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文档简介
第一章工程概况
第一节工程概述
一、巷道名称
巷道名称为:4101回采面开切眼。
二、掘进目的及巷道用途
掘进目的是为了满足采区回采设备安装及进风顺槽与回风顺槽联通形成通风系
统。
三、巷道工程量及服务年限
巷道设计长180m,
巷道服务年限:短期。
四、巷道布置及巷道方位
巷道层位:4T煤层。
巷道方位:开切眼从4-1煤层轨道回风顺槽顶端开口,向左90°(方位角180°)
掘进。
五、中腰线标定
1、巷道在施工过程中严格按矿地测科给定的中线沿煤层底板掘进。
2、巷道尽量使用激光指向仪,不能使用激光指向仪区段,采用全站仪标定中线施
工。在使用过程中,当班班长每班开工前必须对激光仪及中线进行核实,确保中线的
正确使用,如发现激光指示仪指示或中线偏离,及时通知地测科进行调校。
六、开工、竣工时间
预计开工时间:2017年月日
预计竣工时间:2017年月日
七、附图一:开切眼平面图
第二节编写依据
1、建设方提供的施工图:4T号煤层回采工作面巷道布置(S1189-167-1)
2、《山西朔州平鲁区兰花永胜煤业有限公司补充勘探地质报告》
3、《安全生产法》、《煤矿安全规程》、《煤矿建设安全规范》
4、《煤矿井巷工程质量验收规范》(GB50213-2010)
5、《煤矿井巷工程施工规范》(GB50511-2010)
6、《煤炭建设工程技术资料管理标准编制说明》(2012年版)。
7、《山西省煤矿建设安全规定》
8、其它与本工程有关的国家及部颁现行的技术规范、规程和规定。
第二章地面相对位置及地质水文情况
第一节地面相对位置及邻近开采情况
一、地面相对位置
4101回采面开切眼地面相对位置位于井田东北部,地面相对位置无建筑物,副井
口地面标高1345.Omo
二、邻近开采情况
根据矿井补充勘探地质报告资料,4101回采面开切眼临近巷道左右为实体,对巷
道掘进无影响。
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤层特征
根据矿井补充勘探地质报告,井田主要含煤地层由灰白砂岩、灰黑色砂岩、砂质
泥岩和煤层组成。4-1号煤层位于太原组上部,上距K3砂岩0—33.31m,平均9.44m;
煤厚3.40—13.15m,平均&28m,为稳定大部可采煤层,含夹砰0—3层,煤层结构较
简单,夹肝岩性为泥岩或炭质泥岩,属低灰〜中高灰煤;煤自燃倾向性等级为H类,
属自燃煤层;具有爆炸性。
二、煤层顶底板特征
煤层直接顶板为泥岩,质软,易随顶煤一起垮落;老顶为K3中粗粒砂岩,有时该
砂岩直伏于4T号煤层之上,成为煤层直接顶板,有时具0.40—1.00m左右炭质泥岩
伪顶。据该矿开采情况,4-1号煤层顶板一般较好管理,但在局部地段或断层附近,由
于顶板比较破碎,顶板容易发生冒落,另在支护不够的地段,还有煤帮变松和片帮现
象,应加强管理。底板为炭质泥岩、泥岩等。
第三节地质构造
兰花永胜煤业井田岩层走向近南北,自东向西倾斜,为单斜构造;倾角一般2°—
5°,西部最大处6-7°。根据地质报告提供资料,井田内发现2条断层,F1断层走向
近东西,倾向北,倾角45°,落差约20m,对煤层造成了较大破坏。另外1条断层落
差仅3m,对煤层的破坏较小。井田内未发现陷落柱和岩浆岩侵入。总体来看,井田地
质构造简单。
第四节水文地质
根据矿井补充勘探地质报告,本井田水文地质类型为中等,本工程范围水文地质
类型简单,井田内采掘揭露断层导水性弱,但不排除个别断层具有导水性。奥灰岩溶
水对该巷道的施工无影响。
第五节地温、地压
据已有资料和矿井井下调查,未发现地温、地压异常现象,本矿井属地温、地压
正常区。
第三章巷道断面及支护
第一节巷道断面
一、巷道断面
巷道形状:矩形断面
巷道规格:掘进宽8000mm,掘进高3200mm
支护方式:采用锚网索支护。
二、附图二:巷道断面支护图
第二节支护设计
一、巷道支护技术参数
1、顶部采用中20mmX2000mm高强度左旋螺纹钢锚杆,间排距为800mmX800mm;
两帮锚杆采用<1>20mmX2000mm高强度树脂纤维型锚杆,间排距为800mmX800mm;顶锚
杆托板采用150X150X10mni钟型托板;帮锚杆托盘采用<H20mm塑料圆托盘;每根锚
杆采用一卷MSCK2335和一卷MSZ2360树脂锚固剂锚固,锚杆锚固力为80KN,拧紧力距
为200N.m,锚固长度0.9m,丝扣外露长度为10-40mm。
2、顶锚杆下挂钢筋网,由66nlm的钢筋冷拉后焊接而成,网片规格2000X1000mm,
网格为80X80mm;搭接100mm,每200mm用14号双股铅丝对角绑扎一道;两帮挂矿用
高强阻燃塑料网,搭接100mm,每200mm用16号双股铅丝对角绑扎一道。
3、锚索采用<H7.8mm、L=6000mm的低松弛钢绞线,锚索间排距2000mmX2400mm,
锚索托板规格200X200X20mm的钢板托板,每根锚索采用一卷MSCK2335和二卷
MSZ2360树脂锚固剂锚固,锚索锚固力为250KN,预紧力为100KN,锚索锚固长度1.2m,
锚索外露长度为150-250mm。锁具:0VM15T型单孔配套锁具。
4、锚索下挂W钢带,钢带规格为宽220mm,总长6400mm。
