五采区皮带下山小改动Word文档格式.docx
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第二节压风系统21
第三节供水系统22
第四节安全监控系统22
第五节供电系统24
第六节排水系统25
第七节运输系统25
第八节通信、照明、信号系统26
第九节压风自救系统27
第七章灾害分析及避灾路线27
第八章安全技术措施30
第一节施工准备30
第二节施工要求31
第三节“一通三防”管理31
第四节顶板管理38
第五节凿岩管理40
第六节爆破管理44
第七节机电管理52
第八节耙装机及运输管理57
第九节喷浆管理71
第十节防治水管理72
第十一节其它73
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、设计长度
五采区皮带下山设计长约3500m。
三、预计开、竣工时间
本掘进工作面预计2010年8月初开工,竣工时间根据矿井生产计划调整。
第二节编写依据
《煤矿安全规程》、《煤矿安全操作技术规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、五采区轨道、皮带及回风下山及联巷(开口段)平、断面图。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近掘进工作面情况表
水平名称
一水平
地面标高(m)
约+1030~+1050
井下标高(m)
约+989~+780
地面的相对
位置及建筑物
地面相对位置为山坡地段,有零星居民住房,无大型构筑物。
井下位置及
掘进地面
设施的影响
该巷道在五采区煤仓处开口施工,距+980m胶带大巷顶板15m,与+980m胶带大巷夹角为79.5°
下山掘进(具体见平面布置图)。
掘进期间对地面设施影响较小。
邻近掘进工作面情况
该掘进工作面下侧为已施工结束的+980m水平轨道大巷、+980m胶带大巷,东侧为已施工结束五采区煤仓进联巷。
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
该巷道在五采区煤仓开口施工,开口位置距+980m水平胶带大巷顶板15m,下山掘进。
先施工五采区煤仓硐室,然后按7°
下山施工30m,变坡按11°
下山施工,预计施工至27m位置处见3#煤层底板,按11°
下山施工至111m后变平施工,按3‰坡度施工约38m位置揭露3#底板,然后按7°
下山施工。
巷道在施工期间将揭露并穿过3#煤层和1#煤层,具体见煤及揭煤位置以实际施工为准。
根据发耳一矿开采情况和现有资料可知:
3#煤层直接顶为泥质粉砂岩深灰色,水平层理,中部见少许缓波状层理,薄层状,富含植物碎屑化石,上部夹细砂岩薄层。
深灰色,中、上部缓波状层理,下部水平层理,薄层状构造。
主要成分为长石、石英、云母等。
分选性中等。
富含植物碎屑化石,产少量动物化石,下部夹黑灰色泥岩薄层。
顶部0.15m为深灰色泥岩。
3#煤层为半暗-半亮型煤,上部内生节理发育,该区域内厚度为1.3米左右。
1#煤层煤厚为半暗-半亮型煤,煤质较硬,外生节理较发育,该区域内厚度为1.56~2.49m,平均煤厚2.08m,厚度较稳定,含0.1~0.2m厚是泥岩或铝质泥岩夹矸1~2层。
直接顶板为泥质粉砂岩,局部为粉砂质泥岩、粉砂岩,上部一般为粉砂岩和粉砂质泥岩。
直接底板为0.32~1.24m左右的泥岩。
二、煤层瓦斯自燃发火倾向性、煤尘爆炸危险性
3#煤层瓦斯含量为6.11-14.62mL/g,平均含量为10.62mL/g,属于高瓦斯煤层。
3#煤层属于可发生煤尘爆炸煤层,施工过程中应加强防尘管理。
1#煤层瓦斯含量为1.78~9.14m³
/t。
1#煤层属于不易自燃煤层。
三、突出危险性
经抚顺煤科院鉴定,在FJ1006断层以东,湾河以南,发耳一矿西北边界所构成的区域内,1#煤层+980m标高及以上区域,且埋深不大于238m时无煤与瓦斯突出危险性。
