煤矿13281工作面回采设计说明书

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1、河南能源石壕煤矿13281工作面回采设计说明书石 壕 煤 矿二一四年一月会审人员审批签名设计人员:生产科长:地测科长:机电科长:安监科长:分管矿长:总工程师:目 录第一章 13281工作面 概况及设计依据第二章 13281工作面地质说明书 第三章 巷道布置及支护设计第四章 施工工艺第五章 生产系统第六章 劳动组织与循环图表第七章 主要技术经济指标第八章 避灾路线第一章 13281工作面 概况及设计依据第一节 概 述一、工作面名称:13281二、施工目的及用途 满足13281工作面运输、通风、行人、管线敷设、回采等需求。三、工作面设计范围和服务年限13281工作面位于三采区皮带、轨道下山南翼,走

2、向长80米,倾斜长120米,工作面煤层地面标高+665+704米,工作面标高140182米。服务年限:3 月四、预计开竣工时间13281工作面 年 月份开始施工预计 年 月份结束;2013年12月份开始回采预计2014年2月份回采结束。第二节 依 据一、采掘工程平面图及及钻孔甘补10、甘308,和13301工作面上巷掘进情况。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为13281工作面掘进地质说明书,批准时间为年月。三、煤矿安全规程、煤矿防治水管理办法及上级文件相关规定。第二章 工作面地质条件第一部分 工作面位置 13281工作面位于三采区皮带、轨道下山南翼,走向长80米,倾斜长120米,工作面煤

3、层地面标高+665+704米,工作面标高140182米。1、地面位置:13281回采工作面位于石壕矿北部,距离矿区425米,工作面西部地面位置为一私营性质的洗煤厂,相距最多不过100米。2、井下位置及四邻采掘情况:13281回采工作面位于三采区皮带、轨道下山南翼,其上部为13261采空区;北部为13251工作面采空区;下部为13301工作面采空区。回采对地面设施的影响:地面多为荒山丘岭及耕地,无村庄建筑物,因此,该工作面回采后对地面影响不大。第二部分 地质概况一、 煤层简述:该回采工作面开采煤层为二叠系山西组之二1煤层,平均厚度4米,局部含夹矸,埋深414560米,煤层倾角812度,煤层较稳定

4、。二、地质构造:该工作面内部构造相对简单,无陷落柱及岩浆岩发育;顶板相对稳定,底板起伏平稳。 三、煤层储量:13281工作面走向长80m,倾斜长120m,面积为 8625 ,平均煤厚为4m,煤层工业储量为万吨,回采率按93%,可采储量为万吨。四、水 文:本区域地表无水体存在,在掘进期间经多次直流电法超前勘探,未发现异常情况,掘进期间曾出现几处顶板淋水现象。回采前对工作面进行了瞬变电磁勘探,经查明,底板赋水没有异常现象。回采工作面周边有部分采空区,应加强对地面裂隙检查,发现裂隙及时充填。防止雨水顺裂隙流入井下。五、煤层顶底板岩性:直接顶为长石石英砂岩,厚度1540米,平均厚度19米,成分以石英、

5、长石为主,层面富含白云母片,泥质胶结,斜层理发育。伪顶为泥岩及砂质泥岩,平均厚度,呈灰黑色,含大量植物化石,随采随落。直接底为泥岩、炭质泥岩,厚度814米,平均,呈灰黑色,含大量植物化石,滑面发育。表3 煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度(m)特 征直接顶长石石英砂岩19灰色,成分以石英、长石为主,层面富含白云母片,泥质胶结,斜层理发育伪 顶泥岩及砂质泥岩 灰黑色,含大量植物化石,随采随落直接底泥岩灰黑色,含大量植物化石,滑面发育附图1:13281工作面煤层综合柱状图六、煤质管理:一、煤质指标1、灰分含量:32%左右。0.8。4、品种:焦煤。5、水分:6.5%。6、发热量4800千卡/千

6、克。七、瓦斯、煤尘、自然发火情况:其它地质情况最大涌水量08 m/mi n正常涌水量015m/min瓦斯1.8 m/min,一般1.5 m/min。瓦斯梯度每100m增加0.62 m/t煤尘具有爆炸危险煤的自燃无自燃发火倾向地温平均26,正常地温区地压无冲击地压现象八、问题及建议问题及建议 1、地表有季节性水塘存在,应及时检查地面裂隙一旦发现应及时回填。2、受采空区影响,应注意裂隙水的影响,需合理的开挖水仓,安装排水设施。3、瓦斯浓度较其它区大,注意加强通风及瓦斯检测。4、煤尘具有爆炸危险,应加强除尘。5、压力较大,应加强支护。附图第三章 巷道布置及支护设计 第一节 巷道布置13281工作面位

7、于三采区皮带、轨道下山南翼,属三采区下山开采。上巷设计长度80米,倾斜长120米,下巷设计长度70米,总工程量270米。上下巷开口方式垂直三采区皮带、轨道下山。(见设计图)第二节 支护设计一、确定巷道支护形式根据地质说明书的钻孔资料柱状分析,煤层直接顶为中粒砂岩,平均厚度27米,属较稳定岩层,适合锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于坚硬岩层中,需用高强度锚索做辅助支护。根据我矿锚网巷道支护经验初步确定。对13261上巷实煤体段采用锚网索+工字钢梯形棚复合支护。先对顶帮进行锚网索支护,接着架设净口4m长梁腿(12#矿工钢)梯形单棚(棚中间打两排工字钢点柱)对顶帮进行锚网复合支护,棚距。对。

