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文档简介
目录
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称I010907主运顺槽。
二、巷道性质回采巷道,全部为煤巷。
三、巷道用途运输、进风。
四、设计长度I010907主运顺槽长度为2381.414m。
五、服务年限:1年半。
六、计划开工时间:2012年8月1日;计划竣工时间:2013年4月30
Ho
第二节编写依据
一、地测部门提供的地质说明书。
二、生产办原设计说明书及图纸。
三、依据《煤矿作业规程编制指南》(煤炭工业出版社)及其他技术规范。
四、依据《煤矿安全规程》、《操作规程》、《煤炭法》、《矿山安全法》、《安
全生产法》安全生产的法律、法规、规章、规程、标准和技术规范等。
第二章I010907工作面掘进地质说明书
一、工作面的范围与邻区及地面的关系
工作面位于主、辅运上山南翼的第5勘探线一第8勘探线范围之间,工
作面开切眼至设计停采线走向长2230m,倾向宽220m,面积490600nf。
根据现有资料•,工作面西南部有沙坪煤矿,其井田边界距离本掘进工作
面最近为50m,工作面东南部为井田边界,工作面北部为9号煤层主、辅运
±lll,西部相隔30m为905工作面(现回采),东部为未开采煤体。
工作面对应地表为山西西北部黄土高原中——低山区地形,地表冲刷沟
较多,地面最低点在工作面的西北部,标高为985.8m,下部煤层底板标高为
911.2m,煤层埋藏深度为74.6m;地表最高处在工作面的中部,地表标高为
1116.8m,下部煤层底板标高为930m,煤层埋藏深度186.8m。
二、工作面范围内煤(岩)层产状和地质构造的主要特征
工作面掘进区域煤(岩)层大体向北西方向倾斜,煤层倾角在1°-4°
之间,据勘探报告,工作面内无断裂构造,工作面内煤岩层节理、裂隙发育。
据现有资料,工作面内煤层无河流冲刷变薄现象。
工作面内无岩浆岩侵入。
三、工作面煤层情况
工作面内煤层赋存较不稳定,煤层厚度变化于2.80—4.60m之间,纯煤
厚度变化于1.80-3.60m之间,在第6-第7勘探线间,煤层厚度变化较大,
煤层厚度变化于2.80—4.60m之间,含有1—4层夹研,SZK6-1钻孔揭露煤
层的中上部夹砰厚度达0.65m,煤层厚度较稳定,工作面总体煤层厚度为西南
厚,东北薄。
工作面内煤层平均厚度为4.16m,纯煤平均厚度为4.10m,煤层平均结构
为:0.67(0.55)1.03(0.31)0.80(0.20)0.60。
四、工作面顶底板情况
1、顶板情况
工作面顶板多为粗一细砂岩,有少量粉砂岩及泥岩。
在第5勘探线SZK5-3钻孔揭露煤层顶板为14.42m厚的粗砂岩,浅灰白
色,成分以石英为主,泥质胶结,分选差,粒度由上至下渐变大,节理发育,
(极限抗压强度:干燥60.0—78.0/7603MPa);往上为3.50m厚的泥岩。
在第6勘探线SZK6T钻孔揭露煤层直接顶板为2.60m厚的粉砂岩,灰色、
厚层状,往上老顶为IL80m厚的含砾粗砂岩,灰白色,巨厚层状,成分以石
英、长石为主,分选差,硅质胶结,坚硬;SZK6-4钻孔揭露煤层伪顶为0.80m
厚的粉砂岩,往上为0.85m厚的细砂岩,老顶为4.65m厚的粗砂岩及4.41m
厚的泥岩,其中粗砂岩为灰白色,巨厚层状,成分以石英为主、长石次之,
泥质胶结。
在第7勘探线SZK7-4钻孔揭露煤层直接顶板为2.17m厚的泥岩,灰黑色,
薄层状,含黄铁矿团块,具滑面、有滑感,软;老顶为4.81m厚的含砾粗砂
岩、5.40m厚的中砂岩和11.02m厚的含砾粗砂岩,其中4.81m厚的含砾粗砂
岩为灰白色,厚层状,成分以长石、石英为主,泥质胶结,硬;5.40m厚的
中砂岩为灰白色,中厚层状,具有水平层理,硅质胶结,坚硬;H.02m厚的
含砾粗砂岩为灰白色,巨厚层状,成分以长石、石英为主,泥质胶结,裂隙
发育,硬。
在第8勘探线SZK8-5钻孔揭露煤层伪顶为0.54m厚的泥岩及0.16m厚的
薄煤层,往上直接顶为0.66m厚的粉砂岩,老顶为8.53m厚的粗砂岩及8.26m
厚的含砾粗砂岩,灰白色,巨厚层状,成分以石英、长石为主,泥、钙质胶
结,硬〜坚硬。
2、底板情况
工作面底板多为泥岩。
在第5勘探线SZK5-3钻孔揭露煤层底板为8.86m厚的泥岩,灰黑色,团
块状,夹粉砂岩条带,(极限抗压强度:饱和30.1—48.2/39.IMPa、干燥73.6
—83.9/80.5MPa、软化系数0.49)。
在第6勘探线SZK6-1钻孔揭露煤层底板为2.801n厚的砂质泥岩,深灰色,
厚层状,(极限抗压强度:饱和48.5—83.l/63.6MPa>干燥84.1—
