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文档简介
目录
目录..................................................................................1
第一章工作面基本概况................................................................3
第一节工作面井上下及煤层对应关系................................................3
第二节工作面上下左右四邻关系、采掘情况及影响...................................3
第二章地质情况......................................................................3
第一节煤层赋存特征..............................................................3
第二节地质构造情况..............................................................3
第三节预测瓦斯、火、煤尘情况....................................................3
第四节水文地质情况..............................................................3
第三章巷道布置情况..................................................................4
第一节巷道简述...................................................................4
第二节施工顺序...................................................................4
第三节巷道中线布置..............................................................4
第四章巷道支护......................................................................4
第一节支护设计结论..............................................................4
第二节临时支护方式...............................................................5
第三节永久支护..................................................................6
第五章矿压监测......................................................................8
第一节观测对象..................................................................8
第二节观测内容..................................................................8
第三节观测方法..................................................................8
第六章掘进施工方式.................................................................10
第一节工艺流程.................................................................10
第二节施工设备.................................................................14
第二节施工设备(炮掘)..........................................................14
施工设备(机掘)...................................................................14
第三节作业方式..................................................................15
第四节循环进尺..................................................................15
第五节装运煤方式................................................................15
第六节开口方式..................................................................16
第七章生产系统.....................................................................16
第一节一通三防系统.............................................................16
第二节辅助运输系统.............................................................22
第三节供电系统..................................................................22
第四节压风系统..................................................................23
第五节排水系统..................................................................23
第六节通讯、照明、信号系统.....................................................23
第七节压风自救装置.............................................................23
第八章安全质量管理.................................................................24
第一节工程质量验收要求.........................................................24
第三节煤质管理要求.............................................................26
第四节机电设备管理要求.........................................................27
第五节质量标准化...............................................................28
第九章劳动组织、循环图表与主要经济技术指标.......................................29
第一节劳动组织图表.............................................................29
第三节主要技术经济指标.........................................................30
第十章重大危险源及有害因素辩识....................................................31
第十一章安全技术措施...............................................................33
第一节一般规定..............................................................33
第二节顶板管理安全技术措施.....................................................33
第三节炮掘作业安全技术措施......................................................37
第四节机掘作业安全技术措施.....................................................41
第五节机电检修、机电设备安全防护安全技术措施...................................45
第五节运输安全技术措施..........................................................48
第六节矿井其它自然灾害预防措施................................................49
第七节巷道特殊作业施工安全技术措施............................................52
第八节超前钻探安全技术措施.....................................................53
第九节其它安全技术措施.........................................................55
第十二章工作面避灾路线.............................................................59
第一节避灾原则.................................................................59
第二节避灾路线.................................................................60
第一章工作面基本概况
第一节工作面井上下及煤层对应关系
1、巷道名称:所掘巷道为二采区2.运输下山。
2、煤层对应关系:二采区2"运输下山沿3"煤层顶板掘进。
3、用途:供二采区进风、运输巷道。
附:二采区2#运输下山巷道平面布置图
第二节工作面上下左右四邻关系、采掘情况及影响
1、二采区2#运输下山地面位于盘地村东,巷道将先后从盘鑫路(开口向前约352m)、
盘地村东南角(开口向前约450m〜520m、670m〜700m)、槐南路(开口向前约705m)
及盘地河(开口向前约770m)及下方穿过,埋深最浅部仅30余m,井下位于二采区
1#胶带下山以南,井田东南部,与井田东部边界相邻。本巷沿原二采区2#运输下山继续
向前掘进。
第二章地质情况
第一节煤层赋存特征
工作面开采对象为山西组中下部3"煤层,煤层赋存相对稳定,含一层夹研,分两个
自然分层,煤层结构0.25-0.40(0.70-1.15)0.75-1.05,平均厚度2.15m。
第二节地质构造情况
巷道沿煤层顶板掘进,沿巷方向煤岩层自然坡度为7。〜-6°,整体呈一背斜褶曲。
根据现有地质资料•,掘进中不会遇到大的地质构造,但可能会遇到空巷及小型断层、底
鼓等地质构造现象,届时应加强巷道顶板及支护管理。
第三节预测瓦斯、火、煤尘情况
1、煤层绝对瓦斯涌出量为0.1mVmino
2、煤尘具有爆炸危险性,3#煤层自燃煤层,煤尘爆炸火焰长度为大于400mm.
