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文档简介
目录
第一章工程概况.....................................................-3-
第一节概述....................................................-3-
第二节编制依据..................................................-3-
第二章地质概述.....................................................-4-
第一节地面相对位置..............................................-4-
第二节地质天气条件..............................................-4-
第三节煤层赋存特征及地质构造....................................-5-
第四节水文地质..................................................-7-
第三章巷道布置及支护说明..........................................-7-
第一节巷道布置..................................................-7-
第二节巷道支护..................................................-8-
第三节矿压观测及巷道施工放线....................................-9-
第四节支护设计.................................................-10-
第四章掘进工艺...................................................-12-
第一节工程施工方法.............................................-12-
第二节支护工艺.................................................-14-
第三节装载与运输...............................................-19-
第四节管线及风筒敷设...........................................-19-
第五节设备配备.................................................-20-
第五章生产系统....................................................-21-
第一节运输系统.................................................-21-
第二节通风系统.................................................-21-
第三节供电系统.................................................-25-
第四节供、排水系统.............................................-26-
第五节综合防尘系统.............................................-27-
第六节压风系统.................................................-29-
第七节照明、通讯、信号和人员定位系统...........................-30-
第八节安全监控系统.............................................-31-
第九节防灭火系统...............................................-32-
第六章工作面工程质量及煤质管理....................................-33-
第一节工作面工程质量管理.......................................-33-
第二节工作面文明生产管理标准...................................-35-
第三节煤质指标及现场管理措施...................................-36-
第四节一通三防考核标准.........................................-37-
第五节生产系统机电设备、机电碉室质量标准.......................-38-
第七章劳动组织及工作面主要经济技术指标...........................-39-