5、若遇顶板破碎等特殊地质构造不能保证施工安全及工程质量时,及时汇报建设、
监理单位,经建设、监理单位同意后,可采用加长锚杆、锚索或缩小锚索间排距及其
它支护形式并编制施工技术措施后实施。
二、支护参数确定
(-)锚杆参数选择
1、锚杆长度
按平衡拱理论计算:由公式L=NX(1.1+W/10)计算确定
式中:N---围岩影响系数,取1
W——巷道跨度,8.0m
L---锚杆总长度,m
则:L=1X(1.1+8.0/10)=1.9m
锚杆长度选取2.0m可以满足要求。
2、锚杆间距、排距
由公式MWO.5L和B=nN/2KraL确定。
式中:M---锚杆间距,m
式中:B---锚杆排距,mo
n——顶板每排锚杆根数,取11;
N---每根锚杆锚固力,取80KN;
K——安全系数2—3,取2.5;
r---顶板岩层容重,取24kN/m\
a一一掘进巷道跨度之半,取4.0m;
L2---软弱岩层厚度,取1.5m
则:M=0.5X2.0=1.0m
B=11X8O/(2X2.5X24X4.0X1.5)=1.2m
通过以上计算,锚杆选用直径20mm,长度为2000mm高强度左旋螺纹钢锚杆,间排
距均为800X800mm,符合巷道计算要求
(二)锚索参数选择
A:锚固段长度计算:
L3=KP/Pmin
=3*100/250
=1.2m
K-安全系数,取3.0
P-锚索预应力取100KN
Pmin-锚固力取250KN
B:L=L1+L2+L3
=0.2+4.0+1.2
=5.4m
L-锚索长度
Lb锚索外露长度,一般取0.2m
L2-锚索有效长度,取4.0m
L3-锚索固定长度
通过以上计算,考虑现场实际,锚索采用直径17.8mm,长度6000mm的低松弛钢
绞线制作,锚索间距为2000mm,排距为2400m。锚索长度应锚于顶板稳定岩层不小于
2m,锚索间排距及长度可视现场实际进行调整。
第三节矿压观测
1、观测对象:4101回采面开切眼。
2、观测内容:巷道顶板离层量,顶、底板相对移近量,两帮相对变形量。
3、观测方法:在巷道开口处开始布置一组观测站,以后巷道(煤、半煤岩)每80m
安装一组,施工到位后在顶端设一组。
4、离层仪宜安装于巷道顶板的中部,并严格按使用说明书进行操作。
5、安设顶板离层仪的钻孔深度必须达到6.0m以上,钢丝绳的固定端锚在深部
6.0m、浅部2.0m。
6、保证顶板离层仪垂直于顶板,保持刻度盘的清洁以便于观测数据。
7、安设时要求离层仪所在位置的顶板平滑(无网兜),安设后定期对离层仪上方
钢筋网里渣石进行清理,保证数据的有效性。
8、深、浅部初始读数调节为0mm,确保钢丝线拉紧、螺丝紧固,确保安设质量及
数据的有效性。
9、根据掘进巷道顶板压力显示状况,对围岩位移每隔2天观测一次,连续观测一
月,以后每10天观测一次,雨季5天观测一次。本项工作由建设单位生产技术科采掘
技术员负责观察,以便及早发现异常情况及时采取安全措施,确保施工安全。
10、建立观测台帐由当班采掘技术员如实填写,便于数据分析。离层指示仪以红、
黑、蓝三颜色表示顶板离层松动的严重程度,蓝色表示离层值小,处于稳定状态;黑
色表示离层值已达到警戒值;红色表示顶板离层松动值较大,已进入危险状态,必须
采取处理措施。具体措施为:离层值进入警戒区内时,要停止掘进,对该测站前后20m
范围加强支护;当顶板离层值进入危险区时停止作业,并及时向有关领导汇报,以便
采取相应安全措施;每月对综合监测数据进行分析总结,以利于指导施工。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法
根据工程特征、运输、设备及通风等因素,确定该工程采用EBZ-132型悬臂式掘
进机截割煤、肝,利用掘进机二运转载至巷道内安装的皮带输送机,然后沿运输系统
出井的方法掘进。利用人工打眼支护、污水泵排水等成熟的施工方法组织施工。
由于巷道断面较宽,采用先掘进并支护右侧4.5m,掘进时左帮不支护,遇帮部煤
层破碎部位及时打树脂纤维锚杆临时支护。掘进到达设计位置后将皮带机拆除,机尾
后移,掘进机退回,掘进并支护左侧3.5m。掘进左侧时在巷中打木点柱进行加强支护,
单列布置,排距800mm,木点柱@14mm(细端),长度3.3m,柱窝深度100mm。木点柱
必须打在实底上,不能打在实底上时必须穿木鞋,木鞋规格300X200X50,上端用8
号铅丝与锚杆头及网片绑扎连接,柱间用小100圆木配4时钉连接。
二、巷道开口施工
1、施工前测量部门必须提前标定开口位置,标定巷道中线,施工单位严格按线施
工。
2、顺槽按设计到位后,掘进机按顺槽断面向前掘进至切眼设计宽度8.0m后继续
向前掘进切眼机电洞室,长度4.0m。然后退回掘进机向左按切眼设计掘进切眼右侧。
并对开口处加固支护。
3、开口前,应提前按设计要求,接好风筒,准备好各种支护材料。
4、开口前,必须对开口10m内的支护进行检查,发现异常处理后方可开口施工。
第二节施工工艺流程
一、工艺流程
交接班检查(排查隐患、检查瓦斯、检查永久支护)一敲帮问顶一延长皮带输送
机一画出巷道轮廓线f掘进机按照截割路线轨迹图进行截割左半部f洒水灭尘一检查
瓦斯一敲帮问顶~临时支护一顶部锚杆锚索挂联网支护一帮部锚杆挂联网支护~质量
检查一右半部截割、支护(同上)一清理浮煤一进入下一个循环。
二、循环方式
顶板完好时,采取掘两排支护两排,循环进度为1.6m;顶板破碎时,采取掘一排