3、二氧化碳绝对涌出量为0.18m3/mino
第四节水文地质情况
巷道掘进中主要充水因素为3’煤层顶板以上K8砂岩含水层的水,受掘进及矿山压
力影响,通过有效裂隙渗入巷道,掘进中巷道顶部或煤墙底部可能会出现局部涌水现象。
预计巷道正常涌水量为20m3/d左右。此外,3#煤层与上覆2#煤层的间距小,属近距离
煤层,上覆煤层与本煤层的老空区积水是防治水工作的重点,且巷道临近井田边界,因
此在掘进过程中要坚持“有掘必探、先探后掘”的原则,严格执行超前探测的有关规定。
建议在异常区必要的增加瞬变电磁超前物探,确保掘进安全。
第三章巷道布置情况
第一节巷道简述
二采区2#运输下山沿原停掘处继续向前掘进,二采区2#运输下山沿3#煤层顶板掘
进,巷道长度837.7m。二采区2#运输下山将先后从盘鑫路(自开口向前自378m至408m
段为盘鑫路段,453m至456m段为盘鑫路支线路段)、盘地村东南角(开口向前约
450m~520m、670m〜700m)、槐南路(自开口向前682m至700m段为槐南路段)及盘
地河(自开口向前787m至871m段为盘地河段)下方穿过,埋深最浅部仅30余米,过
浅埋层时为特殊段,届时应改变各区段的支护方式,并做好顶板防漏水工作。
第二节施工顺序
二采区2#运输下山前期采用炮掘一次成巷施工方式,后期采用机掘一次成巷方式
施工,不易机掘施工时,采用风镐掘进。正常段永久支护采用工字钢棚、网、木背板支
护;过渡段采用工字钢棚、网、木背板支护后再进行树脂锚杆锚索支护;在特殊段,巷
道采用先树脂锚杆、锚索、U型棚支护后再浇筑钢筋混凝土的多次支护方案,并进行底
板混凝土硬化。
第三节巷道中线布置
1、二采区2#运输下山开工掘进前由地测部提供--组中线,我队严格按所给定的中
线掘进。
2、二采区2#运输下山掘进通过过渡段前,由地测部提前给队组提供相关的地质资
料,并下发掘进通知单。
第四章巷道支护
第一节支护设计结论
二采区2#运输下山正常段采用梯形工字钢棚支护,梯形断面为顶宽3.4m,底宽
4.21m,高2.44m,掘进断面9.3m,工字钢棚间距0.8m;过渡段采用工字钢棚、网、木
背板支护后再进锚杆、锚索支护;特殊段采用先树脂锚杆锚索加U型棚支护,再进行浇
筑钢筋混凝土的多次支护方案,特殊段掘进断面呈半圆拱形,掘进拱宽4.2m,墙高1.2m,
掘进面积为11.96m2,钢筋混凝土浇筑400mm,强度C40。并采用C40混凝土进行底板
硬化,硬化厚度350mm。
第二节临时支护方式
掘进工作面与永久支护之间必须金属前探梁进行临时支护,前探梁采用2根长度不
小于4.5m的3寸水管,均匀布置并垂直于工作面,每根用不少于2道链条或前探梁卡固定
在永久支护上,固定链条与前探梁必须保证完好。
附临时支护平、剖面图
1临时支护与永久支护的关系
永久支护到掌子头最大控顶距为1.8m,最小控顶距为0.2m,掘进时要及时进行临时
支护,管理好顶板。
2前探梁强度计算
2.1顶压计算,掘进工作面空顶内的顶压,可根据松散介质理论计算:
P=K/fXa2r
P一顶压,kN/m
f一冒落拱范围内顶板岩石坚固系数,取3
K一顶压系数,中硬岩石取K=4/3
巷道跨度之半,a=l.5m
r一冒落拱范围内顶板岩石容重,取r=25kN/n?
P=4/3/3Xl.52X25=25kN/m
2.1.2掘进工作面使用2根前探梁,则每根前探梁所承受的载荷为P/2,即
5.35kN/m,掘进工作面的最大空顶距为1.8m,则每根前探梁上的线载荷为q=2.97kN.
2.1.3前探梁的力学模型可简化为一悬臂梁,可计算出前探梁的最大弯距为
M=q/2XX=22.5/2X1.8=20.25kN/m,前探梁所承受的最大应力为巾=M/W,W为前探梁的抗
弯模量,经计算W=25.8X1043。
6=20.25/(25.8X106)=78.49MP
而3寸水管的容许应力[<l)]=180MP,所以前探梁的强度满足要求。
3、临时支护架设方法
(1)敲帮问顶:交接班和割完煤后,在专人(跟班队干和安全员)监护下,由班组长
或经验丰富的工人站在安全可靠的永久支护下、退路畅通的安全地点,工作面顶板正前
方和两帮高度L5米以上,采用一根2.5米长顶部焊接一条①20X300mm打尖铁棍的4"
-6”钢管进行,两帮1.5米以下用洋镐进行。由外向里进行敲帮问顶,找掉帮顶的活
煤肝,使帮顶为实煤体。
(2)前移前探梁卡:敲帮问顶无问题后,机掘时掘进机要截割头落地,切断机组电源,
