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文档简介
同煤大唐塔山煤矿有限公司
第一章概况
第一节概述
巷道名称:本《作业规程》掘进的巷道为二盘区3~5#层8228工作面5228
顺槽。
煤(岩)层:煤层结构复杂,黑色,块状、碎块状,条带状结构,由暗煤、
亮煤及半亮型煤组成,弱玻璃光泽、沥青光泽,水平层理,煤层中含7〜15层
夹肝,夹肝厚度在2.06〜3.61米之间变化,平均2.84米,夹肝单层厚度为0.05〜
0.75米,局部分层。夹肝岩性为:灰褐色高岭岩、灰白色高岭质泥岩、灰黑色
炭质泥岩、灰色砂质泥岩、泥岩、局部夹有深灰色粉砂岩。利用厚度为:11.44〜
22.38米,平均16.34米。
相邻关系:8228工作面位于二盘区西南部。东北、西南均未开拓,东南以
二盘区辅运巷为界,北西至四盘区盘区界线。工作面对应上覆为侏罗系古窑采
空区。盖山厚度在359〜610米,平均479米。
用途:二盘区3~5#层5228顺槽为塔山煤矿8228工作面回风顺槽。
服务年限:5228顺槽服务年限为2年
设计长度:从二盘区回风巷北帮起算全巷长3122.7m。
坡度:本工程采用EBZ260掘进机沿煤层底板掘进。
第二节依据
一、工作面设计
本规程依据同煤大唐塔山煤矿生产技术部设计的《二盘区3〜5#煤层8228
工作面5228正巷平、断面图》,图号:TS2015-4-1。
二、地质说明书
地质说明书名称《同煤大唐塔山煤矿公司二盘区3〜5#煤层2228、5228、
8228切眼、8228顶板高抽巷掘进工作面地质说明书》。
三、矿压观测资料
根据本盘区相邻巷道矿压资料数据分析,5228巷无明显压力。
第三节目标
一、安全目标:轻伤事故率控制在最低线,杜绝重伤以上人身事故。
二、质量目标:
1、消灭重大质量事故,工程竣工验收合格率达到100%;
同煤大唐塔山煤矿有限公司
2、合同兑现率达到100%;
3、矿方满意度达到80%以上。
三、环境目标、指标:
1、重大环境污染事故为0;
2、工作场所噪声不超过85分贝;
3、井下施工现场粉尘每立方米不超过10mg;
4、安全质量标准化达标。
四、职业健康安全目标:
1、劳动保护用品定期发放;
2、凡井下员工必须缴纳意外伤害保险;
3、凡涉尘人员,每年体检一次(职业防病所);
4、职业健康体系考核100虬
第二章地面相对位置及水文地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
塔山矿井位于大同市南郊区及怀仁县境内,矿区工业广场位于杨家窑村东,
距同煤集团15Km,东侧有北同蒲和大秦铁路,交通十分便利。
掘进工作面地质说明书
煤层名称3-5水平名称1070米区名称二盘区
1394.6~
工作面名称5228巷地面标高(m)工作面标高(m)1054〜963
概1573.5
对应地面东南为大东沟,中部为香炉山,北西为兴胜沟南、财沟沟谷
地面位置
山梁地段。
井下位置8228工作面位于二盘区西南部。东北、西南均未开拓,东南以
及四邻二盘区辅运巷为界,北西至四盘区盘区界线。工作面对应上覆为侏罗
采掘情况系古窑采空区。盖山厚度在〜米,平均米。
况359610479
3122.7m(从二盘区回风巷北帮起
巷道规格(m)5228巷规格:4.80X3.70
算)
煤层倾
煤层总14.29~24.38煤层结构(m)煤体结构1~3°
厚(m)
煤19.18复杂结构原生结构煤(度)1°
同煤大唐塔山煤矿有限公司
煤煤层结构复杂,黑色,块状、碎块状,条带状结构,由暗煤、亮煤及半亮型煤组
层成,弱玻璃光泽、沥青光泽,水平层理,煤层中含7〜15层夹肝,夹砰厚度在2.06〜
3.61米之间变化,平均2.84米,夹肝单层厚度为0.05~0.75米,局部分层。夹肝
情岩性为:灰褐色高岭岩、灰白色高岭质泥岩、灰黑色炭质泥岩、灰色砂质泥岩、泥岩、
局部夹有深灰色粉砂岩。利用厚度为:n.44〜22.38米,平均16.34米。
况
顶底板抗压强
岩石名称厚度(m)岩性特征
名称度MPa
粗砂岩、含1.20〜
老顶主含石英,分选中等,磨圆度好。26.47
砾粗砂岩、19.70
泥岩、炭质
煤泥岩、砂质
4.08〜块状,均一结构,性脆,断口贝壳状,
层泥岩、粉砂
直接顶16.59含植物化石,局部火成岩侵入,变质硅38.67
顶岩、煌斑岩、
8.55化,中间夹2#层煤,厚度为2.36米。
底硅化煤、高
板岭岩
情砂质泥岩、
深灰色砂质泥岩、黑色泥岩、黑白色高
况泥岩、高岭1.38〜
岭岩为主,局部赋存灰褐色高岭质泥岩、
直接底岩、高岭质9.0234.16
灰白色中砂岩。局部赋存6号煤层,厚
泥岩、中砂5.71
度为1.50米。(大部缺失)
石M-I
粗砂岩、含石英为主,长石次之,钙质胶结,含暗
0.30〜
砾粗砂岩、色矿物,分选差,次圆状。局部赋存灰
老底7.8035.73
细砾岩、细白色细砾岩、含砾粗砂岩,深灰色细砂
4.43LU
砂岩O
地质构造
工作面构造属单斜构造,煤层倾角1〜3°,工作面中部5~10米断层西翼煤层