第一节施工组织.................................................-39-
第二节主要经济技术指标表.......................................-41-
第八章工作面灾害防治............................................-41-
第一节灾害预防措施.............................................-41-
第二节灾害应急措施.............................................-46-
第三节避灾路线.................................................-48-
第九章安全技术措施和工作标准.....................................-49-
第一节各工种操作时的安全技术措施..............................-49-
第二节工作面“一通三防”安全技术措施..........................-50-
第三节通风安全监测监控系统正常运行安全技术措施................-55-
第四节综掘安全技术措施........................................-56-
第五节顶板管理安全技术措施....................................-57-
第六节支护安全技术措施........................................-58-
第七节过地质构造带安全技术措施................................~58-
第八节机电管理安全技术措施....................................-59-
第九节设备操作安全技术措施....................................-61-
第十节运输安全技术措施........................................-62-
第十一节防治水及其它安全技术措施..............................~64-
第十二节预防片帮、冒顶安全技术措施.........................-64-
第十章风险辨识与管控.............................................-67-
第一节14205工作面辅运顺槽掘进风险点因素.......................-67-
第十一章作业规程学习及职工考试记录..............................-72-
第一节规程会审、学习培训、贯彻、考试...........................~72-
第一章工程概况
第一节概述
1、工程名称
4.2煤14205工作面辅运顺槽,施工巷道从已掘回撤通道开口处向正南
掘进。
2、巷道的性质和用途:
巷道性质为半煤岩巷道,用于14205综采工作面进风、辅助运输。
3、巷道设计长度和服务年限:
巷道设计长度为1693m,该巷道服务于14205综采工作面的进风、辅
助运输,服务年限约2年。
4、预计开竣工时间
工作面预计2020年11月8日开工,预计2021年4月30日掘进工作
结束,整个工期约为6个月。
第二节编制依据
1、依据《煤矿安全规程》、《操作规程》及中汇富能煤矿的相关规定。
2、依据《中汇富能矿业有限公司地质报告汇编》、《中汇富能建井地
质报告》及其相关地质资料。
3、依据《中汇富能矿业有限公司煤矿(整合区)资源整改实施方案开
采设计(修改版)说明书》、《中汇富能矿业有限公司煤矿资源整改实施
方案开采设计说明书(变更)》、《14205工作面设计说明书》及地质说
明书、供电设计等资料。
4、依据《中汇富能矿业有限公司煤矿(H1整合区)资源整改实施方
案安全设施设计说明书》、《中汇富能矿业有限公司煤矿资源整改实施方
案安全设施设计说明书(变更)》等资料。
第二章地质概述
第一节地面相对位置
一、井田位置
陕西省府谷县中汇富能矿业有限公司,煤矿(整合区)整合区位于府谷
县城西北约52km,向西南距榆林市152km处,行政区划隶属陕西省府谷县
老高川乡。
详见附图一:井上下对照图。
二、运输条件
本区位于我国东西部结合地带。神(木)〜朔(州)铁路沿整合区北部
边界外约500m处通过,神(木)〜朔(州)铁路新城川集装站距整合区约
5km。府(谷)〜店(塔)一级公横穿整合区北部边界,南部边界外约8km处
有即将通行的榆神府高速公路,以神府两县为中心的矿区公路交通网已基
本形成,并向省外辐射。榆林市距周边主要城市的公路里程为:榆林〜西
安603km;榆林〜包头385km;榆林〜介休340km;榆林〜银川466km。周
边较近的机场有榆林机场和鄂尔多斯机场。公路、铁路、航空运输四通八
达、快捷方便,交通较为便利。
第二节地质天气条件
本区为典型的中温带、半干旱大陆性季风气候,冬季严寒,春季多风,
