《矿井工程施工及验收规范》,壁后注浆压力应比静水压力大0.5~1.5MPa;在岩石裂隙中的注浆压力可适当提高。此次注浆静水压力:P0取7kg/cm2注浆压力:P=P0+(5~8),即注浆压力为12~15kg/cm2井壁强度验算P1=[K(E2+2R0E)]/2(R0+E)2式中:K井壁允许抗压强度K=R/NR井壁砼极限抗压强度取400kg/cm2N安全系数,取2,E井壁厚度,55cmR0井筒净半径,350cm代入上式得P1=25.3MPa(井壁能承受的压力)P1>P即井壁强度满足注浆要求为保证井壁壁后安全注浆压力取8~10MPa(1.2~1.5倍静水压力)。壁间注浆压力适当降低。(4)注浆量总注浆量因无法推测地层空隙率难以计算,单个注浆孔要根据实际注浆量及注浆压力适当控制。5、注浆系统及工艺流程注浆设备选用2TGZ—60/210型电动注浆泵一台,人工搅拌浆液,三通式浆液混合器组成井下注浆系统。工艺流程6、注浆施工(1)准备工作备好施工材料(水泥、水玻璃、棉纱、麻丝等)和注浆泵、输浆管路、注浆管、大锤、牙钳等,并加工好非标准件(注浆管、混合器、浆液桶等);(2)注浆站布置及布置原则注浆设备的布置:井筒内布置压风管、供水管、通讯信号照明电缆、一路风筒及三层吊盘。风钻、注浆管路、注浆泵及浆液桶等机具布置在吊盘上,打眼施工、注浆工作等工序在中层盘上进行,下吊盘实行全封闭状态;采用风动和人工搅拌水泥浆,要确保注浆连续进行。布置原则:在保持吊盘平衡条件下注浆设备尽可能布置在中吊盘适当位置。储浆桶安设在泵缸入口附近,距入口越近越好。吸浆管包沙网,以防堵塞,各接头连接严密,防止漏浆。各种设备不要占用吊桶提升位置,保证吊桶正常提升。(3)钻孔及埋管先采用YTP-26凿岩机钻凿注浆孔,压风管使用井筒内原安装的压风管,注浆钻孔孔径φ38mm,孔深达到设计要求,紧接着埋入注浆管,管径φ32mm,长600mm并安装好1.2”球阀,注浆管露出井壁50~100mm,注浆管一头车丝一头车成马牙扣,埋管前用麻丝分层缠紧并涂上白铅油。在注浆孔下方施工1~2个导水孔(泄压孔),其凿孔与埋管与注浆孔一致。(4)压水试验在每次注浆前,必须做压水试验,以便检查注浆系统及注浆管止浆效果和注浆孔周围的出水情况,连接好注浆管路后,开泵并运转正常后,打开进浆阀、关闭回浆阀,达到注浆压力,观察注浆系统有无漏水现象。若压水时发现井壁出水,为防止漏浆,可事先用棉纱与道钉封堵,堵好后开始注浆。压水试验前应测量注浆孔涌水量,以确定及调整水泥浆的浓度。(5)注浆作业注浆施工在吊盘上进行,为加强吊盘的安全性,提高作业盘有效使用面积,将吊盘喇叭口用2道槽钢棚好,再用50mm原木板封严钉牢,注浆系统设备设施置于吊盘上。注浆孔安装好后,要上好阀门,安上混合器,连接好输浆管路及压力表,要关闭进浆阀门、打开泄阀门,开泵用清水冲洗管路,一切正常后,打开进浆阀,关闭泄浆阀,向孔内压清水15分钟,然后停机,测定注浆孔静水的压力,压水试验压力要达到注浆压力的1.2倍。压水目的是为了冲洗管路及打开注浆通道。注浆时,原则上用单液水泥浆注浆,达到设计注浆压力后用双液浆封孔。基岩段壁后注浆,如跑浆,则直接注双液浆;注双液浆时,先送水玻璃后送水泥浆,停机时则相反。注浆时,设专人观察井壁和压力变化及检查管路是否堵塞,操作人员应随时观察注浆效果,及时调整注浆参数,并记录注浆量及注浆时间、注浆压力等数据。注单液浆时,若压力不升,进浆量不减时应逐级加大浓度;反之,若压力上升进浆量减少时,应依次降低浆液浓度。注浆时,达到注浆终压,集中出水点涌水量不足0.5m3/h即可结束该孔注浆。停泵后,应及时压清水,冲洗管路和器具。(5)注浆管处理与封孔注浆结束后,外露注浆管部分应割除掉,用拌和好的水泥填满捣实,孔口要平整。7、注浆结束标准壁后(间)注浆针对出水点以注浆堵水为原则,先单液、后双液,达到无明显出水点的目的;六、辅助系统提升、信号、照明等施工辅助系统使用现施工系统,不再叙述。七、劳动组织劳动组织表工种序号岗位工人数工种序号岗位工人数地面小班1信号工2井下小班1信号工22把钩工22把钩工23电工13电工14机修工24机修工15风动搅拌工25风动搅拌工26地面记录员16注浆人员27班长17打眼人员2小计118班长19技术员110值班队长1小计15总计26说明:采用三八制作业施工工期,壁后(间)注浆工期6天。八、注浆主要设备及材料名称型号或规格单位数量注浆泵2TGZ-60/210台2风钻YTP-26台4压力表20MPa块10注浆管Φ1.2’’长600mm根15白铅油Kg5麻丝Kg5水玻璃35~40Be’Kg500球阀1.2"只20九、常见故障及特殊情况应急处理(1)注浆中发现压力突降而吸浆量突然增大,或已注入一定量的浆液而注浆压力仍不回升时,说明浆液进入孔隙或裂隙泄漏。此时应查明原因,可采取加大水泥浆浓度,缩短凝固时间等方法处理。(2)注浆中发现泵压骤升,可能是注浆管路堵塞,应立即停泵检查,找出原因,及时处理,以保证注浆工作顺利进行。(3)注浆孔单孔水压较大,注浆管安装困难时,要采取在出水孔附近打1~2个孔进行分流泄压,然后安装注浆管进行顶水注浆,浆液应使用双液浆。(4)注浆时,及有无漏浆等,如井壁发现异常,出现裂缝或掉块(渣)应立即停止注浆作业,(5)若井壁漏浆严重,调节浆液浓度和凝固时间,并采用间歇式点注方法进行注浆。十、技术及安全注意事项1、本措施必须向全体参加注浆人员事先传达学习。2、严禁酒后上岗,严禁班中打闹。3、作业时工作平台必须牢固可靠。4、吊盘所有施工人员必须佩戴保险带并生根牢固。5、注浆施工人员必须佩戴防护眼镜、防护口罩及防护手套等劳保用品。6、井下保证信号、通讯畅通,每班配3~4盏矿灯备用照明。7、注浆施工期间,吊盘起落频繁,派专人对悬吊系统进行检查、发现问题及时处理。8、井口工作人员必须切实负责,上下人员或材料时,要按操作规程严格执行,不得违章作业。下放物件,必须由专人指挥,绑扎或摆放牢固可靠。9、所有工具使用时应留绳,以防坠落。使用后用专门的半截油桶盛放。10、风带与风钻等必须接牢,并随时检查,以防风带脱落伤人。11、注浆材料的质量性能必须满足设计和规范要求,不合格材料严禁使用。12、打锚注孔时,要控制风钻及气腿推力,以免钻杆折断伤人。13、锚杆安装施工前,必须用吹眼器吹净孔内岩粉等,确保锚杆安装质量。14、注浆孔凿孔要求正、直、准,深度必须符合措施要求,打眼时,如发现涌水量较大,必须停止钻进,立即注浆。15、注浆管埋设必须牢固可靠,埋设后要进行试压,符合要求后方可进行注浆。16、造浆人员要严格掌握浆液浓度和配比,工作时,浆液要搅拌均匀,严禁其他物品进入浆液内。17、注浆前要对整个管路系统做压水耐压试验,检查管路上的所有接头、阀门及管件的耐压能力,如有不符合要求的及时更换或调整,直到符合要求时方能开始注浆。