走向近似东西,倾向北,倾角1°;5〜10米断层东翼煤层走向近似南西-北东,倾向
北西,倾角3°o
地
质2、从二盘区辅运巷起算,5228巷掘进前方1988米处预计将揭露1条正断层,
构落差为5〜10米,前方为下降盘。
造
情
况
同煤大唐塔山煤矿有限公虱
1、水文地质条件简单,顶板局部有少量淋水,属于煤岩层裂隙水与孔隙水。
2、工作面上覆为侏罗系古窑采空区,计划于2016年在工作面对应地面施工物探
工作,探查上覆侏罗系采空区,如有异常区域将施工验证钻孔进行进一步探查,确
保安全后方可开采。
3^3〜5号煤层上部有一层K3砂岩,分布稳定,连续性好,厚度一般为5Tom,
水是太原组煤层直接充水性含水层,砂岩裂隙不发育,富水性弱。
文
4、根据中国煤炭地质总局华盛水文地质勘察工程公司编制同煤大唐塔山煤矿有
地
限公司石炭系煤层《岩溶水水文地质补充勘查与突水危险性评估报告》显示,3~5
质
号煤层总体分区为安全区,无脆弱区。2228巷中部局部处于过渡区。
情
5、开掘系统巷期间,因周边邻近二盘区辅运巷、回风巷,四邻水文地质条件清
况
楚。采用瞬变电磁和直流电法两种物探手段进行超前物探,探测深度100米,覆盖
及
掘进前方顶板、顺层、底板及两侧帮,如物探探测有异常,针对异常区域编制专项
探
探放水设计,进行异常区钻探验证,如探测无异常则不进行钻探验证。
水
顺槽掘进过程中,要严格执行“物探先行、钻探验证、化探跟进”的防治水
措5228
施综合探测手段,每掘进70米采用瞬变电磁和直流电法两种物探手段进行超前物探,
探测深度100米,覆盖掘进前方顶板、顺层、底板及两侧帮,如物探探测有异常,
针对异常区域编制专项探放水设计,进行异常区钻探验证,若有出水异常,采用化
探手段分析水源,采取合理措施治理。如物探探测无异常,采用钻探对物探结果进
行验证,100米进行一次钻探验证,每组施工三个钻孔,孔深均为150米,允许掘进
距离120米,超前距不得小于30米,确保掘进工作面安全生产。
影
3
响最大涌水量0.10m/min正常涌水量0.014m7min
掘
瓦斯分带相对涌出量绝对涌出量瓦斯富集带预测
进
瓦斯
的0.879〜
3.801117T0.803/min
其1.455
它
煤尘具有爆炸危险性
地
质
煤的自燃自燃发火期为58〜72天
情
况
地温无高温热害区,地温梯度为3.29°c/100m
地压12-15.79MPa
1、掘进过匣中预计有隐覆构造发育,巷道顶板垂直节理与斜节理发育,要提前
编制过断层与广]帘石安全技术措施,以防漏顶事故的发生。
问2、巷道要二要设2口寸、4口寸排水管路各一趟,45千瓦应急水泵一台,排水管距工
题作面距离不大于:50米。排水设备要随掘随移,要定期检修,确保能随时正常运转。
及3、巷道施一工超前探查钻孔结束后,由地测部门、钻探人员、安监人员、掘进队
建组共同对允许拥。进距离进行确定,严禁超距离掘进。
议
3-5号煤层8228工作面钻孔综合柱状图见附图一
同煤大唐塔山煤矿有限公虱
第二节煤(岩)层赋存特征
工作面构造属单斜构造,煤层倾角1〜3。,工作面中部5〜10米断层
西翼煤层走向近似东西,倾向北,倾角1°;5〜10米断层东翼煤层走向近似南
西-北东,倾向北西,倾角3°o
第三节地质构造
从二盘区辅运巷起算,5228巷掘进前方1988米处预计将揭露1条正
断层,落差为5〜10米,前方为下降盘。
第四节水文地质
1、水文地质条件简单,顶板局部有少量淋水,属于煤岩层裂隙水与孔隙
水。
2、工作面上覆为侏罗系古窑采空区,计划于2016年在工作面对应地面施工
物探工作,探查上覆侏罗系采空区,如有异常区域将施工验证钻孔进行进一步
探查,确保安全后方可开采。
3、3〜5号煤层上部有一层K3砂岩,分布稳定,连续性好,厚度一般为5-10m,
是太原组煤层直接充水性含水层,砂岩裂隙不发育,富水性弱。
4、根据中国煤炭地质总局华盛水文地质勘察工程公司编制同煤大唐塔山煤
矿有限公司石炭系煤层《岩溶水水文地质补充勘查与突水危险性评估报告》显
示,3〜5号煤层总体分区为安全区,无脆弱区。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
层位:二盘区3〜5#层。
开口位置:5228工作面位于二盘区西南部。东北、西南均未开拓,东南以
二盘区辅运巷为界,北西至四盘区盘区界线。工作面对应上覆为侏罗系古窑采
空区。盖山厚度在359〜610米,平均479米。
标高:地面标高1394.6〜1573.5m,工作面标高1054〜963m。
方位角:125°50'。
工程量:从二盘区回风巷北帮起算3122.7m0
中腰线:中腰线严格按照地测部门下发的井下工程测量给线通知单施工。
坡度:沿煤层底板掘进。
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5228巷采用单头、单向掘进方式,沿煤层底板掘进。
5228巷设计为矩形断面,停采线以外支护形式为锚杆、锚索、“W”钢带、
JW钢带、钢护板、金属网、喷浆联合支护,掘进宽度5400mm,高度3700mm,
22