夏季酷热,秋季凉爽,昼夜温差悬殊,四季冷热多变。常年干旱少雨,年
蒸发量较大。全年无霜期较短,一般10月初上冻,次年4月初解冻;
多年平均气温8.(1957〜1990年),极端最高气温38.9。(2(66年
6月21日),极端最低气温-28.4((58年1月16日),多年平均降水量
435.7mm(1957~1991年),枯水年降水量108.6mm(65年),丰水年降水量
819.1mm(67年),多年平均蒸发量1774.limn,多年平均风速2.2m/s(1957〜
1989年),极端最大风速25m/s(70年7月18日),年最多风向NW,多年最
大冻土深度146cm(68年2月),多年平均气压910毫巴(1974〜1989年),
全年降水量分配很不均匀,多以暴雨形式集中在7—9月份,约占全年降水
量的68虬不同年份降水量变化明显。
本区地壳活动相对微弱,基本地震烈度为VI度区。据记载,公元1448
年,榆林地区曾发生过4-5级地震,1621年在神木县孤山地区发生过5
级地震,烈度6.7度,此后再未发生过4级以上地震,小震也很少。邻省
区虽发生过较大地震,但对本区影响甚微。如1996年5月3日包头6.4级
地震;2008年5月12日汶川8级大地震;2010年04月14日玉树7.1级
大地震。
根据国家地震局《中国地震反应普特征周期区划图》(GB18306-2001)
B1图和《中国地震动峰值加速区划图》(GB18306-2001)A1图,榆林地区
地震动反应普特征周期Tm为0.35s,地震动峰值加速度PGAVO.05g,相当
于中国地震局1990年发布的《中国地震烈度区划图》(50年超越概率10%)
的地震烈度〈VI度。
第三节煤层赋存特征及地质构造
一、煤层及围岩情况
1、地层
矿井区域内多被第四系沉积物覆盖,仅南部庙沟北坡及整合区东北的
支沟见有基岩露头。据钻孔揭露,区内地层由老至新依次为:三叠系上统
永坪组(T3y),侏罗系下统富县组(Jlf),侏罗系中统延安组(J2y)、
直罗组(J2z),第四系上更新统萨拉乌素组(Q3s),第四系全新统风积沙
(Q4eol)o
2、构造
整合区该区质构造简单,基本为一走向北东,倾向北西,平均倾角小
于1°的单斜构造,无大的断裂及褶皱发育,无岩浆活动痕迹。
3、施工煤层
4一2煤层位于延安组第二段的顶部,全区可采,该煤层由东南向西北逐
渐变薄,规律性明显,与下部5T煤层间距60.00〜66.00m,平均63.00m。
资源量估算采用煤厚1.02〜1.74%平均1.43m,;标准差0.08,变异系
数0.10。为不含夹秆的单一煤层。
煤层煤质灰分标准差为2.11,硫分标准差0.13,为煤质变化小的煤层
(灰分变化标准差小于5,硫分变化标准差小于0.5)。
煤层的底板标高变化在1140〜1190m之间,埋深44〜142m,平均93m。
顶板主要为粉砂岩和细粒砂岩,局部为泥岩和中粒砂岩;底板岩性主要为
砂质泥岩次为粉砂岩。
煤类为不粘煤31号(BN31)o
该煤层为薄〜中厚煤层,全区可采,煤层厚度变化小且规律明显,结
构简单,煤质变化小,煤类单一,属稳定型煤层。
表1.主要煤层赋存特征一览表
煤层厚度计算特征(估算采
用厚度)
煤层可采稳定
变异结构层间距
口
最小一最大标准类型类型
系数
平均值差
(%)
部分含一层夹
3.24-3.72全区
310.350.24砰,夹砰厚度17.51-20.75稳定
3.43可采
0.11-0.35mo19.43
L02T.74不含夹阡的单全区
4-20.080.10稳定
1.43一煤层60.36-65.87可采
0.88-2.57不含夹叶的单62.95全区
510.420.26稳定
1.85一煤层可采
详见附图二:煤层综合柱状图
第四节水文地质
整合区位于神府矿区的东南部,区内地形总体呈南高北低,中西部高
(为一山梁),而向东、西方向逐渐降低,一般高程在1250〜1330m。全
区以东南角芦草场地为最高,高程1365m,以西北角黄羊城沟上游河床为
最低,高程H90m,相对高差175m。
区内地貌形态,梁菊呈西北-东南方向展开,两侧树枝状冲沟密布,且
溯源侵蚀强烈,使得山梁多为狭窄的长条状,山梁到沟底相差约80〜90m,
除西耳沟沟底较宽外(50〜150m),其他沟沟谷多狭窄陡深,断面多呈“V”
字型,但沟谷所占面积约为全区的绝大部分,受沟谷切割,使得区内地形
支离破碎,除在北部边界一带,沿河有基岩出露外,区内沟谷两侧皆有新
近系红土层分布,而山顶梁带及部分沟谷全为离石组黄土层覆盖,形成典
型的黄土梁弗沟塑地貌景观。
本区内西耳沟自东南往西北,与北部边界一带注入黄羊城沟,该段为
其上游,黄羊城沟自东往西流,河长23.5km,流域面积133kn)2,河道比降
11.39%o据观测其多年平均流量0.07n?/s,于店塔附近注入窟野河,为该
河的一级支流。黄羊城沟在干旱季节时有断流。区内西耳沟平时流量亦很
小。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1、14205辅运顺槽布置在4一2煤层中,根据14205辅运顺槽布置平面设
