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文档简介

阳煤集团新补进、回风大巷及联络横贯掘进作业规程第一章 概况第一节 概述一、巷道名称、位置、长度及相邻关系掘进巷道为3#煤新补进、回风大巷,巷道位于南区集中辅运下山、集中胶带下山和集中回风下山以西,南面邻近二条带北西回风大巷,北面与西面均未布置巷道。新补进、回风大巷沿3#煤层由东向西掘进施工,新补进风大巷设计长1140米,新补回风大巷设计长1220米,煤层倾角一般为28,平均4。新补进、回风大巷每施工200米施工一联络横贯,两巷预留楳柱宽度25米。二、巷道性质及用途新补进、回风大巷均为沿3#煤顶板掘进的半煤岩巷,巷道用途为南采区进风大巷与回风大巷。三、设计服务年限服务年限:服务南采区。四、在施工过程中,防治水、防瓦斯必须有特殊技术要求。(防瓦斯措施详见第七章第一节,防治水措施详见第七章第三节)。五、巷道平面布置图(见附图1)第二节 编写依据一、本面所掘巷道地质资料依据地质测量部提供的新补进、回风大巷掘进所需水文地质资料。二、根据煤矿安全规程、操作规程、阳煤集团文件及新元公司文件有关规定制定。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地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。表1 井上下对照关系表水平名称一水平所掘巷道名称新补进、回风大巷采区名称南采区地面位置冀家垴以西,韩庄村以北,清平镇、清平村以东,杜家沟村以南的黄土塬、黄土峁及沟谷地带。井下位置及四邻采掘情况南区集中辅运下山、集中胶带下山和集中回风下山以西,南面邻近二条带北西回风大巷,北面与西面均未布置巷道。邻近采掘情况对掘进巷道的影响施工巷道东面(南区集中辅运下山以东),310110工作面已经出面,准备回采。第二节 煤(岩)层赋存特征煤(岩)层赋存特征见表2、表3。表2 煤层特征表项目指标备注煤层厚度(最小最大/平均)/m2.652.83/2.74煤层倾角(最小最大/平均)/()28 /4局部达10左右煤层硬度f23煤层层理(发育程度)发育煤层节理(发育程度)较发育自然发火期/d无煤尘具有爆炸危险性绝对瓦斯涌出量/(m min)2.8相对瓦斯涌出量/(mt)1012表3 煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称平均厚度(m)岩性特征顶板老 顶粉砂岩3.28米老顶为粉砂岩,厚度为3.28米,局部变相为细粒砂岩直接顶泥岩1.89米直接顶为泥岩,厚度为1.89米伪 顶粉砂岩0.200.40米煤层上部存在一层粉砂岩伪顶,厚度约为0.200.40米底板伪 底直接底泥 岩2.78米直底板为2.78米的泥岩,含植物化石老 底粉砂岩4.85米老底为4.85米粉砂岩,夹一层0.3米的煤线施工区的岩性特征:新补进、回风大巷在掘进过程中沿3#煤层顶板掘进。所采3#煤层赋存稳定,结构较简单,属中灰、低硫的优质贫瘦煤。煤层以亮煤为主,内生裂隙发育。煤层中一般含12层泥质夹矸,厚度一般为0.020.05米,平均0.03米。该施工巷道沿3#煤层由西向东掘进,煤层倾角一般为倾角为28,平均4,局部达10左右,煤层厚度2.652.83米,平均2.74米。综合柱状图(见附图2)。第三节 地质构造情况根据三维地震勘探资料,该施工范围里程1015米附近,存在正断层,对巷道正常掘进施工有一定影响。预测该施工区段,煤层松软,顶板局部破碎,建议队组施工期间,加强顶板管理,有计划的进行超前探测工作,及时制定相应的过断层、陷落柱安全技术措施,严格制定防止瓦斯的通风措施,加强瓦斯异常监测,确保施工安全。第四节 水文地质情况及防治水措施1、本施工巷道地表上方为第四系黄土覆盖区,盖山厚度较大,雨季期间地面河流及沟谷地带受降雨影响形成季节性流水,但预计对本巷掘进无直接影响。另外,3#煤层上方有K8下和K8砂岩,属于弱含水层,巷道掘进期间将出现少量顶板淋头水和锚孔出水,预测对掘进施工有一定影响。最大涌水量:5m3/h;正常涌水量:0.51.2 m3/h2、巷道掘进期间,出现顶底板突然涌水或水量急剧增大情况,队组必须及时汇报公司有关部门和总调度,采取应急措施,同时启动紧急防治水预案,确保安全生产。瓦斯涌出量参考邻近巷道掘进资料预测为:绝对涌出量为: 2.8 m3/min ; 相对涌出量为: 1012 m3/t。3、巷道掘进期间,出现顶底板突然涌水或水量急剧增大情况,队组必须及时汇报公司有关部门和总调度,采取应急措施,同时启动紧急防治水预案,确保安全生产。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、新补进、回风大巷沿3#煤层布置。