18、注浆泵及输浆管各接头要绑紧接牢,注浆过程中,工作人员应观察接头情况,并应避开孔口管位置,避免跑管伤人。19、吸水泥浆管及吸水玻璃管做好标记,不能混用,用完后冲洗干净,以防堵管。20、注浆泵在运转过程中,发现有异常响声时,必须停泵检查进行处理。21、注浆时,开启高压球阀、泄压阀人员及看吸浆笼头人员一定要与注浆操作人员配合好,以免出现高压伤人事故。22、注浆时,注浆管正前方严禁有人,开阀人员要站在混合器两侧,以免注浆管及阀门伤人。压力表必须安装在水玻璃的输送管路上,发现压力表失灵及时更换。24、放浆时,要注意安全,人员避开放浆阀门,防止浆液溅入眼内,时刻注意压力表变化情况,发现异常情况及时处理。25、注浆结束后,应立即用清水冲洗管路和注浆泵。26、每孔注浆完毕后,必须用树脂药卷封闭严实。封孔工作一定要认真,必须做到封孔严实,封孔后严禁漏水。27、信号工必须切实负责,吊桶上、下时,必须提前警示,并做到目迎目送,防止吊桶压人或落在注浆设备上。28、每次动吊盘后,必须通知绞车房重新作记号。29、施工时由值班干部统一指挥,及时解决钻注过程中的各种问题。十一、避灾路线若在井下遇到紧急危险情况,可以采取以下两种方式升井:(1)工作人员立即乘坐吊桶,通过井上下信号或铜锤发出信号升井。吊盘—→吊桶—→地面(2)工作面人员通过吊盘上的安全梯升井。吊盘—→上吊盘—→安全梯—→地面编号:ZC—E3201—02星村煤矿安全技术措施项目名称:E3201面初次放顶编制人:闫凯区队长:吕运河施工单位:综采工区编制日期:2010年4月1日审批意见同意本措施会审单位及人员签字:审核:公为梅技术科:公为梅地测科:白若庆安监科:张家民矿压科:蔡辉通防科:赵厚春机电科:张海洋调度室:邵福典达标办:翟少华采掘副总:王生超4.13生管矿长:查洪鹏4.13安全矿长:朱宁勋4.16总工程师:王占成4.14E3201面初次放顶安全技术措施概述:因E3201面埋藏为-820.1~-1072.2,属深井开采,预计压力较大,从掘进出现煤炮及巷道变形情况看压力显现很明显。工作面的顶底板岩性如下表:煤层顶底板情况顶底板情况岩石名称厚度(m)岩石特性老顶中、细砂岩13.45~23.817.89灰白色,深灰色,薄层状,斜层理,见黑色条纹,顶部见透镜状层理,含长石,绿泥石,白云母片,硬度较大,具裂隙、充填深灰色矿物,f=5~6.5。直接顶粉砂岩1.62~3.051.90灰色,深灰色,中厚层状,含黄铁矿及植物茎叶化石,局部已炭化,硬度较小,具裂隙,f=3~4。伪顶伪底直接底粉砂岩0.4~2.921.64灰色,薄层状,波状层理,透镜状层理,偶见水平层理,含植物根化石及黄铁矿,夹细砂岩薄层或细砂岩集合体,f=4.5。老底细、粉砂岩8.61~14.1511.66灰-深灰色,薄层状,变形层理,含少量黄铁矿,夹带粉砂质及褐灰色透镜体,硬度较大,具裂隙,f=6.0。根据上表可见:老顶厚度大,硬度大,垮落步距大。综上所述结合E3103、E3101、E3105面回采时的矿压显现情况,预计工作面直接顶垮落步距20~30m,老顶垮落步距在断层两盘可能不同,预计在30~35m。老顶来压时,对工作面支护影响很大,可能出现:煤壁超前片帮、顶板破碎,工作面支架阻力急增,安全阀大量开启,两顺槽变形量加大等现象。为了保证安全生产,采取以下安全技术措施:二、安全技术措施:(一)在来压前的工作面支护及顶板管理:1、在初采时就要按初采措施抓好工作面顶板管理,确保支架初撑力符合规定。2、工作面要及时支护,移架距采煤机的距离为4~6架;在采煤机前滚筒前3~5架将伸缩梁收回,在采煤机前滚筒后3~5架将伸缩梁伸出护顶。3、工作面割煤执行以下规定:(1)控制好采高在2.3±0.1m,截深0.63m;(2)顶底板要割平:无台阶、无伞檐;(3)煤壁要直:成一条直线;(4)单向割煤,端部斜切进刀,进刀长度不小于30m。4、工作面要确保支护质量,并严格执行以下规定:(1)必须带压移架,支架初撑力不低于24MPa;(2)工作面支架直线偏差为±50mm、煤壁、溜子的直线偏差为±100mm;(3)支架要平整,相邻两架的高差不大于侧护板高度的2/3;(4)间距均匀,严禁出现分架、挤架、咬架现象。(5)重点管理好标准架及下端头3个支架,采取措施(如减少放顶煤、趟木板、注马丽散等)管理好此段顶板,确保重点支架的初撑力。5、两端头及超前支护必须严格按作业规程的规定支护好。6、加强矿压观察,当发现支架阻力、顶底板移近量程上升趋势时,表明将要来压,此时更要抓好支护质量、及时支护。并且支护与割煤的间距,放顶煤与割煤、移架的间距,放顶煤两口之间的间距等必须符合作业规程的规定。7、要严格保持均匀放煤,并控制放煤量;对顶板破碎区,要少放煤或不放煤,保证支架初撑力,严防将顶板抽空,严防支架出现前低后高现象。8、严格按作业规程要求采取好防倒防滑措施:加强工作面支架初撑力管理,并在1#架靠顺槽人行道侧打好戗柱,下端头三架应先移2#架,2#架支撑有力后,再移3#架,最后移1#架,移1#架时要使用好下方戗柱。9、当顶板破碎,造成支架高度超高时,可以将立柱的加长部分拔出一节支护顶板,保证支架的支承力,与邻架的高差不大于侧护板高的2/3(不考核此段支架高度);但向前割煤、移架时要注意,当顶板好转时要保证前梁可以顺利进入顶板下,前梁俯角不大于6°,保持支护良好。10、提前准备好防止顶板冒顶所使用的支护材料(道木、支柱、锚杆、锚索等),以便随时可以使用,减少不必要的时间,两顺槽150m内的物料要在非人行道侧码放,并要用绳索或铁丝将物料绑到帮网上,在超前支护范围内的物料必须有超前支柱遮挡。11、严格执行规程中的施工工序及劳动组织,保证工作面快速推进。(二)来压期间的安全技术措施:1、在工作面来压期间,工区要抓好管理,应尽可能快速推进,使工作面躲开压力影响。2、工作面来压期间可以少放顶煤,或不放顶煤,保证快速推进。3、来压期间移架要严格按作业规程的要求进行,保证带压移架,移架距采煤机距离不大于6架,相邻两组移架之间的间距不少于5架,放顶煤距割煤及移架的距离不少于5架。4、要严格执行好带压移架,特别是顶板松软、破碎区必须带压移架,只要有条件就要不减阻移架。5、移架后必须将伸缩梁伸出护帮护顶,若因片帮顶不到煤壁,可以超前移架(即未割煤就移架),此时工序:移架割煤推前溜。6、当超前移架影响割煤时,可在前梁下挂单体支柱,用支柱顶到煤壁护帮,操作与搪顶法封闭冒顶区相同。或打贴帮柱进行支护,割煤前回出。7、出现顶板松软、煤壁片帮有冒顶危险时,可以采取在支架前挂网,网宽不少于0.8m,用金属网铺顶,护两架间的空隙,防止顶煤落下。到尾梁处时再将网沿两架尾梁间的空隙剪开,以便放顶煤。网的长边沿推进方向,网卷可以吊挂在前梁下。