8、(具体参数见附图)二、支护参数设计采用类比法合理选择支护参数 根据同煤层13271巷道的支护经验,选取13261上巷锚网支护参数如下:1锚杆选用18mm、长为2000mm的螺纹钢锚杆,每根锚杆采用二节长300 mm的树脂药卷,金属网为钢筋网。2巷顶岩性好时打3排锚杆(锚杆一排8根),1排锚索(锚索一排3根),锚索间距为1600mm,排距为2100mm;顶部锚杆间距800 mm,排距700mm。 锚杆滞后正头不得超过。巷顶岩性不好时打2排锚杆,打1排锚索,锚索间距为1600mm,排距为1400 mm;顶部锚杆间距700mm,排距700mm。锚索长6 m,锚索打设位置见巷道支护断面图。3、巷顶锚杆

9、锚固力不小于70KN,扭力距不小于100N.M; 帮锚杆锚固力不小于40KN,扭力距不小于60N.M; 锚索预紧力不小于120KN,锚固力不小于160KN。4、锚网一个循环后开始架设工字钢梯形棚.工字钢梁净口长4米,腿长,棚距,巷道净高3米,扎角距,背木顶10根,双背木背设。每相邻两棚用6根铁连接板连接,顶2根帮4根。工字钢棚顶用金属菱形网铺设,网与网搭接80mm,用铁丝连牢。工字钢支护可滞后锚网支护3米进行。锚网工字钢支护如附图所示: 一、 采用计算法校核支护参数1、 顶锚杆通过悬吊作用,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锚杆长度,m; L1

10、锚杆在巷道中的外露长度,一般取;L2锚杆锚入稳定岩层的深度,(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c),m; L3 锚入岩层内深度(顶锚杆取0.8 m,帮锚杆取0.6 m),m; 普氏免压拱高:b=B/2+Htan(45度-帮/2)/f顶;式中B、H巷道掘进垮度和高度,B=, H=3m; f顶 顶板岩石普氏系数, f顶取4;帮两帮围岩的内摩擦角, (查表得)b=5700/2+3000tan(45/2)/4=889 m m;C=3000 tan(45/2)=709 m m依据上述公式计算得出顶锚杆长L顶1789 m m帮锚杆长L帮1309 m m顶帮锚杆选取2000 m m可满足计算要求。2

11、、 按锚杆所能悬掉的重量校核锚杆的排距:每根锚杆悬掉岩体重量G= L2a2锚杆锚固力Q应能承担G的重量,再考虑安全系数取K=2, KGQa70KN,计算得a因此间排距能满足计算要求。1. 悬掉理论校核锚索间距:为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落,用、长度为6000mm(锚入砂岩5600mm深的钢绞线,将锚杆加固的”组合梁整体悬掉于坚硬岩层中,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的整体冒落考虑,此时靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬掉作用,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)/Ll式中L锚索排距,m;

12、B巷道最大冒落宽度,取5.7 m; H 巷道冒落高度,按最严重冒落高度取m;岩体容重,26KN/ m 3;L1 锚杆排距0.7 m;F1 锚杆锚固力,70KN; F2锚索极限承载力,取230KN; 角锚杆与巷道顶部的夹角,取45;n锚索排数,取1;L=2.6 m2.6 m所选锚索参数满足设计要求。二、 巷道支护形式(一 ) 临时支护当顶板较好时,可采用不少于2根戴帽点杆进行临时支护,然后方可铺网打锚杆锚索。当顶板破碎时,采用2根4米长前探梁进行临时支护,每根前探梁用2个托钩固定,用木楔将梁固定好,在前探梁正头用坑木护顶后方可铺网打锚杆锚索。永久支护为架棚支护时,临时支护必须采用前探梁支护,支护

13、紧跟工作面。(二 )永久支护根据巷道支护经验,初步确定13261上下巷实煤体段采用锚网索+工字钢梯形棚复合支护。五、支护参数(一)锚索网支护1.巷道两帮打锚杆8根,锚杆长度为2000mm,直径18mm, 锚杆间距为800mm,排距为750mm。每根锚杆采用二节长350 mm的树脂药卷, 药包使用1015分后方可上紧螺丝。帮部锚杆锚固力不小于40KN,锚杆扭矩不小于100N.m,锚杆外露长度不得超过100mm,两肩窝仰角45度,最下面俯角45度。金属网为冷拔丝网。2巷道锚索采用、长度为6000mm。托板为长500 mm 11号矿工钢。每根锚索用不少于25mm350mm 的药卷。(锚索打设位置见巷

14、道支护断面图)3.巷顶岩性好时打1排锚索(3根),打2排锚杆(锚杆一排8根),锚索间距为1600mm,排距为2100mm。顶部锚杆间距800 mm,排距700mm。 锚杆滞后正头不得超过;巷顶岩性不好时打1排锚索,打2排锚杆,锚索间距为1600mm,排距为1400 mm;顶部锚杆间距700 mm,排距700mm。4、锚索打设必须紧跟正头,锚杆滞后正头不得超过。锚索外露部分不得超过。每孔使用4个25mm、长为350mm的树脂锚固剂固定, 锚索锚固力不低于160KN/根。(二)工字钢支护工字钢梁净口长4米,腿长,棚距,巷道净高3米,扎角距,铁撑拉杆共6根,背木顶10帮6,双背木背设。工字钢棚顶帮用