3#煤层在断层区域有突出危险性,因此施工过程中要随时观察工作面围岩变化及地质情况,施工中如发现有煤与瓦斯突出预兆,则必须立即停止施工,采取防治突出措施,并经效果检验无突出危险后再继续施工,施工中必须按照《防治煤与瓦斯突出细则》相关要求设置完好、可靠、齐全的安全防护设施。
第三节地质构造
根据目前掌握的地质情况分析,该区域地质条件较为复杂,施工过程中可能会遇到断层等地质构造,因此施工过程中要随时观察工作面围岩变化及地质情况,严格执行“逢掘必探”的施工原则。
第四节水文地质
根据该区域已施工结束各巷道施工中揭露的地质情况及地测科资料分析,五采区皮带下山施工区域内为主要水源为裂隙含水、水文地质条件简单,但由于该区域地质条件较为复杂,因此在施工期间仍须加强防治水管理。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
详见附图:
五采区轨道、皮带及回风下山及联巷(开口段)平、断面图
第二节支护设计
一、巷道断面
五采区煤仓断面为半圆拱形,S掘=21.5㎡,S净=20.1㎡,五采区皮带下山2—2断面为半圆拱形,S掘=18.4㎡,S净=17.3㎡,3—3断面为半圆拱形,S掘=12.3㎡,S净=11.4㎡。
五采区轨道、皮带及回风下山及联巷(开口段)平、断面图,五采区煤仓及机头硐室平、断面图。
二、支护方式
1、临时支护
前探梁使用直内径φ80mm、壁厚为3mm的无缝钢管制作,长度不小于3.6m,用金属锚杆和高强度金属吊环固定,每根前探梁不少于2个吊环,吊环用配套的锚杆螺母固定,锚固力不小于50KN/根,前探梁上方用木板或道木接实顶板。
吊环的间排距以锚杆间排距为准。
前探梁支护示意图
2、永久支护
巷道设计采用锚-网-喷联合支护,在顶板完整、无地质构造带的条件下放炮前迎头空顶距不超过800mm,放炮后不超过2600mm,具备支护条件时必须立即锚(网)喷支护至迎头,锚网支护后最前排锚杆据迎头距离不得大于800mm。
在过地质构造带、顶板破碎、有淋水时,依据现场情况补充相关的安全技术措施。
按悬吊理论计算锚杆参数:
(1)锚杆长度计算:
1—1断面:
L=KH+L1+L2
式中:
L—锚杆长度,m;
H—冒落拱高度,m;
K—安全系数,一般取K=2;
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.5m;
L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.05m;
其中:
H岩=B/2f=6.24÷
(2×
5)=0.624(m)
式中:
B—巷道开掘宽度,取6.24m;
f—岩石坚固性系数取4;
则L岩=2×
0.624+0.5+0.05=1.798(m)
(2)锚杆间距、排距计算,间排距相等,取a:
a=
a—锚杆间排距,m;
Q—锚杆的锚固力,KN/根
H—冒落拱高度,取0.5m;
R—被悬吊岩石的重力密度,取23KN/m3;
=1.18(m)
经验算,五采区皮带下山锚杆间排距为700×
700mm,锚杆为高强度左旋无纵筋φ20×
2000mm型锚杆符合要求。
2—2断面:
H岩=B/2f=5.2÷
4)=0.65(m)
B—巷道开掘宽度,取5.2m;
f—岩石坚固性系数,泥岩取4,煤取1;
则L岩=2×
0.65+0.5+0.05=1.85(m)
(2)锚杆间距、排距计算,间排距相等,取a:
=1.29(m)
经验算,五采区皮带下山锚杆间排距为800×
800mm,锚杆为高强度左旋无纵筋φ20×
3—3断面:
H岩=B/2f=4÷
4)=0.5(m)
H煤=B/2f=4÷
1)=2(m)
B—巷道开掘宽度,取4m;
0.5+0.5+0.05=1.55(m)
L煤=2×
2+0.5+0.05=2.55(m)
=1.48(m)
序号
断面型号
锚杆规格(㎜)
间、排距(㎜)
结论
1
1-1
φ20×
2000mm
700×
700
附合要求
2
2-2
800×
800
3
3-3
3、特殊区域支护
当巷道顶板围岩破碎或穿过断层时,根据现场情况增加锚索支护,锚索间、排距根据实际情况确定。
锚索安装方法:
(1)当巷道按设计要求支护合格以后,用锚杆钻机配合组合钻杆湿式打眼,打完眼后,用压风将眼内残渣吹净。
(2)安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格,以手感柔软为宜,不合格的严禁使用。
(3)用棉纱将锚索固定段的水、煤粉等擦干净。
(4)两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔,确保锚固剂全部送入孔底。
安注药卷时,不要用力过猛及不能反复抽拉锚索,以防止注入过程中捅破锚固剂影响锚固质量,每根锚索使用2节CK2570树脂锚固剂。
(5)锚索下端用锚杆钻机配锚索专用锚锤搅拌锚索。
应边推进边搅拌,前半程慢速搅拌,后半程快速搅拌,搅拌时间在10~20秒,确保搅拌均匀。
(6)至少10分钟后,装上托盘、索具,并用锚索机将托盘紧贴岩面。
4、锚网、锚索支护质量
(1)锚杆杆体、配件及锚固剂的材质、品种、规格、强度、结构必须符合设计要求。
(2)锚杆安装牢固,托盘紧贴岩面,未接触部位必须楔紧。
(3)锚杆的抗拔力不小于50KN。
(4)锚杆间排距为800×
800mm,误差为+100mm,每排布置7套锚杆。
(5)锚杆孔深度为2000mm,误差为0~+50mm。
(6)锚杆方向与巷道轮廓线的角度为75~90°
之间。
(7)锚杆外露长度为30~50mm。
(8)锚杆每300套必须进行一组抗拔力试验,每组试验不得少于3套,抗拔力不得小于50KN。
(9)铺设钢筋网时,网与网之间搭接长度不得少于100㎜,绑扎间距不得大于300㎜,绑扎必须牢固。
(10)锚索孔误差控制在0~+30mm。
(11)锚索外露长度控制在200~300mm之间。
(12)锚索搅拌树脂锚固剂过程中不得停顿,要一气呵成,不能反复搅拌。
(13)搅拌树脂药卷后10~15分钟后张拉锚索,张拉预紧力控制在60~80KN。
(14)锚索间排距根据揭露的地质情况而定。
(15)张拉时发现锚固不合格的锚索,必须立即在其附近(200mm范围内)补打合格的锚索。
(16)锚索安装48小时后,发现预紧力下降,必须及时补拉。
第三节支护工艺
一、临时支护
采用在巷道顶板中部布置2根前探梁作为临时支护,两根前探梁分别距巷中800mm。
二、永久支护
(一)、支护材料:
1、锚杆及锚固剂:
锚杆为等强度左旋无纵筋φ20×
2000mm型锚杆,每根锚杆用1块CK2570型树脂锚固剂固定,锚固力不小于50KN,锚杆均使用配套标准螺母和标准托盘,每根锚杆锚固长度不小于于700mm。
每架设300套锚杆必须按规定做锚杆抗拔力实验一组,每组不得少于三套。
2、钢筋网:
采用φ6.5mm焊接而成。
规格:
长×
宽=1500×
1000mm;
网格为150×
100mm的矩形网片。
3、喷射砼:
喷射100㎜厚C20砼,原材料为山砂、碎石(粒径为5~20mm)、P·
O32.5水泥、速凝剂。
(二)、钢筋网铺设及锚杆安装工艺
锚杆安装前先进行铺网工作。
铺网前,首先按照中线和施工设计严格检查巷道断面规格,不符合要求时必须先进行处理;
且铺网前要先敲帮问顶,仔细检查巷道顶板和帮部的围岩情况,找掉浮矸、危岩,确认安全后方可开始进行铺网工作,网与网之间每隔200~300mm用14#铁丝连接。
1、锚杆、锚索眼施工
眼的位置要准确,锚杆眼保证间排距800×
800㎜,眼位误差不超过100mm(煤仓硐室锚杆间排距为700×
700㎜);
眼垂直于巷道轮廓线,误差不得大于15°
,施工过程中应严格控制锚杆及锚索的间排距,验收员必须按照设计的间排距要求预先画好眼位。
打眼按由外向里,先顶后帮的顺序进行。
顶部眼使用专用锚杆钻机,帮部眼可用风钻配φ32钻头施工。
2、安装锚杆
安装前,应先进行扫眼工作,当吹尽眼孔内的粉尘后,再将锚杆杆体送入,查看锚杆孔是否够深及有无变形。
当锚杆能顺利地送入孔内后,取出锚杆杆体,用锚杆把树脂锚固剂送入眼底,使锚杆顶住树脂锚固剂,外端头套上托盘,拧上螺帽,用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽,开动锚杆钻机,使锚杆钻机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,直至锚杆达到设计深度。