计图,辅运顺槽开口坐标:X=37469960.132YM327213.097,方位180°
沿煤层顶板掘进。巷道每掘进500m与14205主运顺槽贯通一条联络巷,在
顶板淋水处设置水仓,根据现场情况确定水仓位置。
2、施工放线要求:
正常情况下工作面每掘进80m,由测量人员放置偏中线或中线,一组
中线由3根相距3-5米的中线点组成,中线点用钉子牢固固定于顶板上,
钉子外露不大于10毫米,线绳固定于钉子上,线绳与钉子使用喷漆喷涂,
顶板上使用喷漆做记号,导线点必须编号,编号制作于顶板和巷帮上,喷
浆时必须保护好导线点,严禁损坏;激光仪距第一根线绳距离不小于3米。
在遇巷道贯通时,必须提前50m通知矿相关部门,并每天向矿调度室汇报
进度情况。在施工要求变坡处、巷道出现2°以上变坡、出现地质构造时
放置腰线,腰线放在巷道的非风筒侧,并标注腰线下高度和角度。同时激
光仪向前移动一次。
3、巷道断面:
巷道为矩形断面,锚网支护;巷道掘进净断面设计为:4500mmX2500m
(宽X高),净断面积11.25m2;
详见附图三:14205辅运顺槽断面图
详见附图四:14205辅运顺槽布置平面图
第二节巷道支护
(一)支护形式
.巷道顶
采用锚杆支护,选用(MSGLM-335/20)4)20X2200mm螺纹钢锚杆,使用
MSCK2360树脂药卷两支端头锚固,托板采用150mmXI50mmXI0mm碗状钢
板;网片采用4800mmXll50mmX66mm钢筋网片,网格120mmX120mm,网
片搭接长度为100mm,每隔360mm采用16#铁丝进行Z字形绑扎。锚杆采用
矩形布置,间排距1000mmX1000mm。
2、各丁字巷和十字交岔巷道
开口、倒车碉开口倒角3mX3m,支护为所有丁字巷道和十字交岔巷道
采用锚杆支护+锚索支护的方法;遇到类似情况均按本设计执行。锚索采用
*15.24X6000mm钢绞线,间排距为2000mmX3000mm,锚固剂为MSCK2360
树脂药卷,每眼3支,锚固长度1800mm,从上至下凝固速度为快中慢,锚
索拉拔力不小于180KN,托板规格300mmX300mmX10mm。
详见附图五:14205辅运顺槽支护平、剖面图
详见附图六:丁字巷和十字交岔巷道支护平面示意图
第三节矿压观测及巷道施工放线
按标准化要求对施工的14205辅运顺槽巷道进行顶板离层监测、巷道
围岩表面位移、锚杆和锚索载荷监测,观测内容和手段见表2。
表2:矿压观测内容、目的及手段一览表
序号观测内容观测目的测试手段
1顶板离层监测顶板稳定状况离层指示仪
2锚杆受力检测锚杆强度是否合适LDZ300锚杆拉力计
3锚杆扭拒检查锚杆安装质量扭矩扳手
4巷道围岩表面顶底板及两帮的移近量十字布点
一、要求如下:
1、大巷掘进50m后,开始在巷道中部布置测点,进行观测;每一测点
设置一个观测断面,用锚杆扭矩扳手检查顶锚杆的扭矩力,用锚索张拉泵
对锚杆的拉拔力进行检测,■做一次锚杆
拉力扭矩力试验,每班进行抽检。
2、在巷道中部安装顶板离层观测仪(每隔100m安装一台),用于观
定巷道顶板离层量,并保证测点处有记录牌板。在巷道丁字口和十字口中
间必须安装一个底板离层仪,在地质变化带、破碎带将顶板离层观测仪缩
小为50m。
3、顶板离层仪优先安装在大巷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0mm。顶板离层仪应紧跟工作面的掘进
位置及时按要求安设(巷道内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)。对安装过程进行全面监管,保证顶板离层仪安装
符合规定,并负责顶板离层量的记录牌板安设。
4、安装初期一周内每天观测一次顶板离层仪读数,一周后每三天观测
一次顶板离层仪读数,一个月后每周观测一次顶板离层仪读数,填写离层
仪牌板,整理观测数据,并于每周第一个工作日将观测数据提交技术科,
直至巷道封闭后不再汇报数据。
5、通过观测,如顶板离层仪浅孔读数有异常时或者深孔读数超过40ram
时,应及时向矿总工程师汇报,并及时采取措施加强支护。
6、采用十字布点方法观测巷道围岩表面位移情况,在辅运、回风顺槽
100米处设置第一个观测点,之后每隔200m处布置1个测区,用测尺测量巷道
的顶底板及两帮移近量,每周观测一次,根据观测时间可算出移近速度。
7、当巷道掘进结束后,技术员必须在7日内对施工巷道内安设顶板离
层仪的观测数据进行整理分析,形成掘进后矿压分析报告,并报技术科存
档。
第四节支护设计
1、锚杆支护设计
具体参数根据《采矿工程设计手册(2003)》表6-1-88,锚杆支护按
单体锚杆悬吊作用计算:
(1)顶锚杆长度L可用下式计算:
L=L,+L2+L3=0.07+0.625+1.2=1.895
式中:L—锚杆长度,m;
L一锚杆外露长度(取决于锚杆类型和构造要求),考虑锚网、
垫片、螺母厚度,取0.07m;
L2—潜在冒落拱高度,取0.625m;
L2取普氏免压拱高b
当f23时,L2=b=B/2f=0.625m
式中:B-巷道掘进宽度;取5m;
f-巷道顶板的普式岩石坚固性系数;取4;