作业人员站在永久支护下掘进机上,将前探梁卡卡紧在靠近窝头棚梁上。
(3)铺顶网:作业人员站在永久支护下将永久支护与临时支护网片先花联好,加快临
时支护速度,减少空顶时间,最后再隔孔相联。
(4)前串前探梁及临时绞顶:作业人员站在永久支护下,将绞顶大板放在前探梁上后,
将金属网和托梁托起,同时后面两人用长柄工具将前探梁推至窝头,作业人员用长柄带
钩工具将绞顶大板与梯子梁位置摆放合适进行绞顶装置,经现场负责人检查迎头防护装
置安设有效后,方可进行支护作业。
第三节永久支护
一、二采区2#运输下山正常段巷道断面为梯形,巷道上净宽3200mm、下净宽
4282mm,净高2462mm,净断面积为9.200?。支护材料采用11#矿用工字钢加工而成,
梁长3400mm,腿长2500mm,排距800mm。顶部使用6块1000mmX40mmX120mm的
木背板绞顶,木背板间距536mm;两帮各使用3块木背板背帮,最上一块木背板距离
梁头100mm,向下木背板间距为500mm、600mm,顶、帮部铺设金属网,网与梁等长
紧贴岩面,网搭接不少于100mm,联网要隔孔相连,双丝双扣。
二、二采区2#运输下山过渡段断面与正常段一致,先采用11#矿用工字钢梯形棚加
网、木背板进行支护,再采用树脂锚杆、锚索加钢筋托梁进行支护。过渡段支护工字钢
棚材质、规格、布置与正常段一致,架设锚杆、锚索及钢筋托梁与下述特殊段锚杆、锚
索及钢筋托梁材质、规格、布置一致。
三、二采区2#运输下山特殊段,掘进断面呈半圆拱形,掘进拱宽4.2m,墙高1.2m,
掘进面积为11.961/。特殊段采用先树脂锚杆、锚索加网支护,再采用U型钢棚支护,
最后浇筑钢筋混凝土的联合支护方案,混凝土浇筑与窝头距离不超10m,每个循环6m。
1、半圆拱支护
锚杆形式和规格:杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋,钢材为335#锚杆专用钢,长度
2.0m,杆尾螺纹为M22o
锚固方式:树脂加长锚固,采用两支树脂药卷,一支规格为K2335,一支规格为
Z2360o钻孔直径为28mm,锚固长度为1300mm,要求锚杆锚固力不低于105kN。
锚杆配件:采用拱型高强度托板,钢号不低于Q235,配合球形垫和减阻尼龙垫圈,
托板高度要求不低于36mm,托板厚度不低于8mm0
钢筋托梁规格:采用M4mm钢筋焊接而成,宽80mm,长度为2750mm,钢筋托梁
搭接100mm。
网片规格:采用金属网护顶,材料为10#铁丝,网孔规格50x50mm,网片规格
2600x1000mm,网片搭接100mm,用16#铅丝逐孔连接。
锚杆布置:锚杆排距900mm,每排7根锚杆,间距800mm。
锚杆全部垂直岩面打设,考虑到施工需要,允许5。误差。
锚杆扭矩:利用扭矩倍增器扭紧螺母,要求达到300Nm,但不超过550Nm。
锚索:
锚索形式和规格:锚索材料为(M8.9mm,1x7股高强度低松弛预应力钢绞线,延伸
率4.0%,长度5300mm,钻孔直径28mm,采用一支K2335和两支Z2360树脂药卷锚固,
锚固长度为1900mmo
锚索托板:采用300mmx300mmx16mm高强度可调心托板及配套锁具,托板要求高
度达到60mm,承载能力不低于400kNo
锚索布置:每两排布置三根的三花布置,间距2500mm,排距900mm。
锚索全部垂直岩面打设,考虑到施工需要,允许5。误差。
锚索预紧力:锚索要求超张拉至200kN,损失后预紧力为150kN。
2、直墙支护
锚杆形式和规格:杆体为20,左旋无纵筋螺纹钢筋,钢材为335#锚杆专用钢,长度
2.0m,杆尾螺纹为M22。
锚固方式:树脂端部锚固,采用一支树脂药卷,规格为K2360。钻孔直径为28mm,
锚固长度为826mm,要求锚杆锚固力不低于105kN。
锚杆配件:采用拱型高强度托板,钢号不低于Q235,配合球形垫和减阻尼龙垫圈,
托板高度要求不小于36mm,托板厚度不小于8mm0
钢筋托梁规格:采用直径钢筋焊接而成,宽80mm,长度2000mm,钢筋托
梁搭接lOOmmo
网片规格:采用金属网护帮,材料为10#铁丝,网孔规格50x50mm,网片规格
1900x1000mm,网片搭接100mm,用16#铅丝逐孔连接。
锚杆布置:锚杆排距900mm,每排每帮2根锚杆,间距850mm。
锚杆全部垂直岩面打设,考虑到施工需要,允许5。误差。