支护一排,循环进度为0.8m。
第三节掘进工艺
一、掘进机进刀方法
在左帮底板上0.5米位置进刀,进刀深度以0.5m为宜,从左至右从下向上截割,
按照巷道设计规格尺寸进行修整,如巷道地脚采用掘进机刷帮不到位,可采用风镐配
合刷帮成型。
二、截割工艺
根据巷道的中线,画出巷道轮廓线,严格按照轮廓线进行截割。
采用掘进机横向往复式截割,两帮及顶先留有100T50mm,截割时将截割头调至巷
道中,由巷道左下部开口进刀,左右摆动割出槽窝,然后向右截割至右帮,再向上至
左帮,往复截割,然后刷帮刷顶,最后顶拉底。每循环1.6m,待截割完毕且打完锚杆、
锚索支护完毕,再进行下一个循环,往复进行。
右侧掘进机截割路线曲线图
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00
U,-45Q0
左侧掘进机截割路线曲线图
35JLQ_
第四节支护工艺
一、临时支护工艺
1、临时支护采用前探梁支护顶板,前探梁用675mm、长4m的无缝钢管制作,吊
环采用直径“108mm的钢管制作,并焊接与锚杆相匹配的螺母,背木规格长1200mm,
宽200mm,厚度50-80mmo
2、每根前探梁使用双吊环悬吊在顶锚杆上,以巷道中线为准,分左、中、右架设
三道均匀布置并垂直于工作面。钢管穿入前后两个吊环内,吊环间距1.6m,固定在锚杆
上,使用背木配木楔子将顶板背紧背实。
3、前探梁操作方法:
(1)三人相互配合,站在支护完好的顶板下安装前探梁,将第一道吊环拧在工作
面最前排顶部锚杆上,第二道吊环拧在距工作面的第三排锚杆上,并上满丝,将钢管
做成的前探梁穿入吊环内固定。
(2)前移前探梁至工作面岩壁后,铺顶网,用背木将前后梁背实接顶,使前探梁
前端有效的支护工作面顶板。
(3)移动前探梁时,每次只准移动一根,固定好后再移动另一根。
(4)移动前探梁时,首先将背木松下,然后慢慢前移到适当位置,重新使用背木
接顶背实。
4、注意事项
(1)临时支护必须紧贴迎头。截割后首先进行敲帮问顶工作,作业人员应站在支
护完好的区域,用长把工具找掉迎头的危肝活石,进行该项工作时,班组长应指派有
经验的人员操作,一人找顶、一人监护。处理完危砰活石后,方可进行前探梁的前移
工作。
(2)前探梁及附件要求完好无损,变形、失效的要及时更换。
(3)当围岩破碎出现巷道超高等现象时,临时支护无法使用或者不起作用时,采
用穿鞋戴帽打木点柱或其他方法临时支护顶板,并编制安全技术措施。
(4)在设计锚杆位置背板要预留间隙,以不妨碍打锚杆眼。
二、锚杆支护工艺
1、打眼机具
顶部锚杆眼采用风动锚杆钻机配628mm羊角钻头,B19mm中空六角钢钻杆打眼;
帮部锚杆眼采用风煤钻配628mm羊角钻头、麻花钻杆打眼。
2、锚杆支护流程
锚杆眼孔按设计标注眼位,钻孔之后立即进行孔内清洗并检查孔深、角度,验收
合格后进行填塞锚固剂、锚杆安装。
3、打锚杆眼
(1)打注锚杆必须在有效支护的条件下进行,并派专人监护顶板,发现问题及时
处理。
(2)锚杆必须由外向里自中间向两边逐排逐根打注,锚杆眼的位置要准确,间排
距800X800mm,眼位误差不超过±100mm;孔深1950mm,允许偏差0-50mm;锚杆眼打
好后,应将眼内的岩渣、积水清除干净。锚杆安装角度475°,巷道肩窝处和巷道底部
锚杆与巷道轮廓线呈80。角。
4、锚杆安装
(1)锚杆每孔采用2卷树脂药卷锚固,一卷MSCK2335、一卷MSZ2360,安装药卷
时,MSCK2335药卷在前,MSZ2360药卷在后;
(2)用锚杆体顶住轻轻送至孔底,启动锚杆机(风煤钻),边旋转边匀速推进到
孔底,搅拌约30秒再静止60秒,待锚固剂充分凝固后,卸下锚杆机(风煤钻)上紧
托盘、螺母,完成锚杆安装操作。
(3)要求:快速、中速锚固剂装填合理,安装的有效深度不应小于设计值的95%,
锚固长度不小于0.9m,丝扣外露长度不得超过10-40mmo
5、紧固锚杆:待锚固剂凝固l-2min后,卸下联接套,上好托板螺母,并拧紧后
在30min后检查,使其扭矩(用扭矩扳手进行测定)和锚固力(用锚杆拉力计测定)
达到规定要求。锚杆托盘必须压紧网片,且紧贴壁面,严禁活动、拖空。
6、锚杆抗拔力试验取样数量应按下列规定:巷道每20口〜30m,锚杆在300根以下,
取样不应少于1组;300根以上,每增加1根〜300根,相应多取样1组。设计或材料
变更,应另取样1组。每组不得少于3根。锚杆的抗拔力最低值不得小于设计值的90%»
达不到设计要求的锚杆必须补打,如果连续出现达不到设计要求,必须立即汇报项目
部及矿技术科,进行分析原因或采取其它支护方式。
三、锚索支护
1、按照打顶部锚杆的工艺及要求打锚索眼,眼打好后,将树脂锚固剂药卷用锚索
轻轻送入眼底,安装钻锚机边旋转边匀速推进到孔底,搅拌约30秒再静止60秒,待
锚固剂充分凝固后,卸下钻锚机上好托盘、锁具,使用锚索涨紧机预紧,使锚索达到
要求,撤下涨紧机,完成锚索支护。
2、巷道顶部每排布置4根锚索,锚索以巷道中线均匀布置,锚索间距为2000mm,
排距2400mm,其锚固力为250KN,预紧力为100N.m,每孔装一卷MSCK2335,两卷MSZ2360
型树脂锚固剂,锚固长度1.2m,锚索眼深5.75m,允许偏差0-100mm;锚索外露长度
150-250mm;