117.0/100.6MPa、软化系数0.63);往下为1.30m厚的粉砂岩及6.65m厚的
粗砂岩,灰白〜灰色,中厚层状,成分以石英为主、长石次之,垂直裂隙发
育,泥质胶结、半坚硬;SZK6-4钻孔揭露煤层底板为3.90m厚的泥岩,灰色,
中厚层状,夹砂岩条带,具斜裂隙;往下为3.15m厚的细砂岩,灰白色,薄
层状,夹薄层粉砂岩,波状层理发育。
在第7勘探线SZK7-4钻孔揭露煤层伪底为0.45m厚的泥岩,灰黑色,中
厚层状,软;往下为5.20m厚的细砂岩,灰白色,薄层状、波状层理发育。
(极限抗压强度:饱和71.8—96.7/85.OMPa、干燥107.3—107.8MPa、软化
系数0.64)
在第8勘探线SZK8-5钻孔揭露煤层底板为3.06m厚的砂质泥岩,灰黑色,
厚层状,层面含黄铁矿薄膜,偶夹一层0.05m的粗砂岩,较硬。
五、工作面水文地质情况
本井田范围内含水层主要为第三系、第四系砂砾孔隙、黄土孔隙含水层、
石炭系、二叠系碎屑岩含水层、奥陶系灰岩岩溶含水层,其中第三系、第四
系砂砾孔隙、黄土孔隙含水层、石炭系、二叠系碎屑岩含水层属弱富水含水
层。
地表无大的水体,上覆无小窑、老窑采空积水区。
据已有巷道揭露,9#煤层及其顶板碎屑岩中含水,出水形式为滴、淋水,
另在施工顶板锚杆和锚索眼因沟通顶板砂岩层,从其锚杆(眼)出水,初期
揭露最大涌水量为5—40m7h,另工作面中部对应地表有冲刷沟,沟底岩层可
能含水丰富,预计工作面掘进期间涌水量在15-50m3/h之间。
六、开采技术条件
根据《上榆泉井田补充勘探地质报告》,9#煤层瓦斯、煤尘及煤层自燃发
火情况如下:
1、瓦斯情况:
9#煤层为低瓦斯煤层,SZK7-3钻孔瓦斯含量(ml/g):C02:0.180,N2:
4.308o
9#煤层虽然为低瓦斯,但在局部地段不排除瓦斯积聚的可能性。
2、煤尘情况
9#煤层煤尘火焰长度50—500mm,加岩粉量平均为45%,煤尘具有爆炸性。
3、煤层自然发火情况
9#煤层原样燃点为316—322/319℃,氧化样燃点为297—302/300℃,还
原样燃点为346-360/353°C,还原样与氧化样燃点之差为53℃,为自燃煤层,
自燃发火期一般为3—4个月。
4、煤层地温情况
9#煤层地温无异常,一般为16℃。
七、储量
工作
工作面煤层容重工业工作面设可采
面倾工作面
走向长厚度(m3/t储量计回采率储量备注
向宽面积(m2)
(m)(ID))(万吨)(%)(万吨)
(m)
22302204906004.161.50306.195290.8
八、存在问题及建议
1、因工作面煤层伪底为一层平均厚0.07—0.50m厚的较软泥岩,建议在
掘进时制定相应技术措施,掘进过程中加强底板管理。
2、工作面煤层节理、裂隙较发育,建议在掘进过程中做好帮、顶支护工
作,遇有煤岩层破碎及构造赋存地段要加强支护。
3、工作面煤层顶板碎屑岩层含水,个别地段顶板淋水增大或从顶板锚索
眼出水量增大现象,建议在掘进过程中,遇有积水地段要打临时水仓,同时
完善工作面排水设施,保证排水畅通。
4、9#煤层虽然为低瓦斯煤层,但在局部地段不排除瓦斯积聚的可能性,
故在掘进过程中应加强瓦斯监测及通风管理工作,同时做好煤尘防治工作。
附:9#煤层综合柱状图(图1)
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、I010907主运顺槽布置:
1、该工作面主运顺槽从原905工作面主运联巷内拉门,拉门点坐标为:
X=4344477.364,Y=522673.4888,H=912.29m,沿煤层底板掘进,以201°41'
39”的方位施工16.661m后,开始拐点施工,拐点坐标为X=4344455.805,
Y=522664.9121;以171°41'39〃的方位角以5°34'05〃的坡度下山施工,
施工长度为20m,第二拐点坐标为X=4344436.014,Y=522667.80110待施工
到第二拐点坐标后,即开始施工907皮带机头段。
2>1010907主运顺槽机头段以21°41'39〃方位角施工,先沿煤层底
板施工86.331m与9#集中主运上山贯通,贯通点坐标为:X=4344519.64,
Y=522701.07;机头段贯通后,再从第二拐点开始施工1010907主运顺槽,
1010907主运顺槽施工方位角为201°41'39〃,沿煤层底板施工,施工长度
为2295.083m到位,切眼中心坐标为X=4342310.816,Y=521822.3326,该巷
道主要用途为运煤、回风。
3、切眼施工前,另行编制《I010907工作面切眼掘进作业规程》。
附:1010907巷道布置平面图(图2)
1010907主运机头平面放大图(图3)
1010907主运机头平面支护图(图4)
