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文档简介
目 录第一章 概 况1第一节 概 述1第二节 编写依据1第二章 地面位置及地质情况1第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况1第二节 煤(岩)层赋存特征2第三节 地质构造5第四节 水文地质5第三章 巷道布置及支护说明5第一节 巷道布置5第二节 支护设计及工艺7第三节 支护工艺12第四节 矿压观测17第四章 施工工艺19第一节 施工方法19第二节 凿岩方式20第三节 装载与运输22第四节 管线22第五节 设备与工具配备24第五章 生产系统24第一节 通 风24第二节 压 风31第三节 瓦斯防治32第四节 综合防尘34第五节 防灭火38第六节 安全监控38第七节 供 电41第八节 排 水44第九节 运 输45第十节 井上、下通信48第十一节 照明及信号49第六章 劳动组织及主要技术经济指标49第一节 劳动组织49第二节 循环作业50第三节 主要技术经济指标51第七章 安全技术措施53第一节 一通三防53第二节 顶 板60第三节 防治水64第四节 机 电65第五节 运 输72第六节 其 它74第八章 灾害应急措施及避灾路线75第一节 安全避险系统75第二节 各种灾害预兆78第三节 灾害应急措施80第四节 避灾路线84第一章 概 况第一节 概 述3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面为单巷掘进,主要担负3403上分层回采工作面进风、运输等任务,设计运输顺槽掘进长度444m,开切眼掘进长度141m,设计总掘进长度585m(运输顺槽已掘进70m,剩余374m未掘进),工程设计掘进量7220m3,掘进煤量10613.4吨;巷道坡度15;设计服务年限4个月;本掘进工作面预计开工时间2015年2月上旬,预计竣工时间2015年6月中旬。(附:巷道布置平面位置图)第二节 编写依据煤矿安全规程、山西阳城阳泰集团西冯街煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告、西冯街煤业巷道锚杆支护设计方案及煤矿质量标准化评分标准等。第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况一、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面相应的地面位置:位于何庄村中部以东900m处,搬迁村庄鹿角岭下部,地面标高从+630m到+687m;掘进区域内无河流、水池、水井,无建筑物,对采掘工程无影响。二、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面沿3#煤顶板掘进,前方为实体煤,掘进时必须加强瓦斯管理,确保安全施工。三、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面范围煤层不易自燃发火,对采掘工程无影响。井上下对照关系表水平、采区四盘区工程名称3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面地面标高(m)+630+687井下标高(m)+472.602+478.549地面的相对位置建筑物、小井及其他地面的相对位置无建筑物、小井及其它构筑物。井下相对位置对掘进巷道的影响井下相对位置煤层赋存稳定,煤层不易自燃发火,对巷道掘进影响不大。瓦斯涌出量不大,对掘进工程影响较小。邻近采掘情况对掘进巷道的影响掘进前方为实体煤,南侧为四盘区回风巷,西面为3402上分层运输顺槽,东面为实体煤,掘进时,必须严格执行“预测预报、有掘必探、先探后掘、有采必探、先治后采”的探放水制度。第二节 煤(岩)层赋存特征一、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面掘进范围内3#煤层走向32,倾向302,倾角15;煤层平均厚度为5.81m;煤层结构简单,含一层夹矸,局部地段煤层下部含有窝状矸石;煤层坚固性系数(f)34。3#煤层直接顶板为黑色的泥岩,厚度1.15m,属中等坚硬岩石,局部有0.3m左右的炭质泥岩伪顶,伪顶较松软,开采中随顶煤一起垮落;直接底板为黑色粉砂岩,厚度为0.5m,层位不稳定,有时变为泥岩,为中等坚硬岩石。2、 3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面布置:沿正北方向与四盘区回风巷垂直布置,预测3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面瓦斯绝对涌出量为1.0m3/min,二氧化碳绝对涌出量为0.4m3/min;根据山西煤矿设备安全技术检测中心出具的煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定检验报告,确定3#煤层不易自燃,煤尘无爆炸性;预测地温为20左右。