15、金属菱形网铺设,网与网搭接80mm,并用铁丝连牢。工字钢支护可滞后锚网支护3米进行。一、确定巷道支护形式(一 ) 临时支护当顶板较好时,可采用不少于2根戴帽点杆进行临时支护,然后方可铺网打锚杆锚索。当顶板破碎时,采用2根4米长前探梁进行临时支护,每根前探梁用2个托钩固定,用木楔将梁固定好,在前探梁正头用坑木护顶后方可铺网打锚杆锚索。永久支护为架棚支护时,临时支护必须采用前探梁支护,支护紧跟工作面。(二 )永久支护根据巷道支护经验,初步确定13261上下巷实煤体段采用锚网索+工字钢梯形棚复合支护。五、支护参数(一)锚索网支护1.巷道两帮打锚杆8根,锚杆长度为2000mm,直径18mm, 锚杆间距

16、为800mm,排距为750mm。每根锚杆采用二节长350 mm的树脂药卷, 药包使用1015分后方可上紧螺丝。,锚杆外露长度不得超过100mm,两肩窝仰角45度,最下面俯角45度。金属网为冷拔丝网。2巷道锚索采用、长度为6000mm。托板为长500 mm 11号矿工钢。每根锚索用不少于25mm350mm 的药卷。(锚索打设位置见巷道支护断面图)3.巷顶岩性好时打1排锚索(3根),打2排锚杆(锚杆一排8根),锚索间距为1600mm,排距为2100mm。顶部锚杆间距800 mm,排距700mm。 锚杆滞后正头不得超过;巷顶岩性不好时打1排锚索,打2排锚杆,锚索间距为1600mm,排距为1400 m

17、m;顶部锚杆间距700 mm,排距700mm。4、锚索打设必须紧跟正头,锚杆滞后正头不得超过。锚索外露部分不得超过。每孔使用4个25mm、长为350mm的树脂锚固剂固定, 锚索锚固力不低于160KN/根。(二)工字钢支护工字钢梁净口长4米,腿长,棚距,巷道净高3米,扎角距,铁撑拉杆共6根,背木顶10帮6,双背木背设。工字钢棚顶帮用金属菱形网铺设,网与网搭接80mm,并用铁丝连牢。工字钢支护可滞后锚网支护3米进行。采用类比法合理选择支护参数 、根据同煤层13271巷道的支护经验,选取13261下巷锚网支护参数如下:1锚杆选用18mm、长为2000mm的螺纹钢锚杆,每根锚杆采用二节长300 mm的

18、树脂药卷,金属网为钢筋网。2巷顶岩性好时每排打设14个锚杆。锚杆间距800mm,排距700mm 锚杆滞后正头不得超过800mmm。巷顶岩性不好时打1排锚索,打三排锚杆。锚索间距为1600mm,排距为1500 mm;顶部锚杆间距600 mm,排距500mm。(锚索打设位置见巷道支护断面图)。3、巷顶锚杆锚固力不小于70KN,扭力距不小于100N.M; 帮锚杆锚固力不小于40KN,扭力距不小于60N.M; 锚索预紧力不小于120KN,锚固力不小于160KN。4、锚网一个循环后开始架设U型棚.;该工作面下巷采用36U半圆拱U型棚支架。 该U型棚支架分为三部分,弧形顶梁和两根棚腿。弧形顶梁梁长为,腿长

19、,重叠处为450mm,墙高400mm,底宽5600mm,净宽4834mm,净高3240mm棚距700mm,顶支架要应山有力,严禁前倾后仰。5、每相邻两棚用3个连接板连接,顶1个两帮个一个。U型棚顶用金属菱形网铺设,网与网搭接80mm,用铁丝连牢。U型棚支护可滞后锚网支护3米进行。锚网U型棚支护如附图所示三、 采用计算法校核支护参数3、 顶锚杆通过悬吊作用,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锚杆长度,m; L1锚杆在巷道中的外露长度,一般取; L2锚杆锚入稳定岩层的深度,(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c),m; L3 锚入岩层内深度(顶锚

20、杆取0.8 m,帮锚杆取0.6 m),m; 普氏免压拱高:b=B/2+Htan(45度-帮/2)/f顶;式中B、H巷道掘进垮度和高度,B=, H=; f顶 顶板岩石普氏系数, f顶取4;帮两帮围岩的内摩擦角, (查表得)b=5900/2+3400tan(45/2)/4=938 m m;C=3400 tan(45/2)=802m m依据上述公式计算得出顶锚杆长L顶1838 m m帮锚杆长L帮1502 m m顶、帮锚杆选取2000 m m可满足计算要求。4、 按锚杆所能悬掉的重量校核锚杆的排距:每根锚杆悬掉岩体重量G= L2a2锚杆锚固力Q应能承担G的重量,再考虑安全系数取K=2, KGQa70K

21、N,计算得a因此间排距能满足计算要求。2. 悬掉理论校核锚索间距:为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落,用、长度为6000mm(锚入砂岩5600mm深的钢绞线,将锚杆加固的”组合梁整体悬掉于坚硬岩层中,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的整体冒落考虑,此时靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬掉作用,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)/Ll式中 L锚索排距,m; B巷道最大冒落宽度,取m; H 巷道冒落高度,按最严重冒落高度取;岩体容重,26KN/ m 3;L1锚杆排距0.5m;F1锚杆锚固力,70KN

22、; F2锚索极限承载力,取230KN; 角锚杆与巷道顶部的夹角,取90;n锚索排数,取1; L= m m所选锚索参数满足设计要求。四、 巷道支护形式(一 ) 临时支护当顶板较好时,可采用不少于2根戴帽点杆进行临时支护,然后方可铺网打锚杆锚索。当顶板破碎时,采用2根4米长前探梁进行临时支护,每根前探梁用2个U型棚专用托钩固定,用木楔将梁固定好,在前探梁正头用坑木护顶后方可铺网打锚杆锚索。永久支护为架棚支护时,临时支护必须采用前探梁支护,支护紧跟工作面。(二 )永久支护根据巷道支护经验,初步确定13261下巷实煤体段采用锚网+U型棚复合支护。五、支护参数(一)锚索网支护1.巷道两帮打锚杆8根,锚杆