A—A剖面图(图5)
1一1断面图(图6)
二、巷道断面及支护
1、1010907主运机头段:自拉门点向前10.018m、向后2m范围内施工断
面为宽6.5m,高3.2m;顶支护采用螺纹钢锚杆、钢筋网、锚索棚、锚索、喷
碎联合支护;顶锚杆间排距为800X800mm,锚索、锚索棚间排距为2400mm
X2400mm,两帮采用螺纹钢锚杆支护,钢筋网、喷碎联合支护;帮锚杆间排
距为1000X1000mm,以后巷道规格为宽6.5m,高4m,施工长度为48.535m,
以前进方向左帮宽4m,右帮宽2.5m的规格施工;再向前12m范围内以巷高
4m,巷宽7.4m施工,(即左帮宽4.9m,右帮宽2.5m)。之后直到贯通点止18m
范围内左帮宽6.9m施工;右帮从贯通点向切眼方向加宽4.1m,长度11m;巷
高全部为4mo
2、主运顺槽宽度为5m,高度为3.0m;顶板采用螺纹钢锚杆、双抗塑料
网支护,巷帮采用玻璃钢锚杆支护,顶锚杆间排距为900X1000mm,帮锚杆
间排距为1000X1000mm,两帮最上一根锚杆采用玻璃钢锚杆加木垫板支护,
木垫板规格为300X200X35mm,选用优质松木制作,铁托盘规格为150X150
XIOmmo锚索、锚索梁间排距为2400X2400mm。
三、洞室设计
1、机头胴室
1010907主运机头碉室共有四个断面,详见断面图,其中2-2断面规格
巷宽13.5m,巷高4.0m,长度13.14m;支护方式为锚网索喷联合支护,锚
杆间排距为800mmX800mm,锚杆规格为螺纹钢锚杆,4)18X1800mm;锚索规
格:615.24X8000mm,锚索间排距为2000mmX2000mm,配合锚索钢梁支护。
3-3断面规格:巷宽9.4m,巷高4mm,长度4.219m,采用锚网索喷联合支护,
锚杆规格为螺纹钢锚杆,4)18X1800mm,锚杆间排距为800mmX800mm;锚索
规格:615.24义8000mm,配合锚索钢梁支护。4-4断面规格:巷宽7.400mm,
巷高4m,长度12m,采用锚、网、索、喷联合支护,锚杆规格为618X1800mm
螺纹钢锚杆,锚杆间排距为800mmX800mm,两排锚索配合钢梁支护,锚索规
格为4>15.24X6000mm,间排距为2400mmX2400mm;5-5断面规格:巷宽6.5m,
巷高4m,长度60.6m,采用锚网索喷联合支护,锚杆规格为。18X1800mm螺
纹钢锚杆,锚杆间排距为800mmX800mm;锚索规格为615.24X6000mm,间
排距为2400mmX2400mm;交叉点处加打锚索钢梁加强支护。
2、二部机头碉室
该顺槽施工至1200m时,在非开采帮施工一个长度20m,宽度2.0m,与
主运顺槽同高度(3.0m)的二部机头嗣室。胴室处顶板采用螺纹钢锚杆配合
双抗网支护,锚杆间排距800mmX800mm,帮采用玻璃钢锚杆支护,间排距
1000mmX1000mm,碉室口处加打锚索或锚索梁加强支护,锚索间排距2400mm
X2400mm,并安设顶板离层观测仪进行顶板观测。
附:2——2断面图(图7)
3——3断面图(图8)
4——4断面图(图9)
5—-5断面图(图10)
6—-6断面图(图11)
7—-7断面图(图12)
1010907主运顺槽二部机头胴室平面图(图13)
1010907主运顺槽二部机头碉室支护图(图14)
8——8断面图(图15)
3、调车胴室
在1010907主运输顺槽上帮每隔500m施工一调车硒室,规格:(内口长+
外口长)X宽乂高=(6m+12m)X5mX3m;顶板采用螺纹钢锚杆配合双抗网联
合支护,间排距为800X800mm,帮采用玻璃钢锚杆支护,间排距为1000X
1000mm。在胴室拉门口加打锚索或锚索梁加强支护,间排距为2400X2400mm,
在每个胴室拉门口处必须安装顶板离层观测仪,以观测顶板活动情况。
附:1010907主运顺槽调车洞室平面图(图16)
1010907主运顺槽调车洞室平面支护图(图17)
9——9断面图(图18)
4、水仓
该顺槽根据实际揭露涌水量,在其低洼点附近施工水仓或环形水仓,水
仓容量根据实际最大涌水量而确定,一般规格尺寸规定为:宽义高X深=2m
X2mXlmo掘进时工作面应备两台15Kw的水泵应急。
附:环形水仓平、断、剖面图及水泵窝子平、断面图(图19)
5、移动救生舱胴室
在该顺槽距拉门口1260m处行人侧施工一个规格为深2m,长度17m,高
度3.2m的移动救生舱嗣室,采用锚网索联合支护,顶板锚杆采用①18mmX
1800mm螺纹钢锚杆,锚杆间排距800nlmX800mm,铜室入口采用①15.24mmx
6000mm锚索或锚索棚支护,锚索间排距2400mmX2400mm;巷帮采用①16mm