二、巷道掘进均采用EBZ-220型掘机施工,开口前先在开口位置加强支护(详见第七章第二节)。开口前的准备工作:1、开口前要提前对施工巷道开口位置的顶板进行岩性探测。2、开口前由地质测量部提前在施工巷道开口位置挂中线。3、配备通风系统、运输系统、供电系统。4、将风水管接到规定位置,并保证连接完好。5、将支护材料、备品、备件等放到指定位置,码放整齐。第二节 矿压观测一、观测对象:新补进、回风大巷。二、观测内容:巷道顶板离层量,帮锚杆的锚固力、扭力矩,顶锚索的涨拉预紧力。具体观测内容见表4。序号观测项目观测目的观测方法1巷道顶板深度移近量顶层3-6m顶板变化量观察离层仪深部读数2巷道顶板浅度移近量顶层0-3m顶板变化量观察离层仪浅部读数3锚杆锚固力是否达到设计要求使用070KN锚杆测力计使用050KN锚杆测力计4锚杆扭力矩是否达到设计要求使用扭矩扳手5锚索涨拉预紧力是否达到设计要求使用0160KN锚索测力计使用0250KN锚索测力计 表4 施工巷道观测项目、目的、方法三、观测方法:1、测站布置:在巷道开口20m范围内,开始布置测站并编号,以后每150m设置一组矿压观测站。每一组矿压观测站包括一个顶板离层仪和两块锚索压力表(一块安装在21.6mm锚索上,另一块安装在17.8mm锚索),距离相差不超过5m范围。矿压观测站要随巷道的掘进及时建立。2、观测时间:距工作面200m时每天观测一次,200m以外每周观测两次。3、用钢尺检测断面标志点,顶底板相对移近量,两帮相对移近量。4、用LC100锚杆拉力计检测顶、帮锚杆的锚固力,巷道每施工20米由检修班记录员负责检测一次锚杆锚固力及扭力矩,扭力矩用T960300扳手测试,每次检测不少于6根(顶锚杆3根,帮锚杆3根)。5、用北京巧力神YCD-200(YCD-290)涨拉千斤顶和KZDB1.2563型隔爆电动泵检测锚索预紧力,巷道每施工20米,由检修班记录员负责抽查一组,每组锚索不少于3根。6、每个测站(观测断面)的巷道正顶安设一个HLY2型顶板离层仪,用于观测顶板离层量和岩层相对移近量。7、每个测站的顶锚索、顶锚杆各安设一块MCZ500型矿用锚杆(索)测力计,观测锚杆(锚索)受力情况。四、数据处理:1、观测日常观测由队组技术员、记录员负责,做好观测记录,每月将观测记录报生产技术部。2、结果分析采取边施工、边观测,及时对测量的数据加以分析、判断,并把测量的结果反馈到设计和施工中去,从而不断修改设计、补充措施、指导施工。每月由生产技术部技术人员将观测记录、分析报告审核存档。五、顶板岩性探测:1、探测对象:沿3#煤顶板掘进的新补进、回风大巷。2、施工队组负责常规顶板岩性探测。巷道每施工50m打一个岩性探测孔,孔深要求超过锚索设计长度0.5m,孔径不小于29mm,队组技术员根据相邻窥视资料和钻具钻进速度对顶板岩性准确的分界,并绘制探眼柱状图报矿分管副总工程师、生产部主任工程师和施工队组。3、巷道开口20 m内及每施工300m,地测部负责组织施工队组打一个顶板岩性窥视探测孔,孔深要求超过锚索设计长度2.0m,孔径不小于29mm,地测部有关人员负责将岩性探测结果及时出图,并报矿分管副总工程师、生产部主任工程师和施工队组。4、顶板岩性窥视探测资料由矿地测部主任工程师进行初步审查分析、分管副总工程师作出最终审查意见。第三节 支护设计一、巷道断面及支护形式根据地质测量部提供的柱状资料分析,煤层上部存在一层粉砂岩伪顶,厚度约为0.200.40米,直接顶为泥岩,厚度为1.89米,老顶为粉砂岩,厚度为3.28米,局部变相为细粒砂岩,根据对3#煤层顶板矿压观测数据的统计和顶板支护经验,初步设计新补进、回风大巷及联络横贯为矩形断面。新补进、回风巷支护形式相同,顶部支护形式为波纹钢带+金属网+锚索联合支护;帮部支护形式为钢筋钢带+金属网+锚杆+锚索联合支护形式。联络横贯顶部支护形式为W钢带+金属网+锚杆+锚索联合支护,帮部支护形式为钢筋钢带+金属网+锚杆联合支护形式。(附巷道断面特征表5)表5 巷道断面特征表 巷道名称形状宽(m)高(m)断面积(m2)毛净毛净毛净新补进风大巷矩形5.245.03.523.3718.416.8新补回风大巷矩形5.245.03.523.3718.416.8联络横贯矩形4.24.093.02.9412.612.02备注净高为锚索锁具至底板垂直距离,净宽为两帮锚杆末端之间水平距离。二、支护参数设计(一)采用工程类比法选择支护参数1、根据临近巷道掘进支护效果,新补进、回风大巷顶板适合采用波纹钢带、金属网、锚索联合支护方式,两帮采用钢筋钢带、金属网、锚杆、锚索组合支护;联络横贯采用W钢带、金属网、锚杆、锚索联合支护方式;两帮采用钢筋钢带、金属网、锚杆组合支护。2、锚索长度选择、支护材料选型锚索长度根据顶板岩性探测确定。