8、当顶板破碎或片帮时,割煤后紧随前滚筒伸出伸缩梁护顶;并可采取紧跟采煤机前滚筒移架的方式,若移架影响煤机工作,可每割3~5架略停煤机,将此段的支架移到位,然后再割煤,保证及时支护。9、移架及放顶煤后要使尾梁落下,插板靠到后溜外沿,防止来压时对支架的冲击;移架后严禁支架前低后高,保证支架平整,并使支架伸缩梁顶好煤壁,抵御老顶垮落时的冲击。10、当顶板破碎时,该区段要控制放煤量,严防将支架上方抽空,造成支架前低后高,后立柱无支承力。11、放顶煤时要均匀、顺序放煤,防止局部超放造成支承力不均,使顶板破碎。12、抓好顶板管理,移架后要用伸缩梁顶着煤壁,发现片帮要及时打出伸缩梁或超前移架,必要时用搪顶法:用30T以上链子或12.5mm以上绳套子将单体支柱(柱头朝向支架方向)挂在支架的前梁下,至少挂两个点,活柱柱头抵在前梁根,并在搪顶支柱上方塞木板蔽住上方碎煤,木板与支柱用双股10#铁丝固定,起到护帮防漏顶的作用。特别是溜头,发现顶板松软、破碎时,要及时用超前锚固法或注马丽散进行加固,严防溜头漏顶。(三)其它安全技术措施:1、加强设备的检修,发现隐患及时处理,保证来压期间的连续生产,严防来压期间因设备故障影响生产。2、加强液压系统的检修、维护,确保泵站压力不低于30MPa、支架支承力符合规定,严禁因压力不足或不稳定造成支护强度降低。3、在井下备齐备用材料、备品、备件,以便及时处理故障。4、端头必须有长把工具(长把钩、长把铲),以备回关门柱时使用,关门处压力显现剧烈时应待其稳定后方准回柱。5、因压力大,两顺槽超前支护范围内变形量大,支柱的活柱下缩较多时,要及时用适合的支柱进行替换,防止压死支柱,但必须先支后回。6、回支关门柱时,要有专人监护顶板情况,并保持退路畅通。当两端头的顶板下沉量大,关门柱要采取一刀一回法,防止回不出支柱,回关门柱采用长把工具远距离放液,若盲巷冒落及时,碎矸影响回支关门柱,必须挂挡矸网,网子用多道铁丝连到顶帮锚网上即可。7、来压期间顶板较破碎,且工作面坡度较大,为避免滚矸伤人,必须严格执行好作业规程中关于防止滚矸的各项措施,人员尽量在架内行走。8、工区积极配合矿压小组搞好支护质量监测和来压预报工作,严格落实好防冲专项措施。9、工作面初次放顶期间矿安排人员进行跟班。10、所有参加施工人员必须认真学习本措施,签字后方可参与施工。11、未尽事宜严格执行《煤矿安全规程》及《E3201里面作业规程》。编号:ZC—E3201—03星村煤矿安全技术措施项目名称:E3201里面初采编制人:闫凯区队长:吕运河施工单位:综采工区编制日期:2010年4月1日审批意见同意本措施会审单位及人员签字:审核:公为梅技术科:公为梅地测科:白若庆安监科:张家民矿压科:蔡辉通防科:赵厚春机电科:张海洋调度室:邵福典达标办:翟少华采掘副总:王生超4.13分管矿长:查洪鹏4.13安全矿长:朱宁勋4.16总工程师:王占成4.14E3201面初采安全技术措施一、概述:E3201工作面近期准备试采生产,工作面回采初期需进行剪网子、剥锚杆等工作,为保证工作面初采的安全顺利进行,特编制本措施:二、准备工作:1、试生产前矿组织对工作面各系统进行全面验收,工作面的通风、供电、供水、压风、注浆、排水、安全监测、矿压观察仪器(表)均安装到位,并保证正常使用,矿上下达开工单,然后试生产。2、采煤工区首先作好工作面初采前的检查、验收准备工作,检查工作面各种设备的安装情况,各种设备必须符合要求。3、检查各设备零部件是否紧固、齐全,各设备的润滑、冷却部位的水(油)位是否都达到规定要求,液压系统无漏液现象。4、各设备检查无问题后,各设备必须先进行单独试车,最后进行统一联合试运转,试运转要由外向里逐台进行。对联合试运转出现的问题要立即解决和整改。5、初采前,切眼内所有材料及杂物要彻底回收、清理干净,防止损坏设备。三、初采安全技术措施:(一)第一刀割煤:1若切眼宽度不足,第一刀割煤时可先割底,不割顶,割煤后将前溜推出顺直,达到采煤机割顶时不割前梁的条件。2、割煤前要先将切眼煤壁的金属网剪掉。3、割第一刀煤时要割一段及时停机,将割下的锚杆及托盘捡出,防止混入煤中。(二)以后割煤:1、从第二刀割煤开始,要全高割煤,并按作业规程中的循环作业工序进行移溜、移架。2、割煤主要是将顶、底板尽可能顺平,并保证采高在2.3m(±0.1m)。3、移溜时将溜子顺直,移架时要调整支架,使支架垂直运输机,并逐渐调正支架,10刀后要达到:支架平整,间距均匀,无分架、挤架、咬架。3、前三刀割煤时,均有割出锚杆的现象,割煤时要放慢牵引速度,工作人员要走架间人行道,防止割出锚杆飞溅伤人,割出的锚杆要及时停机(前部运输机及煤机)捡出。4、因切眼顶板不平,支架安装时均为木垛接顶,移架时木垛容易变形,故移架时要前、后立柱同时降低,移架时要匀速缓慢,尽可能保持木垛有效。5、初采时为了防止顶板破碎或冒顶,采取以下措施:(1)顶板破碎段可采取铺网措施。铺网要求:单层网,顶网两边搭接均不少于一扣,联网用14#~18#的扎丝,扣间距不大于200mm。为了防止割煤时割顶网,支架的伸缩梁要超前收回,控制好割煤后移架距采煤机的距离,以采煤机不割顶网为准,但要尽可能保持移架距采煤机最小的距离。铺联网必须在采煤机及前溜停电闭锁状态下进行,并先找好顶帮,有专人监护(监护人距工作人员不大于6m,防止片帮伤人)。(2)根据需要对顶板破碎区打超前锚杆(锚索),防止冒顶。可用KMG500-22-2400型锚杆,锚杆间排距为0.8±0.1m,每根锚杆用MSCK2550和MSK2570树脂药卷各一卷,锚固长度不少于1.2m;锚索型号SK18-1700Q(锚索长4~8m,根据现场实际确定),锚索间距1.5±0.1m,排距不超过1.2m,每根锚索用树脂药卷MSCK2550两卷和MSK2570一卷,锚固长度不少于1.5m(具体参数可根据现场实际情况调整),超前锚杆(锚索)向上偏30°~50°。(3)打设贴帮柱:柱间距不超过1.5m,支柱的初撑力不少于50kN,并要挂好防倒绳,在采煤机临近通过时停前溜和煤机将贴帮柱回出,支回贴帮柱前必须用长把工具进行敲帮问顶工作并有专人监护。(4)对破碎段进行注马丽散等加固材料,眼间距3~5m,眼深3.0m以上,封孔深度不低于2.0m,仰角垂直煤壁向上30~45°,硬化煤顶以便工作面推进时留顶。6、初采时支架顶梁未进入实体煤顶板,故要求前5刀支架的初撑力不小于12MPa,第6~8刀初撑力不小于18MPa,工作面推进10刀后支架初撑力达到24MPa。7、要求:溜子、煤壁在推进10刀后直线达到偏差不大于100mm的标准;支架在推进10刀后直线偏差不大于50mm的标准。8、超前支护的支柱排直,以1.0~1.6m高度处直线为准,允许偏差为100mm。推进3刀后严禁人员进入老搪,3刀后关门柱支齐。安装时超前可按30m支设,安装完毕推采20m后轨顺支齐60m,皮顺支齐80m超前。