X1600mm玻璃钢锚杆支护,锚杆间排距为1000X1000mm,底板硬化。
附:1010907主运顺槽移动救生舱平面图(图20)
1010907主运顺槽移动救生舱平面支护图(图21)
10——10断面图(图22)
四、I010907主运顺槽断面设计说明:
I010907主运顺槽断面均为矩形断面。
I010907主运机头段:
(1)自I010907主运机头与9#层集中上山贯通处起,里程0—12.39m
段,执行2-2断面:
B巷宽=13.5mH巷高=4.0m
(2)里程12.39―16.61m段,执行3-3断面:
B巷宽=9.4mH巷高=4.0m
(3)里程16.61—26.8m段,执行4-4断面:
B巷宽=7.4mH巷高=4.0m
(4)里程段,28.6-77.135段执行5~5断面:
B巷宽=6.5mH巷高=4.0m
(5)里程,77.135—89.224m段,断面尺寸为:
B巷宽=6.5mH巷高=3.2m
(6)905工作面主运联络巷停掘头至拐点1距离16.661m,拐点1—拐
点2距离20m,两段联络巷均执行1-1断面:
B荒宽=5.2mH荒高=3.3mB净宽=5.0mH净高=3.0m
(7)该顺槽由拐点2至停采线段长度53.351m,执行6—6断面,
B荒宽=5.2mH荒高=3.ImB净宽=5.0mH净高=3.0m
(8)自停采线位置开始至顺槽停掘位置,执行7-7断面:
B巷宽=5.0mH巷高=3.0m
第二节支护设计
一、支护方式
1、1010907主运顺槽机头段至停采线采用锚、网、索、梁、喷联合支护。
(1)锚杆:
顶锚选用618X1800mm螺纹钢锚杆,间排距为900X1000mm,每孔装入
一支CK2360树脂锚固剂;两帮锚杆选用618X1600mm螺纹钢锚杆,每孔装
入一支CK2335树脂锚固剂,间排距为1000X1000mm;锚杆托盘规格为150
X150X10mm。
(2)金属网
采用66.5mm的圆钢焊接而成,顶网(长X宽)规格为5000X1200mm,
帮网规格为3000X1200mm;网格均为120X120mm,金属网搭接长度50-100
mm,搭接边使用14#铁丝每隔300mm连接一处。
(3)锚索:
2-2断面和3-3断面所采用的锚索规格为①15.24X8000mm;锚索间排距
为2000X2000mm,每孔装入4支CK2360树脂锚固剂进行锚固。配合锚索梁
支护。
(4)锚索梁:在施工过程中遇断层、顶板破碎、淋水、地质构造等时采
用锚索梁或金属棚子加强支护。锚索梁选用20#槽钢制作,长度3000mm,每
组锚索梁使用两根锚索进行固定,棚间距2400mm。
(5)喷碎:厚度100mm,强度等级为C20。
2、自停采线开始至切眼范围内,巷道宽5m,高3m。顶板采用锚杆、双
抗塑料网、锚索、锚索梁联合支护。顶锚杆、锚索、锚索梁规格等支护形式
不变。非开采帮(前进方向右帮)使用规格为618X1600mm螺纹钢锚杆,开
采帮(前进方向左帮)使用616X1600mm玻璃钢锚杆,两帮锚杆间排距均为
lOOOXIOOOmmo为了方便悬挂隔爆水棚,巷道内顶板每隔200nl挂金属网支
护,挂金属网长度26m,其它支护不变。
二、巷道支护校验及设计
(-)锚杆支护参数校核:
1、按悬吊理论校核锚杆支护参数
顶锚杆通过悬吊作用,帮锚杆通过加固帮体作用,达到支护效果的条件,
应满足:
L23+L2+L3
L锚杆总长度,m;
Li--锚杆外露长度(托盘+螺母+0.02)取0.05m;
L2--有效长度(顶板锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c)m;
L3---锚入岩层内深度(顶锚杆取0.8m,帮锚杆取0.2m)
普氏免压拱高b=(B/2+Htan(45°帮/2)/f顶
式中B、H----巷道掘进跨度和高度,B=5m;H=3.2m
f顶-一顶板岩石普氏系数,f领取5,
3帮——两帮围岩内摩擦角,3帮取45°
则6=(5000/2+3200tan(45°-45°/2))/5
=[2500+3200tan(22.5°)/5=765mm;
C=3200Xtan(45°-45°/2)=1325mm
依据上述公式计算得出:
顶锚杆:L顶21615mm;帮锚杆L帮21575mm。故顶锚杆长度取1800mm,
帮锚杆长度取1600mm符合支护要求。
2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的间排距:
每根锚杆悬吊重量G2YL2a;锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全
起见,再考虑安全系数k,k=2o则
1/2
kG<Qa<(Q/kYL2)
Q270KN,计算得a<l.326m,取a=lmo因此,间排距参数能满足计算结果。