煤层特征情况表指 标参 数备 注煤层厚度(最大最小/平均)/m5.75.93/5.81煤层倾角(最大最小/平均)/()51/3煤层硬度f34煤层层理(发育程度)发育煤层节理(发育程度)发育自燃发火期/d不易自燃绝对瓦斯涌出量(m3/min)1.0相对瓦斯涌出量(m3/t)7.09煤尘爆炸指数/%无地温/20煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬度厚度(m)岩性顶板基本顶7.23.99粉砂岩直接顶2.11.15泥岩伪 顶1.70.15炭质泥岩底板直接底7.20.5粉砂岩基本底7.51.35中细砂岩综合柱状图地层名称层厚(m)柱状层号煤(岩)层名称岩石特性描述备注二叠系下统山西组(P1s)3.99粉砂岩灰黑色,上部含较多石英及云母片,下部质均,底部粒度变细,全层分布植物化石碎片。1.15泥岩黑色,致密块状,含量少量砂质,下部炭质逐渐增高,底部鲕状结构。 0.15炭质泥岩黑色,,致密块状,含大量炭质及煤纹。5.813#3#煤无烟煤,质脆,明亮,含0.28m夹石为粉砂岩。0.5粉砂岩黑色,,致密块状,含炭质,条痕黑色,底部有砂质增多1.35中细砂岩灰黑色,石英为主,含大量黑色矿物及云母片第三节 地质构造3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面范围内的3# 煤层走向32,倾向302,倾角15;根据相邻3402上分层运输顺槽实测结果,预计3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面220m256m将出现小型正断层,断层落差为2m,3#煤层、伪顶及直接顶都属于断至层位范围;本区域内无陷落柱;掘进巷道位于引渠柏沟背斜东翼,平均倾角3;煤层埋藏稳定,构造简单,层理明显,节理发育。第四节 水文地质一、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面掘进区域地表位于搬迁村庄鹿角岭下部,掘进区域内无河流、水池、水井,巷道两端头无建筑不受影响;覆盖层的主要含水层为地表砂岩裂隙含水层,主要接受大气降水补给,一般富水性较差;巷道掘进时,以淋水的形式涌入巷道,涌水量较小,预计涌水量约01.0m3/h,对掘进工程影响较小。二、相邻的3402上分层运输顺槽无涌水、淋水现象,但掘进时必须严格执行“预测预报、有掘必探、先探后掘、有采必探、先治后采”的探放水制度,并根据探放水情况,定期在采掘工程平面图上标出“三线”(积水线、探水线、警戒线)。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、3403上分层运输顺槽及开切眼的布置:1、3403上分层运输顺槽开口布置在胶带大巷内3402上分层运输顺槽东侧15m处,以巷道真方位角0掘进444m,然后转方位角为90掘进开切眼141m停止。2、3403上分层运输顺槽掘进断面为矩形断面,宽3.8m、高2.7m,掘进断面积10.26m2,支护后净断面宽3.7m、高2.65m,净断面9.8m2。3、3403上分层开切眼掘进断面为矩形断面,宽7.0m、高2.7m,掘进断面积18.9m2,支护后净断面宽6.9m、高2.65m,净断面18.285m2。开切眼掘进时分为两次施工完成,首先以掘宽3.5m掘进141m后,再刷扩开切眼右帮3.5m至设计要求,形成3403开切眼。刷扩过程中及时平行于开切眼在巷道中部支设两排单体液压柱加强支护,柱间排距200900mm。4、3403上分层运输顺槽掘进至80m处时,在巷道左帮施工掘进一绞车硐室,硐室掘宽3m,深2.5m,高度同顺槽掘进高度。5、3403上分层运输顺槽掘进至120m处时,在巷道左帮施工掘进一移变硐室,移变硐室掘宽4.8m(中线至巷道左帮1.9m,至右帮2.9m),长10m,高度同顺槽掘进高度,以后每隔120m掘进一移变硐室。3403上分层运输顺槽支护及断面图3403上分层开切眼支护及断面图第二节 支护设计及工艺3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面沿3#煤层顶板掘进,待3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面掘至220m256m时预计将出现正断层,届时将采取压顶措施通过该区域保持巷道平直。掘进范围内无陷落柱等大的地质构造,煤层及周围岩体稳定性较好,设计支护方式采用锚网支护。 一、支护方式(一)临时支护(1)采用两根前探梁作为临时支护。每根前探梁用两个吊环与顶板锚杆固定牢固,前探梁采用型梁,长3.6m。吊环为20mm厚钢板加工制成的可调节连接工具。(2)割煤后,敲帮问顶,及时处理活矸活炭,确认安全后,及时前移前探梁,在前探梁上放置钢筋梯和金属网,然后用一根长度3.6m(具体长度根据巷道规格确定,原则上木板两端距巷帮不得大于300mm),宽25cm,厚度5cm的木板搭设在前探梁与金属网间,之后采用两架特制“7”字型钢架的短头端分别紧套在前探型梁上对掘进头煤壁进行临时支护。“7”字型钢架长头端在上下50cm处用12#钢筋焊一铁钩,铁钩上放木板(厚5cm,长不小于2m),然后将前探梁用背板(长50cm、宽25cm,厚度5cm)、木楔背紧刹实,使钢筋梯、金属网紧贴顶板,再对“7”字型钢架长头端上放置的木板与掘头煤壁之间用背板、木楔背紧刹实,防止掘进头煤壁片帮伤人。