L3—锚杆锚入稳定岩层的深度,即是锚杆锚固段长度为m;取
1.2米。
锚杆长度确定为L=L1+L2+L3=0.07+0.625+1.2=1.895m,所以通过上述公
式计算出顶锚杆的长度不得低于1.895m
(2)按锚杆杆体承载力与等抗拉拔力强度原则确定锚杆直径d
锚杆拉拔力Q等于锚杆杆体承载力P,P=Q得:
d=l.13J。/。2=1137100000/(54)x100000()=0.013m=13mm
式中:Q—锚杆拉拔力,取100KN相当于100000N;
。2—锚杆杆体材料的设计抗拉强度,按普通低碳钢抗拉强度取
值540Mpao
锚杆直径选择大于13mm,可满足支护需要。
根据以上计算,选用620X2200mm的螺纹钢锚杆。锚杆拉拔力匹配,
满足长度及强度要求。
(3)锚杆排间距的确定
若用锚杆把不稳定的软弱岩层悬吊在坚固岩体上,锚杆参考可按悬吊
理论计算,锚杆间距根据锚杆的拉拔力等于或大于被悬吊的软弱岩层重量
的原则确定,即
Q2KHDR,D?WQ/KHY
式中:Q一拉拔力,拉拔力不低于100KN;
Y一软弱岩层平均容重,取2.5"m3;
K—安全系数,取2.5;
H一软弱岩层厚度,取1m。
22
则:D^10/(2.5X2.5X1)=1.6mo
得:DW1.265m
根据以上计算,顶板锚杆按间距1.1m,排距1m,沿巷道中心线对称每
排布置5根是可以有效控制顶板。
第四章掘进工艺
第一节工程施工方法
巷道沿煤层顶板进行掘进(如遇特殊条件时再另行调整),掘进工作
面煤炭的破、落、装、运及巷道的支护由EBZ-160掘进机进行破落工作。
用防爆无轨胶轮车运料至施工地点进行施工。
一、掘进顺序
掘进采用单向掘进方式。
二、掘进巷道断面特征
表3:巷道形状及特征
掘进宽掘进高巷道断面
序号巷道名称巷道形状
(mm)(mm)(m2)
114205辅运顺槽矩形4500250011.25
三、掘进采用EBZ160型悬臂式掘进机掘进。
表4:EBZ160掘进机主要技术参数表
一
序序
号项目技术参数号项目技术参数
1掘进高度(最大)4.8m12行走速度0-7m/min
2掘进宽度(最大)5.5m13装载能力3.5m3/min
3操作控制手动长长一运14.6m
4爬坡能力-25〜+16°铲板宽:2.9m
最大/可截割岩
5W80/60MPa宽履带两侧宽:2.48m
石单向抗压强度外
形
6卧底深度360mm14尺机身:2.3m
寸
截割头水平放
7截割电机功率160/100kw
置最高点2.1m
高
8截割头转速46/23rpm截割护板高度1.99m
9装载形式五齿星轮长-运14.6m
10运输形式双边链刮板式15供电电压1140V/660V
11运输机链速56m/min16内/外喷雾水压3-8MPa
四、掘进工艺
1、截割方式
横轴式连续摆动截割。
2、作业方式
作业方式:采用掘支单行、一次成巷的作业方式。
3、工序安排
装运出煤、叶—►
工作面安全检查、准备支护、挂网。
■>掘进
4、掘进方式
采用机掘。全断面一次掘进,割煤1.6m,割岩0.9m,每次割煤、岩后,
最大控顶距为3m。
5、生产工艺流程:准备材料、安全检查一割/出煤、岩一临时支护一
永久支护-*下一个循环。
6、检修工艺流程:准备材料一检修掘进机各部位、加油、更换截齿、
检修各部输送机及延伸,下料及其他工作。
7、掘进机截割工艺:
截割头由巷道一侧底部进刀,进刀深度500-800mm,然后在巷道内水
平截割,周边留煤200-300mm,每水平摆动截割一次抬高400-600mm,连续
摆动截割至初步成形,截割完1.6米厚的煤后,进行煤炭清理,再截割上
部1.6米厚的岩石,截完一个循环后,修周边达到设计要求。
详见附图七:掘进机截割轨迹、截割运行曲线示意图。
8、截割工艺流程
进刀f截割f修边f成型。
9、截割质量要求
(1)沿煤层底板掘进。
(2)顶板截割平整,两帮齐整。要求严格按照设计尺寸施工,保证巷道
成形,两帮欠挖小于50mm,超挖小于100mm(不可抗拒的冒顶和片帮除外)。
要求严格按照巷道中心线施工,保证巷道掘进中线至帮误差不超过
0mm一+150mm。
第二节支护工艺
一、支护工艺过程及技术要求
(1)临时支护
采用前探梁支护:工作面使用2根前探梁,前探梁使用678mm长4米
的的钢管,每根前探梁使用3个以上的吊环进行悬挂(吊环使用6108mm长
100mm的钢管,上焊接M20螺母);工作面用2块长2.4米、宽15厘米、
厚5厘米的木板作为背板使用,再备用2块背板,10个木楔。
使用方法:移动前探梁3.0到空顶区一上钢筋网片一连网上背板、加
木楔一其他顶锚支护一撤背板、木楔一回撤前探梁L6米一原前探梁下顶
锚支护,进行下一个循环,直到空顶区支护完成。
详见附图八:14205辅运顺槽临时支护示意图
选用MQT-130/2.8-C型气动锚杆机来完成打眼和锚杆安装工作,打锚
杆时要严格按照锚杆机操作规程作业。锚杆司机打锚杆作业顺序为:定位、
钻眼、安装锚杆、紧固锚杆。
(2)永久支护
1、支护工序:单臂锚杆机在有前探梁掩护下进行支护,支护从外向里
逐排进行支护。掘进机退出、临时支护、铺金属网、单臂锚杆机支护。