(二)锚索支护设计与校核:
按悬吊理论校核锚索支护参数
La=K"
1、锚索锚固长度:"
式中:La——锚索深入到稳定岩层的锚固长度mm
K——安全系数,取2
小——锚索直径,取15.24mm
fi——钢绞索抗拉强度,取1860N/mm2
——锚索与锚固剂的设计粘度,树脂药卷取R=10N/mmL,
15.24x1860
La—2x=1417.32
则4x10
2、锚索长度L=L“+〃+〃+及
式中:L——锚索长度,m
La——锚索深入到稳定岩层的锚固长度m,取1.41732
Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度,拉门点处为2.65nl粉砂岩。
L——上托盘及锚具的厚度,取0.1m
Ld——需要外露的张拉长度,取0.2m
贝lj:Li=1.41732+4.01+0.1+0.3=5.72732,按1.4的安全系数,取8m
心=1.41732+2.65+0.1+0.2=4.367,按1.4的安全系数,取6m
3、锚索间排距的确定:
1)1010907主运顺槽胴室锚索间排距确定
L=nF2/[BHY-(2Flsin0)/Lj
式中:L---锚索排距,2.4m;
B——巷道最大冒落宽度,4.0m;
H——巷道最大冒落高度,按最严重冒落高度取4.1m;
Y---岩体容重,26KN/m3;
Li---锚杆排距,0.8m;
Fi---锚杆锚固力,100KN;
F2——锚索极限承载力,260.7KN;
。---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°;
n——锚索排数,取2.0;
L=2X260.7/{f4.0X4.1X26-(2X100XSin75°)/0.8)=2.8m>2.4m
2)1010907主运顺槽机头胴室锚索间排距确定
L=nF2/[BHY-(2Flsin0)/L,]
式中:L---锚索排距,2.4m;
B——巷道最大冒落宽度,6.75m;
H——巷道最大冒落高度,按最严重冒落高度取4m;
Y——岩体容重,26KN/m3;
Li---锚杆排距,0.8m;
Fi---锚杆锚固力,100KN;
F2——锚索极限承载力,260.7KN;
。---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°;
n---锚索排数,取5.0;
L=5X260.7/(6.75X4X26-(2X100XSin75°)/0.8)=2.8m>2.4m
根据以上计算确定:
1、1010907主运顺槽顶锚杆间、排距为900X1000mm,两帮锚杆间、
排距为1000X1000mmo
2、顶锚选用@18X1800mm螺纹钢锚杆、树脂药卷CK2360,端头锚固;
巷道前进方向右帮锚杆选用618X1600mm螺纹钢锚杆,左帮锚杆选用616
X1600mm玻璃钢锚杆,树脂药卷CK2335,端头锚固;锚索规格为615.24
X8000mm,装4支CK2360树脂药卷进行锚固,间排距为2400mmo
三、掘进速度及施工工期
1、煤巷为机掘,掘进速度为350m/月。
2、机掘工程量:1010907主运顺槽施工距离为2381.414m,工期为9个
月。
四、临时支护设计:
为了防止工作面出现掉顶事故,采用临时支护。临时支护方法有两种:
1、采用对帮、顶板先进行打临时锚杆支护(可不按设计间排距进行施工,
但锚杆的预应力必须合格)。
2、掘进时必须使用临时支护并及时前移,严禁人员进入无支护区内作
业,临时支护采用两个吊环拧在顶板锚杆螺丝上,并用两根2.5时钢管穿在
两吊环内,用背板在两根钢管上接顶背实。
附:1010907主运顺槽临时支护示意图(图23)
第三节支护工艺
一、锚杆安装工艺
1、打锚杆孔
首先要认真执行“敲帮问顶”制度,彻底处理活岩危煤,确认安全后方
可进行工作,打眼时必须站在有支护的地点进行作业。打眼前,首先按照中、
腰线严格检查巷道断面规格,不符合作业规程要求时必须先进行处理;锚杆
眼的位置要准确,眼位允许偏差不得超过±100mm,眼孔角度允许偏差不得大
于15°。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钎子上做好标志,严
格按锚杆长度打眼,锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼
的顺序,应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。
2、安装锚杆
打眼准备——打锚杆眼——清除眼内煤(岩)粉——安装树脂锚固剂一
一安装锚杆——锚杆打压。
二、锚索安装工艺