3、严禁随意截短药卷或钢绞线,锚索滞后迎头距离不得大于3m。树脂锚固剂固化
30nlin后涨拉锚索,应逐根做锚固力力测试,其值不应小于设计值的90%。
四、W钢带架设
锚索初凝后,按设计要求挂W钢带,W钢带挂好后上锚索托盘、锁具,随即预紧锚
索。
五、挂网
1、顶部网打锚杆眼前已经铺设,帮部注好锚杆后按设计要求进行金属网的铺设,
铺设完毕一并上托盘、紧固螺帽。
2、挂网时网边搭接100mm,每200nlm远一道用14#(塑料网用16#)双股铁丝对角
拧紧拧牢,将网连接成整体,网片要铺严铺齐,不准漏铺。
工程质量标准
项目质量标准允许偏差范围
中心线至左帮-50〜+150
宽度
中心线至右帮-50~+150
巷道高度3200-50~+200
间排距/mm800*800±100
外露长度/mm10〜40
锚杆
孔深19500-50
角度按断面图设计275°
锚固力80KN290%
间排距/mm2000*2400±100
外露长度/mm150〜250
安装有效深度5750<95%
锚索
角度垂直顶板3°
预紧力100KN290%
锚固力250KN290%
搭接100mm
网片
绑扎每200nlm绑扎一道
第五节掘进机作业指导
一、掘进机技术参数
型号:EBZT32型
总长度:9.1m
总宽度:2.6/3.0m
总高度:L525m
总重:38t
纵向工作坡度:±18°
卧底深度:250mm
截割硬度:fW70MPa
生产能力:3.5m3/min
截割最大面积:22.5m2
截割高度:2.2-4.48m
截割宽度:3.0-5.04m
额定功率:218kw(含第二运输机llkw)
截割头转速46/23rpm/min
对地压强0.13MPa
行走速度:0-7.6m/min(低-高)
履带板宽520mm
油箱容量500L
额定电压:1140/660V(AC);
控制电源额定电压:交流6-220V、直流5-24V
操作箱额定电压:324V(DC)
二、电气操作
1.向上搬动电器电控箱右侧电源开关手柄至“接通”的位置,此时前后照明灯同
时点亮。检查显示屏、电压表和机器周围,如果没有异常情况,即可按如下顺序进行
开机操作。
2.按下“预警”开关,发出开机信号。并观察工作现场,确认不能发生机械和人
身事故方可开机。
3.顺时针旋“泵启”开关,“报警”信号发出8秒钟后油泵启动。逆时针旋“泵停”
开关,运行中的油泵电机运行停止。(在试车时应注意油泵电机运转方向,若反转应重
新接线)。
4.若需截割低速作业,顺时针旋“截低启”开关,“报警”信号发出5秒钟后启动
截割电机,截割电机低速运行。顺时针旋“截停”开关,运行中的截割低速电机运行
停止,若需截割高速作业,顺时针旋“截高启”开关,“报警”信号发出5秒钟后即可
启动截割电机,截割电机高速运行。顺时针旋转截停开关,运行中的截割高速电机运
行停止。(试车时应当观察截割电机的旋转方向,若反转需重新接线)。
5.若需二运电机作业,顺时针旋“运启”开关,二运电机运行。逆时针旋“运停”
开关,运行中的二运电机运行停止。(试车时应当观察二运电机的旋转方向,若反转需
重新接线)。
6.停机操作顺序,原则上和开机顺序相反,也可根据实际情况进行。注意不允许
在不需要紧急停止的情况下,利用急停按钮停整机,也不允许利用停油泵电机的方法,
停其他电机。
7.停机后,注意切断电源,取下电源开关手柄。
三、操作顺序(换向阀操作)
当按启动按钮时,警铃报警8秒钟后油泵电机自动启动,同轴液压泵开始工作,
小角度供给液压油,通过操作各换向阀手柄,实现各个动作,具体动作有:左右行走
马达的前进、后退,左右星轮马达的前进、后退,一运马达的前进、后退,后支撑油
缸的升降,铲板油缸的升降,截割头伸缩,截割头回转,截割头升降。
司机席操作台前的面板上,备有操作指示牌,应按标志方向操作,避免由于误操
作而造成事故。
1.行走
行走有两个手柄,左侧手柄控制左侧行走;右侧手柄控制右侧行走,按操作牌指
示操作设备。
2.铲板的操作
按操作牌指示操作铲板的油缸及星轮。
3.星轮的回转
铲板控制阀的手柄按操作星轮马达正反转。
4.铲板的升降
铲板升降油缸的操作手柄按操作牌指示操作铲板升降,铲板向上抬起,铲尖距地面高
度可达350nm1;铲板落下与底板相接,铲板可下卧250mm。当截割时,应将铲尖与底板
压接,以防止机体的振动。
注意:当铲尖抬起,截割头处于最低位置与底板相接时,星轮与截割头的下面相碰,
将会给掘进机带来不利;行走时,必须抬起铲板。
5.第一运输机的操作
一运马达操作手柄按操作指示牌操作一运马达正反转。该运输机的最大通过高度
为350mm,因此,当有大块煤或岩石时,应事先打碎再运送。当运输机反转时,注意不
要将运输机上面的块状物卷入铲板下面。
6.截割头
按操作牌指示操作截割头升降,截割头不能同时向左又向下,同时向右又向下;
必须单一方向操作。当掘进机定位截割时,其最大截割断面为:高4.48m,宽5.04m,
卧底量为250mm。
7、截割头的伸缩
按操作指示牌操作截割头伸缩,伸缩长度520mm。
8、后支撑的升降
按操作牌指示操作后支撑升降。在操作台上装有耐震压力表、压力式温度计。通
过2块耐震压力表的不同位置,可以分别检测各处的油压。
9、紧急停止
当机械设备或人身安全处于危险时,可直接按动紧急停止开关。此时全部电机停
止运行。紧急停止开关,分别装在操作开关箱及邮箱的前部。