锚杆扭矩:利用扭矩倍增器扭紧螺母,要求达到300Nm,但不超过550Nm。
3、特殊段U型钢支护,U型棚为U29型,排距0.8m,架间梁、腿使用拉杆连接拉紧,
支架与围岩间使用刹杆较紧支架。
4、钢筋混凝土浇筑支护
(1)、设计钢筋混凝土厚度为0.4m,衬筋为机6mm圆钢,绑筋为(|)8mm圆钢,钢
号不低于Q235,用双股16#铁丝捆绑扎成400x200x400mm网格,混凝土强度为C40,
衬筋两侧保护层为100mm,不得有空洞、漏筋现象。混凝土浇筑前在巷道拱尖位置提
起预埋设一寸注浆管,待混凝土浇筑完成后壁后注浆。注浆孔为每两排三根的三花布置,
间距2500mm,排距900mm,和锚索布置相对称。
(2)、工序:铺设弧板一铺设配筋骨架一搅拌混凝土一浇筑一振捣一养护。
(3)、混凝土强度不低于C40。
(4)、配筋间搭接方式:主筋搭接长度300mm,主筋每隔200mm用8号铁丝连接。
(5)、混凝土应在初凝前浇筑,且不能有离析现象,若出现离析现象应重新搅拌后
才能浇筑。严禁使用已到终凝的混凝土。
(6)、洒水养护时间为每小时一次,养护的时间必须有记录。
(7)、拆卸硝骨时,队干部必须现场指挥,由里往外逐架进行;拆诡骨前,把拆殖
骨使用的工具绳扣、卡环(链)、导链、长钩钎、准备齐全。
(8)、混凝土底板硬化:混凝土强度为C40,硬化厚度350mm,硬化长度与钢筋混
凝土支护等长。
附:二采区2#运输下山断面支护图
第五章矿压监测
第一节观测对象
观测对象二采区2#运输下山巷道锚网支护段巷道。
第二节观测内容
锚杆支护巷道的矿压监测分为综合监测和日常监测,前者的主要作用是验证和修改
锚杆支护初始设计,后者主要是用于监测巷道安全,队组要设专人管理。类矿压监测数
据必须真实可靠。
第三节观测方法
矿压监测仪器
名称型号数量产家
锚杆拉拔计MLJ-300/1002台天地公司开采设计事业部
接收仪KBJ1台天地公司开采设计事业部
锚杆测力计CM-500B15个天地公司开采设计事业部
锚索测力计CM-500A4个天地公司开采设计事业部
扭矩扳手500N.m3把天地公司开采设计事业部
钢卷尺6m2外购
皮卷尺50m1外购
木桩400mm30个自制
测绳10m5根自制
测钉|30个|外购
1综合监测
在各巷道中,设置1~2综合监测测站,包括两个巷道表面位移监测断面,一个顶板
离层监测断面,一个锚杆(索)受力监测断面。
巷道综合监测内容
序号项目内容
1巷道表面位移巷道顶底板、两帮相对移近量,顶板下沉量。
2锚杆(索)受力顶板锚杆(索)受力分布,两帮锚杆受力。
3巷道破坏状况统计记录巷道围岩破坏位置和程度。
2.1巷道表面位移
采用十字布点法安设表面位移监测断面。在顶底板中部垂直方向和两帮水平方向钻
(|)28mm、深400mm的孔,将(|)30mm、长400mm的木桩打入孔中。顶板和上帮木桩端部
安设弯形测钉,底板和下帮木桩端部安设平头测钉。两监测断面沿巷道轴向间隔
0.6-1.0mo观测方法为:在C、D之间拉紧测绳,A、B之间拉紧钢卷尺,测读AO、AB
值;在A、B之间拉紧测绳,C、D之间拉紧钢卷尺,测读CO、CD值;测量精度要求
达到1mm,并估计出0.5mm;采用皮卷尺测量监测断面距掘进工作面的距离。测量频
度为:距掘进工作面和采煤工作面50m之内,每天观测一次,其它时间每周1-2次。
巷道表面位移监测断面布置图
2.2锚杆受力
锚杆受力分布采用CM-200测力锚杆测试,每一观测断面布置7根测力锚杆(顶部
3根,没帮2根)在施工过程中将正常锚杆换成测力锚杆并即可,安装前,在井下测定
初始读数,安装时,先将安装搅拌接头入保护套内,由上套端入托盘,将树脂药卷放入
孔中,用杆体将其堆入孔底,然后将安装搅拌接头插入锚杆机输出轴上开机搅拌药卷,
安装时要保护证应变朝向两帮,搅拌结束待树脂固化后拧紧螺母用扳手将搅拌接头卸下
测读并记录第一次读数,测读时将测力锚杆与门K4500型静电阻应变仪相连,依次读出
1〜12个位置的读数,观测频率与表面位移观测相同。
2日常监测
日常监测包括三部分内容:锚杆锚固力抽检和锚杆预紧力矩检测。
2.1锚杆锚固力抽检
巷道掘进施工过程中安排专人,按不小于3%的比例和不大于两天的时间间隔对锚杆
锚固力进行抽检,抽检时只做非破坏性拉拔,现场检测,强力锚杆达到105kN后可停止
拉拔。发现不合格的锚杆要及时补打,并将抽检结果记录好。
2.2锚杆预紧力矩检测采用力矩扳手,巷道施工过程中要安排专人。每小班抽检