23、长度为2000mm,直径18mm, 锚杆间距为800mm,排距为750mm。每根锚杆采用二节长350 mm的树脂药卷,帮部锚杆锚固力不小于40KN,锚杆扭矩不小于100N.m,最下面俯角20度。金属网为冷拔丝网。2巷道顶板岩性好时每排打设14个锚杆。顶部锚杆间距800 mm,排距700mm。 锚杆滞后正头不得超过。巷顶岩性不好时打1排锚索,3排锚杆,锚索间距为1600mm,排距为1500 mm;顶部锚杆间距600mm,排距500mm。锚杆采用螺纹钢树脂锚杆,每根锚杆使用2卷树脂锚固剂固定,锚杆外露长度不得超过100mm,药包使用1015分后方可上紧螺丝。3、当顶板破碎时打设锚索,锚索长6 m,

24、间距为,排距为,锚索打设位置见巷道支护断面图,锚索打设必须紧跟正头,锚杆滞后正头不得超过。锚索外露部分不得超过。每孔使用2个25mm、长为350mm的树脂锚固剂固定, 锚索锚固力不低于160KN/根。(二)U型棚支护锚网一个循环后开始架设U型棚.该工作面下巷采用36U半圆拱U型棚支架。 该U型棚支架分为三部分,弧形顶梁和两根棚腿。弧形顶梁梁长为,腿长,重叠处为450mm,墙高400mm,底宽5600mm,净宽4834mm,净高3240mm棚距700mm,顶支架要应山有力,严禁前倾后仰。U型棚用金属菱形网铺设,网与网搭接80mm,并用铁丝连牢。U型棚支护可滞后锚网支护3米进行。 第三节 支 护

25、工 艺1. 支护形式(1)沿顶区段顶板采用锚杆、锚索、挂金属网、联合支护。(2)沿顶区段两帮均采用冷拔丝金属网、树脂锚杆支护。(3)沿顶区段上巷顶板锚索每排布置3根,间距1600mm ,锚索排距1400mm。下巷当顶板完整时,每排打设14根锚杆。当顶板破碎时,锚杆间排距更改为600x500mm,并打设锚索,间排距为1600x1500mm。 (4)锚网索支护后架棚支护,棚距。(5)锚杆锚索支护、架棚紧跟窝头。工字钢棚或U型棚支护可滞后锚网支护3米进行,锚网支护距窝头不超过800mm。2. 支护材料规格:支护材料规格: (1)锚杆支护材料规格锚杆 : 20mm2000mm 螺纹锚杆托板 : 150

26、mm 150mm8mm药卷 :25mm350mm 树脂药卷(2)锚索支护材料规格钢绞线: 、长度为6000mm托板 长500 mm 11号矿工钢药卷 :25mm350mm 树脂药卷顶钢筋网 :1200mm 1000mm; 网孔100100mm 帮冷拔丝网;1500 mm宽800 mm ; 网孔60 mm60 mm菱形金属网:4000mm 800mm; 网孔40 mm40 mm二、支护工艺及要求;(一) 临时支护:当顶板较好时,可采用不少于2根戴帽点杆进行临时支护,然后方可铺网打锚杆锚索。当顶板破碎时,采用2根4米长前探梁进行临时支护,每根前探梁用2个托钩固定,用木楔将梁固定好,在前探梁正头用坑

27、木护顶后方可铺网打锚杆锚索。永久支护为架棚支护时,临时支护必须采用前探梁支护,支护紧跟工作面。(二) 临时支护工艺、工序及要求:1、临时支护工艺、工序及要求掘进机截割一个循环进度后,使截割头落地,闭锁截割部电机,断开掘进机上的电源开关和磁力起动器的隔离开关。非专职司机严禁操纵掘进机。操作人员站在永久支护下,用不小于长的长柄工具处理干净顶帮活煤(矸),并进行敲帮问顶。确保无问题后,人员站在永久工字钢支护下,打设不少于2根戴帽点杆进行临时支护,顶板维护好后,撤出窝头所有人员,将掘进机退出煤头往外5米,闭锁截割部电机,断开掘进机上的电源开关和磁力起动器的隔离开关。由外向里打顶部锚杆锚索。加强顶板管理

28、,发现煤顶压力大、离层、冒顶、顶板有响声,要立即停止作业,撤出工作面人员,待顶板稳定后,由外向里打加强戴帽木支柱支护后,方可继续施工。当顶板严重不平,无法使用前探梁或其他原因未使用前探梁时,必须使用3根以上带帽木点柱进行临时支护。(三) 最大、最小空顶距13261上下巷锚网支护最大、最小空顶距1、煤巷锚网支护,顶板稳定时最大空顶距不超过。2、其最小空顶距不超过。(四) 永久支护1施工顺序:安全检查综掘机切割敲帮问顶临时支护施工顶锚杆、锚索眼安装锚杆、锚索出煤施工帮锚杆眼、安装锚杆联帮网认腿戴梁背顶背帮2掘进循环进尺最大,最小。3安装顶板锚杆施工顺序:综掘机切割一个循环敲帮问顶临时支护打顶锚杆每

