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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

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

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

6卧底深度360mm14尺机身:2.3m

截割头水平放

7截割电机功率160/100kw

置最高点2.1m

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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