10、进行更换截齿作业时的安全锁紧
当进行检查或更换截齿作业时,可将截割部作为脚踏台利用,但是如果此时由于
误操作,而使截割头转动的话,则是非常危险的,为防止误操作造成的危险,在司机
席前方设置了使截割电机不能启动的安全紧锁开关。
当更换截齿作业时,必须先将此开关锁紧,然而在此状态下,油泵电机还是能启
动的,各切换阀也是能操纵的,因此在操纵时,必须充分注意安全。(注:此锁紧开关
与装油箱前面的紧急停止开关结构相同,而功能是不同的。)
四、掘进作业
1、操作顺序
油泵电机一二运一一运一开动星轮~开动截割头,以此作为开动顺序。当没有必
要开动装载时,也可以在开动油泵电机后,起动截割电机。
2、截割
利用截割头上下、左右移动截割,可截割出初步断面形状,如此截割断面与实际
所需要的形状和尺寸有一定的差别,可进行二次修整,以达到断面尺寸的要求。
一般情况,当截割较软的煤壁时,采用左右循环向上的截割方法。
当截割稍硬岩石时,可采用由下而上左右截割的方法。不管采用哪种方法要尽可
能地利用从下而上截割。
当遇有硬岩时,不应勉强截割,对有部分露头硬石时,应首先截割其周围部分,
使其坠落。对大块坠落体,采用适当办法处理后再进行装载。
当掘柱窝时,应将截割头伸到最长位置,同时将铲板降到最低位置向下掘,在此
状态下将截割头向回收缩,将煤岩拖拉到铲板附近,以便装载。但还是需要用人工对
柱窝进行清理。
如果不能熟练自如地操作掘进机,所掘出的断面形状和尺寸与所要求的断面时有
一定差距的。例如,当掘进较软的煤壁时,所掘出断面的尺寸往往大于所要求断面尺
寸,这样就会造成掘进时间的延长,以及支护材料的浪费。而掘进较硬的煤壁时,所
掘断面尺寸往往小于所要求的断面尺寸。因此,在最初学习掌握掘进机的操作时,应
按规定的断面尺寸进行掘进,以便养成好习惯。要求操作者既要掌握操作技术,又要
了解工作面的具体情况。
3、喷雾
在掘进时如何控制粉尘是非常重要的。
截割头外喷雾控制阀位于司机的右后侧,在操纵台与电控箱之间。当开始掘进时,
打开此阀,使截割头处喷雾,其水量可控制。其外喷雾喷嘴位于截割头后部和机器两侧。
另外,当欲进行截割头内喷雾时,打开控制阀,即实现截割头的内喷雾。但应注
意不能单一的只使用内喷雾,而必须内、外喷雾同时使用。
五、有关操作注意事项
1、启动前的注意事项
(1)非掘进机操作者,不得操作机器。
(2)操作者在开车前必须检查确认周围确实安全。
(3)必须检查确认顶板的支护可靠。
(4)在每天工作前应认真检查机器状况。
2、操作中的注意事项。
(1)发现异常应停机检查,处理好后再开机。
(2)不要超负荷工作。
(3)在软地板上操作时,应在履带下垫木板。(1至1.5m间距),加强行走能力。
(4)操作液压手柄时要缓慢。要经过中间位置,例如:机器由前进改为后退时,
要经过中间的停止位置,然后改为后退。操作其它手柄也一样。
(5)启动或停止电机时,要完全彻底避免缓慢微动。
(6)要充分注意,不要使掘进机压断电源线。
(7)在确认安全后再起动截割头。
(8)在装载时一定要注意铲板高度的调整,当行走时铲板一定要抬起。
(9)大块煤岩可能要卡在本体龙门口处造成第一运输机停止,请必须击碎成小块。
(10)截割电机启动前,应先打开喷雾,以防喷嘴堵塞。
(11)机器行走时,不允许进行截割,这样会加大截割载荷,会造成截割减速机
损坏。
(12)在截割时,特别是截割硬岩时,会产生较大的振动,造成截齿超前磨损或
影响截割效率,要使铲板及后支撑接地良好,加强稳定性,减少振动。
(13)设备停止工作时,截割头回缩,铲板落地。
(14)截割时应防止截齿触前探梁及永久支护。
3、电气操作注意事项
(1)当司机离开司机席时,必须将设在操作箱上的急停按钮锁死,将电源开关旋
至“停止”位置并把扳手取下。
(2)当需要打开门或盖时必须先停电,并将煤尘打扫干净后方可松开紧固螺栓。
(3)检修时必须停电,特别应当注意的是,电源开关上端至电源接线柱,停电后
仍然带电,因此若需检修此处时,前级馈电开关应停电。
(4)各电器组件之间的电缆不能拉得过紧,特别应当注意的是电源电缆不能够压
在履带下。
(5)必须定期检查各导线的连接部位是否有松动现象。
(6)各防爆部位紧固螺栓必须确实紧固。
(7)各电缆引入装置的密封胶圈、金属垫圈、压板等不得残缺,内外接地必须接牢。
(8)检修时不得随意改变本安电路元器件型号、规格、参数。
六、正常操作
1、开机前的检查:
(1)首先检查周围的安全情况,并且注意巷道环境温度、有害气体等是否符合规定。
(2)检查各注油点油量是否合适,油质是否清洁。
(3)检查各电气结合面,螺丝是否齐全、紧固。
(4)检查各电缆是否吊挂不良或绷得太紧,是否有外部损伤、漏电现象。更要充
分注意不要被掘进机压住或卷入履带内。
(5)所有机械,电气系统裸露部分是否都有护罩,是否安全可靠,经检查确认安
全无误后,方可开机。
2、正式运行前的准备工作
(1)先按按钮使电机微动,以确定其运转方向是否正确。
(2)开机前先鸣响警报,打开照明灯。
(3)电机空载运行3分钟,观察各部位音响、温度是否正确,有无卡阻或异常现象。
3、正式运行
(1)操作手柄时,要缓慢平稳,不要用力过猛。
(2)司机严格按照操作指示办操作,熟记操作方式,避免由于误操作而造成事故。
(3)非特殊情况下,尽量不要频繁点动电机。