2、铺金属网:将4800mmXl200mm的钢筋网平铺于顶板,按搭接100mm
长度的要求与原来钢筋网用16号双股铁丝扭接,间距300mm。
3、锚杆支护施工工艺:安装顶板锚杆使用MQT-130/2.8-B型气动锚杆
机。
表5:MQT-130/2.8-B型气动锚杆机主要技术特征表
技术特征主要参数技术特征主要参数
最大高度3657+50mm最小高度1426±50mm
重量55Kg额定转度150r/min
空载转速2500r/min额定转矩170N.m
最大推力9.5KN额定气压0.63Mpa
耗气量4.8m3/min工作气压0.4-0.63Mpa
冲洗水压力0.6-1.2Mpa额定功率2.8KW
钻尾六方尺寸19:22mm钻孔直径28mm/42mm
噪声W95dB(A)生产厂家
1)掘进机割完后,应从工作面向外退出,截割头落地,闭锁截割部电
机,断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关。进行临时支护,
在前探梁掩护下由外向里打顶锚杆,锚杆应紧跟掘进头及时支护。
2)锚杆机定位及钻眼
将锚杆机支撑起来,操纵钻臂左右摆动阀,使两钻杆及钻头准确到达
钻眼位置。根据巷道高度及设计眼深装入合适长度的钻杆。操纵钻机旋转
阀及进给阀,进行钻眼。先用1m的短钻杆,后接1m钻杆,采用<|)28min钻
头。钻孔时锚杆机升起,确定钻孔位置,然后开动锚杆机进行钻孔。孔深
要求为2150mm,并保证锚杆孔的方向与井巷的轮廓线的角度应不小于75。。
当钻杆钻入设计深度时,反向给出,同时继续保持钻杆旋转,将钻杆退出。
3)安装锚杆
将锚杆放入锚杆机,升起钻箱直至锚杆顶部到达眼口约20mm处,取2
卷树脂药卷放入眼内,然后用锚杆顶住药卷,使钻箱上升将药卷送到眼底
开始转动,进行搅拌,时间约10〜12秒,然后上升锚杆将托盘紧贴顶板,
并等待10〜40秒。(顶板需要上金属网时,先把网片放在锚杆机临时支护
上,然后升起临时支护将其紧贴顶板,再用锚杆压紧)。
4)紧固锚杆
待树脂凝固后,然后旋转锚杆机紧固锚杆(注意不能给进),使其扭
矩力不小于100N•m,拉拔力不小于100KN(必要时进行二次紧固)。稍稍
下移钻架,调整锚杆机位置进行下一根锚杆的安装工作。
5)锚索支护工艺与顶锚杆不同的是:锚索搅拌好后,上托盘和锁具,
并用张拉装置进行张紧。
4、验收制度及责任制:
1)交接班时,班长必须对上一班的锚杆使用力矩扳手检查锚杆预紧力,
拧紧力矩应达到100N-m,对达不到的及时处理。
2)生产过程中,所有工作必须经班组长或验收员验收合格后,方可进
入下一道工序。
3)验收员要在每班收工前,对当班的工程质量进行验收,对不合格的
工程坚决要求返工并按规定重新补打锚杆进行支护。
4)每掘进60米,支护完成顶锚后,进行一组锚杆拉力试验,保证支
护质量,对不合格的进行重新补打锚杆。
5)当班验收员不在时,队里要及时派人顶替,禁止漏岗。
二、支护要求
1、关于支护进度的要求:
根据现有勘探资料及经验,确定煤层相对稳定时掘支正常循环进度为
3.0m;当顶板松软、当遇到断层或顶板极为破碎时循环进度为0.8m。
2、锚杆支护要求
1)锚杆间排距为1000XI000mmo
2)锚杆外露长度从托盘算起不大于50mli1;拉拔力:顶锚杆不小于100KN;
螺母扭矩:顶锚杆不小于100N,m0
3)锚杆方向应垂直于顶板或在75°〜105°之间,遇裂隙时,锚杆要
尽量垂直于裂隙面,托盘垂直于顶底板。
4)顶锚杆使用树脂药卷,每孔使用药卷2根。
5)锚杆间、排距误差不大于100mm。
6)每安装300根锚杆必须做一组(3根)锚杆拉力试验,拉拔力不底
于设计值的90%,由队技术负责人负责试验。
3、铺网要求
1)施工队施工时严格按照设计要求挂顶网。
2)顶网搭接为100mm,要求用双股16#铁丝进行连接,铁丝连接为单
排连接。
4、锚索支护要求
1)锚索采用矩形布置方式,严格按照锚索支护设计进行支护。
2)当顶板条件好时,生产过程中锚索可以不打。
3)锚索眼深5.8m,每孔不少于3支药卷,药卷搅拌时间按药卷说明书
进行,严禁随意截短药卷或钢绞线。
4)锚索承载能力应^■上。
5)锚索应尽量与岩层面垂直布置,外露长度在150mm〜250mm。
6)每安装300套锚索必须做一组锚索拉拔实验。
三、丁字巷道和十字交岔巷道锚索支护施工要求:
1、锚索支护要求
锚杆支护的标准下补强锚索支护;锚索采用长6000mm,615.24mm的
钢绞线,锚固长度为1800mm,
2、锚索支护施工管理
1)锚索孔径为428mm,使用锚杆钻机施工。失效的锚索要及时补打
或重新锁固。锚索外露长度为150mm-250mm。
2)锚索要成排、上线,角度必须垂直顶板,锚索间排距为2000mmx3000
mm。严禁用锚索起吊重物或挂滑轮。
3)严禁同时使用两个厂家的锚固剂;严禁使用过期、破损、挤压过的
锚固剂,每根锚索使用3支MSCK2360锚固剂。
4)锚索的锚固剂必须逐支送入眼底后再注锚索。
5)锈蚀的锚索必须除锈。
6)每根锚索托盘采用300mmX300mmX10mm的铁托盘。
四、过顶板破碎带时的加强支护