一组(3根),强力锚杆达200KN.m,即为合格。若其中一个螺母扭矩不合格,将其重新
拧紧即可,若有两个或两个以上不合格,应将本班安装的所有螺母重新拧紧一遍,并做
好相应的记录。
第六章掘进施工方式
第一节工艺流程
巷道施工概述:二采区2#运输下山,前期采用炮掘一次成巷配合刮板机出煤施工方
式;后期采用EBZ-75型综掘机进行割煤,配合80型皮带机出煤,正常段永久支护采用
工字钢棚、网、木背板支护方式施工;过渡段采用工字钢棚、网、木背板、锚、索联合
支护方式施工;在特殊段,巷道采用先树脂锚杆、锚索加u型棚支护,再浇筑钢筋混凝
土的多次支护方案施工。
一、炮掘施工流程:交接班、安全检查一定向一打1艮一装药一洒水一爆破一洒水一临时
艾护一出煤一永久支护一延长媒溜
1、排艮:排睬用煤电钻,2米长的湿式麻花钻杆和合金钢钻头。
2、装药:按爆破说明书装药,装药时,要坚持使用水炮泥,炮眼要按照《煤矿安
全规程》规定使用炮泥封口。
3、爆破:爆破器材采用2#矿用乳化炸药,毫秒延期电雷管,MBF-200型电容式
起爆器。根据巷道中线,用尖镐找好眼位,然后按炮眼布置图进行打眼,打眼必须采用
湿式打眼,二采区2#运输下山循环进度1.6米。爆破前,要对工作面20米范围内洒水
降尘,联线采用串联方式进行,爆破后,要严格执行敲帮问顶制度,将活煤研找掉,将
顶板刷平整,然后对工作面20米范围内进行洒水降尘。
4、敲帮问顶:放炮后待炮烟吹散后,班长、安全员、瓦检员检查工作面永久支护、
现场顶帮、瓦斯无问题后,对工作面进行洒水降尘。然后进行敲帮问顶,敲帮问顶前任
何人不得进入掌子头。
5、临时支护:班长、安全员、瓦检员全面检查工作面支护、瓦斯,在确认无问题
后按规定架设临时支护,临时支护必须移设至窝头煤墙。
6、出煤:用擢煤大钎配合煤溜出煤的方法进行。
7、永久支护:断面尺寸达到要求后,进入临时支护前先进行敲帮问顶,量好柱窝
位置,然后用风镐挖出柱窝,柱窝深度不得小于100mm,且柱窝要挖到实底。两人扶
住棚腿,3人抬棚梁与两帮棚腿合口,然后校准中线、腰线、岔角、迎山角、棚梁的不
平度、扭距等,都符合要求后及时将木背板、木撑按要求上齐,并用木楔将背板绞紧,
架棚作业由外向里逐架进行。
二、机掘施工流程:交接班、安全检查一定向一延伸溜槽(皮带机尾)、备料一掘
进机截割、出煤一敲帮问顶一临时支护一永久支护一验收。
1、延伸皮带机尾:将皮带开空后,同时清理待延伸机尾段浮煤至实底后,松张紧
绞车,将皮带机尾拖在掘进机尾部,对打信号后,缓缓开动掘进机,拉皮带机尾至设定
位置后,即可信号联系张紧皮带,紧皮带时要开启皮带机,皮带运行正常时立即停止张
紧,并闭锁开关。如果皮带机尾有回缩现象时用俄柱固定好皮带机尾,保证出煤时皮带
不回缩。
2、割煤(出煤)运料:掘进机司机开动掘进机,根据巷道设计尺寸及进刀截割示
意图割煤同时开启SJ-80皮带出煤。出煤完毕后,掘进机截割头落地,断开并闭锁掘进
机电源。此过程中,运料工及时进行运料,以备齐本循环所需材料。
3、临时支护:同炮掘临时支护方式。
4、永久支护:必须在有牢固的临时支护下进行,按照炮掘永久支护方式执行。
5、验收员验收合格后进入下一个循环。
三、支护工艺:
1、工钢棚支护工艺
1.1铺金属网要求:
架棚作业时,每架棚的顶及帮要铺金属网,每片网要铺平、铺直并且要紧贴岩面,
网与网搭接不少于100mm要采用16#铁丝隔孔相连,双丝双扣并且扭结不少于3圈。
1.2架棚作业:
断面够尺寸后,先进行敲帮问顶,标出柱窝位置,然后利用工作台架棚。两帮柱窝
挖好后,竖腿上梁,上梁时,两人站在工作台上,一人监护,两人抬梁进入作业地点,
递给工作台上的人,工作台上两人抬起棚梁和扶腿人员一起和好口,然后校对中线、岔
角、迎山,都符合要求后及时将网铺上木背板上齐,且木背板与帮、顶之间背实成线,
架棚作业由外向里逐架进行。
2、锚杆施工工艺:
2.1顶锚杆施工工艺
2.1.2打眼:搭好工作台后,利用MQT-120JC顶锚杆钻机打眼。掌钎工用左手抓住
处于直立状态的锚杆钻机手把,右手将1.2m钻杆插入钻机夹盘内,操作者抓紧锚杆钻
机T型把手,然后顺时针旋转支腿控制钮,直到钻尖对准眼位,然后慢慢给马达控制板
加压,当钻尖钻入顶板后,操作者用右手拇指逆时针旋转水控制阀,钻杆同时溢水冲刷
清孔,钻孔到位后,下缩钻机并关水。照上述操作程序完成1.9m钻杆打眼。(顶锚杆孔
深为1900±30mm)
2.1.3安装锚杆:先把搅拌螺母、锚垫及减磨垫圈套在锚杆上,再将一支K2335树