前探梁与吊环之间用木楔刹紧。(3)前探梁、“7”字型钢架、吊环每移动一次,都要检查它的结构牢固情况,有无裂纹、开焊、损坏等,发现问题要及时更换;在移动前探梁时,要从外向里在支护完好的情况下进行。(二)永久支护采用锚网支护,树脂加长锚固组合锚杆支护,并进行锚索补强。二、支护设计(1)锚杆材质选用MSGLW335型左旋无纵筋螺纹钢及玻璃钢锚杆作为锚杆杆体。(2)锚杆长度与间排距3403上分层运输顺槽0-30m段两帮及顶板采用螺纹钢锚杆;3403上分层运输顺槽70-444m段巷道右帮及开切眼右帮采用玻璃钢锚杆,长度2.0m,其余均采用螺纹钢锚杆。3403上分层运输顺槽及开切眼顶板锚杆长度2.0m,帮锚杆中螺纹钢锚杆长度1.8m,玻璃钢锚杆长度2.0m;3403上分层运输顺槽顶板锚杆间排距为0.85m0.9m,两帮锚杆间排距为0.8m0.9m,每排布置13根锚杆;开切眼顶板锚杆间排距为0.8m0.9m,两帮锚杆间排距为0.8m0.9m,每排布置17根锚杆。(3)锚杆直径和预紧力锚杆直径:两帮和顶板均为20mm。螺纹钢锚杆安装的预紧力矩不低于120Nm,锚固力不低于80KN(28MPa)。玻璃钢锚杆安装的预紧力矩不低于40Nm,锚固力不低于50KN(18MPa)。(4)锚固剂及锚固长度锚杆锚固长度不小于0.9m,每根锚杆选用1卷CK2335和1卷K2360的树脂锚固剂。(5)锚杆角度顶板锚杆:靠近巷帮的安设角度与水平线成70,其余的垂直顶板;巷帮锚杆:靠近顶、底板的安设角度与水平线成20,其余的垂直巷帮。(6)锚杆支护附件锚杆支护的附件主要包括钢筋梯和金属网。钢筋梯选用直径为12mm的钢筋焊接而成,两帮和顶板钢筋梯的规格如图所示。运输顺槽顶板钢筋梯长度3600mm,宽度80mm,限位孔间距670/680mm。运输顺槽两帮钢筋梯长度2810mm,宽度80mm,限位孔间距570mm。锚杆托盘采用规格为130 mm130 mm10 mm的铁托盘。金属网采用10铁丝编织的菱形金属网,宽1000mm,网格5050mm。运输顺槽的顶网长度4200mm、帮网长度2300mm。铺设时保证每循网片间搭接100mm,并用16#网丝每10cm联结一道(扭结不少于3圈);顶网与帮网连接方式采用对接。顶板钢筋梯与两帮钢筋梯搭接不小于100mm,并用锚杆固定牢靠。(7)锚索支护 顶板采用锚索加强支护。锚索采用高强度、低松弛、大延伸率17结构的钢绞线,规格为17.87000mm,采用“三花”布置(即对于任意相邻的两排锚索,其中一排布置一根锚索位于顶板中部,另一排布置两根锚索位于顶板两侧,间距2000mm),排距1800mm。每根锚索采用1卷CK2335和2卷K2360的树脂药卷进行锚固,安装预紧力不低于100kN(30MPa),不高于120kN(36MPa)。锚索托盘为300mm300mm16mm的方形钢板,其中心孔径为20mm。运输顺槽顶板钢筋梯规格图运输顺槽两帮钢筋梯规格图临时支护示意图永久支护示意图(8)掘进工作面与贯眼丁字交叉点支护设计:两条巷道交叉部位锚杆支护参数不变,对以交点为中心半径10m范围内顶板锚索参数进行加强,锚索由“三花”布置改为“二二”布置,即由“一排一根与一排两根锚索交替布置”改为“一排两根锚索布置”,间排距为2000mm1800mm。如遇顶板松软,锚网不能满足支护要求时根据实际情况另行制定符合实际的补充措施。(9)移变硐室掘进断面增宽地段支护设计:移变硐室掘进断面增宽地段锚杆支护参数不变,靠近巷帮处锚杆间距不足0.9m时,增加一根锚杆;断面增宽地段顶板锚索进行补强支护,锚索由“三花”布置改为“二二”布置,间排距为2000mm1800mm;如顶板压力较大,可根据情况在两排锚索之间再增补一至两根锚索加强支护。(10)工作面防静电支护设计:3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面在掘进过程中,每掘进50m,要在巷道顶帮处全断面铺设一排0.9m宽的阻燃抗静电尼龙编织网,尼龙编织网采用锚杆配合钢筋梯固定,尼龙编织网的规格具体视各巷道断面而定。三、最大控顶距和最小控顶距3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面掘进时,最大控顶距为1.2m,最小控顶距为0.3m。第三节 支护工艺一、施工顺序:交接班瓦斯检查安全检查割、装、运煤(备料)敲帮问顶找掉危岩临时支护永久支护清煤延伸皮带(或刮板输送机)检查验收。二、施工工艺1、顶板锚杆施工工艺掘进出煤(为打顶部和巷帮上部锚杆应留部分浮煤,作为踏渣作业平台)敲帮问顶找掉危岩、危煤铺联网、安装钢筋梯上临时支护用锚杆钻机打顶板中部锚杆孔并清孔(面朝工作面)向钻孔内放入药卷在锚杆尾部套上托板并拧上螺母用锚杆头部顶住药卷并送入孔底升起锚杆钻机并用搅拌器联接锚杆钻机和锚杆尾部转动钻机至规定时间(一般为1530秒)停止搅拌但保持钻机推力至规定时间(一般为1分钟)用安装器联接锚杆钻机和锚杆尾部转动锚杆钻机拧紧螺母安装其它顶板锚杆。(1)当顶板比较破碎时,应视具体情况适当缩小锚杆的排距,安装锚杆前架设临时支护,严禁空顶作业。(2)锚杆孔采用单体风动锚杆钻机完成,先用1.0m的短钻杆,然后用2.0m的长钻杆,采用28mm的岩石钻头钻孔。