(4)运输机最大通过高度为318mm,因此当有大块煤或岩石时应事先打碎后再运走。
(5)当运输机反转时,注意不要将运输机上面的块状物卷入铲板下面。
(6)当起动截割电机时,应首先鸣响警铃,确认安全后再起动开车。
(7)截割煤时必须进行洒水,应将司机座右侧的截割头外喷雾水的阀门打开,确
认有水喷出时方可截割。
(8)截割头不能同时向左又向下、向右又向下,而必须单一操作。
(9)当机械设备和人身处于危险场合时,可直接按动紧急停止开关,此时全部电
机停止运转。
(10)当油温升到70摄氏度以上时,应停止运行,检查液压系统和冷却系统。
(11)当冷却水温40摄氏度以上时,应停止运行检查温升的原因。
(12)前部的截割头,后部的转载机,不要碰到左右支架。
(13)当进行顶板支护或检查,更换截齿作业时,为防止截割头误转动,应将设在
司机席前方的截割电机不能转动的“紧急停止按钮”按下,并逆时针锁紧(在此状态
下,油泵电机还能起动,各切换阀也是能操作的,因此操作时必须充分注意安全。)
七、日常维护与修理
1、当对电气设备及机械部分进行维护、修理时必须切断电源,在不带电的状态下
进行工作。
2、日常维修应按日检项目内容严格遵照执行。
3、对于有泥土和煤泥沉积的部位要定期清除。
4、维修液压系统时要充分注意煤尘和水的注入而造成液压系统的故障,对液压
油的管理务必充分注意一下几点:
(1)防止杂物混入液压油内。
(2)当防止油质不良时应尽快更换新油。
(3)按规定更换过滤器。
(4)保证油箱内的油量。
(5)油冷却器内要有足够的冷却水通过,以防止油温的异常上升。
5、维护电气系统,在欲打开防爆接触面时必须事先将外部的灰尘、煤泥清扫干净。
6、为了防止防爆面生锈,每次进行磷化处理,而后涂抹黄干油。
7、各处的盖板拆开后,不要长时间放置,特别要防止浸入水。在高温及恶劣环境
下尽量不要打开盖板。
8、发现零部件损坏,失去原有性能,一定要及时修复或更换,不能带病工作,以
免因小失大。
9、处理电气故障必须由专职电工操作,先用验电笔验电,确认安全后方可检查,
排除故障。
10、定期对液压系统的压力进行检查,如出现异常,应立刻通知本公司售后服务
人员进行调整,非专业人员不得擅自调整系统压力。
附表一:掘进机注油部位及要求一览表
第六节巷道管线布置
一、电缆吊挂
1、使用专用电缆吊挂钩在巷道右帮。
2、间隔2m一个吊挂点,电缆垂度不超过50nlln。
3、电缆钩底部距离巷道底板不小于1.6米。
二、风筒吊挂
1、风筒悬挂在巷道左上角,并逢环吊挂。
2、风筒底面距离巷道底板不小于1.8米。
3、迎头风筒不落地,风筒口距工作面不大于5m。
三、风水管路吊挂
1、巷内铺设659mm静压供水管、6108mm排水管路、6108mm压风管各一趟。
2、管路每6米一个专用钓钩,最底部距离巷道底板1.0米。
3、风水管要接口严密,不得出现漏风漏水现象,风水管距迎头20m范围内使用一
寸高压胶管,201n外风水管要随工作面前进及时延长,以备迎头正常用风用水。
管路及线缆敷设方式表
序号名称规格型号吊挂方式备注
1静压水管659临时吊挂
2高压风管4)108临时吊挂
3排水管*108临时吊挂
4电缆35mm2临时吊挂
5电缆70mm2临时吊挂
6信号线临时吊挂
7电话线临时吊挂
8监控线临时吊挂
9风筒<1)800临时吊挂
第六节设备及工具配备
设备及工具配备表
序号名称型号单位数量
1掘进机EBZ-132台1
2胶带机SPJ-800台1
3局扇FBD-No6—2X30KW台2
4控制开关台
5风动锚索机MQT-120台3
6风煤钻台5
6风镐G10A台3
8污水泵台3
9电话台1
10声光信号套5
第五章生产系统
第一节通风系统
一、通风方式
1、采用压入式通风。
二、掘进工作面风量计算
1、按瓦斯绝对风量计算:
Q=lOOXqXk=1OOXO.25X1.75=43.75mJ/min
Q—工作面所需风量(m^/min),下同;
q—掘进巷道绝对瓦斯涌出量(m'/min);
K--瓦斯涌出不均衡系数,根据实际观测的结果确定,如无实测数据,一般可取
1.5—2.0o本计算取1.75。
2、按二氧化碳绝对涌出量计算:
Q=67XpXk=67X0.25X1.75=29.3mVmin
Q一工作面所需风量(m:'/min);
p掘进巷道绝对二氧化碳涌出量(n?/min),取0.25m7min;
K--瓦斯涌出不均衡系数,根据实际观测的结果确定,如无实测数据,一般可取
1.5—2.0o本计算取1.75。
3、按工作面同时工作最多人数计算:
Q=4N=4X35=135m7min
Q—掘进工作面实际需要风量,m3/min
N--掘进工作面同时工作最多人数,最多人数取35人(交接时最多人计算)。
4、按工作面气温条件计算
Q=60XVXS煤XK=60X0.25X25.6Xl=384n?/min
Q一掘进工作面实际需要风量,(m7min)
V--工作面风速,取0.25n?/min;
S煤一-煤巷掘进工作面断面积,本区域最大为25.6m二
K-—工作面温度调整系数,取1.0;
经以上计算,工作面需要风量取384m3/min。
三、掘进工作面风量验算
1.按最低风速验算Q煤二60X0.25S煤叁15X25.6m7min=384m'l/min
Q煤一煤巷掘进工作面满足最低风速0.25/S要求时实际需要风量m7min
S煤-一煤巷掘进工作面最大断面积,为25.6m?