1、支护过程中,通过预先敲帮问顶发现顶板有离层现象时,应采取加
长锚索和加密锚杆(锚杆间排距可以为500X500mm)的办法加强支护。
2、如果局部地质构造较复杂、顶板破碎、出现冲刷地质构造时,必须
采取锚杆、钢带或锚杆、钢带、金属网联合支护,防止发生冒顶、掉阡事
故。网片要有120mm搭接长度,需要时锚索支护加密。
3、如果顶板离层冒落高度较大,必须编写专门的安全技术措施。
五、过地质构造带补充专项技术措施。
第三节装载与运输
1、为了解决掘进运输问题,前期采用防爆装载机配合40T刮板输送机
运输,后期工作面煤经掘进顺槽皮带一通过防爆车辆经14205回撤通道运
至14204辅运顺槽口处40T刮板机一辅运大巷皮带一主斜井皮带一地面。
2、装煤、歼工序及具体要求:
利用掘进机的装载机构、运输机构来完成装煤、歼工序。掘进机割煤、
石干时,煤、秆落在装煤铲板上,同时圆盘耙杆连续运转,将煤、秆装入中
部运输机。有皮带机运输时,中部运输机再将煤、歼运到二运转载机上,
二运转载到皮带运输机、刮板运输机、转载机,歼石和混煤利用防爆装载
机配合防爆无轨胶轮车运至地面,煤炭走辅运大巷皮带再到地面。
第四节管线及风筒敷设
1、管线及风筒安装设计要求
A、管路安装按机电部下发的辅运顺槽管路安装施工图施工。
B、电缆、灯、管道挂钩及预埋件制作自行加工;管路及管配件、阀门
从矿机电科领取。
C、管道预埋件、灯、电缆预埋件均按机运科下发图纸要求制作,采用
水泥药卷固定,每眼一卷。
2、管线安装施工要求
电缆、管路及风筒安设时,要确保管线平、直。电缆吊挂左帮(风
筒另一侧),必须使用电缆钩,电缆钩必须固定在电缆预埋件上,
电缆钩眼每1米一个,离地坪上面2.2m,用风钻打眼,钻眼深320mln。
预埋件用长400mm的L40型角钢制作,预埋件外端用电钻做3mm
小孔(便于铁丝与电缆钩连接),电缆吊挂遵循“低压在上、高
压在下”的原则,电缆不得扭结交叉。顶部中央每2米一个灯挂钩,
挂在钢筋网上。管路吊挂右帮(风筒侧),必须用管路专挂钩,每6米一
个管路挂钩眼,离地坪上面1.2m,用风钻打眼,钻眼深350〜400mm。管路
过巷道一定要设过桥,过桥使用长500mm的L50X5mm角钢制作,用4根
锚杆吊挂于巷道顶部。风筒吊挂拐弯必须使用专用弯头,破口必须及时补
好。风筒出口距工作面迎头不大于6m,吊挂需用钢绞线,每环必挂,平直
不打折。
第五节设备配备
表6:工作面设备配备表
序号名称型号数量单位
1移动变电站KBSGZY-800/10(0.66/1.14)1台
2掘进机EBZ1601台
3局部扇风机FBD-NQ6.0/2X22KW(0.66/1.14)2台
馈电开关KBZ-400(0.66/1.14)2台
4
馈电开关KBZ-200(0.66/1.14)1公
磁力启动器QBZ-200(0.66/1.14)4台
5磁力启动器QBZ-80/0.66(1.14)SFA1台
磁力启动器QBZ-80N(0.66/1.14)2A
磁力启动器QBZ-80(0.66/1.14)2台
6信号照明综保ZBZ-4.0M/127V(0.66/1.14)2台
7刮板运输机SGB-620/40T-55KW(0.66/1.14)1台
8皮带运输机SSJ-800/2X55(0.66/1.14)2台
9探水钻机KHYD75A/7.5KW(0.66/1.14)1台
10锚杆顶钻机MQT-130/2.8-C3台
11防爆无轨胶轮车WC14/2501辆
12激光指向仪YHJ8001台
13水泵BQF-70-304台
14自救器ZH-3050台
15矿灯KL5LM(H)50盏
16甲烷传感器GJC4(0.00-4.00)%2Zx
详见附图九:14205辅运顺槽设备布置平面图
第五章生产系统
第一节运输系统
一、运煤路线:
14205工作面-14205辅运顺槽-*通过防爆车辆经14205回撤通道运至
14204辅运顺槽口处40T刮板机一厂煤辅运大巷一主斜井一地面
辅助运输路线:地面一副斜井一副斜井井底联络巷一14205回撤通道
->14205辅运顺槽-14205工作面
详见附图十:工作面运输系统示意图
第二节通风系统
一、通风方法:
掘进巷道采用局扇作压入式通风。
二、通风路线:
1、进风路线:地面f副斜井一井底联络巷一局部通风机一14205辅运
顺槽一掘进工作面。
2、回风路线:掘进工作面f14205辅运顺槽f14205回撤通道-*回风
联络巷一厂煤东翼回风大巷一回风斜井一地面
详见附图十一:14205辅运顺槽通风系统图
1、按瓦斯涌出量计算
Qhf=lOOxqhgxkhg=100><014X13=182m7min
式中:
qhg——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,2018-2019年度矿
井瓦斯等级鉴定结果,掘进工作面瓦斯绝对涌出量为0.14m7min;
khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,L3;
100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