钻孔时锚杆机升起,使钻头插入相应的钢筋梯限位孔中,然后开动锚杆机进行钻孔,孔深要求为19101940mm,垂直锚杆钻孔角度偏差不大于15,非垂直锚杆钻孔角度偏差不大于5。钻到预定孔深后下缩锚杆机,同时清孔,清除煤粉和泥岩。(3)按先后顺序依次放入1支CK2335树脂药卷,再放入1支K2360树脂药卷,锚杆杆体套上托板及带上螺母,杆尾通过搅拌器与锚杆机连接,将孔口处的药卷送入孔底。(4)利用锚杆机搅拌树脂药卷,搅拌时间按厂家要求严格控制(一般为1530秒)。同时要求搅拌过程连续进行,中途不得间断。停止搅拌后保持推力等待1分钟左右后再收缩钻机。(5)利用锚杆机拧紧螺母,使锚杆具有一定的预紧力。拧紧力矩达到120Nm,检查锚杆预紧力必须使用力矩扳手。(6)锚杆螺纹段外露1040mm。2、帮锚杆施工工艺:接联金属网、安装钢筋梯定孔位用钻机钻孔清孔向孔内放入药卷用锚杆头部顶住药卷送入孔底用搅拌器联接钻机和锚杆尾部转动钻机搅拌药卷至规定时间(一般为1530秒)停止搅拌并等待至规定时间(一般为1分钟)在锚杆尾部套上托板并拧上螺母用风动扳拧紧螺母安装其它帮锚杆。巷帮锚杆钻孔采用帮锚杆钻机完成,垂直锚杆钻孔角度偏差不大于15,非垂直锚杆钻孔角度偏差不大于5,采用帮锚杆钻机搅拌,螺纹钢锚杆拧紧力矩达到120Nm,玻璃钢锚杆拧紧力矩达到40Nm,其它技术要求同顶板锚杆。3、锚索施工工艺:定锚索孔位用锚索钻机钻孔清孔往孔内放入树脂药卷用锚索头部顶住树脂药卷并送入孔底升起钻机并用搅拌器联接钻机和锚索尾部转动钻机搅拌树脂药卷至规定时间(一般为15-30秒)停止搅拌但保持钻机推力至规定时间(一般为1分钟)后收缩锚杆钻机卸下搅拌器等待15分钟套上托板安装锚具用张拉设备张拉锚索至预紧力为100KN(30MPa)。(1)采用单体锚索钻机,配B19中空六方接长钻杆和28mm双翼岩石钻头钻孔,孔深控制在67506800mm之间,并保证钻孔角度垂直,偏差不大于3。(2)先放入1支CK2335超快速树脂药卷,再放入2支K2360树脂药卷,插入锚索将药卷推入孔底。(3)锚索下端用专用搅拌器与钻机相连,开机搅拌先慢后快,待锚索全部插入钻孔后,采用全速旋转搅拌至规定时间(一般为1530秒)。停止搅拌后等待至规定时间(一般为1分钟),收缩锚杆钻机,卸下搅拌器。(4)等待15分钟后装上托板和锚具,用张拉千斤顶张拉锚索至设计预紧力100KN(30MPa),之后卸下千斤顶。(5)张拉后锚索露出锁具150250mm。(6)锚索的排距误差和锚杆排距误差应相对应(100mm)。4、技术要求锚杆技术要求:(1)要求按设计尺寸施工,保证巷道成形质量,不得欠挖,超挖不得超过100mm(不可抗拒的冒顶和片帮除外)。(2)锚杆螺纹段外露1040mm。(3)锚杆必须安装牢固,托板应紧贴钢筋网或巷道围岩表面,锚杆托板处及周围50mm范围内的浮煤矸必须找掉、找平、找实。 (4)巷道中锚杆与锚杆之间的间距、排距必须符合规定要求,误差不得超过100mm。(5)锚杆安装后,垂直锚杆保证角度偏差不大于15,非垂直锚杆角度偏差不大于5。(6)顶锚杆钻孔深度要求为19101940mm,帮锚杆中螺纹钢锚杆钻孔深度要求为17101740mm,玻璃钢锚杆钻孔深度要求为19101940mm,误差不得超过50mm。(7)金属网搭接长度不得低于100mm,且网应拉紧压实,紧贴巷道围岩表面,联网间距不大于100mm;巷道两个肩窝必须用网片封闭并按规定压茬联接。正常情况下,煤帮挂网滞后顶部一网;当出现煤壁松软等情况时,顶锚杆和帮锚杆必须同步到位,严禁滞后(煤帮不得滞后挂网,应与顶部同时进行挂网锚固)。(8)每个循环永久支护工作完成后,紧靠掘头的第一排顶部锚杆,距掘头的最大控顶距不得超过0.3m。锚索技术要求:(1)需要安装锚索时,应在掘头施工时与锚杆同时安装。(2)锚索孔深误差控制在0+30mm。(3)锚索外露长度控制在150250mm。(4)锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿,要一气呵成,绝对不能反复搅拌,否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏,导致锚固失败。(5)搅拌树脂药卷后15分钟张拉锚索,张拉预紧力100KN(30MPa)。(6)张拉时发现锚固不合格的锚索,必须立即在其附近补打合格的锚索,或者用张拉器将不合格的锚索拔出,然后用钻机将原钻孔重新钻进,并用压风吹净粉尘、残渣,重新安装锚索。5、锚网梁索支护的详细步骤(1)巷道割煤成型后,首先在顶板铺联网、上钢筋梯,并及时前移前探钢梁进行临时超前支护;(2)其次,直接钻凿顶板最中间一根锚杆眼并安装锚杆,然后钻凿其他顶板锚杆眼并安设锚杆(严格实行钻一眼及时安一根锚杆的施工方法,不能采用一次打多个眼再集中安设的方式);(3)挂帮网(注意帮部网片与顶部网片间的联接要牢靠),铺设帮部金属网片,然后按照从上到下的顺序钻凿两帮锚杆眼,并及时安设锚杆;(4)当锚杆支护距离达到锚索排距后及时安装顶板锚索,同时进行已安设锚杆的二次紧固。第四节 矿压观测根据锚杆支护技术规范的要求该施工巷道要进行顶板离层监测。1、矿压日常检测矿压日常检测包括顶板离层仪颜色、锚杆、锚索安装几何参数(外露长度、角度、间距等)、锚杆预紧力矩、锚杆托板安装质量等抽检。