掘进断面19.98m,喷浆厚度120mm,净宽5160mm,净高3380mm,净断面17.44m0
停采线以内正常段支护形式为锚杆、锚索、“W”钢带、JW钢带、钢护板、金属
网联合支护,掘进宽度4800mm,高度3700mm,掘进断面17.76m?;破碎段支护
形式为JW钢带、锚索、钢护板、金属网,掘进宽度4800mm,高度3700mm,掘
进断面17.76m2,地坪厚度200mm,强度C20。
巷道每300米设置一个调车洞室,胴室宽X深为5.4mX5m;100米设置一个钻
机胴室,钻机胴室宽X深为5.0mX3.0m,巷道内各胴室施工时根据实际情况对胴
室开口处加强支护。
为满足巷道掘进期间的日常排水要求,掘进后期需在5228巷设置小水窝,
原则上小水窝应布置在巷道低洼处,具体位置根据现场低洼处确定。
平面布置示意图见附图二。
第二节矿压观测
一、巷道顶板离层观测
1.观测方法
使用YHW300型围岩位移测定仪(顶板离层仪)观测巷道顶板离层情况
2.安装要求
在煤巷、半煤岩巷每隔100米安装一台YHW300型围岩位移测定仪(顶板离
层仪),要求安装在巷道中部,如遇胴室、大断面等特殊情况,应选择在断面中
部安装禺层仪。
巷道开口处、交叉点、特殊地质构造等区域应当增设顶板离层仪,如遇顶板
破碎带则根据实际情况缩短安装距离,原则上不低于50米安装一台。
3.数据处理
安设顶板离层仪后需悬挂离层仪记录牌板,并按照《塔山煤矿公司顶板离
层仪及拉拔试验管理办法》要求,做好记录工作,同时留有纸质记录。
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二、巷道锚杆(索)锚固力测试
1、测试要求
每300根顶帮锚杆各抽样一组(9根)锚杆,锚杆为顶3根,两帮各3根、
锚索为1根,锚杆可分左、中、右,进行锚杆(索)锚固力测试。
锚固力数值要求按照《塔山煤矿公司顶板离层仪及拉拔试验管理办法》执行。
2、数据处理
锚杆(索)锚固力测试结束后,应当悬挂说明牌板并进行标识,同时留有纸
质记录。
第三节支护设计
生产技术部设计的同煤大唐塔山煤矿有限公司一《二盘区3-5煤层8228工
作面5228正巷平、断面图》中的支护要求确定:1T断面为停采线以外巷道,
支护形式为锚杆+锚索+“W”钢带+川钢带+钢护板+金属网+喷浆联合支护;2-2
断面为停采线内巷道,支护形式为锚杆+锚索+“W”钢带+JW钢带+钢护板+金属
网联合支护;5-5断面为停采线内破碎段巷道,支护形式为锚索+川钢带+钢护
板+金属网联合支护;
1、锚杆支护参数(按悬吊理论计算锚杆参数)
(1)、顶锚杆长度计算:L=KH+L1+L2(公式3-1)
式中L—锚杆长度,m;
H一冒落拱高度,m;
K—安全系数,一般取K=1.5;
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度,取0.9m;
L2—锚杆在巷道中外露长度,一般取0.1m;
其中:H=B/2f=4.8/(2X4)=0.6
式中B一巷道开掘宽度,一般按4.8m;
f—岩石坚固系数,取4。
则L=l.5X0.6+0.9+0.1=1.9m
(2)、锚杆间、抖跳酣算&=国二(公式3-2)
\KHy
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式中a—锚杆间排距,m;
Q—锚杆设计锚固力,122.5KN/根;
H一冒落拱高度,m;K—安全系数,取K=3。
Y—被悬吊砂岩的容重,取25.48kn/m,
I122.5
=2.67m
V3x0.6x25.48
通过计算选用622nlmX2.5m左旋无纵筋螺纹锚杆,排间距1800mmX1000mm
合理。
2、锚索支护参数
(1)、确定锚索长度L=La+Lb+Lc+Ld(公式3-3)
L—锚索总长度,m;
La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m;
Lb一需要悬吊的不稳定岩层厚度,取4m;
Lc一上托盘及锚具的厚度,取0.2m;
Ld—需要外露的张拉长度,取0.3m
锚索锚固长LaeKXdlfa/4fc
式中K—安全系数,取K=2;
dl—锚索钢绞线直径,取17.8mm
fa—钢绞线抗拉强度,N/mm2(1860MPa,合1920N/mm2);
fc—锚索与锚固剂的粘合强度,取lON/mm2;
贝ULa^2X17.8X1920/4X10=1708.8mm=1.7m
取La=l.7m
锚索长度L=l.7+4+0.2+0.3=6.2m
故设计取锚索长度为8.3m合理。
(2)、锚索倾角:锚索按垂直巷道拱的切线布置。
(3)、锚索排距的确定:因为锚索排距一般不大于锚索长度的1/2,所以
排距小于4m即可。为保证安全,确保支护效果,排距取1.8m完全满足要求。
(4)、锚索数目的确定
N=KW/P断(公式3-4)
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式中:N—锚索数目;
K——安全系数,一般取1.5;
P断——锚索的最低破断率,为350KN;