10秒后再次开启锚杆钻机,拧紧螺帽给锚杆施加预紧力。
锚杆托盘应紧贴岩面,锚杆外露长度为20~50mm。
(三)、喷浆工艺
1、准备工作
(1)、检查锚杆安装是否符合设计要求,发现问题及时处理。
(2)、清理喷射现场杂物,检查巷道规格是否符合设计并处理欠挖部位,接好风、水管路,输料管路要平直不得有急弯,接头要严密,不得漏风,严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。
(3)、喷射前必须用高压风水冲洗岩面,在巷道顶板应安设喷厚标志,进行拉线喷浆。
2、喷射砼工艺要求
喷射部位:
顶板。
喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。
喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8~1.0m为宜。
喷射时,喷浆机的供风压力为0.3MPa,水压应比风压高0.1MPa左右,加水量凭射手的经验加以控制,C20砼重量配合比为水泥:
砂:
石子=1:
1.75:
1.75,水灰比在0.4~0.5之间。
速凝剂的掺量为水泥重量的3%~6%。
喷射过程中应根据出料量的变化,及时调整给水量,保证水灰比准确,做到喷射出的湿砂浆无干斑,无流淌,粘着力强,回弹料少,一次喷射混凝土厚度50~60mm,并要及时复喷,复喷间隔时间不得超过2个小时。
否则应用高压水重新冲洗受喷面后再复喷,复喷后厚度达到设计要求的100mm。
3、喷射工作
喷射工作开始前,应首先在喷射地点下铺上旧风筒、皮带等物品,以便收集回弹料;
喷射工作开始时,必须先给风,后开水,再开机,最后上料;
停机时,要先停料,后停机,再关水,最后停风。
一次喷射完毕,应立即收集回弹料。
当班喷射工作结束后,必须卸开喷头,清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或砂料。
喷层必须定期洒水养护。
4、喷射质量
喷射前必须清洗顶板,清理浮矸,喷射均匀,光滑平整无裂隙,无赤脚穿裙现象。
成巷尺寸符合巷道设计尺寸。
第四章掘进施工工艺
第一节施工方法
巷道掘进采用全断面一次爆破成巷的施工方法,出矸采用P-30B型耙斗装岩机配合1.5T固定式矿车运矸。
巷道施工采用激光指向仪定位。
主要工序为打眼爆破、顶板前探梁临时支护、永久支护、装运岩。
第二节凿岩作业
湿式打眼,打眼机具为YT-28型凿岩机。
风源来自地面压风机房。
打眼前应根据巷道中腰线位置及爆破图表用红油漆画好巷道轮廓线及眼位。
打眼时严格按巷道轮廓线和画好的眼位及炮眼角度施工。
每班验收员管理好中腰线。
第三节爆破作业
一、炸药、雷管:
炸药为安全等级不低于Ⅲ级的煤矿许用乳化炸药,雷管为煤矿许用1~5段毫秒延期电雷管,最后一段的延期时间不超过130ms。
二、装药方式:
正向连续装药
三、起爆方式:
正向起爆,全断面一次装药一次起爆;
联线方式为串并联。
起爆使用MFd-200型发爆器。
四、炮眼布置
炮眼布置、爆破说明书详见附图
第四节装、运岩方式
一、装岩方式
巷道掘进施工中,采用P30B型耙斗装岩机装岩。
耙斗装岩机距迎头距离不小于8m,不大于45m。
耙斗装岩机尾轮的固定位置应高出岩堆800~1000mm以上,尾轮用钩挂在固定楔上,固定楔长度为600~800mm,固定楔的孔深度不小于800mm。
耙斗装岩机通过四个卡轨器固定在轨道上,机尾由耙斗装岩机支腿固定。
用φ15.5钢丝绳将卸料槽固定在顶板吊挂锚杆上
二、运输方式
1、煤(矸)运输:
施工中采用电机车或绞车牵引1.5t固定式矿车进行运输,经五采区煤仓进联巷、排水通道、+980m轨道大巷、+980m轨道大巷石门、1#主斜井运至地面并经翻矸笼卸至地面矸石场。
2、材料运输:
施工材料、设备平巷采用人力推车,上下山采用JD-40绞车运输。