在工作面推采10m之前,超前及端头支柱初撑力确保不低于9MPa,个别达不到的,可补打点柱增大支护密度,加强此处支柱的检查维护,及时的补液增压,推采10m后达到90KN(缸径100mm单体液压为12MPa,缸径110mm单体液压为10MPa)。9、对原安装时的稳车硐室不再支护,但要在回采前将硐室内的物料回收干净,然后从底板向上按间距0.5m拉三条警戒线,防止人员入内。10、若因支架支撑力不够,推不动前溜时,可以靠邻架将溜子移到位,若确实移不动时,可以用单体支柱顶推,即在支架尾梁下横放一棵单体支柱,支柱的一端顶到反帮,另一端顶到支架底座上,防止支架后退,然后推前溜。或者在对后溜停机闭锁后,将支架的插板伸出插到后溜槽中,阻止支架后退,然后推前溜。11、初采时部分未接顶的支架前移困难,靠相邻支架支撑有力后,将推前溜块保持推溜状态,然后前移;或用单体支柱顶推,方法如上述移溜法,但支柱必须远距离供液,供液由邻架控制。12、溜尾段顺槽巷道超高,接顶困难,关门柱支设到支架后立柱处即可。为避免接顶木料超高失稳,应采取长棚一搭三架钢梁组成一组,人员借助脚手架蹬高作业,必须佩戴安全带,用双股10#铁丝将钢梁吊到顶板锚网,若有人员站到钢梁上操作,钢梁必须用锚链或13.5mm以上的钢丝绳固定到顶板锚杆或锚索上。升柱时缓慢送液,均衡升柱。(三)由于初采支架初撑力不足且切眼倾角较大采取防倒、防滑措施1、工作面每10架设置1~2个标准架,重点管理,确保初撑力。2、中间架的防倒:严格控制采高,按规程进刀移溜,采取分组拉架,移架时要尽量先移标准架,每组拉架由下向上顺序,以下方支架为导轨前移,相邻支架不得同时前移,支架间距超过规定时,先调倾斜度,调整以后再拉支架,避免支架下倾造成挤架、歪架、倒架。3、移架时应少降快移,尽量减少对木垛的影响,保证木垛整体有效性,以确保支架快速进入煤体,形成有效的初撑力。4、移架时要先移接顶高度小,初撑力高的支架,然后再移接顶高度大的支架,移架后要保证先移支架的稳定性。溜头的支架要先移2#、3#架,后移1#架,严禁先移1#架,移1#架时使用好下方戗柱。5、本工作面初采放顶煤不能以工作面推进后部能够放出顶煤即放,应结合顶板情况及支架初撑力来确定具体放煤时间(一般为工作面推进8~10m左右)。6、溜头的3个支架不放顶煤,以保证此处的初撑力,起到防倒架作用。同时1#架下侧要用单体柱打戗柱,至少两棵,移架时要对戗柱稍微卸载(但必须有支撑力)后,带载移架,移到位后及时升起支架,然后打好戗柱。7、移架均要带载移架,并且移架时侧护板高差不大于2/3。8、移架要按顺序进行,每组应先移标准架,然后再移其它支架。标准架要选在初撑力较高段,确实起到防倒作用。9、抓好顶板管理,移架后要用伸缩梁顶着煤壁,发现片帮要及时打伸缩梁或超前移架,片帮严重时可用搪顶法:用30T以上链子或12.5mm以上绳套子将单体支柱(柱头朝向支架方向)挂在支架的前梁下,至少挂两个点,活柱柱头抵在前梁根,并在搪顶支柱上方塞木板蔽住上方碎煤,木板与支柱用双股10#铁丝固定,起到护帮防漏顶的作用。特别是溜头,发现顶板松软、破碎时,要及时用超前锚固法或用马丽散进行加固,严防溜头漏顶。10、移溜要尽可能采用由下向上移的顺序。在溜头正对大槽竖边,可用单体支柱水平顶溜子,以防止下滑。(四)由于切眼倾角较大采取防滚矸措施1、人员在工作面上时要在支架立柱之间的踏板上行走或停留,除工作需要外不得到架前行走。支架间脚踏板上用废旧锚杆焊横格,每个踏板焊两个格,以利人员行走防滑。2、进入机道前,前部运输机必须停止运转并闭锁,用长把工具进行敲帮问顶,确认安全后方可进入,并有专人监护。3、煤机司机应在架间摇控操作采煤机,要加强采煤机摇控器的使用和维护。4、由于切眼溜尾段坡度较大,煤机割煤要下行割煤,上行走空刀,并控制好煤机速度(1~3m/min)。5、转载机正对溜头的人行道侧也要挂挡矸帘或金属网,并且人员由此处通过时要注意观察,在观察无异响时快速通过。溜头司机要站在安全地点,防止滚矸伤人。(五)注马丽散技术参数、施工工艺、步骤及安全技术措施由于皮顺巷道压力大变形较严重,根据现场巷道变形情况,在煤壁向外30m范围内皮顺回采帮及煤壁溜头段架前顶板打眼注马丽散加固顶帮部,巷道帮部从底板向上2.5m处打眼,眼间距5~6m,眼深4.5m以上,封孔深度不低于2.0m,仰角垂直煤壁向上30~45°,巷道顶部根据现场情况确定打眼位置及参数。1、技术参数:马丽散技术数据序号基本成分树脂催化剂125℃时的密度(g/cm3)1.041.23225℃时的粘度(mpa.s)2002103混合比例(体积比)11420℃时存储期限(月)665存储温度(℃)5~305~30聚合产品—马丽散技术数据序号项目NE1应用温度(℃)152515252最初的粘度(mpa.s)4502504502503开始反应(min)1′150′450′560′404发泡结束(min)2′101′251′461′065膨胀比2210~2510~256压力(Mpa)〉10〉10337粘合力(Mpa)〉1〉1112、施工工艺(1)钻孔施工:钻孔应间隔施工,也就是说先施工1、3、5等钻孔,再施工2、4、6等钻孔。(2)钻孔附近局部漏浆时,用木楔或棉纱堵塞。等浆液稍微凝固不再外溢时,继续注浆。只有钻孔附近大面积返浆时停止注浆。3、施工步骤(1)孔位的设计:钻孔开孔位置在从底板向上2.5m处,钻孔根据现场情况进行调整。(2)准备工作①准备动力风源要求4~7bar;②准备风管,型号长度视现场情况而定;③准备两根DN13的高压管,长度由泵的摆放地点到施工地点而定;④把所用的原料和设备运送到位;⑤准备清洗剂(两桶水和一桶机油);⑥准备足够的棉纱和木楔用来防止原料顺裂隙流出造成浪费,施工时厂家工程技术人员现场协调操作。3、施工流程①把多功能泵及其附件组装好并把注射枪固定住;②注浆前必须试验检查设备吸料比例及管路漏风情况,符合要求方可开始注浆。③开始注浆,把两根吸料管分别插入树脂桶中、一根插入催化剂桶中,活塞在气马达的作用下运动,由于压力的作用使原料经过活塞进入输送管,输送到注射枪里,通过注射枪注入地层,原料渗入裂隙,进而快速反应达到堵漏的目的;④停止注浆,用清洗剂(机油、水)冲洗管路和混合枪;⑤换孔注浆,重复2~4的步骤;⑥注浆完毕后,用清洗剂(机油和水)清洗多功能泵和附件。4、施工安全技术措施(1)所有参加施工人员必须由施工负责人组织安全培训。经考核合格后方可上岗作业。(2)工作人员操作马丽散和气泵前要穿戴安全,以防马丽散的接触、迸溅和流溢。(3)操作泵时谨防运动部位碰挤手臂。每注完一孔,拔枪前必须停泵卸压。(4)施工前,施工前,施工人员必须对施工地点附近的安全情况进行全面检查,确保安全施工,否则不准施工。(5)该施工地点必须有瓦斯检查员现场跟班,随时监测有害气体的浓度。