W---被吊岩石的自重,KN,
W=BXShXSrXD;
B——巷道掘进宽度,为4.8m;
Er——悬吊岩石平均容重,14.5KN/m3;
Eh-悬吊岩石厚度,取2m;
D---锚索间距,取lm0
则W=139.2KNo
计算得:N处0.59根。通过以上计算:按1m的间距在顶部布置5根,进行
支护能够满足要求。
第四节支护工艺
一、支护设备
顶锚杆和锚索采用MQT-90nl型气动锚杆(锚索)钻机,YCN30-108/250张
拉千斤顶,帮锚杆采用风动帮锚机、YT-28型风钻,顶部锚杆眼打设采用B19
X28的钻杆及①28nlm钻头,帮锚杆眼打设岩石采用①22nlm的六方钻杆及①28mm
一字钻头,煤采用①28mm的麻花钻杆及①28mm钻头。
二、支护顺序
正常段支护顺序
顶部:前探支护一铺“W”型钢带一铺网一打锚杆眼一上树脂药、锚杆一
上锚杆托板一拧螺母。
前探支护一铺“JW”型钢带一铺网一打锚索眼一上树脂药、锚杆一
上锚索托板、锁具一打压。
两帮:打眼一上树脂药、锚杆一挂网一上钢护板一上锚杆托板一拧螺母。
破碎段支护顺序
顶部:前探支护一铺“JW”型钢带一铺网一打锚索眼一上树指药一上锚
索托板、锁具一打压。
两帮:打眼一上树脂药、锚杆(锚索)一挂网一上钢护板一上锚杆托板
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一拧螺母(打压)。
三、支护形式及支护要求
1-1断面采用锚杆+锚索+“W”钢带+川钢带+钢护板+金属网+喷浆联合
支护。
(1)、顶锚杆采用①=22mm、L=2500mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆,排间距900
X1000mm,托板采用150义150X10mm拱形高强度钢托板;
(2)、两帮锚杆采用①=22mm、L=2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆,排间距
900X900mm,使用W钢护板,规格为450X280X4.75mm,托板采用150X150
X10mm拱形高强度钢托板。
(3)、锚索采用①=17.8mm、长度L=8300mm,配规格为4500X330X6mmJW
钢带,排间距2700X2000mm,锚索托板采用200X200X12mmJW钢带配套托板。
(4)、金属网采用网格为100mmXI00mm的8#铅丝金属网;长X宽=3500X
1200mmo
(5)、巷道两侧腮部打设①=17.8nlm、长度L=4300mm的锚索,排距为2700mm,
托梁采用600mm的H#矿用工字钢。
(6)、喷碎采用普通42.5R硅酸盐水泥、中粗砂、5〜10mm的石子。喷性
标号为C20,水灰比为0.43,碎的配合比为水泥:砂子:石子=1:2.09:1.68
(重量比),施工时以实验室配合比通知单为准,速凝剂的掺量为水泥用量的3〜
5虬喷厚120nlm。喷浆机使用型号为PZ-5湿式喷浆机。
巷口至停采线处喷浆,在8228工作面进设备之前喷浆结束。
(7)、铺设地坪的原材料水泥、骨料、水的质量必须符合设计、规程规定,
配比、原材料计量、搅拌、混凝土养护必须符合设计、规程规定,加强混凝土
的振捣,不得出现漏振、少振或振捣不均等现象,浇注后要定期洒水进行养护,
混凝土表面平整度小于或等于10mm,强度C20。
1-1断面见附图三。
2、2-2断面采用锚杆、锚索、W钢带、JW钢带、钢护板、金属网联合支护。
(1)、顶锚杆采用①=22mm、L=2500mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆,排间距1800
X1000mm,托板采用150X150X10mm拱形高强度锚杆托盘。
(2)、顶锚索采用①=17.8mm、L=8300/4300mm锚索交错布置使用,排间距
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1800X1000mm,托板采用200X200X12mmJW钢带配套托盘。
(3)、帮锚杆采用①=20mm、L=2000mni左旋无纵筋螺纹钢锚杆,排间距900
X900mm,托板采用150X150X10mm拱形高强度锚杆托盘。
(4)、巷道两侧腮部打设①=17.8nlm、长度L=4300mm的锚索,排距为1600mm,
托梁采用600mm的11#矿用工字钢。
(5)、顶板W型钢带规格为4500X280X3.75mm,排距同顶板锚杆排距;
顶板JW型钢带规格为4500X330X6mm,排距同顶板锚索排距;帮部使用W钢
护板,规格为450X280X4.75mm。
(6)、顶板金属网采用网格为50mmX50mm的8#铅丝金属网;帮部金属网
采用网格为70mmX70mm的8#铅丝金属网;长X宽=3500X1200mm,搭接长度
200mm,采用14#铁丝三花绑扎。
(7)、铺设地坪的原材料水泥、骨料、水的质量必须符合设计、规程规定,
配比、原材料计量、搅拌、混凝土养护必须符合设计、规程规定,加强混凝土