2、按最高风速验算
QW60X4S煤W240X25.6m2/min=6144m3/min
Q—-煤巷掘进工作面满足最高风速要求时实际限制风量,mVmin
S煤-一煤巷掘进工作面最小断面积,为25.6n?
3、按有害气体浓度计算
q瓦/Q掘=0.25/384=0.00065^1%
q瓦一-掘进工作面绝对瓦斯涌出量,0.25m7min
Q掘掘进工作面需要风量,384nr7min
四、掘进工作面需要风量
根据计算,掘进工作面需要风量384m
五、风机选型
1、选择FBD-No6/2X30kw压入式对旋轴流风机,能够满足实际施工要求。
2、采用2台2X/30kw(一台使用一台备用)局部通风机,选用一趟6800mm抗静
电阻燃风筒向工作面供风。
通风机型号功率(kw)风压(pa)风量m3/min配套风筒
FBD-No62X301000—6000550—2606800mm
六、局部通风机、设施安装地点及要求
1、局部通风机及其起动装置安装在一采区轨道巷,距4-1号煤层轨道回风顺槽1
号交叉点大于10m的进风侧新鲜风流中,距离底板大于300mm。
2、风机供电线路必须装有漏电保护、风电闭锁、瓦斯电闭锁及自动切换装置。
3、风筒吊挂在巷道左帮,风筒吊挂平直,不反接,不使用导径风筒,无死弯、
无跑风、漏风现象,拐弯处用伸缩风筒,风筒末端距工作面距离不大于5m。
4、通风系统:新鲜风流:地面一副斜井一井底车场一轨道暗斜巷上、下部
车场一一采区轨道巷一局部通风机一风筒一4-1号煤层轨道回风顺槽1号联络巷
-2号联络巷(下段)一4-1号煤层轨道回风顺槽一工作面。
污风流:工作面一4-1号煤层轨道回风顺槽-一4-1号煤层轨道回风顺槽2
号联络巷一采区回风巷一回风大巷一回风井一地面。
附图四:通风系统图
第二节压风系统
在地面井口附近安装两台空压机,一台工作,一台备用,压风机型号LGFD-30/8
型地面螺杆式空压机,容积排量30m3/min,压力0.8MP。本工程从4T号煤层轨道回
风顺槽现有的<H08mm管路延伸到巷道内,接高压胶管至迎头,供风动工具用风,迎头
风压不小于0.4MPa。
压风系统:地面压风机一副斜井->井底车场一轨道暗斜巷下、上部车场一
一采区轨道巷一4-1号煤层轨道回风顺槽1号联络巷一2号联络巷(下段)->4-1号
煤层轨道回风顺槽一工作面。
第三节防尘系统及供水水源
一、供水水源
水源来自地面静压水池,管路由副斜井一井底车场到一采区轨道巷,本工程水管
4-1号煤层轨道回风顺槽延伸“59mm管路到巷道内。
二、防尘设施
1、每50m设三通一个,迎头20nl用619mm高压管连接,供洒水灭尘使用。
2、在距离迎头50m内安设第一道全断面降尘水幕,第二道水幕距第一道水幕的距
离不大于40m;第三道水幕距第二道水幕的距离不大于30m;水幕均应迎风45度悬挂。
三、综合防尘采用:湿式打眼、掘进机内外喷雾、各转载点设喷雾洒水设施降尘、
定期冲刷岩帮、清除粉尘堆积、降尘水幕灭尘净化风流等综合防尘措施。施工人员配
戴防尘口罩,做好个体防护。
防尘供水系统:地面静压水池一副斜井一井底车场一轨道暗斜巷上、下部车
场一一采区轨道巷-4-1号煤层轨道回风顺槽一工作面。
第四节防灭火
该巷道采用掘进机掘进,锚网索支护,防火的重点是防机械设备摩擦生热、缆线
短路和人为火灾。防火水源来自地面静压水池,水管用659mm高压无缝钢管接至迎头,
并在工作面后方50米配备消防灭火器材。
第五节防治水
1.掘进过程中采取“预测预报、有掘必探、先探后掘、先探后采”的原则,并采
用长探与短探相结合进行探放水。
2、巷道长探放水:根据预测预报实际情况,严格按照矿方编制的探放水设计组织
长探放水工作。
3.巷道短探放水,采取探15m,掘10m的短探水方案进行探水。
第六节安全监测监控系统
一、安全监控系统
1、工作面设置监测系统对工作面及工作面回风流瓦斯进行不间断动态监测,该系
统引自附近监控分站,具有瓦斯电闭锁及风筒电闭锁功能。瓦斯传感器设置位置及断
电要求见下表:
甲烷传感器设置
报警浓度断电浓度复电浓度断电范围
地点
巷道供风范围内全部内非
掘进工作面20.8%CH421.2%CH4<0.8%CH4
本质安全型电气设备
掘进工作面巷道供风范围内全部非本
20.8%CH420.8%CH4<0.8%CH4
回风流中质安全型电气设备
2、风筒传感器安在风筒末端,停风或风筒故障时切断巷道范围内全部非本质安
全型电气设备。
3、工作面设置甲烷传感器一台,要求距迎头5m以内的回风流一侧,距顶板不
大于300mm、距帮不小于200mm、顶板完好、无淋水、便于观察部位,型号GJC4,瓦斯