由队组质验人员负责并填写记录,安全员负责监督。(1)顶板离层仪观察每隔50m(或巷道交叉点)安设一个顶板离层指示仪,型号为LBY2,离层指示仪以红、黄、绿三种颜色表示顶板离层松动的严重程度,绿色表示顶部松动离层值较小,处于较稳定的状态;黄色表示离层松动已达到警界值;红色表示顶板离层松动值较大,已进入危险状态。由队组质验人员负责观察两个刻度坠的颜色、刻度值,其他人员也应随时注意观察,以便及早发现异常现象,确保安全。当发现顶板离层仪临界值达到或超过100mm时,应立即向调度室、安全科、技术科汇报,由生产技术、安全等科室进行分析顶板离层原因,采取措施进行处理。当巷道掘进过程中掘头遇地质条件变化,如过断层、顶板松软、破碎或巷道压力明显增大造成顶板离层、下沉达到或超过100mm时,应缩小掘进循环进尺,缩小锚杆、锚索支护间排距,并增打锚索数量进行加强支护,如上述措施仍无法有效解决顶板离层、下沉时,将在原锚杆、锚索支护的巷道内套设钢棚架进行加强支护,待掘进巷道掘头顶板条件变好,向调度室、安全科、技术科及有关领导汇报并经鉴定同意后,方可停止套设钢棚架,恢复锚杆、锚索至正常支护状态。(2)锚杆预紧力矩抽检由本班质验人员对施工的锚杆预紧力进行逐根的检查,并将检查的数据结果记录在锚杆安装质量班检查记录表内。螺纹钢锚杆达到120Nm即为合格,玻璃钢锚杆达到40Nm即为合格。一旦发现不合格锚杆,必须在其托板上注明“预紧”字样,要求本班人员重新拧紧螺母直至合格。(3)锚杆、锚索安装几何参数(外露长度、角度、间距等)及托板安装质量等情况由本班质验人员进行详细的检测,并记录在锚杆、锚索安装质量班检查记录表内。2、综合监测综合监测包括:顶板离层仪的安装和观测、锚杆锚固力抽检、预紧力矩抽检由矿压监测小组负责。(1)顶板离层仪观测顶板指示仪由施工队组负责打眼,矿压监测小组负责安装和观测测度值。在距掘进工作面50m内,每天观测一次离层值;50m外,每周观测一次。一旦发现异常现象,必须立即向有关领导报告,以便采取相应措施。(2)锚杆锚固力抽检对施工的锚杆按不小于3%的比例,每300根顶、帮锚杆各抽样一组(共9根)进行检查,不足300根时按300根进行。抽检时只做非破坏性拉拔,锚杆达到80KN(28MPa)即为合格。一旦发现不合格锚杆,必须在其托板上注明“补打”字样,要求施工队组人员重新安装合格锚杆。(3)锚杆预紧力矩抽检巷道每掘进80100m或每300根(含300根以下)由质验人员用扭力扳手抽检一组(不少于10个螺母,顶板6个,帮4个)螺母的扭矩情况。若只有一个不合格,将其拧紧,若有2个不合格,再抽查一组,称二次抽查(不少于10个螺母)。若一次抽查有3个螺母扭矩不合格或二次抽查有2个不合格,必须调查分析原因,并采取相应措施,将这段范围内所有螺母拧紧达到要求。第四章 施工工艺第一节 施工方法巷道施工方法采用掘进机按设计要求一次切割成巷,带式输送机运输,锚网支护。正常情况下,要按掘进机切割示意图进行(后附掘进机截割示意图)。如煤层较软时,可先割上部,待顶板支护完毕后,再割底煤。如遇到断层等地质构造,掘进机难以施工时,施工方法采用人工爆破,刮板输送机运输,并制定爆破安全技术措施。掘进机截割示意图第二节 凿岩方式一、机掘施工方式1、掘进方式及设备:采用EBZ135型掘进机掘进并配备QZP160型转载机和DJS800/40/30胶带输送机(或SGB620/40刮板输送机)进行运煤。2、切割方式:截割头由巷道一侧底部进刀,进刀深度400600mm,然后在巷道内水平截割,周边留煤200300mm,每水平摆动截割一次抬高400600mm,按照截割运行曲线示意图连续摆动截割至初步成形。截完一个循环后,修周边至设计要求。3、工艺流程:交接班安全检查落、装、运煤安全检查临时支护永久支护延伸皮带(煤溜)4、巷道贯通施工方法:当3403上分层运输顺槽进行贯通前,必须下达贯通通知单,检查两侧掘头的通风、瓦斯、顶帮情况,然后只允许从一个掘头单头掘进贯通,每班必须按规定检查两侧掘头的通风、瓦斯、顶帮情况。发现异常情况,必须立即采取措施进行处理。施工设备与供电情况表序号机械、钻具名称型 号数量动 力配套方式备注1掘进机EBZ1351台移动变电站2气动手持式帮锚杆钻机MQS50/1.72台地面空压机备用一台3空心麻花钻杆26mm2根4双翼煤钻头28mm5个5压风管2寸1趟6局部通风机FBD-6.3(22kw2)2台采变风机专变备用一台7矿用湿式除尘风机KCS260D1台移动变电站8刮板输送机SGB620/401部移动变电站9转载机QZP1601部掘进机10胶带输送机DJS800/40/301部移动变电站11气动锚杆(索)钻机MQT120J2台地面空压机备用一台12中空六角钻杆B19mm13合金钢锚杆钻头28mm设备布置示意图第三节 装载与运输一、原煤装载、运输:3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面由EBZ135型掘进机切割落煤,原煤由掘进机的装载机构装运转载机、刮板输送机、胶带输送机运至胶带大巷皮带。刮板输送机、胶带输送机安装在巷道右帮一侧,机头机尾各采用地锚(压机柱)进行固定。二、材料设备的运输:材料设备经轨道大巷运至3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面口后,由人工将所需材料设备运至工作面。