必须将锚索锚固到稳定且坚硬的石灰岩层中,当锚固不到稳定岩层中时,锚索长度应适当加长,并满足以下要求:锚固段:按现场拉拔试验来确定,根据近几年来现场使用情况,树脂锚固剂长度应不小于1.2m。自由段:长度一般不小于3.0m,也可按岩层最大破裂面的深度来选取,要求超过破裂面最小1.0m。涨拉段:涨拉端长度一般不小于0.15m,不大于0.2m。3、锚索承载能力、涨拉预紧力21.6mm锚索设计承载能力为500kN,涨拉预紧力不小于250kN,使用KZDB1.2563型电动泵和配套YCD-290千斤预紧时,压力表读数不小于55MPa。17.8mm锚索设计承载能力为320kN,涨拉预紧力不小于160kN,使用KZDB1.2563型电动泵和配套YCD-200千斤预紧时,压力表读数不小于42.5MPa。(二)采用计算法校核支护参数1) 锚索支护理论验算应以悬吊理论为主。主要是为了防止巷道顶板大面积整体冒落。可按下式验算:KGnA式中锚索承受的离层岩层或危石重量(KN);安全系数,取;n锚索的根数(根/);锚索的设计承载力(N)。根据地质说明书提供的资料,锚索需要承载的岩体(包括煤)为煤层和锚固段以下岩层的重量。其中煤层厚度h煤=2.74 m,煤的容重r煤=1.5t/m3,岩层厚度h岩=3.28m,岩石的容重r岩=2.67t/m3,A1为320KN(17.8),A2为500KN(21.6),故G=h+h G= h h =2.741.5+3.282.67=128.68KNKG=2128.68=257.35KNNKG/A1=257.35/320=0.81根NKG/A2=257.35/500=0.52根由K GnA知道: 实际锚索布置为:新补进、回风大巷17.8mm锚索平均每平方米为0.83根;新补进、回风大巷21.6mm锚索平均每平方米为2.08根;联络横贯平均每平方米为6.3根。实际大于计算得出的根数,能满足要求。 锚索长度根据巷道顶板岩层情况确定,应使锚索锚固到稳定的岩层中,当稳定岩层与巷道顶板距离过大时,锚索长度应超过自然平衡拱2m以上,并满足以下要求:锚固段长度不小于1m;自由段长度不小于3m;涨拉端长度要保证涨拉工艺要求的长度,一般不小于100mm。2)锚杆长度校核:顶锚杆通过悬吊和帮锚杆通过加固帮体作用,达到支护效果的条件,应满足LL1 +L2+L3式中:L锚杆总长mm;L1 锚杆外露长(钢带+托板+螺母厚mm,顶锚杆取70mm,帮锚杆取140mm);L2 有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c);L3 锚入岩层内深度(顶锚杆取800mm,帮锚杆取800mm)。普氏免压拱高:b=B/2+Htan(45-帮/2)/f顶 c= Htan(45-帮/2)式中:B、H巷道掘进跨度和高度, Bmax=5240mm,H=3520mm;联络横贯取Bmax=4200mm,H=3000mm;f顶板岩石普氏系数,f顶取2;两帮围岩的内摩擦角,= arctan(f顶)。= arctan(f顶)=arctan2=63.43495新补进、回风大巷:Bmax=5240/2+3000tan(45-63.43/2)/2= 1725.36mmc= Htan(45-帮/2)=3520tan(45-63.43/2)=830.72mm联络横贯:Bmax=4200/2+3000tan(45-63.43/2)/2=1404.03mmc= Htan(45-帮/2)=3200tan(45-63.43/2)=755.2mm根据上述公式计算得出:新补进、回风大巷顶部支护为全锚支护,故不需计算校核顶锚杆;新补进、回风大巷帮锚杆长L帮=140+830.72+800=1770.72mm;联络横贯顶锚杆长L顶=70+1404.03+800=2274.03mm;联络横贯帮锚杆长L帮=140+755.2+800=1695.2mm;实际顶、帮锚杆长度均为2400mm,因此所选顶、帮锚杆的长度均能满足计算要求。3)校核顶锚杆间、排距,应满足:式中:锚杆间、排距,m; 锚杆设计锚固力,取70KN/根; k安全系数,一般取2;L2有效长度(顶锚杆取b);岩体容重a(G/kL2)1/2=70/(21.40426.7) 1/2=0.966m新补进、回风大巷顶部支护为全锚支护,故不需计算校核顶锚杆,只需计算横贯顶锚杆间排距。横贯实际施工时取a=800mm, b=800mm;因此,顶锚杆间、排距参数能满足计算结果。4)顶锚索通过悬吊作用,达到支护效果的条件,应满足:LL1+L2+L3式中:L锚索总长度;L1锚索外露长度(包括钢带、托板、螺母厚度),m;计算:L1=4+10(8)+70+200=284(282)mm=0.284(0.282)m,取280mmL2有效长度(顶锚索取围岩松动圈冒落高度b,帮锚索取煤帮破碎深度c);L3锚入岩(煤)层内深度。