二盘区2201顺槽机头硐室施工安全技术措施Word格式.docx
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33′45″坡度掘进31.493米到2201机头硐室中,然后左拐以3-3断面搬角掘进5米,再调头搬角开始以3-3断面水平掘进78.177米穿过二盘区辅运巷上部,再以4-4断面-3°
50′下坡掘进41.978米与二盘区皮带巷贯通。
附属工程有:
一个电机硐室、一个操控硐室和一个拉紧硐室,完成机头硐室巷道施工。
各段巷道、硐室断面参见附图。
3、原则上施工采用ZBE-260综掘机掘进。
根据掘进揭露情况和地质资料,2201机头硐室段为岩石或半岩石巷道,掘进断面上部是泥岩,下部为较坚硬砂岩。
故掘进时上部不太坚硬的岩石采用机组截割,下部较坚硬部分采取分层放小炮的方法施工。
放炮时根据现场实际情况确定炮眼深度和装药量,灵活布置炮眼位置,原则上炮眼眼距在400-600mm之间,炮眼深度在1.2--1.8米之间,一般每孔装药量不大于0.4Kg,掏槽眼和过坚硬岩石部分的装药量可为0.6Kg;
爆破采用2#矿用安全炸药、1—5段毫秒延期电雷管、MFB—200型矿用发爆器起爆;
每个炮眼装药后必须用水泡泥和黄土充填。
(二)、穿过二盘区辅运巷及立交桥施工方法
1、穿过二盘区辅运巷上部时,根据地测科给出的中、腰按设计的坡度向前施工,施工巷道的底板与二盘区辅运巷顶板的层间距600mm以上,水平穿过二盘区辅运巷顶部。
穿过前,在二盘区辅运巷以穿过巷道为中心,前后15米范围内架设30架U29钢棚,两边的两架钢棚每根棚腿采用4根锁脚锚杆固定于巷帮,壁后用水泥背板和片石背紧剎牢。
所有工序完成后,经检查无误后方可通过。
2、穿过立交桥后,按照地测科给定中心与腰线,标出施工1号立交所需要起底的长度和深度,以二盘区辅运巷中心线向两边水平展开,采用人工风镐开挖,严禁与二盘区辅运巷打通。
开挖立交桥完成后,按照设计浇筑100mm厚混凝土垫层,再铺设9米长11#工字钢20根(间距300mm),然后浇筑混凝土,立交桥厚度为600mm,混凝土强度为C20。
(见附图)
(三)巷道施工工艺:
1、破煤(岩)工艺
a、上部采用ZBE-260综掘机掘进割煤岩,下部采用放小炮的方法掘进。
b、截割顺序:
割煤岩时由下向上,先从巷道底板拉槽,然后往复割至顶部。
c、为了保证工程质量,便于掌握巷道规格,采用激光指向仪定向。
d、生产工艺流程:
开机前准备→画轮廓线→上部掘进机割煤、装、运→临时支护→运料、清浮煤→锚网、钢带、锚索支护→退机组→下部打眼、装药、放炮→机组出矸、清理→下部帮支护→喷浆→下一循环
2、装运煤岩工艺
装运煤岩:
工作面机组截割(或放小炮)落煤岩→工作面机组铲板爬爪装煤岩→桥式转载机→2201系统巷各部皮带、溜子→二盘区2201辅皮联巷皮带→二盘区皮带巷→1070皮带巷→地面
辅助运输:
由防爆胶轮车经地面→副平硐→1070辅运输巷→二盘区辅助进风巷→二盘区辅助运输巷→2201绕道→2201顺槽机头硐室工作面。
三、支护
(1)从2201运料绕道开口到机头硐室为1-1断面
巷道采用锚杆、钢带、金属网、锚索、喷浆联合支护
顶锚杆:
采用Ø
22×
2500mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,排间距900×
900mm,每排6根,配150×
150×
10mm高强度拱形托板,每根锚杆使用一支K2335、一支Z2360树脂药,预紧力200Nm,锚固力8t。
帮锚杆:
2000mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,排间距900×
1000mm,每帮各3根共6根,配150×
10mm高强度拱形托板,每根锚杆使用一支Z2360树脂药,预紧力200Nm,锚固力6t。
锚索:
顶锚索采用Ø
17.8-1×
7-8300mm的钢绞线,孔深8.05米,排间距为2700×
1600mm,每排3根,配300×
300×
10mm高强度球型托板;
肩角锚索采用Ø
7-4300mm的钢绞线,排距为2700mm,配500mm长11#矿用工字钢;
锚固力不低于17t,预紧力不低于10t,三支树脂药,一支K2335,两支Z2360。
金属网:
采用100х100mm的8#铅丝菱形网,要求顶帮为一张整网,顺巷搭接,搭接长度不小于200mm,采用14#铅丝双道三花扭结,扭结间距不大于200mm。
W钢带规格为:
顶:
4800×
280×
3.75mm一片;
帮护板:
450×
4.75mm。
喷浆:
强度C20,厚度120mm
铺底:
强度C20,厚度200mm
(2)机头硐室3-3断面、4-4断面
巷道采用锚杆、钢带、金属网、锚索、喷浆联合支护,
10mm高强度拱形锚杆托板;