装载设备运输方式表序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输方式运输距离备注1转载机QZP1601部3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面16m2胶带输送机DJS800/40/301部3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面地锚444m3刮板输送机SGB620/401部3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面压机柱120m第四节 管线一、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面风筒用铁丝吊挂在巷道左上角,必须保证逢环必挂,吊挂平直。二、压风管、防尘水管用铁丝吊挂在巷道左帮中部,压风管距底板150cm,防尘水管距底板120cm,与工作面保持间距1015m。三、排水水管用铁丝吊挂在巷道左帮下部距底板30cm处,与工作面保持间距2030m,排水泵与工作面保持间距30m。四、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面的监控、通信、信号、低压动力电缆线自上而下采用电缆钩吊挂在巷道左帮。动力电缆间距5cm,监控与通讯电缆间距5cm,信号电缆与动力电缆间距不得小于10cm;电缆钩吊挂间距不得超过3m。管线敷设方式表序号名称规格型号单位数量吊挂方式与工作面间距1风筒800mmm790铁丝812m2风管50mmm790铁丝10 m3水管50mmm790铁丝10 m4电缆线m790电缆钩10 m5排水管50mmm790铁丝20 m第五节 设备与工具配备设备与工具配备表序号设备、工具名称规格型号单位数量备注1水泵BQW45227.5台12风钻MQS50/1.7台23控制开关QBZ60台54馈电开关QBZ200台15照明综保BZX4台16双风双电源开关QBZ4120台17掘进机EBZ135台18胶带输送机DJS800/40/30部19刮板输送机SGB620/40部110局部通风机FBD-6.3(22kw2) (22kw2)台211镐把212锤把213锹把614激光指向仪YBJ600台115气动锚杆(索)钻机MQT120J台216湿式除尘风机KCS260D台1第五章 生产系统第一节 通 风 一、通风方式:1、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面采用压入式通风方式。2、3403上分层运输顺槽开口掘进时将局部通风机安设在3403上分层运输顺槽距回风绕道口往外不小于10m的进风巷道中,向掘进工作面供风,污风沿四盘区回风巷直接进入总回风巷。 3、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面选用FBD-6.3 (22kw2)对旋轴流式局部通风机,选用直径800mm的风筒沿巷道左上角布置向工作面供风,风筒用铁丝吊挂,且必须吊挂平直,逢环必挂。4、我矿属高瓦斯矿井,3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面安装两台同型号同等能力的局部通风机(其中一台备用),局部通风机采用三专(专用开关、专用电缆、专用变压器)供电,通过安装KJGISNF监控分站实现风电、瓦斯电闭锁功能;同时采用双风机双电源自动切换开关和自动切换风筒。5、遵循“边掘边抽”的瓦斯治理原则,通风科要按照抽放设计要求及工作面实际情况,制定切实可行的掘进面瓦斯抽放专项设计,抽放组严格按照抽放设计进行瓦斯抽放,确保工作面安全生产。6、配套通风设施:由通风科在3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面建立一座测风站。二、通风路线及局扇供风距离:新鲜风主、副斜井井底车场胶带大巷 经局部通风机送至 3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面 污风沿掘进巷道 回风绕道四盘区回风巷总回风巷回风斜井 经主要通风机排至 地面3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面局部通风机供风距离585m。三、掘进工作面需要风量计算:1、按瓦斯涌出量计算:Q1125qk1251.02.0250m3/min式中:Q1掘进工作面实际需要风量,m3/min; 125单位瓦斯涌出量配风量,以回风流瓦斯浓度不超过0.8%或二氧化碳浓度不超过 1.5%的换算值; q掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,m3/min; k掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。2、按同时工作最多人数计算:Q24N41456m3/min式中:Q2掘进工作面实际需要风量,m3/min; 4每人每分钟应供给的最低风量,m3/min;N掘进工作面同时工作的最多人数。