发现异常,必须及时向调度室和防灭火指挥部汇报。严禁在有害气体浓度超限区域作业。6、发现有害气体涌出,可以立即用马丽散封堵;无法控制时,必须立即停止作业,向调度室汇报,组织该施工地点施工人员在带班区长带领、安监员监督下进行撤离。7、施工地点用工作面集控电话,确保通讯畅通。(六)其它安全技术措施:1、前4刀割煤期间,除煤机司机外还必须另设专人观察前后滚筒割煤情况,割一段及时停止前部溜子运转,拣出割下的锚杆后方可继续割煤。2、溜子司机、转载机司机必须加强工作责任心,精力集中,发现煤流中有锚杆时,立即停机拣出锚杆。严防锚杆上皮带,以防撕裂皮带事故的发生。3、加强对设备的检查,发现问题及时处理,当现场处理不了时,要及时汇报工区管理人员,尽快使设备达到正常带载运转。4、现场备齐备用件,以便及时处理故障。5、处理设备故障时,必须停电闭锁,并挂“有人工作,严禁送电”牌。只有检修工作完成后,检修负责人下达命令后,方准由停电人员,摘下此牌送电。6、煤机尽可能下行割煤,上行时走空刀。采煤机停机时,上行割煤时速度要慢,防止长时间过载工作。7、采煤机检修时,必须对煤机及前溜停电闭锁。在前溜内检修时,必须在支架伸缩梁顶好煤壁,支架支护完好后方可进行。并且必须先进行敲帮问顶工作,将煤壁找彻底后,方准检修,若支架前梁空隙较大顶板较破碎可在架间挂网防止碎煤落下砸伤工作人员,检修时还要有人观察煤壁情况,发现问题立即处理。当需要进入支架尾梁下检修时,必须对后部溜子停电闭锁,并严禁操作检修点前后各2架内的支架。8、老搪内接顶材料回收注意事项:两端头人员站在安全地点,直接用长把工具(钩子)回收材料。支架后老搪材料回收时要将后溜停机闭锁,严禁操作上下2架内的支架,人员可进入支架尾梁下,尾梁尽可能的高,保证工作空间,用长把工具(钩子)回收材料。回收的物料必须及时运走,防止堵塞人行道,保证后退路畅通。进入架后操作时必须有专人监护。头五刀可进入老塘回收架后木料,带班区长首先检查架后顶板情况,确认顶板原有支护安全有效,人员方可进入架后拾取木料;人员快进快出,带班区长重点盯靠,时刻注意顶板情况。割煤五刀后严禁人员进入老塘拾取木料。9、进入前溜打设锚杆锚索时必须在采煤机及前溜停电闭锁状态下进行,并先用长把工具找好顶帮,有专人监护。10、两巷卫生(包括各类牌板)及电缆吊挂待工作面推进7天后达到标准化要求。11、初采期间,矿、工区管理人员必须加强检查监督。12、所有参加施工人员必须认真学习本措施,签字后方可参与施工。13、未尽事宜严格执行《煤矿安全规程》及《E3201里面作业规程》。 编号:ZC—E3201—01星村煤矿安全技术措施项目名称:E3201里面安装编制人:闫凯区队长:田东斌施工单位:综采工区批准人:杨江明编制日期:2010年3月5日会审意见1、同意本措施2、安装期间,如现场发现问题后及时补充措施。会审单位及人员签字:技术科:公为梅地测科:白若庆安监科:刘建立矿压科:蔡辉通防科:赵厚春机电科:张海洋调度室:邵福典达标办:翟少华采掘副总:王生超生产矿长:查洪鹏安全矿长:朱宁勋总工程师:王占成16/310目录第一章概况……………….3第二章安装方法………….3第三章顶板管理………….15第四章运输系统………….16第五章劳动组织………….19第六章灾害预防及避灾路线…………….19第七章安全技术措施…….19附件E3201轨顺提升设计…………….35附图………….44第一章概况一、工作面概况E3201里面推进长度440m,里切眼斜长85m。近期可安装综机设备,为保质保量地完成安装任务,编制本施工安全技术措施。二、设备配置简表序号名称规格型号单位数量备注1过渡支架ZFG6500/19/32架4+322T2中间支架ZF6200/17/30架5019.2T3采煤机MG250/601-QWD台14前部刮板运输机SGZ730/2×200部1855后部刮板运输机SGZ730/2×200部1856转载机SZZ764/160部147m7破碎机PLM1200部18皮带运输机SSJ100-2×100条19移动变电站、泵站辆1510乳化液泵站(两泵一箱)WRB315/31.5台211、双速多用绞车SDJ-32SDJ-28SDJ-20SDJ-14SDJ-8JD-1台441122第二章安装方法一、准备工作(一)地面准备工作:1、矿成立E3201里面安装工作小组,负责安装施工的具体协调工作。2、调试所有安装设备,保证各部件安装合适、配合准确,所有特殊件必须进行地面调试安装,对于质量不过关,配合不合适的设备部件及时处理,处理好后方可下井安装。3、准备井下使用的绞车,检修完好,按设计长度缠绕钢丝绳。4、检修好平板车、矿车,准备运输设备及支架用。5、准备各种工具,装工具车。6、将调试合格的设备及配件,按安装顺序编号装车。(二)井下准备工作1、在支架运输线路上试运支架模拟车,对于影响支架通过的巷道、轨道及管线,由有关单位进行处理,保证支架正常运输。2、轨道顺槽间隔50~60m安设声光语音信号以便于跟车工及时联系,切眼下端头安设声光语言信号一部与上下稳车处能够联系。轨顺、皮顺、切眼提升稳车安设完好,切眼上下端头、转盘处及轨顺设备列车处各安设一部电话,共计4部(现场根据实际需要及时补充)。安装所需供电电缆敷设完毕。3、检查、加固支架运输路线的轨道和安全设施。4、矿组织对运输沿途及切眼全面验收,具备安装条件后,方可进行安装工作。二、安装工艺(一)安装顺序1、运输、安装提升绞车。2、安装好临时乳化泵站,距切眼位置不大于50m,并沿切眼敷好高压钢编胶管至运输顺槽,供安装支架用。3、运输、安装前后部刮板运输机,破碎机、转载机(由皮顺或由轨顺运输破碎机及转载机,安排好顺序)。4、运输、安装液压支架。5、运输、安装采煤机。6、运输、安装超前支护材料及串车组(串车组初步定在轨道顺槽内)。(二)运输机的安装1、定好前后溜头安装位置,安装机头、过渡槽、偏转槽、间隔开天窗槽、1.5m槽、间隔开天窗槽、机尾偏转槽、机尾的顺序安装。2、前后部刮板输送机安装以距转载机中心线1000mm定机头链轮中心线(若链轮中心线与转载机中心线不平行,则以链轮中心线中点到转载机中心线的距离为准)。3、过渡槽安装完后,预先在溜槽底部穿φ18.5mm钢丝绳(或链子),以备拉底链用。每次拉出链子后将底链用钎子挡在溜板上口,防止链子滑入溜槽内。4、运溜板的车辆停在切眼上平巷轨道上,在轨道靠煤壁侧安设溜子的位置安设四个葫芦,利用葫芦起吊将溜板(两块溜板为一组,提前用哑铃销连接)卸下,卸下一组后用葫芦将溜板向下拖运,并用钢丝绳或葫芦可靠的留住,为第二组留出空间,第三组同理,用哑铃销将成组的溜板连接在一起,一次最多连接八块溜板;上下稳车分别用绳套子与钩头连接,绳套子与两个10T马凳子连接,马凳子固定在哑铃销槽内,然后与用切眼下方的稳车拉溜板,切眼上的稳车留住溜板,到位后,调整好溜板和下面的溜板的方向,对接并安上哑铃销,在下方溜板对接处放置木板防止拥煤进入溜槽。