其中围岩松动圈冒落高度b=B/2+Htan(45-帮/2)/f顶c= Htan(45-帮/2) 式中:B、H巷道掘进跨度和高度, Bmax=5240mm,H=3520mm;联络横贯取Bmax=4200mm,H=3000mm;f顶板岩石普氏系数,f顶取2;两帮围岩的内摩擦角。新补进、回风大巷:Bmax=5240/2+3000tan(45-63.43/2)/2= 1725.36mmc= Htan(45-帮/2)=3520tan(45-63.43/2)=830.72mm联络横贯:Bmax=4200/2+3000tan(45-63.43/2)/2=1404.03mmc= Htan(45-帮/2)=3200tan(45-63.43/2)=755.2mm根据上述公式计算得出:新补进、回风大巷顶锚索长L顶=280+1725.36+1200=3205.36mm;新补进、回风大巷帮锚索长L帮=280+830.72+1200=2310.72mm;联络横贯顶锚索长L顶=280+1404.03+1200=2884.03mm;联络横贯帮部不打锚索,故不计算横贯帮锚索长度。实际补进、回风大巷顶锚索长度8300mm(21.6),6300mm(17.8),帮锚索长度6200mm(17.8);横贯顶锚索长度8300mm(17.8),因此所选顶、帮锚索的长度均能满足计算要求。5)校核锚索间、排距,应满足:=320(21.72526.7)1/2=(32092.115)1/2=1.86m式中:锚索间、排距,m; 锚索设计锚固力,取320KN/根; k安全系数,一般取2;L2有效长度(顶锚索取b,帮锚索取c);岩体容重,26.7KN/m3。现场施工锚索间排距为0.8m,小于L锚索的1.86m,因此满足巷道支护要求。6)按“组合梁”悬吊理论校核锚索的间距: 根据地质钻孔柱状分析,直接顶为泥岩,无坚硬岩层,为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落,用每排至少两根钢绞线,将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中,校核锚索间距,冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度(细锚索长度)的整体冒落考虑,在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下,取垂直方向力的平衡,可用下式计算锚索间距。L=nF2/BH-(2F1Sin)/L1式中:L锚索间距,m;B巷道最大冒落宽度,取4.8m;H巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2.4m;岩体比重,26.7KN/m3;L1锚杆排距0.8m;F1锚杆锚固力70KN;F2锚索极限承载力,取320KN;角锚杆与巷道顶板的夹角75;n锚索排数。通过计算:L =nf2/BHr-(2F1sin)/L1=7320/(5.26.326.7)=2.56mL横贯 =nf2/BHr-(2F1sin)/L1=2320/4.22.426.7-(270sin75)/0.8=6.4m巷道实际所选锚索间距小于L。故选择的锚索参数都符合设计要求。第四节 支护工艺一、支护形式及材料规格1、支护形式新补进、回风巷顶部支护形式为7孔波纹钢带、金属网、锚索联合支护。锚索上铸钢波纹托板涨拉预紧,巷道顶部支护为全锚支护,钢带第三与第五个锚孔安装21.68300mm的锚索,其它锚孔安装17.86300mm锚索,钢带两端最外侧两根锚孔间距200mm,其它锚孔间距800mm,波纹钢带压金属网与岩面紧贴。帮部支护形式为金属网、槽钢、钢筋钢带、锚杆、锚索联合支护。锚索上2000mm的14#b型槽钢涨拉预紧,锚索距底板1800mm,间距1600mm。帮锚杆每排每帮各4根,间距800mm,排距800mm。(具体支护形式见附图3、附图4)。联络横贯支护形式顶部为锚杆、6孔W钢带、金属网、锚索支护,锚索上加强托板安装预紧。两帮支护为锚杆、金属网、钢筋钢带支护,帮锚杆每排每帮各4根,间距800mm,排距800mm。(具体支护形式见附图5)2、支护材料及规格(隔断区采用钢塑复合网)1)新补进、回风大巷支护材料规格波纹钢带: 52002204mm(长宽厚)帮锚杆:左旋无纵筋螺纹钢锚杆202400mm 帮锚杆铁垫片:12014010mm槽形垫片,中孔24。