每部绞车采用4根地锚固定。
三、主要设备
1、21°
斜巷牵引绞车:
型号JD-40,配用φ18.5mm的钢丝绳。
2、斜巷设有一台气动阻车器;
上平巷处有一根挡车桩和一个阻车器,下平巷停车处设一根挡车桩。
四、地锚施工要求
1、所用锚杆长度为2000mm,直径为φ20mm;
锚固剂为CK2570型,每根地锚不得少于2卷锚固剂。
2、打设锚杆前必须将底板清理到坚硬岩石,不得留有浮矸。
3、注锚杆前必须进行扫眼,将孔内的水、粉层吹扫干净。
4、地锚安装完毕后,必须进行试拉,保证抗拔力不小于60KN。
5、施工期间小绞车钢丝绳每天检查一次,由机电人员或安排专职维修工检查,发现问题及时处理,并将检查结果及处理情况记录在钢丝绳检查记录本中。
第五节管线及轨道敷设
在掘进施工中所敷设的电缆要吊挂在巷道帮上的电缆钩上,且吊挂要平、直、齐,电缆垂度不超过50mm,间距为3m,严禁将电缆随意放在巷道内。
在帮上插入托管梁将风、水管路挂在帮上,当风、水管敷设帮脚时,要放平直且紧靠在帮脚;
当风、水管吊挂在帮上时,要求吊挂要、直、齐、稳,且紧靠在帮上,接口要严密,不得出现漏风漏水现象。
风、水管随掘进工作面的推进要及时延长,以备工作面正常供风供水。
风水管每隔50m留设一个接口。
为保证掘进工作面能正常通风,风筒要随掘进工作面的推进及时向前吊挂,在吊挂风筒时要逢环必挂,且要求吊挂要平、直、齐。
风筒口距工作面不得大于5m。
临时轨道的敷设:
采用22Kg轨道铺轨,轨枕采用木道枕,轨枕间距不大于800mm,轨道尽量平坦一致,轨道接头处要保证质量,轨道接缝不大于5mm,高低、左右差错不得大于2mm;
两条轨面高低差不得大于5mm。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备情况简表
序
号
设备工
具名称
型号规格
功率
单位
数量
备注
局部通风机
FBDY№6.3/30×
30KW×
台
耙装机
P30
17KW
风钻
YT-28
部
4
锚杆机
MQT-110CM
5
帮锚机
MQTB-60/1.5
6
风镐
G10
7
喷浆机
PZ-5B
5.5KW
8
绞车
JD-40
40KW
第五章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
巷道施工采用“三八”作业制组织生产,实行正规循环作业;
循环进尺1.80m,日进尺3.6m。
实行“一掘一锚、两掘一喷”。
劳动组织见下表。
劳动组织表
工种
出勤表
夜班
早班
中班
合计
打眼(支护)工
10
爆破工
扒装司机
(1)
(3)
班长
(2)
(6)
质量验收员
机电修
2
信把工
(18)
绞车司机
出勤合计
26
在册合计
11
32
每班由安监科安排专职瓦检员跟班检查工作面瓦斯情况。
第二节循环作业图表
工作面施工根据劳动组织合理配备人员、安排工序,尽量平行作业,充分利用时间,提高工时利用率。
正规循环作业图表见后附表。
第三节主要技术经济指标
主要技术经济指标见下表:
技术经济指标表
序号
项目
单位
指标
在册人数
人
每天出勤人数
出勤率
%
81
循环进尺
m
1.8
效率
m/工
0.11
月循环次数
个
45
按30天/月
月进尺
循环率
86
9
炸药消耗
kg/m
24.8
矿用三级乳化炸药
雷管消耗
个/m
毫秒延期电雷管
坑木消耗
m3/m
0.05
12
锚杆消耗
套/排
高强度左旋无纵筋
13
树脂锚固剂
支/排
CK2570
第六章生产系统
第一节通风系统
施工过程中,采用压入式通风,风筒选用φ800㎜软质抗静电阻燃风筒。
一、掘进工作面风量计算:
每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量,按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算,并必须采取其中最大值。
(一)按瓦斯
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