5、刮板链铺设,将刮板链先铺设在上溜槽内,每12环(间隔6个立环)安一刮板(根据实际可间隔2~3倍安一刮板,待试运转前补齐),刮板的大圆弧面朝运输方向,刮板链绕过链轮后与先敷设的钢丝绳连好,用稳车把钢丝绳慢慢拖出,再铺设上链。6、前溜尾,待采煤机、支架安装完毕后,再安设。7、齿轨和挡煤板在溜尾卸车人工抬运到安装位置,可安装完前溜再安装或与前溜同步安装。8、每隔10~20m用钢丝绳套将已经安装的溜子与顶帮部锚杆连接,防止溜子下滑。(三)转载机、破碎机的安装1、首先确定破碎机底盘、机头的安装位置。2、转载机、破碎机设备按机尾至机头的安装顺序卸车。3、先将破碎机底盘安装好,然后组装破碎仓、破碎锤、上盖、电机、皮带轮及护罩。4、再从破碎机底盘开始,分别向机尾方向安设溜槽、机尾,向机头方向安设溜槽、桥部槽、机头。5、安装机头前,先安好皮带机尾及承载段,安装桥部时从出料口开始,先在桥部下打设木垛做临时支撑,将溜槽吊起与出料口对接,再安挡煤板,木垛使用1.2m左右道木打成井字形,每隔3~5m支设一组木垛,两侧可用单体辅助支撑或用扒钉固定,防止歪倒,直至转载机桥部安装完方可拆除木垛。6、将转载机机头小车安装好,小车要与皮带机尾用葫芦或锚链、钢丝绳可靠的锁住,防止小车下滑。再将机头大槽用葫芦吊起与小车对接,与桥部对接安装,然后安装机头减速箱、电机。7、转载机刮板间隔5个立环上一副,预先铺设好拉底链的钢丝绳。拉底链和紧链方式同刮板运输机拉底链和紧链方式(也可采用人工拖拉底链钢丝绳的方式)。8、安齐护板、卸煤装置、电缆槽、加注润滑油,安装冷却装置,拧紧所有紧固螺丝。9、阻链器紧链方法:阻链器卡在槽部中板上,将定位销插入中板上的定位孔中,将阻链器上的支撑板卡在槽帮的上翼板内,闸盘安在电机减速箱对轮处。点动开机头电机反转,直至电动机的转子即将停止转动为止,立即闸紧闸盘,并切断电机电源,接上合适的调节链条,松开闸盘,使刮板链脱离阻链器夹制状态,取下阻链器。闸盘紧链时,集控处于单机运行状态,开机人要及时停机,操作闸盘人要动作迅速,所有人员要躲开链子反弹影响区域,防止伤人。(四)液压支架的安装工艺1、支架运输(1)运输提升设备选型见《E3201轨顺提升设计》。(2)斜巷运送支架,每钩运送一架,钩头不与运支架的平板车连接,用与主绳相同的钢丝绳插接绳套(两端均插接),钢丝绳中间部分要套钢编胶管,用绳套围住支架四连杆座及四棵立柱,再用20T的马蹬子将绳套与钩头连接,用慢速将支架拉到切眼口。2、轨顺提升运输支架:(1)由于E3201轨顺巷道存在正负坡,围住支架四连杆座及四棵立柱的绳套及马蹬子要灵活便于转动,以便更换稳车钩头及摘挂钩。(2)由于E3201轨顺巷道存在正负坡,提升过程中更换稳车钩头后支架前梁尾梁与提升绞车钩头变换位置,挂钩头时要调整好绳套的位置,调整好支架重心,防止提升过程中出现偏沉。(3)E3201面1#稳车上提支架车到上平巷后,为便于2#稳车挂钩需将支架车稍拉过弯道。(4)E3201面轨顺第2#与3#稳车之间及4#与5#稳车之间为上运和下放,2#稳车将车辆拉至3#稳车上变坡点磕头虫处停车(不通过变坡点),挂上3#稳车的钩头,踩下磕头虫,用2#稳车拉,3#稳车在后面留住,由跟车工根据现场联系稳车司机(信号或喊话),到3#稳车下变坡点处(车辆有下滑趋势)摘掉2#稳车钩头,利用3#稳车下放至4#稳车下把钩,待车辆停稳后摘下3#稳车钩头,挂上4#稳车钩头进行上运,4#与5#稳车之间摘挂钩同2#与3#稳车。(5)E3201面轨顺5#、6#、7#、8#稳车全部为下放,车辆经上一部绞车下放至下一部时,提前在下一部绞车车场摘挂钩处打设十字架木垛或利用磕头虫,车辆停稳后摘掉上一部绞车钩头,挂上下一部绞车钩头进行下放支架。(6)5#、6#、7#稳车下松时及9#稳车下松平盘时中间平巷段需用11.4KW绞车对拉,跟车工中安排一名绞车司机操作11.4KW绞车,5#稳车下松支架到平巷段,待车辆停稳后,用木刹掩好车,挂上11.4KW绞车钩头,去掉木刹,用11.4KW绞车将车辆带到支架车有下滑趋势时,由信号工打点停车,5#稳车处于制动状态,将11.4KW绞车钩头摘掉,然后信号工打点下松支架。6#、7#、9#稳车同理。(7)7#、8#稳车处转盘出车时需用单体支柱将支架车顶出转盘,利用锚索加压机加水给支柱供液顶推支架车。(8)由于8#稳车处转盘调向空间小,调向后余绳多,支架车下松到此处时调向后将车辆掩好,摘下长绳套子,更换短绳套子,然后挂钩头进行下松支架。(9)E3201探巷处安设两个转盘,此处支架需调向两次,第一个转盘处支架逆时针调向,第二个转盘处支架顺时针调向;从第一个转盘调向后向第二个转盘下松时,由于此段距离短、坡度大,支架车下松至下变坡点时至转盘时,转盘上的轨道要对好位,在第二个转盘后加长轨道,并打设好十字架,下把钩工要集中精力观察好支架车下松情况,支架车到位后及时打点停车。3、支架拆卸、组装(1)E3201里面用过渡支架在大巷拆卸支架处拆掉前梁、尾梁,在溜尾转盘处或待支架安装到位再组装,中间架采用整体运输。(2)拆卸过渡支架:过渡支架拆前梁、尾梁。拆卸时,先将前梁用葫芦可靠地吊住,然后拆掉前梁千斤顶与前梁铰接的销子,前梁千斤顶要两人用管子托住,缓慢放下,或在顶梁上挂上葫芦兜住千斤顶,再卸掉前梁与顶梁的铰接销。拆尾梁同理。(3)在溜尾转盘处组装过渡支架:先将装前梁、支架、尾梁的车辆按顺序排好前梁,用葫芦起吊的方法将前梁、尾梁吊到合适位置,对准销子位置,用撞锤将销子撞到位,然后再进行下松支架。(4)支架到位后组装支架:组装前梁、尾梁,前梁用细铰接销铰接,前梁放下,要与支架绑牢,防止运输途中晃动,待到切眼安装位置再换上粗铰接销子。(5)以溜头移溜器位置定支架位置,然后向溜尾安装支架,下端头安装三架过渡支架,上端头安装四架过渡支架,其余为中间支架。4、切眼内支架安装(1)支架车到转盘后,将支架车推入转盘轨道凹槽内,摘掉轨顺稳车钩头。用10#稳车的钩头与主钢丝绳套连接,11#稳车拴到支架顶梁(用钢丝绳套连接)上,起稳架作用。将转盘上的限位销拔开,采用人工或葫芦、稳车拉的方式将支架车缓慢转到与切眼轨道对正,再插好限位销,可采用人工或单体支柱顶的方式助推。(2)提前将卸车位置前的钢轨和道木回掉、回掉影响支架卸车及调向的单体支柱。然后下放到卸车位置,停稳。(3)卸车时,10#稳车稍吃劲,将11#稳车钩头连到平板车上(10#稳车绳为主绳,具体换钩方式可根据现场实际调整,但必须保证一绳始终控制支架前倾及下滑)。将12#稳车钩头用40T以上链子拴到支架的过桥上,然后将封车的四条螺栓(或封车设施)拆下。用11#车和切眼下口的稳车对拉,将支架从平板车上卸下。