顶锚索:17.86300mm、21.68300mm 帮锚索:17.86200mm锚具:17.8锚索配套锚具 、21.6锚索配套锚具 21.6锚索托梁:24020080mm的铸铁托板17.8锚索托梁:400200100mm的铸钢波纹托板帮部17.8锚索铁托板:2009512mm,中孔24帮部17.8锚索托梁:14#b型槽钢托梁长2000mm,中孔20帮锚杆药卷:23800mm中速树脂药卷(每孔一卷)锚索药卷:231200mm双速树脂药卷(每孔一卷)顶网:金属网56001000mm(长宽)帮网:金属网30001000mm(长宽)帮钢筋钢带:12mm300080mm隔断网:5600(3000)1000mm(长宽)的钢塑网所选锚索必须按巷道顶板岩性探测资料进行选取。2)联络横贯支护材料W钢带: 42002204mm(长宽厚)顶、帮锚杆:左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆202400mm顶锚杆铁托板:10010010mm的钟形托板,中孔24mm帮锚杆铁垫片:12014010mm的槽型垫片,中孔24帮钢筋钢带:12220080mm锚索:17.88300mm 锚具:17.8锚索配套锚具锚索托梁:特制加强型托梁顶、帮锚杆药卷:23800mm中速树脂药卷(每孔一卷)锚索药卷:231200mm双速树脂药卷(每孔一卷)顶网:金属菱形网45001000mm(长宽)帮网:金属菱形网28001000mm(长宽)锁口槽钢:700mm长14#b型槽钢所选锚索必须按巷道顶板岩性探测资料进行选取。3、材料管理(1)巷道内材料要集中分类码放,料场长度不得超过100米,支护材料必须分类上垛,码放整齐,并挂牌标明名称和规格。(2)锚杆、锚索必须上架,锚索两端头不得落地。(3)材料码放要横竖成线,高度不得超过1.5米。标志牌内容齐全、规范统一。(4)支护材料必须备用三天的,液压油必须备用一桶,易损设备配件必须有一套备用。(5)材料存放不能影响行人。(6)设备配件必须在使用地点10米范围内,更换时能及时使用,并挂牌标明,废旧设备必须及时升井。二、支护工艺、工序及要求一)顶部临时支护形式、支护工艺、工序及要求顶部临时支护的形式有机载式临时支护、戴帽点柱临时支护两种。顶板平整稳定时,使用机载式临时支护方式;顶板不平整、局部冒落时使用戴帽点柱临时支护。1)顶板完好,无其他异常情况时,采用机载式临时支护(附图6)。(1)机载式临时支护的结构和特点 机载式临时支护的基本结构是:将托梁器(通过弧形稳定卡)固定在综掘机截割部外伸缩筒上端(弧形卡上部的耳环、销轴连接托梁器),托梁器由(长宽厚)为40075020 mm并且前后带20mm高槽沿的钢板组成,托梁器前端焊一个支撑腿,用于稳定机载托梁器。临时支护时,将托梁器转动180度到截割头侧,放置在截割头上稳固(此时必须闭锁截割头),钢带放置在托梁器槽内的板木上部(板木规格:长度为巷道一半以上,宽度为200mm,厚度为100mm,),伸截割部直接支护顶板;非临时支护时,将托梁器转动到伸缩筒侧,用锚链、连接环和螺丝固定好。其特点是:方便、灵活、便于施工,不影响截割。(2)机载式临时支护工艺流程: 割出一排进度,每割一排煤要分两刀完成,每刀只能割0.4m,且每割一排煤不得少于40分钟,未超割方可继续掘进;查煤头巷高(满足3.03.5m);查安全出口(满足宽0.7 m、高2.0m);退机、截割头落地、综掘机闭锁;人员进煤头敲帮问顶;在永久支护下挂联网、将机载托梁器放置合适;将钢带抬放到机载托梁器上;撤人后启动掘进机;升摆油缸挑起网和钢带接顶并且闭锁;完成临时支护。(3)机载式临时支护作业要求:坚持“割一排、临时支护一排、锚一排”的原则。综掘机割出一排进度后,最大空顶距离(永久支护到煤头的距离)不超过1.2m。支起一排后,最小空顶距离不超过0.4m。根据巷高不同,割煤后煤头要留有适当的煤量,保持3.03.5m合理的支护空间。人员进入煤头作业前,掘进机靠人行帮侧必须留有一条安全出口,宽度不小于0.7 m,高度不小于2.0m。并保证煤头有足够的安全作业空间。临时支护时,正司机负责综掘机操作和闭锁、副司机负责指挥监护,副司机侧必须保证急停按钮灵活可靠。在综掘机闭锁情况下,人员站在永久支护下挂网、联网。人员进入煤头联网等作业前,司机必须将截割头落地,并闭锁掘进机;挂联网等作业时,人员必须先观察顶板并进行敲帮问顶,确定无问题后,一人迅速进煤头负责将机载托梁器从截割头伸缩筒侧随固定轴翻转180到截割头上放稳,另外两人先将板木放入托梁器的槽形区内,然后迅速将钢带抬放到机载托梁器的槽形区内的木托板上放置平稳之后人员撤离煤头;司机开始操作升降和摆动油缸,将网和钢带托起接顶并达到额定支撑力,完成临时支护。 作业人员在机载托梁器上放钢带前,司机应调好截割头位置和距离,一般情况下距顶板1.01.2m,保证截割部伸缩油缸动作时尽量使上方钢带不发生倾斜,然后挑起钢带和网托住顶板,挑支点一般选在巷中。