的振捣,不得出现漏振、少振或振捣不均等现象,浇注后要定期洒水进行养护,
混凝土表面平整度小于或等于10mm,强度C20。
2-2断面见附图四。
3、5'-5'断面为破碎段顶部采用锚索、JW钢带、钢护板、金属网联合支护。
⑴、顶部锚索采用①=21.8mm、L=10300mm、L=6300mm的钢绞线,配4500X330
X6mnJW钢带,排间距800X1000mm;L=10300mm、L=6300mm锚索间隔一排布置,
托板采用200X200X12mmJW钢带配套托盘。
(2)、巷道两侧腮部打设①=21.8mm、长度L=4300mm的锚索,排距为1600mm,
托梁采用600mm的11#矿用工字钢。
(3)、帮部支护采用①=20mni、L=2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆,排间距
900X900mm,托板采用150X150X10mm拱形高强度锚杆托盘;配套使用W钢护
板,规格为450X280X4.75mm,间排距900X900mm,局部破碎区域使用①17.8
X3000mm锚索支护。
(4)、顶板金属网采用网格为50mmX50mm的8#铅丝金属网;帮部金属网
采用网格为70mmX70mm的8#铅丝金属网;长X宽=3500X1200mm,搭接长度
200mm,采用14#铁丝三花绑扎。
同煤大唐塔山煤矿有限公式
5-5断面见附图五。
支护要求:
(1)、锚杆锚固采用加长锚固,顶锚杆采用两支树脂药卷,一支为MSK2335,
另外一支为MSZ2360,上部快速、下部中速,顶锚杆锚固长度不小于1.4m,锚
固力要求不低于80KN;帮锚杆采用一支树脂药卷,为MSZ2360,帮锚杆锚固长
度不小于0.9m,锚固力不低于60KN,顶帮预紧力矩不小于200N•m。
(2)、顶板锚索采用端头锚固,采用三支树脂药卷,一支MSK2335,两支
为MSZ2360,上部快速、下部中速,①17.8锚固长度不小于1.78m,①21.8锚
固长度不小于2.33m,预紧力不小于100KN,锚索锚固力不低于17T。
(3)、钢带:排距同锚杆(索)排距,要求紧贴岩面。
(4)、金属网规格:停采线外网格规格为100X100mm,停采线内顶板金属
网采用网格为50mmX50mm的8#铅丝金属网;帮部金属网采用网格为70mmX70mm
的8#铅丝金属网;顺巷搭接,搭接长度为200mll1,采用14#铅丝双道三花扭结。
(5)、在巷道交岔点处施工时应当根据围岩性质采取合理的施工方法,并
加强支护,加强支护采用在原有支护不变的情况下增加组合锚索的方法进行支
护。
(6)、当巷道片帮较多时,应增加两帮的支护;如果炸帮巷道超宽,当煤
帮距锚杆距离达到0.4m时必须补打锚杆支护顶板。
(7)、支护材料必须符合设计要求,支护材料必须有检验报告和合格证;
所有进场支护材料,由生产技术部现场取样送试验室检验,经检验合格后方可
使用,严禁使用不合格的支护材料。
(8)、钻孔直径、锚杆直径和树脂药卷直径要合理匹配。钻孔直径与锚杆
杆体直径之差应为6-lOmni,钻孔直径与树脂药卷直径之差应为4〜6mm。
(9)、锚杆支护设计中锚固剂、杆体、托盘及钢带等的性能、强度与结构
必须与设计锚固力匹配。
(10)、锚杆必须使用风动、电动施工机具或加长力矩扳手紧固,锚索必须
使用风动或电动涨拉机具紧固。
(11)、锚杆支护巷道必须每300根锚杆至少取一组(9根)做锚杆拉拔力
测试,检测记录与现场标记一致,并有记录牌板显示。
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(12)、三径(支护材料杆径、钻孔孔径和锚固剂直径)匹配
钻孔直径、锚杆(锚索)直径和树脂药卷直径要合理匹配。
名称锚杆锚索钻头药卷
617.8/
直径mm@20/@22mm628mm“23mm
621.8mm
4、前探支护
前探支护采用机载前探梁支护。割煤完成后,施工人员把钢带按支护排距
放置在机载前探支护上,把网片铺设在钢带上,升起机载前探,施工人员在前
探支护下打设锚杆、锚索等永久支护。
5、丝杠式前探支护
(1)、在施工时,把吊盒槽固定在机掘工作面头两排钢带的锚杆(索)上,
每根钢带上5个吊盒,根据实际情况吊盒可通过调高丝头来调节其高度,上好
后将横梁穿入吊盒内,然后把第二组横梁用同样的方法也上好后,将4根纵梁
分别穿入两排横梁之上。
(2)、机掘工作面在机组割完煤后,将机组退后3米处关闭电源闭锁,首先
在工作面铺顶网、上钢带,上好后将纵梁向前推移,使顶网与钢带置于纵梁之
上,使用200mm丝杠调节前探钢梁与顶板紧密接触(共两排、每排4根)。这
样就形成了一个具有超前临时支护的工作现场,然后施工人员可在超前临时支
护现场下进行施工作业(补打支护)。
6、永久支护和临时支护距工作面的距离
根据同煤集团下发的《关于开展春季顶板安全会战通知》的若干规定,最
小控顶距不得超过一个支护间距,机掘工作面最大控顶距为最小控顶距加一个
支护间距。
最小空顶距0.3m,
最大控顶距为一个支护间距加上最小控顶距:锚杆/索最大控顶距为1.2m.