(4)卸车后,用切眼上下的稳车分别拉支架的前后端,将支架调向90°,并到安装位置,接好液压管,升架并将支架调正后,连接前溜,升起并接实顶,最后连接后溜。支架安设完毕,立即将支架上方3m以外支柱补齐。(5)由于收尾段空间较小,无法转向,将溜尾最后两架支架架尾朝运输方向提运,便于收尾段安装。(6)下松支架由班长或带班区长为指挥人员,由指挥人员向信号把钩工发出命令,然后再由信号把钩工打点提示绞车司机上提或下松。(五)采煤机安装采煤机在靠近溜尾的安装硐室内安装,共7部分:右牵引部、主控箱、左牵引部、右摇臂、左摇臂、右滚筒、左滚筒,用葫芦起吊的方法,吊点选择支架前梁合适位置、顶帮部锚杆。先安装右牵引部,然后是主控箱、左牵引部,再安装左右摇臂,最后安装左右滚筒,用多个葫芦起吊由溜头向溜尾方向安装,安装机身前在安装机身的位置下打设木垛,对机身起到防滑支撑作用。(六)超前及端头支护1、运输顺槽超前:采用横巷棚支护,一梁三柱(转载机机头减速箱段至超前外为一梁两柱),梁为矿用π型长钢梁(梁长3.4或3.5m)或双楔铰接顶梁,棚距为1.0m。超前支护长度不少于60m。2、轨道顺槽超前:采用横巷棚支护,一梁三柱,梁为矿用π型长钢梁(梁长3.0m)或双楔铰接顶梁,棚距为1.0m。超前支护长度不少于60m。3、轨顺超前支护间距为1.0±0.1m,排距为1.3±0.1m和1.3±0.1m。运顺超前支护间距为1.0±0.1m,排距为2.2±0.1m和0.9±0.1m。4、端头采用“一梁两柱”的横巷棚支护,棚梁为矿用花边π型钢梁或双楔铰接顶梁,梁长1.8m和2.0m,单体支柱,棚距为1.0m,在钢棚靠支架侧用顺巷的双楔铰接顶梁托棚梁,保证跨前后溜头上方的支护。铰接顶梁棚距支架边不大于0.5m,否则要增加一排单体戴帽点柱支护。5、回采前超前支护不少于30m,推采20m时支齐60m。6、由于两顺顶板斜度较大,可适量接顶,允许单体有一定角度,但必须保证支柱迎山有力,要求支柱横竖呈线,偏差±100mm。7、单体支柱初撑力不小于9Mpa,防倒绳齐全有效。底板松软时必须穿鞋,当支柱不够高时,可在支柱底部加垫木座。8、具体支护形式见工作面超前及端头支护图。(六)串车组安装:串车组安设到轨道顺槽中间段(安设声光语言信号及红灯),轨顺斜巷卸车一次只准提两辆车(头车为带钩头用车),斜巷提升时中间位置工作人员必须站到巷道较宽安全位置处贴帮站立,车辆到位后及时打点停车,用葫芦等将车辆吊挂稳妥后可摘掉主钩头及保险绳,然后将车辆吊入轨道一侧,并将车辆固定可靠(下方打设十字道木,并根据实际坡度增加钢丝绳吊点,现场确定具体时间的固定设施,确保设备列车安全可靠)。(七)两顺稳车迁移安装工程收尾,切眼上口三部稳车及下口一部稳车用葫芦拖拽到装车地点装车转运。三、设备完好标准1、刮板输送机、转载机、破碎机完好标准(1)所有紧固件齐全、牢固、符合要求;(2)金属结构件无开焊、变形;(3)安装刮板时,大弧面朝运煤方向;(4)溜槽配合合适,对接时严禁砸、压,使其发生变形强迫对接;(5)机头链轮、护板、分链器完整无损、紧固,运转时无卡阻现象;(6)链条组装合格、松紧合适,运转中刮板不跑斜,正反向运行无卡阻现象;(7)转载机行走小车灵活,各部件紧固牢靠;(8)拉移装置完好,管路不漏液,操纵阀动作灵活,不窜液;(9)破碎机运转正常平稳,无异响,三角带张力合适;(10)所有电机减速箱配合紧密合适,运转无异常,各种润滑油型号合适,油量达到标准;(11)水冷却装置齐全;(12)安设可靠的人行过桥。2、液压支架、乳化泵完好标准(1)支架安装完好后要保证成一条直线,不扭头摆尾(调向严格按工区要求),支架达到初撑力(安装期间按15MPa)(2)各种销轴、螺栓齐全,安装正确,挡圈、止退方销、开口销齐全;(3)液压零部件齐全,胶管排列整齐、合理,管接头、阀件密封良好,不滴液窜液,不能用铁丝代U型卡或插单腿销;(4)操纵阀、截止阀不漏液,动作灵活准确,性能良好,安全阀开启压力和关闭压力符合规定;(5)支架在运输、安装过程中,严禁各种管路、阀件敞口,接管前进行冲洗,以保证液压系统的清洁;(6)乳化泵每班有专职人员检查维护,保证配比3~5%。3、皮带机完好标准(1)皮带输送机机架中心线直线度不大于50mm,且在任意25m内偏差不大于5mm。(2)托辊齐全,转动灵活。托辊上表面应在同一平面或一个公共半径的弧面上,相邻三组托辊间高低差不大于3mm。(3)皮带松紧适度,不跑偏。胶带卡子接头卡接牢固,与胶带成直角。(4)清扫器与胶带接触均匀。4、电器设备完好标准(1)开关外壳无变形、开焊、锈蚀,隔爆面符合要求,操作手柄扳动灵活,磁力启动按钮与手柄及壳盖的闭锁正确可靠;(2)开关内部配线整齐、清楚,内部导线无接头,消弧罩零部件齐全、完整、无裂纹,保护装置动作灵敏;(3)紧固件齐全紧固、无锈蚀;(4)接线整齐无毛刺,导电良好,导线绝缘无破损、老化,绝缘性能良好;(5)电缆悬挂整齐,松紧合适;(6)所有电器设备及接线符合防爆要求,接地系统良好。四、联合试运转1、试运转前准备(1)将所有电机、减速箱的冷却水接通,将减速箱、链轮等所有需加油的位置,按要求标号加足油。(2)联合试运转前,变电站、工作面、皮带机全线必须接通信号闭锁系统,并调试合格,保证灵活可靠。(3)联合试运转前,要进行单机试运行检验单台设备性能。(4)联合试运转前,必须由矿组织相关单位进行验收。2、试运转过程(1)联合试运转由专职人员负责组织、指挥。(2)联合试运转前,安排岗位人员就位,明确责任。

(3)开机前,要首先打开电机、减速箱的冷却水。(4)联合试运转,按照皮带机、破碎机、转载机、前部运输机、后部运输机、采煤机的顺序开机。(5)必须设专人看管溜头、溜尾、转载机处闭锁键,观察设备运行情况和人员活动情况,发现情况异常必须立即打上闭锁。(6)联合试运转期间处理设备故障,要停机并打上故障点附近闭锁并通知集控室。第三章顶板管理一、临时乳化液泵站1、1台乳化液泵,1台泵箱:BRW40/20。2、泵站位置:临时泵站设在E3201里面轨顺中距切眼不大于50m的距离。3、泵站使用规定:保证泵站压力不低于16Mpa,乳化液浓度3~5%。加强泵站维护,杜绝系统的窜液、漏液。二、安装时期的顶板管理在顶板破碎的地段或出现破网漏顶的地方,应采取及时支设抬棚、贴帮柱、戴帽点柱、补联网、补打锚索、锚杆等措施来有效防止顶板冒落、控制煤壁片帮。维护好顶、帮之后,方可继续安装。三、支护材料的使用及存放材料分类摆放整齐,材料存放地点必须保证0.7m以上的人行道和必须的运输通道。第四章运输系统一、运输设备1、设备封车工艺(1)装车前,要先挑选合适的车盘子,然后找好设备重心,重物中与车盘中对好,装车平稳。(2)用葫芦封车采用两个1.5T以上的葫芦或两道钢丝绳打摽封车。封车用绳径不低于Ф15.5mm的无锈蚀钢丝绳,每道绳至少3个绳卡子,封车使用的旧钢丝绳要有足够的强度,确保封车牢固安全。