3、按除尘风机吸风量计算: Q3Q尘+ 15S掘260+1510.26413.9m3/min4、选择上述最大风量为单头掘进工作面需要风量:Q掘413.9m3/min四、掘进工作面风量验算:1、按最低风速验算:Q掘15S掘600.2510.26153.9m3/min 2、按最高风速验算:Q掘240S掘604.010.262462.4m3/min式中:S掘掘进巷道的断面积。3、按有害气体的浓度验算:回风流中瓦斯浓度不得超过0.8%或二氧化碳浓度不得超过1.5%,其它有害气体符合煤矿安全规程规定。P瓦/Q掘0.8413.90.2%0.8%式中:P瓦掘进工作面瓦斯绝对涌出量,m3/min;Q掘掘进工作面需要风量,m3/min。 4、经验算,3403上分层运输顺槽及开切眼所需风量为413.9m3/min。五、局扇风机的选型:(一)3403上分层运输顺槽及开切眼1、局部通风机风量的确定: 式中:局部通风机风量,m3/min; 掘进工作面需要风量,m3/min; 风筒的有效风量率,2、局部通风机风压的确定:局部通风机压入式通风时的工作风压为:Q471.7m3/minPapa式中:局部通风机工作全压,Pa; R风筒风阻,NS2/m8; 风筒摩擦阻力系数,NS2/m4; 风筒供风长度,m; 风筒周长,m; 风筒断面积,m2; Q风筒平均风量,m3/min 局部通风机(吸)风量,m3/s 风筒出口风量,m3/s 风筒出口动压;Pa D4风筒出口直径。m局部通风机全压工作风阻为:式中:局部通风机全压工作风阻;局部通风机工作全压,Pa; 风筒出口风量,m3/s。3、局部通风机选型:根据以上计算,3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面选用的FBD-6.3 (22kw2)局部通风机,工作风量为380550m3/min,工作风压为10005400Pa,各参数均大于选型计算值,可以满足3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面通风要求。六、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面全风压配风量计算:1、按局部通风机的实际吸风量计算:QQ局I15S5501511.76726.4m3/min式中:Q掘进工作面全风压需要配风量,m3/min;Q局掘进工作面局部通风机的额定风量,m3/min;I掘进工作面同时运转的局部通风机台数,台;15保证局部通风机吸风口至回风口之间巷道最低风速的系数,0.25m/s60s;S局部通风机吸风口至回风口之间巷道断面积。2、按以上计算选取最大风量作为全风压总配风量进行风速验算: 按最低风速验算:Q15S600.2511.76176.4m3/min 按最高风速验算:Q240S604.011.762822.4m3/min3、分别按瓦斯涌出量、同时工作最多人数、局部通风机吸风量计算后,选择其中最大风量为3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面全风压配风量,并进行风速验算后:确定为726.4m3/min。七、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面风筒出口至工作面掌头距离:风筒出口至射流反向的最远距离称为射流的有效射程,用L射表示。 L射=4式中S巷道断面10.26m2 L射=4=12.8m在有效射程以外的独头巷道会出现循环涡流区,为了有效地排出煤尘与瓦斯,风筒出口与工作面的距离应小于有效射程L射。根据巷道风速要求和排放瓦斯要求,3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面风筒出口至工作面掌头距离取10-12m。(附通风系统示意图)第二节 压 风一、压风系统:1、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面压风风源,由安装在地面空压机房内的固定式空压机供给:空压机型号为EAS2502G螺杆式空气压缩机,容量30m3/min,出口压力0.85Mpa;2、从空压机房至3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面口的胶带大巷与轨道大巷安装压风管管径为1084型无缝钢管,管路长1960m,风压为0.6Mpa;3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面安装压风管管径为573型无缝钢管,管路最长557m。3、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面每50m设置一组ZYJ型压风自救装置,每组压风自救装置可供6人同时使用;距掘进工作面2540m设置两组ZYJ型压风自救装置,可供12人同时使用。二、总耗风量计算:QrnKq1.21.11.06313.815.95m3/min式中:Q总耗风量,m3/min 管路漏风系数风动机械磨损消耗峋量增加的系数,宜为1.10-1.15r高原修正系数,海拔每增加100m,系数增加1%n同型号风动工具使用系数。K凿岩机、风镐同时使用系数。