1、准备工作:打眼——上药卷——安装锚索——上垫片(槽钢)——用
千斤顶预紧锚索——切掉锚索外露超长部分。
2、接、卸钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。
3、搅拌器一定要插入钻机底,锚索要插入搅拌器底部,搅拌药卷过程中
要设专人护住锚索,以防甩脱锚索发生伤人事故。
4、锚索锚固后,及时上好托板(槽钢)。
5、涨拉时,千斤顶应与锚索保持同一轴线。
6、风动或液压泵操作人员应缓慢升压,严禁高压换向。
7、如巷道较高需架设平台时一,平台必须架设牢靠,不允许站在输送机和
掘进机上作业。
三、喷射混凝土
1、准备工作
1)、检查锚杆安装和网铺设是否符合设计要求,发现问题及时处理;
2)、清理喷射现场的砰石杂物,接好风、水管路,输料管路要平直不得有
急弯,接头要严密,不得漏风,严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用;
3)、检查喷浆机是否完好,并送电空载试运转,紧固好磨擦板,不得出现
漏风现象;
4)、喷射前必须用高压风水冲洗岩面;
5)、喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。
2、材料规格
喷射混凝土使用必须用标号不低于425#水泥,砂为纯净的河砂,含土量
不能超过3%,石子粒直径小于20mm,将粒径大于15mm的石子控制在20%以
下,石子过筛,并用水冲洗干净,混凝土强度为C20,磅重量比为水泥:砂
子:石子=386:572:1272,体积比为水泥:砂:石子=1:2:2;速凝剂型号为
J85型,掺入量一般为水泥重量的2〜3.5%,喷淋水区时,可酌情加大速凝剂
掺入量,速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。
3、喷射顺序为:先帮后顶,从墙基开始自下而上进行,喷枪头与受喷面
应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8~1.0m为宜。
人工拌料时采用潮拌料•,水泥、沙和石子应清底并翻拌三遍使其混合均
匀。喷射时,喷浆机的供风压力在0.4MPa,水压应比风压高0.IMPa左
右,加水量凭射手的经验加以控制,最合适的水灰比是0.4〜0.5之间。
喷射过程中应根据出料量的变化,及时调整给水量,保证水灰比准确,
要使喷射的湿混凝土无干斑,无流淌,粘着力强,回弹料少,一次喷射
混凝土厚度50〜70mm,并要及时复喷,复喷间隔时间不得超过2个小时一,
否则应用高压水重新冲洗受喷面。
4、喷射工作
1)喷射工作开始前,应首先在喷射地点铺上旧皮带,以便收集回
弹料,喷射工作结束后,喷层必须连续洒水养护28天以上,7天以内每
班洒水1次,7天以后每天洒水1次,一次喷射完毕,应立即收集回弹
物,并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后,必须卸开喷头,清理
水环和喷浆机内、外部所有灰浆或材料。
2)开机时必须先给水,后开风,再开机,最后上料;停机时,要先停料,
后停机,再关水,最后停风。喷射工作开始后,严禁将喷射枪头对准人员,
喷射中突然发生堵塞故障时,喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。
第四节矿压观测
1、观测站的设置方法
1010907主运顺槽每隔100m安设一台离层指示仪,如果顶板破碎压力较
大时,每隔50m安设一台离层指示仪。
2、观测方法与要求
(一)观测方法
顶板离层:采用顶板离层指示仪观测。
锚固力:采用锚杆拉力计检测。
预紧力:采用力矩扳手检测。
(二)观测要求:
1)观测时必须确保读数准确。
2)在各观测站必须设置观测牌板。
3)观测站每7天观测一次,顶板下沉量较明显时每天观测一次,并把观
测结果及时上报到有关单位和矿及领导。
(三)观测内容:
1)锚杆的预紧力和锚固力:定期做锚杆的锚固力和预紧力检查。
2)锚固力:每300根锚杆检查1组。
3)预紧力:锚杆逐根检查,合格率不低于90%°
第四章施工工艺
第一节施工方法
1、该顺槽煤巷使用EBZ160掘进机掘进。
2、首先完善通风系统及风水管路和运输系统。
3、按照地测给定的方位施工,I010907主运顺槽先按4m宽度截割,然
后截割剩余断面宽度并及时挂网。
4、巷道采用激光定向,激光定向仪每隔100m前移一次,如果巷道坡度
变化较大及其他原因影响光线时要随时前移。
5、该顺槽沿煤层底板施工。
附:掘进机截割流程示意图(图24)
第二节落煤方式
一、掘进机具:
该顺槽使用EBZ160掘进机掘进。
二、降尘方法
降尘方法采用湿式打眼、割煤喷雾、冲刷巷帮、净化水幕、除尘风机捕