超限或故障时切断巷道范围内全部非本质安全型电气设备。工作面另外设置一氧
化碳传感器一台,位置同甲烷传感器,一氧化碳传感器型号GTH1000,报警值为
24PPmo回风流瓦斯传感器悬挂在距回风口10T5m处,当瓦斯超限或故障时切断巷道
范围内全部非本质安全型电气设备。
4、监测分站设在回风顺槽1号联络巷口,型号KJF83A,分站电源来自KDW53A电
控箱,分站输出两路断电信号,分别为掘进机馈电开关和运输设备及其它设备馈电开
关,馈电传感器型号GKD127-1140V,断电执行器型号KDG0.3,信号线型号MHYV1X4
X7/0.52,沿回风顺槽右帮敷设700余米对分站与传感器进行连接。
二、人员位置监控系统
1、在开切眼开口处设置一组人员检测读卡器,与回风顺槽及回风顺槽1号联络巷
口的分站相衔接,随着巷道延伸及坡度变化适时安装一组。
2、人员定位选型为KJ19J,在1号联络巷设置一分站,型号为KJF80.1,电源箱
型号为KDW16-18,分别在巷道交叉处安装一台读卡器,型号KJF80.A,信号线型号MHYV1
X4X7/0.52,沿回风顺槽右帮敷设700余米对分站与读卡器进行连接。
3、入井人员自身携带定位卡,型号KGF37,为入井人员唯一性区分标识。
4、监测系统由矿方统一安装及监控,施工队必须严格按规定使用。
附图五:监测监控系统布置示意图
第七节供电系统
巷道施工中,利用矿方共用供电系统。掘进机高压电源从中央变电所,引入10KV
高压临时配电点移变再接入掘进机,电压为1140V;其它设备电源从中央变电所,引入
采区变电所,电压为660V。
附图六:供电系统及安全监控控制图
第八节供排水系统
根据地质报告提供的有关资料,该掘进工作面受断层影响,可能会有局部淋头水
出现,但对巷道掘进影响不大。为防止意外准备2台污水泵,一台使用一台备用;积
水由迎头污水泵经108mm排水管排到井底水仓,再由井底水仓排至地面污水处理站。
供水系统:地面静压水池一副斜井一井底车场一轨道暗斜巷下、上部车场一
一采区轨道巷一1号联络巷一4T轨道回风顺槽一工作面。
排水系统:工作面一排水泵一4T轨道回风顺槽一1号联络巷一一采区轨道巷一
轨道暗斜巷上、下部车场一井底水仓一地面污水处理站。
附图七:供排水系统图
第九节运输系统
一、排(煤)砰运输
排肝系统:工作面掘进机截割一二运一皮带机-4-1轨道回风顺槽皮带机一2号
联络巷40刮板机2部、皮带机一部一一采区胶带巷溜煤眼一一采区胶带巷一胶带
斜巷皮带机f井底煤仓一主斜井皮带机一地面。
二、材料运输
由副井绞车配矿车和平板车运输至井底车场,再由井下调度绞车经轨道暗斜巷上、
下部车场将材料运输至4-1号煤层轨道回风顺槽,至施工巷道工作面。
运料系统:地面-副斜井一井底车场一轨道暗斜巷下、上部车场一一采区轨
道巷一1号联络巷一2号联络巷(下段)一4-1号煤层轨道回风顺槽一工作面。卸料后
原路返回。
附图八:运输系统图
第十节通讯、信号、照明系统
1、从4T号煤层轨道回风顺槽现有电话延伸进入工作面,并随迎头延伸而前移,
电话距工作面不超过30m,并确保其畅通,电话旁设电话簿牌板,己便于与矿调度室和
各部门及地点联系。
2、照明:掘进工作面的转载点必须设有矿用防爆灯,掘进机前后必须有照明灯,
施工人员佩戴矿灯。
3、掘进机上必须安设开停信号,每次开机前司机必须发出信号方可开机。
4、各转载点必须安设声光信号,以便于相互开停机联系。
5、所有通讯、照明、信号电缆均敷设在巷道电缆钩上,所有照明、信号的配电装
置,应当具有短路、过负荷和漏电保护的照明信号综合保护功能。
第十一节压风、供水自救系统
1、距巷道开口50米范围内安装压风自救、供水自救装置各一组。随巷道延伸距
迎头25—40m的距离安装压风自救、供水自救装置各一组。
2、压风、供水自救装置分别安装在压风管和静压水管上,安装地点应在宽敞、支
护良好、没有杂物堆放的人行道侧,管路安装高度应距底板1.6m,便于现场人员自救
应用。
3、每组压风自救装置应可供8—10个人使用,平均每人的压缩空气供给量不得少
于0.Im7mino
第六章劳动组织、循环作业及技术经济指标
第一节劳动组织
采用“三.八”制作业形式,昼夜三班作业,实施掘进、出肝、支护等工序交替作
业,劳动组织形式为“循环作业形式”。
劳动组织图表
出勤人数
工种力动定贝
夜班早班中班
刮板、皮带司机13444
机电工7222
瓦斯员4111
运料工33
支护工10333
掘进机司机7222
质检员3111
技术员1
班组长3111
跟班队长31
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