29、打一根上好托板紧固螺母用扭距扳手检查扭力距是否符舍要求打起顶锚杆后再打帮(1)进行临时支护, 当顶板较好时,可采用不少于2根戴帽点杆进行临时支护,然后方可打锚杆。当顶板破碎时,采用先架棚,在梁下用2根4米长前探梁支护,每根前探梁用2个托钩固定,用木楔将梁固定好,在前托梁正头用坑木护顶。(2)采用2台单体锚杆钻机由巷道两帮向中间施工锚杆眼,巷道顶部锚杆孔深.(3)送树脂药卷:向锚杆孔按顺序分别装入CK2340和K2350树脂药卷各一节,用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。(4)搅拌药卷:用搅拌接头将钻机与锚杆销钉螺母连接起来,然后升起钻机推进锚杆,当钻机升到锚杆接触顶板岩面时,停升钻机,搅拌2

30、030s后停机。(5)安装锚杆:30s后再次启动钻机边旋转边推进,锚杆螺母在钻机的带动下剪断定位销,托盘快速压紧顶板岩面,使锚杆具有较大的预拉力,。4.安装沿顶区段顶板锚索:施工工序:准备工作号眼、打眼上药卷及安装锚固钢绞线、上槽钢及垫片用千斤顶预紧钢绞线用切割器切掉钢绞线外露超常部分。(1)进行临时支护,铺设金属网、打锚索。(2)施工顶板锚索孔:采用一台锚索钻机由巷道中间向两边施工锚索眼。顶板锚索孔深 6000mm。(3)送树脂药卷:穿过槽钢孔眼向锚索孔按顺序分别装入CK2340和K2350树脂药卷各一节,用组装好的锚索慢慢将树脂药卷推入孔底。(4)搅拌药卷:用搅拌接头将钻机与锚索销钉螺母连

31、接起来,然后升起钻机推进锚索,当钻机升到锚索接触顶板岩面时,停升钻机,搅拌2030s后停机。(5)张拉钢绞线:用张拉千斤顶张拉钢绞线,预紧力为120KN。张拉时,千斤顶应与钢绞线保持同一轴线。张拉千斤顶压力表当班打必须达到31.5MPa以上。经24小时后再检测必须达到50Mpa。 5安装帮锚杆: (1)两帮连接金属网。 (2)按设计部位施工巷道帮锚杆孔:采用煤电钻,2400mm长煤钻杆,27mm钻头,打1900mm深孔。 (3)送树脂药卷:穿过锚杆孔按顺序分别装入CK2340和K2350树脂药卷各一节,用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。 (4)搅拌树脂:用连接套将煤电钻与锚杆螺母连接起来,

32、并将锚杆推入孔底,然后开动煤电钻边搅拌边推进,推入孔底搅拌20s后停止搅拌。 (5)安装锚杆:30s后再次开动钻机,将托盘快速压紧岩面,安装完毕,最后采用人工加扭的方式将扭矩增加至60N.m以上。6、锚网索支护技术要求(1)顶锚索间距为1600mm、排距为1500mm。(2)上巷帮锚杆间排距为 800mm750mm。下巷锚杆间排拒为800x700mm。 (3)锚杆外露长度从托板螺帽上面算起不大于100mm、不小于30mm锚固力:顶锚杆不小于70KN,帮锚杆锚固力不小于40KN。螺母扭力矩:顶锚杆不小于100N.m,帮锚杆不小于60N.m。(4)顶锚索沿顶板法线打入(保证托盘与顶板呈面型接触),

33、其角度不小于85,遇裂隙时,锚索要尽量垂直于裂隙面;帮锚杆垂直巷帮布置;顶板两端锚杆角度以巷帮铅垂边线30向顶帮打入,巷帮底锚杆与巷帮水平线向下呈成20打入。(上巷取45)(5)顶帮锚杆托盘必须紧贴顶网,顶板边锚杆斜托盘方向应安设正确,不得有扭斜、倒置现象,锚杆扭力矩达到设计要求。(6)顶锚杆每孔分别按顺序使用CK2340、K2350各1节,要求CK2340药卷在眼底;帮锚杆每孔分别按顺序使用CK2340、K2350各1节;锚索分别按顺序使用2节CK2340和2节K2350药卷,CK2340药卷装在眼底。(7)锚杆、锚索搅拌时间为2030s,搅到眼底后,必须保持推力2min后才能松下锚杆钻机,

34、锚杆开始预紧,锚索开始张拉,张拉前必须找平眼口 。(8)锚杆必须做拉力试验。(9)锚杆间、排距误差不超过-1000mm。(10)打顶锚杆使用风动锚杆钻机。锚固失效的锚杆,必须在横向方向上范围内及时补打。(11)帮锚杆孔深为1900mm,误差050mm;打帮锚杆使用煤电钻,使用27mm羊角钻头。并用煤电钻戴上套头拧紧帮螺母。若拧不紧时,必须卸下重新打。(12)锚索孔深6000,误差050mm;严禁随意截短钢绞线。(13)锚索承载能力应在230KN以上,张拉预紧力为120KN。锚索打设24小时后,涨拉机具压力表显示不低于50Mpa。(14)锚索应尽量与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置,外露长度从托梁索