q风动工具耗风量,m3/min三、按最大班下井人数计算:最大班下井人数99人,每人压缩空气供给量0.3 m3/min。Q0.39929.7m3/min四、通过以上计算,风动工具总耗风量和人员急救供气量均小于空压机额定容量,压风系统可以满足生产需要。第三节 瓦斯防治为确保安全生产,必须严格执行以下瓦斯综合防治措施:1、安全防护措施:(1)在本工作面作业的人员和进出工作面人员必须佩戴隔绝式压缩氧自救器,并能熟练掌握隔绝式压缩氧自救器的使用方法,否则严禁进入该工作面作业。(2)在地面设置一空压机房,安装两台型号为EAS2502G螺杆式空气压缩机,管路采用管径为1084型无缝钢管接至3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面口,然后用573型无缝钢管接至掘进工作面距掘进头2540m处,在巷道中每100m设置一组ZYJ型压风供水自救装置,每组压风自救装置可供6人使用,压缩空气供给量,每人不得少于0.3m3/min。2、其它安全管理措施:(1)瓦斯检查员必须携带光学甲烷检测仪,安全员、队长、班长、技术员、电工、管理人员等必须携带便携式甲烷检测报警仪,按规定检查瓦斯浓度。工作面专职瓦斯员必须随时检查瓦斯涌出情况。(2)在地质构造附近或煤层赋存条件发生急剧变化地带,应停止作业,向矿调度室汇报,待查明原因后,由矿总工程师组织制定措施进行处理。(3)工作面应及时支护,严禁空顶作业。在地质构造带或顶板破碎区域应加强支护。(4)工作面必须实现独立通风,严禁串联通风。必须保证风电、瓦斯电闭锁灵敏可靠。(5)工作面的专业作业人员应保持相对稳定。(6)采区、工作面电气设备必须有专人负责检查维修,并应每旬检查一次防爆性能,严禁使用防爆性能不合格的电气设备。(7)该工作面在生产过程中,必须严格执行“三异常”汇报、调查、处理制度。(8)加强地质测量和预报工作,地测科应超前预报工作面的地质构造情况,以便及时采取措施。(9)通风部门应经常检查通风系统,发现问题及时汇报和处理,确保通风系统的稳定、畅通和可靠。3、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面必须安装KJGISNF瓦斯监控分站和甲烷传感器,并与矿安全监控中心联网运行,监控系统必须具备风电、瓦斯电闭锁功能和声光报警功能。当工作面瓦斯超限并发出报警时,必须按以下程序进行处理:(1)当3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面瓦斯超限监控系统发出报警、或自动切断掘进工作面所有巷道内的非本质安全型电器设备电源时,掘进工作面的所有作业人员必须立即停止作业,自动撤退至胶带大巷中待命。(2)当掘进工作面发生局部瓦斯超限,其附近20m范围内必须立即切断电源,停止作业,撤出人员。(3)瓦斯超限报警后,无论时间长短、瓦斯浓度大小,工作面专职瓦斯员必须立即查明超限原因,向矿监控室、调度室及跟班矿长汇报,并由调度员上报值班矿长和矿总工程师。(4)掘进工作面因停电停风,在恢复通风排放瓦斯时,瓦斯员必须首先检查停风区内的瓦斯(二氧化碳)浓度,如果瓦斯浓度不超过0.8%、二氧化碳浓度不超过1.5%,同时局部通风机及其开关附近10m范围内瓦斯浓度不超过0.4%,方可人工开启局部通风机排放瓦斯;当停风区内瓦斯浓度超过0.8%(或二氧化碳浓度超过1.5%)、最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3%时,瓦斯员必须采取安全措施,控制风流进行排放瓦斯,并且检查排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯浓度不得超过1.2%、二氧化碳浓度不得超过1.5%;当停风区内瓦斯或二氧化碳浓度超过3%时,必须由矿总工程师制定专项安全措施,并责成通风科派专人进行排放瓦斯。(5) 由于其它原因造成瓦期超限时,矿总工程师必须根据查明的原因制定专项安全措施,并派专人负责排放。第四节 综合防尘一、防尘供水系统:1、防尘管路系统:地面500m3静压水池 4寸铁管 主斜井、副斜井 4寸铁管 胶带大巷、轨道大巷 2寸胶管 3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面。2、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面转载点防尘系统:在胶带输送机、刮板输送机转载点安装洒水喷头,在各转载点下风侧20m内迎风安装一组风流净化水幕,防尘用水由静压管路系统供给。3、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面防尘系统:3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面防尘管每50m安装一组快速三通、阀门装置,用于平时定期冲洗巷道使用;在3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面回风口20m处设置1组风流净化水幕,由静压管路系统
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