2、按二氧化碳涌出量计算
3
Qhf=67xqhgxkhg=67X062xL3=54m/min
式中:
qhg——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,2018-2019年
度矿井瓦斯等级鉴定结果,矿井二氧化碳绝对涌出量为0.62m7min;
L——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,L3;
67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系
数。
3、按掘进作业人数验算
Qcf-4Ncf=4X15=60m3/min式中:
Ncf---掘进工作面同时工作的最多人数,15人;
4每人需风量,m7min;
4、矿用防爆柴油车需要风量的计算:
Q=qN(m3/min)
式中:
Q一无轨胶轮车配风量;
q一单位功率共风指标,取4.Om'/min
N一井下同时使用防爆柴油车的总功率;
Q=qN(m'/min)=4X47Xl=188m7min
西翼14205辅运顺槽掘进工作面实际需风量:
根据以上计算,取其最大值和防爆车所需风量之和,
4=248n?/min
由以上计算可知,确定14205辅运顺槽掘进工作面所需风量为
248m!/mino
5、按局部通风机实际吸风量计算全风压风量
局部通风机吸风量参考表
局部通风机吸风量局部通风机吸风量
功率KWm7min功率(KW)m7min备注:风量必
5.5X2对须满足瓦斯、
2107.5X2对旋230
旋风速等各项
11X2对旋27015X2对旋320要求且不少
22X2对旋36030米2对旋430于本表数。
45X2对旋50055义2对旋600
14205辅运顺槽掘进局部通风机采用隔爆型压人式对旋轴流
FBDN06.0/2X22局部通风机,依据局部通风机吸风量参考表得出吸风量为:
360m3/mino
Qhf=Qaf+O.25Shd=360+60X0.25X12.5=547.5m'/min
式中:
Qaf——局部通风机实际吸风量;
0.25半煤岩巷和煤巷允许的最低风速m/s;
Shd一—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,12.5m2;
360——22kw局部通风机吸风量。
以上计算可知,确定14205辅运顺槽掘进工作面局部通风机安装地点
全风压风量所需风量为547.5m7mino
6、风速进行验算(分别按最高风速和最低风速计算)
a、验算最小风量
3
Qaf^6OxO.25Shf=60X025X12.5=188m/min
b、验算最大风量
Qcf-60x40S«=60X4X12.5=3000m7min
式中:靠一一掘进工作面巷道的净断面积,m2;
经验算162nl7minV248m3/minV3000m3/niin,符合《煤矿安全规程》第
136条的要求。
四、局部通风机、风筒的选型
1、据以上计算,14205辅运顺槽掘进主风机采用FBDNo6/2X22对旋
型风机,备用风机采用FBDN°6/2X22对旋型风机,局部通风机的吸风量为
310-500m7min,风机全风压为5460-615Pa,压入式通风,双风机双电源且
来自不同变压器或并联回路,安装风电闭锁保护,风筒选用直径800mm的抗
静电阻燃风筒。供风距离850m。
2、交叉风筒选用直径800mm的抗静电阻燃风筒,其接头规格为800mm,
长度为5-10米,交叉风筒不安设在巷道的转弯处且与局部通风机方向一致,
不漏风。
3、掘进工作面实际需要风量应按瓦斯涌出量、人数、防爆车辆、风速、
进行计算,14205辅运顺槽掘进工作面迎头的需要风量,取248m'/min.局
部通风机需要风量,取548n?/min。
四、风机安设位置:
1、巷道开工前,由施工单位负责根据《作业规程》及局部通风设计要
求,向机电部门申请,机电部门根据申请配置局部通风机交施工队进行安
装。
2、压入式局部通风机和启动装置,必须安装在进风巷道中,距掘进巷
道回风口不得小于10m,距离底板大于0.3m,附近5nl内顶板完好,卫生清
洁,无淋水,电缆悬挂整齐。全风压供给该处的风量必须大于局部通风机
的吸入风量,严禁发生循环风。
3、根据现场实际情况,该局部通风机安设在距西翼回风巷口30副斜
井联络巷米内的进风流中。
4、风机安装后必须经机运科、通防科、综掘队共同验收合格后方可开
启使用。
5、局部通风机必须由指定人员负责管理,保证正常运转。
第三节供电系统
一、概述
1、从变电所引入一路10KV高压,高压电缆沿辅助运输大巷送到工作
面配电点。引入的第一路高压连接一台KBSGZY-800/10/0.66移变,为掘进
机和排水、照明供电;风机电源取于一联巷三专变压器,供给工作面专用
风机。
2、14205主运顺槽巷掘进工作面的动力电源电压为1140V,供电电源取
配电点移变KBSGZY-1250/10/1.20
3、局部通风机电源取于KBSGZY-6
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