尘等。
第三节装、运煤方式
一、运输系统:
1010907工作面一主运顺槽一9#集中主运上山一主运上山一主
平砸]f地面
二、运料系统:
工业广场f副平硒-*辅运上山-*9#集中辅运上山-*1010907±
运顺槽一用料地点
第四节设备及工具配备
一、设备及工具配备情况表
设备工具名称规格型号功率单位数量备注
局部通风机FBDN06.0/3*223X22KW台2
掘进机EBZ160261kw台1
排水泵DW157.5KW台6
排水泵DW2515KW台2
喷浆机JPS71-L7.5kw台2
风镐G-10部2备用1部
压风机MLGF-16/7-90G90kw台2
皮带机DSJ—8090kwX2台2
坑道钻机ZLJ-6507.5kw台1
液压油泵MYBZ11B1Ikw台2
除尘风机KCS-225ZZ18.5KW台1
二、施工设备与供电
(一)机组技术特性
总体长度9.2m
总体宽度2.9m
总体高度1.8m
整机参数
卧底深度300mm
爬坡能力±18°
总重45T
高度2.4〜4.8m
截割范围宽度3.1~5・5m
面积26m2
截割头形状圆锥台式
截割部截割头深缩量550mm
喷雾内、外喷雾方式
装载形式三齿星轮式
装载宽度2.9m
铲板部爬爪转数30rpm
装载能力3.5m3/min
原动机马达10.7kw2台
形式边双链刮板式
第一运输机溜槽断面尺寸0.54m(宽)X0.35m(高)
运输能力4.lm3/min
形式履带式
履带宽度600mm
行走部
对地压强0.14mpa
行走速度0—7m/min
(二)施工设备与供电情况表
序
数功率
号设备名称型号配套方式备注
量(KW)
1综掘机EBZ1601261截割头最大功率
2二运机QZP-2001电动滚筒
3胶带输送机DSJ—8022X90二部
4对旋风机FBDNo6.0/3*2223X22
矿用隔爆真空馈电开关
5矿用隔爆型移动变电站KBSGZY-315/10/1.141机组供电
KBZ-400/1140/660
6矿用隔爆型移动变电站KBSGZY-315/10/0.661皮带机及660V电源
7矿用隔爆型移动变电站KBSGZY-500/10/0.661皮带机及660V电源
8矿用真空磁力启动器QJZ—30/660(380)12排水、油泵、压风机等
9矿用隔爆型煤电钻综合保护装置ZBZ—4.0Z2660V、1140V各一台
10矿用隔爆型智能真空馈电开关KBZ—400/11403皮带机头、工作面高低压
11液压泵站MYBZ11B2
12液压锚杆钻机MYT-1402
13空气压缩机MGF-16/7-90G190
14矿用隔爆型照明信号变压器综合保护装置ZBZ—4.0M1660V、1140V各一台
15矿用隔爆兼本质安全型真空电磁启动器QJZ—200/11403
16水泵DW1567.5
17坑道钻机ZLJ-65017.5
(三)装载设备运输方式表
固定方运输方运输距
序号设备名称型号数量安装位置
式式离
1机组一运EBZ1601掘进机刮板机10m
销轴连胶带运
2二运机QZP—2001机组后18m
接输
底锚固胶带运
3一部皮带机DSJ—801907主运1200m
定输
底锚固胶带运
4二部皮带机DSJ—801907主运1200m
定输
四、管线敷设方式表
与工作面间
序号名称规格型号单位数量吊挂方式
距
1阻燃风筒<1>1000mm23808〃铁线
2供、排水管路6108时4760管路架W20m
3电缆MYP—3X70+1X35m1300电缆钩
4电缆MYP—3X50+1X25m1300电缆钩W20m
5电缆MYP—3X6+1X4m300电缆钩<10m
MYP—3X1.5+1X
6电缆m2600电缆钩<20m
1.0
第五章生产系统
第一节通风系统
一概述
1、瓦斯情况:
2012年矿井开采煤层为9#和10#层,各煤层均属于低瓦斯煤层,
2011年8月,山西省煤矿设备安全技术检测中心对上榆泉煤矿矿井
瓦斯及二氧化碳涌出量进行鉴定,鉴定结果为绝对涌出量为:3.38
3
m/min,相对涌出量为:0.54m7to经河曲县煤炭工业局、忻州市煤
炭工业局、山西省煤炭工业局批准,确定为低瓦斯矿井。
目前各煤层虽然定为低瓦斯,但局部地段不排除瓦斯积聚的可能
性,故在开采中对瓦斯可能聚积区仍应采取一定的防治措施。
2、煤尘情况
根据2011年山西省煤炭工业局综合测试中心对矿井煤尘爆炸定
性分析,结果为煤尘具有爆炸性,煤尘云最大爆炸指数9#层为
4.881MPam/s,随着矿井生产进行,煤体揭露增多和机械化设备的投
入使用,运输转载点的增多,促使井下空气中的煤尘增高,采掘工作
面及运输转载点附近会产生煤尘沉积现象,为此必须加强对矿井粉尘
的防治工作。
3、煤层自然发火情况
9#煤层均为自燃煤层,自燃等级为2级,自然发火期3-4个月,