35、头上面算起不超过300mm。(15)顶部锚杆、锚索应紧跟窝头,顶部锚索距窝面不超过。 (16)顶网长边垂直巷道中线铺设,帮网顺巷铺设。相邻网必须搭接100mm以上,并每隔200mm用14号铁丝连接一道,拧紧不少于3圈。同时,顶帮网必须铺平,铺展,不得有褶皱现象。 (17)要经常巡查巷道顶板情况,发现断锚杆、断锚索时,要及时补打。 (18)严禁施工单位擅自扩大顶板锚杆的排距及随意降低顶板支护强度。7、 上巷工字钢支护:顶部锚索或锚杆打好后,架工字钢棚。该工作面上巷采用矿12工字钢梯形棚对子棚支护。支护规格为梁长(净口),腿长, 棚距700mm,巷道净高3m,顶帮均用金属网背设。每棚梁下打2根长米

36、的工字钢点柱,间距米。8、下巷U型钢支护;顶部锚杆打好后,架设U型棚。该工作面下巷采用36U半圆拱支架。 该U型棚支架分为三部分,弧形顶梁和两根棚腿。弧形顶梁梁长为,腿长,墙高400mm,底宽5600mm,棚距700mm,支架应山有力,严禁前倾后仰。顶帮均用金属网被设。 13261上巷支护具体要求:(1)支架各部分尺寸符合要求。(2)棚子背木顶10,双背木布置,巷帮用金属菱形网背设,片帮漏顶处用稍子或编织袋填实背严,严禁空顶漏顶及软关门现象。(3)每相邻两棚用铁拉杆连接,顶2帮4根,。(4)棚距要求700mm。(5)柱窝深度为250 mm,遇到底板松软或淋水时应穿柱鞋。(6)棚腿扎角应符合要求

37、,巷道底净宽5500m。扎角距750 mm。(7)架棚要及时,不得空顶。(8)金属网铺设要开展,顶帮网之间用铁丝连接严密,不开裂。金属网连网时,网与网之间的重叠长度为50-100mm,用铁丝连接严密(连网铁丝与网同型号或大于网孔型号铁丝),三、 施工质量标准(见表3) 表3 质量要求及允许误差/mm合格优良1锚杆、锚索等材料规格、品种、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1巷道净宽-50+2000+1502巷道净高-50+2000+1503锚固力(锚杆)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的90%

38、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检查项目允许误差1锚杆间排距/mm-5002锚杆(锚索)孔深/mm0+50(0+100)3锚杆角度/(0。)符合设计要求,754锚杆外露长度/mm露出螺扣上面301005锚杆间距-5006锚索预留长度/mm1503007锚索间距/mm-1000第四章 施工工艺一 施工顺序1、综掘方式掘进2、首先完善通风系统和风水管路和出煤进料系统。3、然后调整好带式输送机和刮板输送机。4、开始掘进。二 掘进作业13261工作面上、下巷采用全断面一次成巷方法,掘进与支护按顺序作业。1、掘进方式:综掘。2、综掘

39、机最大、最小循环进尺及综掘刨头切割方法: 综掘机最大循环进尺1500mm,最小循环进尺800mm。3. 综掘刨头切割方法:煤顶稳定时,一般由巷道底部向顶部切割;煤顶较破碎时,应先从巷道顶部切割,并立即架好前探梁,护好顶,再向下切割。3. 综掘刨头切割方法:煤顶稳定时,一般由巷道底部向顶部切割;煤顶较破碎时,应先从巷道顶部切割,并立即架好前探梁,护好顶,再向下切割。4综掘出煤:上巷:由13261上巷掘进头三区皮带下山皮带三区煤仓三区运输大巷皮带一、二区皮带皮带巷主进煤仓达地面。下巷:由13261下巷掘进头三区皮带下山皮带三区煤仓三区运输大巷皮带一、二区皮带皮带巷主进煤仓达地面。5. 永久支护为架

40、棚支护时,临时支护必须采用前探梁支护,支护紧跟工作面。永久支护为全锚网索支护时,临时支护必须采用打带帽点柱支护,支护紧跟工作面。6.掘进机装煤,直接上带式输送机的方法。7. 交接班后,必须先进行安全检查,发现隐患必须立即处理,确认安全无误后,方可开工。然后进行工作,每当截割后,由班组长和安检员进入工作面,由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘等情况,确认安全后,联网,进行临时支护,然后锚顶、锚帮,再出巷底煤,架工字钢棚,铺金属网,背顶背帮,锚帮、底部锚杆,以此为一个循环。 8施工必须按要求掘进巷道,严禁拉底丢帮,上巷巷道高度3m,下宽不低于5700mm,底板整平,中线至任何一帮的距离允许偏差在

41、-50mm+50mm之间。三、 管线及轨道铺设 在13281上下巷掘进中,所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒均应按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。1. 风水管路接头要严密,不得漏风、漏水。供风和排水管路使用4寸塑胶管,供水管路使用1寸铁管,距工作面20m范围内使用1寸胶管。风筒使用直径600mm的软胶风筒,逢环必挂且不得漏风。风筒口到工作面正头不得超过5m。2. 铺轨要求: 直线段规矩为600mm,偏差不小于2mm,不大于5mm,轨道的中心线与设计值相差不得超过50mm。 轨道的铺设要求要严格按腰线铺设,有起伏地段必须要达到该巷道的竖曲线要求。 轨面与轨道接头必须平整,其高低及内侧偏

42、差不应超过2mm,螺栓、螺母和道夹板必须齐全。在直线上两侧钢轨接头应对齐,钢轨接头不得置于枕木上。 钢轨接头间隙,在直线部分不应超过5mm,在曲线部分不应超过8mm。 曲线铺轨时,轨枕应与曲线半径一致,两侧钢轨的接头必须错开,其错开长度为其钢轨长度的1/31/4。 曲线处钢轨加工后,应符合曲线弯度。3.道碴和轨枕要求: 道轨铺好后,道心要填平、砸实。 轨枕为混凝土枕,规格(长宽厚)为,枕木间距为700mm,其偏差不准超过要求的100mm,轨道中心线与道木得中心要一致,道木要垂直轨道中心线。 道夹板、必须上齐,平光垫、弹簧垫、螺栓、螺母,并且禁固牢实,不得松动。 道心禁止填煤块、木材等。 二、设