帮部锚杆必须执行1、2、5、8支护要求,最上排锚杆只能滞后1根,第二
排锚杆只能滞后2排,第三排锚杆只能滞后5排,第四排锚杆只能滞后8排。
7、敲帮问顶
敲帮问顶工具必须紧跟工作面,敲帮问顶工具,一头为圆锥型,一头为一
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字型,敲帮问顶必须由班长、跟班队长两人协同进行。
8、在遇断层的特殊地质构造段时,需加强支护并另编写措施。
临时支护图见附图六、丝杠式前探支护图见附图六(一)。
第四章施工工艺
第一节施工方法
—*、施工方法
1、为了保证工程质量,便于掌握巷道规格,定向采用激光指向仪定向。
2、全煤段施工采用EBZ260机组施工。
3、机组截割顺序:割煤时由下向上,先从巷道煤层底板拉槽然后往复割至
顶部,为防止炸帮造成超宽,割煤时距离巷道轮廓线预留50T00mm的煤,最后
进行修复截割。
4、架设JW钢带施工方法:
先打设JW钢带中间一根锚索眼,由两人顺肩抬起JW钢带,然后一人把锚
索安入JW钢带眼,再安设锚索盘插入锚索眼,安设锁具在锚索外露100mm位置,
把锁具的锁心利用注头砸紧,保证无法掉落的前提下,把注头安入锚索,再安
入锚索机把用钢带顶到顶板同时把锚索注入眼内待锚索凝固后落下锚索机,JW
钢带的两头用铅丝与已有支护的钢带及金属网绑牢,防止掉落伤人。然后再打
设其他四根锚索,最后再对锚索进行张拉。
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5、巷道地坪工作随巷道掘进铺设,铺底宽度3米(距H架200nlm),浇注
混凝土厚度200mm,标号C20。
二、技术要求
1、每次进行支护前,认真检查中线并核对激光指向仪指向是否准确,然后
根据激光指向仪的指向认真检查巷道规格,支护时由外向里,由顶向两帮依次
进行支护。
2、必须在前探支护的情况下进行支护工作,支护前必须进行“四位一体”
安全检查,确认安全后,方可根据中线和锚杆排间距在顶板上准确确定锚杆眼
位,必须使用湿式钻眼,由二人扶钻一人操作,三人必须配合好,由一人统一
指挥。
3、安装锚杆时,用锚杆将树脂药卷送入孔底,然后用钻具带动锚杆均匀搅
拌30秒,取下搅拌器,待凝固2〜3分钟后进行二次紧固,达到设计预紧力,
托板紧贴岩面。
4、网与网的搭接长度不小于0.2m,用14#铅丝联网,每间隔0.2-0.25m三
花绑扎,扭结不少于3圈。
5、打锚索眼时,一人操作钻具,两人接换杆,用L2m杆钻够深度后,再
加1.2m杆,如此循环,当眼深打够后逐节退杆。然后用钢绞线将1卷MSK2335、
2卷MSZ2360树脂药缓慢推入眼底,上钎尾,用锚杆机带动钢绞线搅拌40秒,
停止搅拌,继续保持锚杆机推力Imin后,方可上托板及锁具,待凝固1小时后
给锚索打压,预应张拉力不小于100KN,当张拉力达到要求后,回油退下千斤
顶,扶千斤顶人员与操作人员必须配合好,以防止千斤顶在松开时坠落伤人。
6、锚杆排间距不得超出设计规定的±100mm,杆体垂直与围岩面,顶锚杆
钻眼方向不低于85。,帮锚杆钻眼方向不低于75°,靠帮的上下两根锚杆分别
向上、向下倾斜80°,顶锚固力不得小于80KN,帮锚固力不得小于60KN,顶
帮锚杆预紧力矩不低于200Nm,杆体外露螺帽长度为10-30mm,按规定进行拉力
试验。
7、锚索钻孔方向大于87°,角锚索角度误差小于等于10。,排间距误差
为±100mm,孔深误差为0—~F100mm,锚索露出锁具长度150-250mm,锚固力不
小于17T,且逐根打压,逐根记录。
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8、支护作业时,工作平台必须放平扶稳,谨防掉下摔伤。
9、浇筑混凝土之前认真检查巷道规格等是否符合要求,施工过程实行交通
管制,铺底施工段两头设置专人看管,禁止人员通行。为了行人安全在施工段
两头皮带H架处设行人过桥。车辆需通过铺底段时,必须浇注混凝土48小时后
方可通行。
10、混凝土浇筑之前要及时提供原材料的出厂合格证和试验报告以及混凝
土配合比通知单。混凝土地面机械拌合后,用小型翻斗汽车运送到浇筑地点。
在浇注混凝土前,底板必须清理干净,严禁有杂物、淤泥和积水。浇注混凝土
地面坡度向水仓方向(保护煤柱侧),遇到水仓必须在铺底混凝土下方预埋3寸
钢管保证铺设混凝土处积水通过水管流向水仓。为了保证混凝土的强度,混凝
土拌合物的坍落度不得大于3cm。混凝土振动时采用风动式振动棒振动,务必
连续地进行振动。振捣时,振动棒上下略为抽动,振捣时间为20〜30秒,但以
碎面不再出现气泡、不再显著下沉、表面泛浆和表面形成水平面为准。使用插
入式振动器应做到快插慢拔,插点要均匀排列,逐点移动,按顺序进行,不得
遗漏,做到均匀振实。新浇筑的混凝土随浇筑随压实,表面拉毛。新浇筑的混
凝土必须加强浇水养护,一般情况下养护期不少于一周。
三、质量标准化
1、各巷必须严格按设计要求施工,巷内设计的调车胴等必须依设计随巷道
一并掘出,且必须一次成巷,巷道超宽超过500mm时,进行补打锚杆。
2、各锚杆托板必须与顶板贴紧,网必须扯平拉紧。
3、各锚杆间距误差不得超出设计规定的±100mm,孔深误差不超过0—