(3)中间架主体采用4条Ф20mm以上的螺栓与车盘紧固封车;过渡架主体采用横向三道钢丝绳封车。部分支架底座固定螺栓孔损坏,可重新在支架底座合适位置钻孔(车盘对应位置也需钻孔)或直接用横向三道钢丝绳封车。(4)装设备前,根据设备的需要在平板车上垫防滑皮带或木板。(5)对于易损坏、怕碰撞的设备要加皮子或木板防止运输过程中碰坏。(6)封车棍采用直径一寸以上厚壁钢管,一头要用双股10#铁丝有效锁住。(7)所有设备装车后要求,高度在轨面以上不大于2.4m,宽度不能超出1.47m,经罐笼提升重物及车盘总重不超16T。(8)封绳与设备等棱角接触的地方加垫木板、皮带等软质垫件或半边钢管。2、稳车固定方式:切眼处20T及以下的稳车用四根地锚固定,20T以上的用6根地锚固定,并打设两压两趄支柱,在前头趄柱上用铁丝固定2根道木,以免断绳时危及司机。二、设备运输路线1、前、后部运输机、采煤机、部分支架(一部分支架在井底车场)等运输路线:地面→副井→井底车场→东翼-870水平轨道大巷→E3201轨道顺槽联络巷→E3201面轨道顺槽→工作面。2、破碎机、转载机等运输路线:地面→副井→井底车场→东翼-870水平轨道大巷→E3201轨道顺槽联络巷→E3201轨道顺槽→工作面→E3201运输顺槽。破碎机、转载机等松到工作面下端头,在此处卸车,然后用手拉葫芦或绞车调向拽到位或直接铺轨道。3、皮顺、超前支护材料等运输路线:地面→副井→井底车场→东翼-870水平轨道大巷→E3201轨道顺槽联络巷→E3201轨道顺槽→E3201运输顺槽。(具体位置见E3201里面安装运输系统图)绞车型号、钢丝绳规格及长度绞车编号型号提升重量(kg)巷道度数(°)钢丝绳规格长度m轨顺联络巷1#SDJ-3223000kg含1700kg平盘326×19S+FCφ301770MpaGB8918-2006200轨顺上运2#SDJ-876×19Sφ18,1670MPaGB8918-2006150轨顺下放3#SDJ-876×19Sφ181670MpaGB8918-2006150轨顺上运4#SDJ-14126×19S+FCφ241770MpaGB8918-2006150轨顺下放5#SDJ-32206×19S+FCφ281770MpaGB8918-2006700轨顺下放6#SDJ-28286×19S+FCφ301770MpaGB8918-200660轨顺下放7#SDJ-32206×19S+FCφ281770MpaGB8918-2006500轨顺下放8#SDJ-20166×19S+FCφ261770MpaGB8918-2006120轨顺上运9#SDJ-32126×19S+FCφ261770MPaGB8918-2006500切眼上端头主稳10#SDJ-28256×19S+FCφ281770MPaGB8918-2006160切眼上端头副稳11#SDJ-28256×19S+FCφ281770MPaGB8918-2006160切眼下端头12#SDJ-28256×19S+FCφ281770MPaGB8918-200616011.4KW小绞车JD-126×19Sφ121670MPaGB8918-2006150总计14提报钢丝绳φ301770Mpa500m;φ281770Mpa2500m;φ261770Mpa1200m;φ241770Mpa300m;φ181670Mpa500m;φ121670Mpa200m第五章劳动组织一、作业方式采用“三八”制作业,每班工作8小时。二、劳动组织全工区160人。第六章灾害预防及避灾路线一、灾害预防措施安装期间,加强通风、防尘管理,加强顶板支护管理,杜绝失爆,发现不安全隐患,及时按规定处理。二、火灾、瓦斯煤尘爆炸避灾路线1、事故地点(上风侧)→E3201轨道顺槽→E3201轨道顺槽联络巷→东翼-870水平轨道大巷→井底车场→副井→地面。2、事故地点(下风侧)→E3201运输顺槽→E3201运煤联络巷→E3201轨道顺槽→E3201轨道顺槽联络巷→东翼-870水平轨道大巷→井底车场→副井→地面。3、皮顺就近通过探巷、切眼进入轨顺。第七章安全技术措施一、一般安全技术措施1、所有进入施工地点的施工人员,必须严格执行《矿山安全法》、《煤矿安全规程》、山东省《煤矿工人安全技术操作规程》,并按本措施的规定施工。2、特殊工种必须持证上岗,严格执行各项规章制度。3、施工前,所有施工人员必须认真学习本措施,并签字、考试合格,否则不准上岗。4、每班施工前,必须由跟班区长安排专人对施工现场轨道、绞车、钢丝绳、支护等进行全面检查,发现问题立即安排处理。二、运输安全技术措施1、严格执行山东省《煤矿工人安全技术操作规程》。2、每班开工前,绞车司机要首先检查绞车的地锚和地脚螺栓是否紧固可靠;制动闸、离合手把是否完好;检查绞车信号系统、钢丝绳、钩头、轨道及各种安全设施。每天由机修工对绳头固定情况进行一次检查。3、严禁用手拨、脚蹬等方式排绳,可安排一人在绞车前方一侧借助钎子等协助排绳。4、所有绞车按有关规定插接钩头,长度不小于绳径的20倍。5、信把工连钩前,认真检查三环、销子、钩头、保险绳等连接装置以及设备封车、装载情况,确认无问题后,方可运输。6、摘挂钩头时,要等车停稳,阻车器处于阻车状态;摘挂时,操作人员站在距轨道外侧200mm以外。7、斜巷行车严格执行“行车不行人,行人不行车”制度(支架等大型设备跟车工除外);斜巷提升时,斜巷底车场(变坡点20m以内)严禁人员逗留工作。8、斜巷提升支架等大型设备,可安排2名跟车工,跟车工必须在支架车上方2m以外,一人跟车,一人提前到达上一信号位置,遇车辆掉道下辙及有影响安全运输的情况,必须及时发出停车信号。9、当车辆发生掉道下辙等问题时,绞车要处于制动状态,司机不准离岗。车辆歪斜方向进行可靠支撑,先用钢丝绳(15.5mm以上,用3个以上绳卡)将车辆固定到轨道上,或在车辆下方打上十字木垛,木垛要与车辆楔实。然后用符合要求的千斤顶或葫芦将车辆缓慢复辙,若此处有可靠的吊点,可用葫芦起吊,若没有,可安排在顶部打锚杆做为吊点用。人员尽量站到车辆上方处理,车辆复辙时,由带班班长或副班长现场指挥,并严格执行起吊的有关安全技术措施。10、所有安全设施必须安设完好,正常使用,并要专人负责检查。11、采用人力推车运输时,1次只准推一辆车,严禁在矿车两侧推车,两车同向推车间距在轨道坡度小于或等于5‰时,不小于10m,坡度大于5‰时,不小于30m;坡度大于7‰时,禁止人力推车,并在遇行人或拐弯时应提前发出呼号,不得出现放飞车现象。12、斜巷运输部分斜巷坡度较小,车辆的下滑力较小,下放时不能自动运行,可采用人工助推:用稳车下放车辆由运行到

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