43、备及工具配备 设备及工具配备见表4表 4 设备及工具配备情况表序号设备工具名称型号五、 设备及工具配备规格功率/kW单位数量1局部通风机FBD/222222台42风镐GT10P2部13煤电钻K21272台14绞车JD2525台35水泵DA180675台16刮板运输机SGW255T55部27胶带输送机SGP-80060部28风动锚杆机MQT-85J31部29锚杆安装机MJ-80台210锚索测力计台111风钻YT2324部212锚杆拉力计LZD-20台112力距板手把113悬臂式掘进机EBZ-100台114第五章 生产系统第一节 通 风一、13281工作面上巷掘进1、通风机选型:1.按瓦斯涌出量计

44、算: Q=100qk=1002=120(m/min)式中:Q掘进工作面实际需要的风量,m/min; 100单位瓦斯涌出配风量,以回风流瓦斯浓度不超过0.8%的换算值;q掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量,取q=m3/min; k掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,此处取2。 使用量计算: Q=25A=253.15=78(m/min)式中:25每1kg炸药量爆炸不低于25m3的配风量; A掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,取A=kg。3.按施工人员人数计算: Q=4n=425=100(m/min)式中:4每人每分钟不低于4m3的配风量;n掘进工作面同时工作最多人数,取n=25。 4.按局部通

45、风机的实际吸风量计算: Q=Q局IKf=15011.3=195 m/min 式中:Q掘进工作面实际需要风量,m/min。Q局掘进工作面局部通风机的额定风量,m/min。I掘进工作面同时运转的局部通风机台数。Kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数。 所以,掘进工作面实际需要风量取以上计算最大值320m/min。二、局部通风机、风筒规格选型1.局部通风机吸风量的确定:Qf=Qj/(60) =320/85% =376m/min 式中; Qf局部通风机吸风量,m/s; Qj掘进工作面需要风量,m/min;按瓦斯涌出量计算为300 m/min; c风筒有效风量率,%;取c=85%。2.根据以上的计算

46、,采用型号为FBD222KW对旋式风机配合直径600mm风筒供风,吸风量为250550 m3/min ,即可满足通风需要。掘进巷道超过400m采用双风机双风筒供风。3.风筒采用抗静电、阻燃风筒,直径为600mm。风筒要吊挂平直,缓慢拐弯,保证风路畅通。三、 掘进工作面风量验算1.按最低风速验算:Q掘=SV式中:Q掘掘进工作面最低允许风量,m3/min S 掘进巷道断面,取2 V 掘进工作面最低允许风速,15m/min因此,Q掘15=211.8 m3/min2.按最高风速验算Q掘=SV式中:Q掘掘进工作面最高允许风量,m3/min S 掘进巷道断面,取2 V 掘进工作面最高允许风速,240m/m

47、in因此,Q掘240=3389 m3/min211.8 m3/min 376 m3/min 3389 m3/min3.按掘进工作面温度和炸药量验算:(掘进遇岩时需爆破,爆眼布置、装药量按特除施工工号,施工时另下发安全技术措施) 表5炸药量/kg20温度/61622232616162223261616222326需要风量/(m3/min)4050605060806080100通过上表可以知道:13261上巷温度为26、炸药量大于12。8kg以上时风量为80 m3/min。三、局部通风机安装地点和要求(一)局部通风机安装地点:13261上巷掘进时风机安装在三区皮带下山13261上巷口以上不低于10

48、米的新鲜风流中,风筒直径600mm,风筒口距窝头不超过5米,回风经风桥、三区轨道下山、上山、三区风井至地面。(二)局部通风机安装要求1.风机必须吊挂在顶板上或放在风机托架上,距离顶板不小于300mm。2.风机开关必须上架,风筒口距工作面距离不得大于5m,保证工作面足够的新鲜风流。3.局部通风机必须挂牌管理,专人负责,实现“三专”(专用线路、专用开关、专用变压器)“两闭锁”(风电闭锁、瓦斯电闭锁)。4.风筒吊在巷道顶板上,风筒要求逢环必挂,平直不出现拐死弯现象。5.风筒接口要严实不漏风,工作面风筒吊挂整齐不落地。6.必须保证风机连续运转,不准无故停电停风。1、风机位置:13281上巷掘进时风机安

49、装在三区皮带下山距上巷开口10米以外的新鲜风流中,风筒直径600mm,风筒口距窝头不超过5米。2、通风方式: 该工作面上巷采用局部压入式通风,瓦斯断电仪探头距窝头5米,工作面地点温度不得高于26度,风筒口距窝头不得超过5米,局扇供风量应小于全风压供给该处的风量。5、 通风路线13281下巷掘进时风机安装在三区皮带下山距下巷开口处10米以外的新鲜风流中,风筒直径600mm,风筒口距窝头不超过5米,回风经三区皮带下山、轨道上下山、三区风井至地面。(如:通风系统图)一、掘进工作面风量计算及风机选型按13261上巷设计:1.按瓦斯涌出量计算: Q=125qk=1252=300(m/min)式中:Q掘进