然后进行敲帮问顶,敲帮问顶时,人员站在正式支护下,用不小于1.7 m的长柄工具对煤头进行敲帮问顶,处理掉活煤、矸。 在临时支护下,人员进入煤头开始支打截割头左侧一根和右侧一根顶锚杆或锚索;支打完毕后将人员撤出,将综掘机退出煤头5m外并将截割头着地,闭锁开关,在正式支护下支打其它剩余的顶锚杆、锚索和帮锚杆。煤头人员作业时,正司机不能离开操作台,并且负责全过程对开关进行闭锁、看护闭锁和解锁。支护时必须有副司机(或工长、安全员)进行监护。煤头作业人员严禁站在铲板上、耙爪上或紧靠截割头进行作业。在综掘机闭锁失效或截割部升降油缸有漏油的情况下,严禁使用机载式临时支护方式。当顶煤破碎、巷道局部塌顶过高等特殊情况下,无法使用机载式临时支护时,必须使用穿鞋戴帽摩擦柱进行临时支护。2)顶板破碎,巷道压力增大时采用金属摩擦柱临时支护(见附图7)(1)工作面要备用不少于4根摩擦柱,距煤头30m范围靠煤帮竖直存放。(2)支护工必须熟悉本工作面煤层、顶板特征,顶板管理方式和所用支柱的性能、结构原理及使用维护方法,严格按作业规程的规定进行操作。(3)掘进工作面掘进一排后,最大空顶距不超过1.2m,然后退机至煤头5m外,使掘机截割头着地,并闭锁综掘机。然后操作人员站在正式支护下用不小于1.7m长的长柄工具敲帮问顶,处理顶帮的活煤、矸,发现隐患及时处理,然后由截割头挑起钢带中间,人员再在煤头支设不少于4根戴帽摩擦柱, 支设戴帽临时摩擦柱时不少于3人,一人观察顶板,两人支设。保证作业人员在掘进工作面支设临时支护即金属摩擦柱时有安全可靠的保障,进行临时支护时必须确保退路畅通。(4)新补进、回风大巷掘进施工时,由于巷道的高度大于金属摩擦支柱的高度,因此在截割时先由掘进机司机沿顶板自上而下割出2.8米,然后进行临时支护及正式支护,支护完后,掘进机司机再进行割煤,保证巷道的高度。(5)支柱与顶底板要全面接触,不准打在浮煤、浮矸上。松软底板,支柱必须穿鞋。倾斜巷道要有一定的迎山角,支柱迎山有力。(6)支设临时支护,准备好敲帮问顶的工具及支设临时支护的工具,包括铁锹、大锤、长柄工具、卸载手把,液压升柱器等工具,保证工具灵活可靠。(7)检查金属摩擦支柱时,发现锁体部件不齐全,水平楔不起作用,断裂,无底,变形,弯曲,顶盖缺少两个(包括两个)以上小爪,不能伸缩,垫圈和托板接触 不严密,各部焊缝裂开或柱体内煤粉影响活柱下缩时,必须处理或更换。(8)使用升柱器前,首先检查液压油是否清洁,有无杂物进入,以免堵塞。(9)使用升柱器前必须拧紧卸压阀,在扳动操作杆时排出缸内气体,待出液后再与支柱连接。(10)用升柱器后或长期不使用时,要用机油清洗干净,以防锈蚀堵塞。(11)金属摩擦柱的支设最大高度应小于支柱设计最大高度的0.1米,最小高度应大于支柱设计最小高度的0.2米,当采高发生变化时,应及时更换相应高度的的支柱。(12)支设金属摩擦柱时,必须两个人同时操作,相互配合。其中一人扶柱,另一个人升柱。升柱达到初撑力后,扶柱人员用大锤将水平楔锁紧。(13)金属摩擦柱支护时由外向里、由两帮向中间依次进行。戴帽点柱数量根据顶板实际情况而定,但柱距不大于1.0m,柱距煤帮不大于1.0m,摩擦柱均匀支设在掌头,距煤头不大于0.4m,必须用5t液压升柱器升紧,必须打紧支实。打点柱时,必须专人监护顶板及帮,初撑力不小于50 KN,并用锤锁牢。(14)戴帽摩擦柱必须支到实处,临时支护不能在实底支设时,金属摩擦支拄必须“穿鞋戴帽”,柱帽、鞋规格60015080(长宽厚)。临时支护支设一排后掌头空顶距不得大于0.5米,临时支护最大控顶距1.3米。(15)若掌头顶板破碎,必须增加支设金属摩擦柱加强支护,数量、布置形式以实际情况为准。(16)支设金属摩擦柱时要与钢带眼错开,保证柱间距小于等于1米。(17)必须在完好的临时支护下进行顶部支护。正式支护完毕后,撤掉临时支护,继续下循环作业。(18)煤头高度超过3.0m时,严禁使用金属摩擦柱进行临时支护。顶板压力大、有离层、有响声要立即停止作业,撤出人员,待顶板稳定后,方可继续施工。(19)掘进工作面内不得使用不同性能的临时支护,特殊情况下需使用时,必须制定专门措施。二)帮部临时支护工艺、工序及要求割出一排后,顶部临时支护完善后,然后在每帮打不少于1根戴帽摩擦柱(错开帮部永久支护位置),柱帽采用140160mm的半开木,长8001200mm,同时在柱体后加一140160mm的半开木(与帮锚杆或帮锚索眼错开),柱脚垫木托板,用木楔打紧打牢,遇伞檐或劈口发育必须加强支护,确保施工安全。三)永久支护工艺流程及要求1、锚杆工艺流程割煤、岩够一排排距后敲帮问顶临时支护打锚杆眼上药卷锚固锚杆上托板紧固锚杆。2、锚索支护工艺流程及对各工序要求(1)准备工作按设计锚索布置方式打眼上药卷安装锚固钢绞线上托梁及锚具涨拉预紧锚索。