脂药卷和一支Z2360树脂药卷依次装入钻孔并用锚杆将药卷推至孔底,并将搅拌器插
入钻机夹盘内,然后边搅拌边推进,直到将锚杆送入孔底。搅拌约20〜30s后,感觉药
卷凝固后停止搅拌。
2.1.4紧固锚杆:卸下搅拌螺母,等待Imin,操纵给进阀杆,上紧锚杆螺母达到规
定的预紧力(300N.m),确保锚杆托板紧贴煤壁,缩回钻臂。
2.2帮锚杆施工工艺
221打眼:按规定联网后,标出帮眼位,将风钻抬至作业地点,采用“28mm钻头
按设计角度及位置打设帮眼。
2.2.2安装锚杆:每帮两人一组,利用杆体将一支K2335、Z2360树脂药卷轻推到帮
眼孔底,杆尾通过搅拌器与钻机连接,然后开始搅拌树脂药卷,搅拌时间连续进行,搅
拌时间控制在20〜30s,中途不得间断。
223紧固锚杆:停止搅拌Imin后,上托板、螺母,上紧锚杆螺母,预紧力矩不小
于300N.mo
2.3锚索施工工艺
2.3.1钻孔:搭好工作台,利用风动锚索钻机配合B19六方中空可接长钻杆和<1)28mm
双翼钻头按设计位置钻孔。一人在工作台上扶钻机并接长钻杆,一人在工作台下扶钻机,
第三人负责操作钻机,三人密切配合按顶锚杆打眼工艺逐根接好钻杆打设锚索钻孔孔深
控制在5000±30mm内,然后缩下钻机逐根卸下钻杆。
2.2.2安装:利用锚索将一支K2335、两支Z2360树脂药卷依次轻轻推送入孔底,
锚索下端用专用搅拌器与钻机相连,2人扶钻机,保持钻机与钻孔成一线。开动钻机边
搅拌边推进锚索,先慢后快,待锚索插入钻孔达规定量后,全速旋转搅拌20〜30s后停
止,停止搅拌后等待1分钟,下缩钻机,卸下搅拌器。搅拌后锚索外露长度不得超过250〜
300mmo
2.2.3张拉:锚索安装Imin后,依次安装托板、锁具,使它们紧贴顶板。然后挂上张
拉千斤顶进行张拉,观察油泵压力表读数达到27MPa后停止张拉,待人员全部撤至被张
拉锚索下方半径5m以外后,方可继续张拉,待油泵读数张拉至设计要求后停止张拉,扳
动张拉油泵手把进行卸载,然后2人至工作台上卸下张拉千斤顶。若张拉千斤顶不够行程
时,两人扶住千斤顶,将千斤顶回零,然后按上述方法继续张拉到规定要求200KN,锚
锁张拉强度要达到。
3、架设U型棚施工工艺
3.1、架棚前,先打设好柱窝,柱窝规格为200X200X100(mm)。要保证棚腿落在
实底上。
3.2、搭设工作平台,工作台的搭设必须牢固可靠,平台搭设使用四脚梯子和2块大
板(大板厚度为50mm),平台宽度为600mm,平台搭设一定要牢固,以防人员站在平台
作业时歪倒伤人。
3.3、U型钢棚距为800mm,卡缆搭接长度为300mm。棚间拉杆布置为每架棚3根,顶
梁中间安设1根,棚腿1根。架棚后棚必须与帮顶接实。(其它参照工字钢棚架设工艺)
4、钢筋绑扎施工工艺
4.1基础钢筋的绑扎
基础钢筋绑扎由下而上进行,依据设计人工挖出底座及基础,进行钢筋绑扎工作,
衬筋为中16mm圆钢,绑筋为中8mm圆钢,钢号不低于Q235,用双股16#铁丝捆绑扎成
400x200x400mm网格,钢筋搭接长度不少于35d,每个搭接处铁丝拧紧不小于3扣,绑
扎完毕后,施工班组检查钢筋绑扎规格无误后再进行模板的支设工作。
4.2墙及拱部钢筋的绑扎
墙及拱部的钢筋中的环筋为整体,先将环筋竖立好后,再进行纵筋的铺设工作。衬
筋为中16mm圆钢,绑筋为①8mm圆钢,为单层钢筋,钢筋绑扎用18#铁丝,钢筋搭接长
度不少于35d,每个搭接处铁丝拧紧不小于3扣绑扎完毕后,施工班组检查钢筋绑扎规
格无误后,再进行模板的支设工作。
4.3永久支护中的模板支设和拆模
4.3.1支设模板先墙后拱,段长分为3000mm、6000mm两种段长。支设墙部模板时
先挖好柱窝,柱窝深度不小于200mm并要挖到实底,然后将立柱(截面为150X150mm
的方木)栽入柱窝并用撑木连接成一体(立柱间距不大于1500mm),然后将刷过油的模
板(内模使用12#槽钢,外模选用厚度不小于50mm的木板)固定在立柱上,形成一个整
体,然后在两头使用上木挡板。一面墙支设完毕后再支设同一平面上的另一面墙。两墙
支设完后经验收合格后开始浇注墙部混凝土,墙部混凝土浇注完毕后开始支设拱部模
板,拱部模板支设完毕并经验收合格后开始浇注拱部混凝土。
4.3.2支设拱部模板时先将殖胎支设好,支设第一架虐胎时,先将他胎放至托拱梁
上并用两根方木支撑、固定以防倾斜。第一架殖胎必须用中、腰线找平找正,固定牢固、