50、工作面实际需要的风量,m/min; 125单位瓦斯涌出配风量,以回风流瓦斯浓度不超过0.8%的换算值;q掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量,取q=/min; k掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,此处取2。 2.按炸药量计算: Q=25A=2512.8=320(m/min)式中:25每1kg炸药量爆炸不低于25m3的配风量; A掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,取A=。3.按人数计算: Q=4n=430=120(m/min)式中:4每人每分钟不低于4m3的配风量;n掘进工作面同时工作最多人数,取n=30。 4.确定掘进工作面实际需要风量: 所以,掘进工作面实际需要风量取以上计算最大值320

51、m/min。二、局部通风机、风筒规格选型1.局部通风机吸风量的确定:Qf=Qj/(60) =320/85% =376m/min 式中; Qf局部通风机吸风量,m/s; Qj掘进工作面需要风量,m/min;按瓦斯涌出量计算为300 m/min; c风筒有效风量率,%;取c=85%。2.根据以上的计算,采用型号为FBD222KW对旋式风机配合直径600mm风筒供风,吸风量为250550 m3/min ,即可满足通风需要。掘进巷道超过400m采用双风机双风筒供风。3.风筒采用抗静电、阻燃风筒,直径为600mm。风筒要吊挂平直,缓慢拐弯,保证风路畅通。三、 掘进工作面风量验算1.按最低风速验算:Q掘=

52、SV式中:Q掘掘进工作面最低允许风量,m3/min S 掘进巷道断面,取2 V 掘进工作面最低允许风速,15m/min因此,Q掘15=211.8 m3/min2.按最高风速验算Q掘=SV式中:Q掘掘进工作面最高允许风量,m3/min S 掘进巷道断面,取2 V 掘进工作面最高允许风速,240m/min因此,Q掘240=3389 m3/min211.8 m3/min 376 m3/min 3389 m3/min3.按掘进工作面温度和炸药量验算:(掘进遇岩时需爆破,爆眼布置、装药量按特除施工工号,施工时另下发安全技术措施) 表5炸药量/kg20温度/616222326161622232616162

53、22326需要风量/(m3/min)4050605060806080100通过上表可以知道:13261上巷温度为26、炸药量大于12。8kg以上时风量为80 m3/min。三、局部通风机安装地点和要求(一)局部通风机安装地点:13261上巷掘进时风机安装在三区皮带下山13261上巷口以上不低于10米的新鲜风流中,风筒直径600mm,风筒口距窝头不超过5米,回风经枫桥、三区轨道下山、上山、三区风井至地面。(二)局部通风机安装要求1.风机必须吊挂在顶板上或放在风机托架上,距离顶板不小于300mm。2.风机开关必须上架,风筒口距工作面距离不得大于5m,保证工作面足够的新鲜风流。3.局部通风机必须挂牌

54、管理,专人负责,实现“三专”(专用线路、专用开关、专用变压器)“两闭锁”(风电闭锁、瓦斯电闭锁)。4.风筒吊在巷道顶板上,风筒要求逢环必挂,平直不出现拐死弯现象。5.风筒接口要严实不漏风,工作面风筒吊挂整齐不落地。6.必须保证风机连续运转,不准无故停电停风。四、一通三防安全技术要求通风系统合理可靠,保证工作面有足够的新鲜风流,保证工作面每人供风量不低于4m3/min,保证巷内风速不低于0.25m/s、不高于4m/s,保证巷内和工作面任何地方有害气体和瓦斯浓度不超限。五、通风系统新鲜风三区皮带下山局部通风机13261上巷掘进头乏风由13261上巷掘进头13261风桥三区轨道下山三区总回风巷风井地

55、面附图 通风线路图第二节 压风系统风源来自北大巷压风机房,自北大巷到13261上下巷;用4寸、2寸钢管和1寸胶管接至工作面。压风机房风压a,工作面风压最小为0.4 MPa。北大巷压风机房北大巷三区轨道下山联络巷13261上下巷掘进头。第三节 综合防尘各转载点喷雾齐全,并下常使用,并及时清除浮煤。距正头50米范围内安设三道净亿水幕,割煤时正常开启,水压不小于4MPa,在掘进巷道内安设一组隔爆水棚,第一列距正头60200米,水量不小于200L/m3 , 3米,安设后要经常加水维护,确保水量充足. 供水路线:三区进风斜巷三区皮带下山联络巷三区轨道下山13261掘进正头。第四节 瓦斯抽放根据提供的地质

56、资料,石壕煤矿为低瓦斯矿井,施工过程中不需要进行瓦斯抽放工作。第五节 防灭火13271上巷开关处,溜子机头,转载点分别配置2瓶未失效的完好灭火器。配合防尘系统达到防灭火目的。防火措施:1、所有电缆要悬挂整齐,消灭鸡爪子、明接头、羊尾巴,电器设备必须防爆,并有保护装置,严格杜绝电火花,严禁带电作业。2、工作面所有油类物品,存放要远离机电设备,电机风叶口要有荆芭挡好,以防煤进入,。3、井下不准随意打开矿灯和安全照明灯。4、瓦斯检查员,在按规定检查瓦斯的同时,要检查工作温度,随时掌握温度的变化,最高温度不超过26C。第六节 安全监控1、3261上下巷掘进工作面巷道内安设2台甲烷传感器,T1距工作面小于米,T2距回风点10米15米。2、断复电瓦斯浓度及断电范围:断电值T1CH4 ,T2CH4,断电范围:T1、T2、为掘进巷道内及回风流巷全部非本质安全型电气设备。复电值:T18, T28,报警值:T1CH4 ,T2CH4.3监控设施管理措施:甲烷传感器应悬挂在规定位置,布置在巷道上方,垂

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