(2)接、解钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。(3)锚索搅拌过程中,除钻机操作人员以外,其他人员必须撤至距钻机3米范围外,以防甩脱钢绞线发生伤人事故。(4)钢绞线锚固15min后上托梁涨拉预紧。(5)涨拉锚索由两人操作,一人操作电泵,一人操作涨拉千斤顶,千斤顶要与钢绞线保持同一轴线,加压用锚具卡住钢绞线后,方能松手,并用4股14#铅丝将千斤绑在顶网上(铅丝穿过顶网至少3个网格),操作人员要避开涨拉油缸的轴线方向,保证施工安全距离不小于5米。(6)涨拉锚索操作顺序为千斤顶穿入钢绞线紧贴锚具开启电动泵顺时针扳动换向手柄及卸载手柄使千斤顶出缸卡住钢绞线用铅丝挂好千斤顶人员避开涨拉区缓慢送液自动锚固达到预紧力逆时针扳动换向手柄、顺时针扳动卸载手柄加载使千斤顶回缸千斤顶自动退锚将换向手柄及卸载手柄复位。3、锚杆、锚索支护顶锚杆、17.8锚索施工采用27mm钻头,21.6锚索采用29mm钻头,和中空六棱钢钻杆的MQT-130/2.8煤矿用气动锚杆钻机;打帮锚杆使用28mm钻头风煤钻。顶帮锚杆药卷使用23800mm中速树脂药卷,每孔使用一根药卷,安装锚杆时将锚固剂用锚杆体顶住送至孔内,启动搅拌器,边旋转搅拌边匀速推进到孔底,搅拌时间为10-15s,搅拌停止后,等待90-180s,卸下搅拌器上托板,拧紧螺母。17.86300mm锚索眼深600050mm,21.68300mm锚索眼深800050mm,药卷搅拌时间控制在1525秒,双速药卷安装时超快端向上。严禁随意截短药卷或钢绞线。锚索按设计要求紧跟掘进头,不得滞后。4、锚杆支护工艺要求(1)顶锚杆要割一排锚一排,要求锚固一排合格一排,不合格不得施工下一排。施工时,掘进头帮锚杆上三根紧跟掘进头,两帮锚杆近底板一根可滞后掘进头施工,滞后距离不得大于40米。(2)联网(帮网与帮网、顶网与帮网、顶网与顶网)均采用14#铅丝双股拧紧不少于3圈,联网必须使用专用联网钩,要求网边搭接100mm,每隔200mm联网一道,均匀布置联网道数。(3)锚杆排距误差不超过100。(4)顶板W钢带两端角锚杆与顶板成75角布置,其它顶、帮锚杆与巷道轮廓线垂直布置。锚杆托板必须紧贴岩面。(5)锚杆外露长度(螺帽以外)以30-50mm为合格。(6)顶、帮锚杆锚注后,用扭矩扳手检查锚杆扭力矩是否合格。(7)巷道超挖超过250mm时,必须在其旁边补打单体锚杆或充填超挖部位。(8)必须配备锚杆检测工具(锚杆拉力计和扭矩扳手),每20米做一次拉力试验,队技术员负责检测。每次检测顶、帮各不少于3根。要求顶锚杆锚固力不小于70KN(北京巧力神LC-100型螺纹钢千斤顶涨拉读数为33.4MPa),扭力矩不小于150NM,帮锚杆锚固力不少于50 KN(北京巧力神LC-100型螺纹钢千斤顶涨拉读数为23.8MPa),扭力矩不小于120NM。检测结果必须留有记录,检测后的锚杆用油漆标示,不合格的必须重新补打。5、锚索支护工艺要求(1)打锚索使用风动锚杆钻机,打眼时先送水后开钻,严禁无水开钻,推力要适当,严禁猛升造成钻杆折断。(2)21.6锚索承载能力应在500KN以上,涨拉预紧力为250KN(使用北京巧力神YCD-290型锚索涨拉千斤顶,涨拉读数为55MPa);17.8mm锚索承载能力应在320KN以上,涨拉预紧力为160KN(北京巧力神YCD-200型千斤顶涨拉读数顶锚索42.5MPa,帮锚索31MPa,涨拉预紧力为120KN)。队组必须在井下工作面配备锚索检测工具并且锚一根检测一根。(3)锚索应与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置,外露长度20050mm。间排距误差不超过100mm。(4)锚索施工紧跟掘进头,随掘随锚,锚固剂固化15分钟后进行涨拉,锚索涨拉预紧力必须达到规定。三、锚杆、锚索巷道支护施工质量标准化表6 巷道支护施工质量标准化项目检查项目质量要求及允许误差/mm合格优良保证项目1锚杆、锚索、钢带等材料的材质、品种、规格、结构、强度符合设计、作业规程及规范规定2锚固剂的材质、配比、规格、强度符合设计、作业规程及规范规定基本项 目1巷道净宽mm100502巷道净高mm100503锚杆锚固力、最低值不小于设计值的90%最低值符合设计值4锚索预紧力最低值不小于设计值最低值符合设计值5锚杆、锚索施工质量安装牢固、托板紧贴煤壁无松动完全符合设计标准6铺网质量符合作业规程规定允许偏差项目1锚杆、锚索间排距mm锚杆不大于设计值100、锚索间排距1502锚杆、锚索孔深mm锚杆孔深0+50、锚索孔深01003锚杆角度()符合设计要求,与围岩夹角不大于154锚杆外露长度mm露出螺母外缘30505锚索外露长度mm露出锚具下平面不大于20050四、支护台账建立要求:巷道施工时必须建立支护质量台账,巷道支护台账由队组技术员负责监督、检查每班所填写的内容是否与生产相符。