+30mm,外露长度为10-30mm,锚索排间距误差为±100mm,孔深误差为0—
+100mm,外露长度锚索露出锁具150-250mm(顶板破碎条件下除外)。
4、每班班长和验收员必须严格检查当班的施工质量和支护质量,发现质量
问题必须及时处理,出井后认真填写生产、质量记录。
5、每班开工前、割煤前、支护前,班长必须认真检查中线,并认真核对激
光指向仪是否指向准确,发现中线掉点或指向仪有偏差,必须停止掘进,及时
汇报,待处理后方可继续掘进。
6、保证工程质量的技术措施
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(1)、严格按照作业图作业,割煤前找好中线,划好巷道轮廊线。
(2)、割煤前要严格检查巷道断面、规格,出现不符合设计要求的,必须
先处理,后割煤。
(3)、锚杆采用长短杆套打法,以保证锚杆角度,锚杆垂直岩面。
(4)、锚杆眼内的积水及岩粉应吹洗干净,杆体要平直,除锈、除油。
(5)、安装锚杆时,要用风动器连续搅拌,中途不得间断,搅拌时间不得
少于42秒。
(6)、各种原材料做质量检查,应有出厂合格证。
(7)、巷道施工质量要达优良,掘进、锚杆支护、碎支护达全优,割煤前
必须画好轮廓线。
(8)加强探底煤工作,每圆班探底一次底煤,并做好记录,与断层或顶板
破碎时,每班探底煤,并汇报。
第二节凿岩(煤)方式
本巷道掘进采用EBZ260型机组沿煤层底板掘进,机组施工采用全断面一
次割煤成巷的方案。
第三节装载与运输
1、装运煤工艺:工作面机组切割落煤一工作面机组铲板爬爪装煤一桥式
转载机一二盘区3-5#层5228顺槽80皮带一二盘区皮带巷皮带一一盘区皮带巷
皮带一主平胴皮带一地面。
2、运料线路:地面一副平恫一一盘区辅运巷一二盘区辅助进风巷一二盘
区辅运巷一二盘区3-5#层5228顺槽系统巷一二盘区3-5#层5228顺槽工作面
3、运料工具:防爆汽车(执行塔山煤矿《防爆无轨胶轮车入井管理规定》)。
运输系统示意图见附图七。
设备布置示意图见附图八。
第四节管线敷设
在巷道前进方向的左侧布置胶带运输机、其上布置风筒,并在左帮按照
顺槽永久管路布置一趟静压水管路、一趟压风管路、两趟排水管路,采用①
=20mm、L=2000mni左旋无纵筋螺纹钢锚杆打设吊挂锚杆,间距为3米。电缆布
置在巷道右帮,电缆按照永久电缆吊挂,电缆钩间距1米,用钢丝绳吊挂在巷
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道的顶部金属网上,材料码放架固定在皮带H架上,右侧为运料和人行通道,
并布置各种牌版、监测监控设备等。
巷道布置示意图见附图九。
第五节设备及工具配备
拟投入本工程的主要施工机械设备、仪器一览表
设备名称型号及规格数量新旧程度(%)
防爆车2.5t7100
2台
变频风机2X55KW100
备用1台
风动钻机YT282100
风煤钻2FS-153100
锚索钻机MQT—90III5100
风镐J105100
搅拌机JS5001100
综掘机EBZ2601100
皮带输送机DSJ-80/40/2X403100
防爆磁力起动器QC83-804100
防爆馈电开关DV80-3502100
综保ZXZ-42100
防爆手动开关QS81-8O6100
砂轮切割机F4001100
喷浆机PZ-51100
砂轮机S3ST-4002100
潜水泵5100
便携仪10100
自救器60100
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油泵YDC-1802100
第五章生产系统
第一节通风系统
一、通风系统
1、新鲜风:
地面-*二盘区进风立井一二盘区进风联巷1、2f二盘区辅运巷一二盘
区3-5#层5228顺槽风机一风筒一二盘区3-5#层5228顺槽工作面。
2^乏风:
工作面一二盘区3-5#层5228顺槽回风绕道一二盘区回风巷一二盘区回风
联巷I、回风联巷n、一二盘区回风立井一地面
二、通风量、通风方式及通风设施
1、通风方式
根据《煤矿安全规程》规定及3#一5#层二盘区3〜5#层5228顺槽实际情况,
该巷道在掘进期间通风方式采用局部通风机进行压入式通风。
2、风量计算
先按工作面瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、矿用防爆车需风量、巷道允许
的最低风速分别进行计算,取其中最大值作为掘进工作面风筒末端的实际需要
出风量;然后考虑风筒的漏风因素,确定局部通风机的工作风量(局部吸风量),
根据工作风量(局扇吸风量),结合平时掌握的各种型号局扇配合不同直径风筒
在不同供风距离条件下的实测风量数据选择局部通风机;最后按选定的局部通
风机实际吸风量考虑其安装地点到回风口间的最低风速计算每个掘进工作面的
全风压实际需要风量。
1)、按瓦斯涌出量计算:
3
Qmf=125XqhgXkhg=125X0.8X2.5=250(m/min)
式中:
Qm—掘进工作面风筒末端的实际需要出风量,mVmin;
3
qhg------掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,m/min;
根据相邻水仓工作面掘进期间的瓦斯的绝对涌出量,取0.5mVmin;
khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产条件下,连
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续观测一个月,日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值,但
取值不能小于2.5;
125—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8医的换算系数。
2)、按照二氧化碳涌出量计算
3
Qn,f=67XqhcXkhc=67X0.35X2.5=58.625(m/min)
qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m-Vmin;
khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,正常生产条件下,
连续观测一个月,日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量
的比值,但取值不能小于2.5;
67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5张的换算系数。
3)按工作面人员数量计算
Q掘24N掘=4X56=224m3/min
式中:
N掘一掘进工作面同时工作的最多人数,56人。
4)、按巷道允许的最低风速计算
Q1rf叁60X0.25Shf
3
Q1tf叁60X0.25X16.8=252(m/min)
式中:
Shf—掘进工作面巷道的净断面积,16.8m)
0.25——有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷允许的最低风速,m/s;
5)、按矿用防爆柴油机车需要风量的计算
Qdl=5.44XNdlXPdlXKdl
=5.44X2X20X0.75=163.2(m7min)
式中:
Q<H——该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要的风量,mVmin
Ndi---该地点矿用防爆柴油机车的台数,2台;
Pdl——该地点矿用防爆柴油机车的功率,20kw;
Kdl——配风系数,该地点使用1台矿用防爆柴油机车运输时,心为l.Oo
该地点使用2台矿用防爆柴油机车运输时,心为0.75,该地点使用3台及其以
上矿用防爆柴油机车运输时,降为0.5;
同煤大唐塔山煤矿有限公式
5.44—每千瓦每分钟供给的最低风量,m7mino
根据上述计算,掘进工作面风筒末端的实际需要出风量Qrf=297m7min
6)、选择局部通风机
(1)局部通风机实际需要吸风量计算
根据掘进工作面风筒末端实际需要出风量,考虑风筒的漏风因素,按照百
米漏风率实测值计算局部通风机的实际需风量。风筒百米漏风率无实测值时,
Q局扇=Q掘/(1-0.01XL掘Xn)=224/(1-0.01X3122X1.75X0.01)
=490.8m3/min
Q局扇一局部通风机实际需要吸风量,m3/min;
Q掘一掘进工作面风筒末端的实际需风量,m3/min;
n一风筒百米漏风率,%;
L掘一掘进工作面供风风筒长度,mo
风筒百米漏风率取值表
风筒长度(m)1002003004005006007008009001000
n7.416.145.3254.624.324.013.763.63.42
风筒长度(m)1200140016001800200022002400260028003000
n3.132.892.682.52.342.22.081.961.851.75
(2)选择局部通风机
根据局部通风机的工作风量(局扇吸风量),结合平时掌握的各种型号局扇
配合不同直径风筒在不同供风距离条件下的实测风量数据,从中选择长期运行
效率较高的局部通风机。根据井下实际情况,选用一台2X55KW变频风机,风
筒采用柔性阻燃风筒①1200mm,风量满足要求,风机采用双风机、双电源自动
切换装置。风筒出口距工作面最远不得超过10米,迎头风筒不得落地。
(3)按选定的局部通风机实际吸风量计算掘进工作面的全风压实际需要风
里Q掘金
有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷
Q掘金=Q扇测gx+60X0.25X8=530X1+60X0.25X19.98
同煤大唐塔山煤矿有限公虱
=829.7m3/min
式中:
Q扇测财---局部通风机实际吸风量,m7min;开启一级风量为530m'/min
0.25——有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷允许的最低风速,m/s;
2
S—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,19.98m0
(4)按最大风速进行验算
Q掘W60X4.0XS掘
Q掘<60X4X16.8=4032m3/min
式中:
S掘一掘进工作面巷道的净断面积,
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