由于各煤层的自然发火期较短、煤层自然含水较少及各煤层赋存较浅
等原因,随着矿井开采,煤巷掉顶、片帮及回采工作面冒落采空区
产生漏风,容易使煤层产生自燃。在生产过程中应加强对矿井自然发
火的防治工作,达到防患与未然的目的。
二、通风方式
上榆泉煤矿矿井通风方式为中央分列式,通风方法为抽出式,即
由主、副平胴入风,由回风斜井回风。采用机械通风,主要扇风机为
轴流式,扇风机型号为BDK54-8-N026,扇风机额定风量为
93m7s-207m'/s,矿井反风采用扇风机反转的方法。
三、掘进工作面通风
每个掘进工作面实际需要风量,应按瓦斯(或二氧化碳)涌出量、
工作面温度、风速、人数以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进
行计算,然后取其中最大值。
(1)I010907主运顺槽掘进工作面:
①按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量:
Q»1=100XqXK掘通
式中一单个掘进工作面需要风量,m7min;
q掘一掘进工作面风流中瓦斯(或二氧化碳)的平均绝对涌出量,
K掘通一瓦斯涌出不均衡系数。
Q«=100XqMXKM=100Xl.0X1,6=160m7min
②按局部通风机的实际吸风量计算需要风量:
岩巷掘进:QMS:(Q南+9S)Xli
煤巷掘进:Q«=(Q扇+15S)Xli
式中Q掘一局部通风机的实际吸风量,mVmin;
S—安设局部通风机的巷道断面积,m2;
li一掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
Q掘=(Q扇+9S)XIi=250+9X15=385m7min
③按掘进工作面同时作业人数计算需要风量:
每人供风不小于4m7min
Q«>4N
式中N一掘进工作面最多人数
Qa>4N=4X15=60m3/min
④按巷道最低风速计算风量
Q掘=60X0.25S=225m7min
I010907主运顺槽掘进工作面风量取值230m7min
⑤按风速进行验算
15S<Q«<240S
15X15<230<240X15
225<230<3600
(2)I010907主运联络巷掘进风量计算
①按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量:
Qr100Xq掘XK掘通
式中Qis—单个掘进工作面需要风量,m7min;
q掘一掘进工作面风流中瓦斯(或二氧化碳)的平均绝对涌出量,
mVmin;
K掘通一瓦斯涌出不均衡系数。
Q掘=100Xq掘XK掰通=100XI.1X1.6=176m'/min
②按局部通风机的实际吸风量计算需要风量:
岩巷掘进:Q«=(Q扇+9S)Xli
煤巷掘进:Q«=(Q扇+15S)Xli
式中Q掘一局部通风机的实际吸风量,m7min;
S—安设局部通风机的巷道断面积,m2;
li一掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
Q«=(Q扇+9S)XIi=(250+9X16.5)X1=398.5mVmin
③按掘进工作面同时作业人数计算需要风量:
每人供风不小于4m3/min
Q掘>4N
式中N一掘进工作面最多人数
Q«>4N=4X15=60m3/min
④按巷道最低风速计算风量
Q堀=60X0.25S=247.5m3/min
I010907主运联络巷掘进工作面风量取值250m3/min
⑤按风速进行验算
15S<Q«<240S
15X16.5<250<240X16.5
247.5<250<3960
局部通风机的选型汇总表
型号FBDNo6.0/3*22整机功率3X22kw
风量500-250m3/min全风压630—8400Pa
额定功率22kw电压380/660V
电流42.2/24.4A转速2940r/min
频率50Hz防爆合格证320051305
A/Y接法F级绝缘
生产厂家湘潭平安电气集团有限公司
通过以上计算,选用FBDNo6.0/3*22型局部通风机,配口1。。。!™
阻燃风筒,能够满足掘进工作面的风量需求,并符合有关规定,为保
证迎头正常供风的需要,选择双风机双电源自动切换方式供风。
四、安装地点:最终局部通风机安装905主运联巷风门以内,距
离巷道底板高度不小于0.3m,该巷道风量为2200-2300m7min,采用
双风机、双电源自动切换进行供风。
前期新风流路线:局部通风机一I010907主运顺槽机一1010907
主运顺槽一掘进工作面
前期乏风路线:掘进工作面一I010907主运顺槽一I0
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