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工方式采用EBZ-220型掘进机沿3#煤层顶板掘进,采用掘一排锚一排的截割方式,严格控制割煤速度,严禁超割超进。若巷道设计高度大于煤层厚度,根据现场情况采取掘进机割底不破顶的施工方法,保证巷道设计高度;当巷道施工高度大于设计高度500mm以上时,应及时缩小巷道施工排距为600mm。在掘进过程中,遇部分岩石需继续掘进割煤时,需加大喷雾,杜绝火花的产生;当岩石硬度大于掘进机切割能力时,应停止使用掘机,采取其它措施。二、巷道开口施工要求(见附图8)1、开口前,施工队组应及时联系地质测量部有关人员对巷道进行顶板岩性探测,地测人员将探测结果及时报施工队组和技术组,技术组根据探测结果确定合理的支护参数和支护形式。2、巷道开口用槽钢打17.810200mm锚索全封闭支护,槽钢超出开口巷道两帮各1米,锚索间距1200mm,排距1000mm。3、交叉点及周围5米范围内按原巷道锚索规格排排不少于2根锚索进行加强支护。 4、槽钢必须紧贴巷道开口帮,锁口锚索必须在巷道开口以前按规定打好。锚索托梁:14#b型槽钢长700mm,中孔24mm锚索钢垫片:2009512mm(长宽高),中孔24mm锚索药卷:231200mm双速树脂药卷(每孔一卷)三、标定中腰线(一)巷道开口、拐弯时,地测部门要及时给定中腰线,并有醒目标志,队组施工严格按线作业。(二)地测部门给定中线时,队组需配合地测部门作业,按测量人员给定位置打好中线眼位,测量人员再将木楔打入顶板中背紧背牢,之后将线钉入木楔上,所给中线不少于3根,3根线必须成一条直线。(三)施工队组如发现中腰线有问题,立即停止作业,汇报地测部门及时给予校正。(四)施工人员应妥善保护中腰线,严禁私自更改中腰线;在每班开工前,必须对中腰线进行复核和延伸,严格按线施工,以保证工程规格符合设计要求。(五)综掘巷道拐弯或贯通时,地测部门提前60m下达通知书。(六)遇构造时,地测部门及时提供中腰线。(七)煤巷综掘严格使用激光指向仪。第二节 掘进方式1、设备配备见附表,各种设备主要技术特征见附表8。2、巷道开口施工前已经构成通风系统,具备综掘条件。新补进、回风大巷均采用EBZ-220型掘机沿顶板截割、自行装煤并辅以人工清煤。采用掘一排锚一排的作业方式,循环进度为0.4m。3、生产工艺流程开机前准备掘进机割、装、运敲帮问顶临时支护锚杆、锚索支护连网清理现场下个循环。4、检修工艺流程:检修前准备检修掘进机各部位、加油、更换截齿,检修各部皮带输送机、刮板输送机及延伸皮带输送机、打卸压孔下料、其它工作试运转正常掘进。5、掘进机截割工艺: 采用掘机横向往复式截割,截割时将截割头调至巷道中,由巷道左上部开口进刀,左右摆动先割出槽窝,然后由左向右,由上向下进行截割,待截割完毕且支护完成后,再进行下一个循环,往复进行。 掘进机截割路线见附图9。第三节 装载与运输一、装载与运输方式:1、装载与运输设备(设备配备图见附图10)2、装煤:综掘采用掘进机自行装煤。3、运煤:采用刮板输送机将煤运出工作面。4、材料及设备:采用防爆无轨胶轮车运输。二、生产系统(见附图11):1、运煤(岩)系统1)新补进风巷:EBZ-220型掘机二运(DSJ800型)新补进风巷皮带输送机爬皮带输送机刮板输送机南区集中胶带下山大巷皮带输送机二号煤仓相连的横贯集中辅运运输大巷主斜井地面。2)新补回风巷:EBZ-220型掘机二运(DSJ800型)新补回风巷刮板输送机出煤横贯刮板输送机新补进风巷皮带输送机爬皮带输送机刮板输送机南区集中胶带下山大巷皮带输送机二号煤仓相连的横贯集中辅运运输大巷主斜井地面。皮带输送机机司机严格执行集团公司巷道掘进操作规程(2004)第260条第282条;刮板输送机司机严格执行集团公司巷道掘进操作规程(2004)第283条第306条。2、人员、材料、设备运输1)新补进风巷:人员、材料、设备均采用无轨胶轮车运输,运输路线为副斜井集中辅助运输大巷西辅运大巷集中辅运下山集中辅运下山与集中胶带下山大巷联络横贯新补进风巷掘进头。2)新补回风巷:人员、材料、设备均采用无轨胶轮车运输,运输路线为副斜井集中辅助运输大巷西辅运大巷集中辅运下山集中辅运下山与集中胶带下山大巷联络横贯新补进风巷联络横贯新补回风巷掘进头。运输管理详见第七章第五节。第四节 管线敷设一、各类管线、运输设备的布置要求风管、排水管采用108mm无缝钢管,主水管采用50mm无缝钢管,支管可采用25mm、19mm、10mm的高压管。压风管、压水管、排水管必须上顶

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