可靠,挡头板牢固、可靠,确保不漏灰浆,然后依次固定第二、第三、第四、第五架(段
长6000mm,值胎间距1200mm),架与架之间用拉杆(直径不小于20mm)连接,再次用
中、腰线校正帽胎,确认无误后在磴胎上从两侧向正中开始摆放槽钢模板。
4.3.3为加快施工速度浇注方式采用单次段长内墙、拱一次浇注,所以在支设墙部模
板的时候必须提前考虑托拱梁的高度,以便符合殖胎的架设高度。
4.3.4拆模时间:墙部不少于24h,拱部不少于48h。拆模时人员要站在安全位置,
首先拆除墙模板,拱部混凝土凝固后再拆除硝胎,最后拆除托拱梁、站柱。
4.3.5模板复用前必须清理干净并刷油。
5、钢筋混凝土浇注施工工艺
混凝土浇注时要两侧对称入料,每间隔300伽厚度充分振捣,振捣至表面出浆为宜。
振捣间距不超过500mm。浇注期间要时刻注意模板是否跑偏、扭曲,发现问题时立即停
止浇注,处理完毕后再开始浇注。
第二节施工设备
第二节施工设备(炮掘)
设备名称型号用途单位数量
刮板机SGB-420/40运煤台1
局部通风机EBDN25.6/2X11KW通风台2
移变KBSGZY-630动力供电台1
移变KBSGZY-500风机供电台2
馈电开关KBZ-400动力保护台2
信号综保ZXZ8-2.5信号(监控)台2
煤电钻打眼台2
施工设备(机掘)
设备名称型号用途单位数量
综掘机EBZ-75割煤台1
皮带机SJ-80运煤台1
局部通风机FBDN25.6/2XUKW通风台2
移变KBSGZY-630动力供电台1
移变KBSGZY-500风机供电台2
馈电开关KBZ-400动力保护台2
信号综保ZXZ8-2.5信号(监控)台3
第三节作业方式
一、炮掘作业方式:
采用全断面一次起爆方式。起爆顺序:掏槽眼一辅助眼f周边眼
1-4为掏槽眼,1,3距底板1500mm,2、4距底板850mm;水平方向85度,垂
直方向90度,眼距750mm;深度2200mm;每孔装药量0.4千克;封泥长度500mm;
5—8号为辅助眼,6、7距底板1600mm,5、8距底板900mm,水平方向垂直方
向均为90度;眼距2000mm,深度为2000mm;每孔装药量0.4千克;封泥长度500mm;
9—17号为周边眼,9、10、11距巷帮200mm;水平方向85度,垂直方向90度;
眼距700mm;深度为2000mm;每孔装药量0.4千克;封泥长度500mm;
18—23号为底眼,18、19、20、21、22、23距底板200mm;水平方向90度,垂
直方向87度;眼距762mm;深度2000mm;每孔装药量0.4千克;封泥长度500mm;
连接起爆方法均为串联方式。
附:炮眼布置三视图和爆破说明书
二、机掘作业方式
进刀方式:沿巷道中心线分两步截割,第一步截割中线左帮,第一刀从下向上沿“S”
型路线来回截割,第二刀从上向下刷直煤帮,然后将底板扫平;第二步截割中线右帮,
方法同上。如此往复,按巷道规格要求先基本切割出巷道轮廓形状,最后将掘进机摆到
一帮,切割头从下向上沿巷道轮廓线将两帮割平割直,保证巷道成型符合质量标准化要
求。
附:《综掘机截割线路示意图》
第四节循环进尺
掘进过程中正常段,在顶板完整、无片帮和煤层层理、节理发育时,炮掘、机掘循
环进尺均控制在1.6m,最大控顶距1.8m,最小控顶距0.2m。若顶压较大,顶板岩性不
好,煤层层理、节理发育,高顶片帮严重时,可将循环进尺缩为0.6m或更小;特殊段
环进尺均控制在09m,最大控顶距1.1m,最小控顶距0.2m。
第五节装运煤方式
1、炮掘出煤通过煤溜配合摧煤大锹进行;该巷采用综掘机施工时由综掘机装煤,
皮带运输。
2掘进出煤系统:二采区2#运输下山皮带一二采区1#运输下山皮带一主皮带一地
面。
第六节开口方式
1、开口时在开口位置附近打点柱加强支护,加固后,开始掘进。
第七章生产系统
第一节一通三防系统
1巷道通风
1.1风量计算及局部通风机选型:
每个独立通风的掘进工作面(正头)实际需风量应按瓦斯等有害气体涌出量、风速和
人数规定要求分别进行计算,采用其中最大值,并用局部通风机实际吸风量和巷道中风
速要求进行验算。
根据3#煤层掘进期间的瓦斯涌出情况,二采区2#运输下山瓦斯绝对涌出量为
33
0.lm/min,CO?绝对涌出量为0.18m/min0
1.1.1按瓦斯涌出量计算
Q掘=。瓦XK/C=0.1X1.8/0.01=18m3/min
式中:
Q掘-----掘进工作面实际需要风量,m7min;
Q瓦-----掘进工作面瓦斯绝对涌出量,取0.lm:'/min;
K-----掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.8;
C-----掘进工作面回风流中瓦斯浓度界限,取1.0%。
1.1.1.2按CO,涌出量计算
Q®=QCO2XK/C=0.18X1.8/0.015=21.6m7min
式中:
Q掘------掘进工作面实际需要风量,m7min;
QCO2------掘进工作面CO?绝对涌出量,取0.18m7min;
K------掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.8;
C------掘进工作面回风流中CO?浓度界限,取1.5%。
1.1.2按人数进行计算
Q掘=4N
式中:N-掘进工作面同时工作的人数,取41;
Q掘=4X41=164m3/min。
1.1.3按局部通风机的供风量
Q局=1.2Q掘
式中:Q掘一掘进工作面正头的需要风量,取上面计算出的最大值,m3/min;
Q局一局部通风机供风量,m3/min;
1.2一风筒最大漏风率15%时的系数;
因此,Q局=1.2X164=196.80f/min。
1.1.4掘进工作面最小全压需要风量计算:
Q全=Q局+15S
式中:Q全——掘进工作面全压需风量(掘进面全压系统单独回风量),m3/min;
Q局——为一个掘进工作面同时供风的各台局通风机实际吸风量之和,n?/min;
15----局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道的最低风速,取15m/min;
S——局部通风机到掘进面回风口之间的巷道净面积,m2;
Q全=196.8+15X9.39=338m3/min;
1.1.5按风速进行验算
0.25X60XS<Q<4X60XS
式中:S—掘进巷道净断面积,S=9.39m2;
计算所得141<Q<2253.6
由上述计算得知掘进工作面所需供风量应不小于164m3/min,根据巷道断面及设备
配备情况选用FBD-No.5.6/2X11KW型对旋式风机向工作面供风可满足供风要求,并选
直径为600nlm的柔性胶质抗静电阻燃强力风筒。在掘进过程中坚持“以风定产”的原则,
确保瓦斯浓度在规定范围内。
1.2通风线路、通风设备设施及其管理
1.2.1通风方式:采用压入式通风。
1.2.2通风线路:
新鲜风流:二采区2#运输下山一风机一风筒一二采区2#运输下山工作面。
乏风流:二采区2#运输下山工作面一二采区2#运输下山与二采区2#轨道下山1#联
络巷一二采区2#轨道下山一二采区1#轨道下山一回风大巷f回风平胴排出。
附:二采区2#运输下山通风系统示意图
1.2.3通风设备设施:FBD.No.5.6/2X11KW对旋式风机两台;直径为600nlm的柔
性胶质抗静电阻燃强力风筒。
1.3局部通风机安装及管理要求
1.3.1局部通风机安装位置:局部通风机和启动装置安装在二采区2#运输下山内,
距二采区2#运输下山与2#轨道下山联络巷>10m位置,风机吊挂要牢固,距底板高度大
于300mm;。
1.3.2风筒吊挂方式:风筒必须采用抗静电、阻燃风筒,悬挂采用8*或10"铅丝,
风筒接口要反压边,严密不漏风,逢环必挂,保证平直,不准随便拆开、损坏风筒。风
筒出口到工作面掘进头距离不得大于5m。
1.3.3局扇通风管理要求:
1.3.3.1局部通风机实行三专供电(专用变压器,专用开关、专用线路),掘进工
作面应装设风电闭锁、瓦斯电闭锁设施,风电闭锁装置安装在工作面供电移动变压器处,
当局部通风机停止运转或掘进巷道内瓦斯超限时,能立即切断局部通风机供风巷道中的
一切非本质安全型电源。
1.3.3.2局部通风机必须设专人负责,并持证上岗,实行挂牌管理,管理人员要
在管理牌板上签字,并执行现场交接班制度。
1.3.3.3局部通风机必须保持24h连续运转。管理单位必须建立局扇管理台帐和
检查维护记录。
1.3.3.4局部通风机每天必须安排专人进行日常检查维护,必须及时填写相关记
录。
1.3.3.5局部通风机在井下连续运转一个月,由使用单位的机电工至少检修一次;
局部通风机累计运转达六个月时,必须上井由矿机电维修单位进行检修。
1.4工作面有计划停风措
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