吊挂管路锚杆采用Ø
2500mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间距2700mm;
每根锚杆采用两支树脂药,一支K2335,一支Z2360,预紧力200Nm,锚固力8t。
900mm,每帮各4根共8根,配150×
10mm高强度球形托板,一支Z2360树脂药,预紧力200Nm,锚固力6t。
7-8300mm的钢绞线,孔深8.05米,排间距为1800×
1600mm,每排3根,托板为300×
10mm高强度球形托盘;
钢带规格为:
W钢带4800×
3.75mm,帮护板:
4.75。
强度C20,喷浆厚120mm。
四、临时支护:
掘进机机载前探梁支护
五、永久支护和临时支护距工作面的距离:
根据同煤经生字【2009】623#加强生产技术管理若干规定的通知:
炮掘和机掘工作面的最小空顶距不得超过一个支护间距。
炮掘工作面的最大空顶距为最小空顶距加一个循环进度,机掘工作面最大空顶距为最小空顶距加一个支护间距。
锚杆最大空顶距1.2m,最小空顶距0.3m。
六、遇特殊情况或在断层前后的特殊地质构造段需加强支护并另编过断层的专项措施。
永久支护
①顶锚杆:
锚杆间、排距误差不超过±
100mm,锚杆外露托板长度螺母处为10-40mm,螺帽必须拧紧,松动时二次复紧,严禁空顶作业,打锚杆孔时,打锚杆时使用1根1m长钻杆,1根1.5m长钻杆,Φ28钻头,必须按设计标定眼位,打眼前要在锚杆上做好标记,使眼深符合要求。
锚杆安装:
准备好联接头,将联接头接在锚杆上,将树脂药包送到眼底,开动风钻搅拌30s后,取下风钻用木契子挤住杆体,防止下滑,等15min后,取下联接头,安装托板,小垫,以上工序必须前探梁掩护下工作。
②锚索:
排间距误差为±
150mm,孔深误差为150~250mm,逐根实验,逐根记录。
打锚索眼时,一人操作钻具,两人接换杆,用1m杆钻够深度后,再加1m杆,如此循环,顶锚索用8根1m长钻杆,Φ28钻头。
然后用钢绞线将1卷K2335mm和2卷Z2360mm树脂药缓慢推入眼底,上钎尾,用锚杆机带动钢绞线搅拌30s,凝固40min后,方可上托盘及锁具,给锚索打压,当张拉力达到要求后,回油退下千斤顶,扶千斤顶人员与操作人员必须配合好,以防止千斤顶在松开时坠落伤人。
根据设计打帮锚杆支护,在巷道两帮采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆,打眼时使用2m长钻杆,Φ28钻头。
铁托板,挂金属网,打帮锚杆眼前,先检查巷道安全,发现有零皮、片帮、马棚等要及时处理,确认安全后进行护帮支护。
帮锚杆外露托板长度螺母处10-40mm,螺帽必须拧紧,松动时二次复紧,严禁空顶作业,打锚杆孔时必须按设计标定眼位,打眼前要在锚杆上做好标记,使眼深符合要求。
托板必须紧贴岩面布置。
帮锚杆支护由外向里依次进行,紧跟工作面。
按规定进行抗拔力试验。
④喷浆:
初喷必须紧跟工作面;
七、避灾路线
正常通风时避灾路线:
工作面→2201运料绕道→二盘区辅运巷→1070辅运巷→副平硐→地面
返风时避灾路线:
工作面→2201回风绕道→二盘区辅助回风巷→盘道回风联巷→盘道回风立井→地面
八、运输系统
1、运输煤岩:
工作面→2201运料绕道→2201辅皮联巷→二盘区皮带巷→1070皮带巷→地面。
2、辅助运输:
材料从地面→1070辅运巷→二盘区辅助进风巷→二盘区辅运巷→2201绕道→工作面
九、供电系统:
1、工作面电源:
来自二盘区2201辅皮联巷临时变电点。
2、1.14Kv电源接2201辅皮联巷临时变电点的专用移动变压器,供EBZ-260掘进机、液压泵站(15KW)。
3、0.66Kv电源接2201辅皮联巷临时变电点的专用馈电开关。
4、风机:
电源来自二盘区2204辅皮联巷配电点的专用馈电开关。
十、通风系统:
(一)、通风系统
1、新鲜风:
由地面→1070辅运巷→二盘区辅运大巷→局部通风机→风筒→工作面。
2、污风:
工作面→2201回风绕道→二盘区辅助回风巷→盘道回风联巷→盘道回风立井→地面。
(二)、通风方式
1、3#—5#层二盘区2201巷供风量、通风方式、局部通风机和风筒选型及其安装:
根据《煤矿安全规程》规定及3#—5#层二盘区2201巷实际情况,该巷道在掘进期间通风方式采用局部通风机压入式通风,在2201回风绕道未贯通前,风机稳装在二盘区辅运巷距离2201运输绕道口50米外的进风处;
形成独立的回风系统后,稳装在2201运输绕道内距离回风绕道口大于10米的进风地点。
风机采用2×
30kW局扇,用双风机、双电源方式供风。
当一台风机有故障时另一台能立刻启动,自动切换。
风筒采用抗静电阻燃性胶质风筒,风筒直径为1000mm,靠顶靠帮环环吊挂,风筒出口距工作面最远不得超过10m,迎头不落地。
风筒接头用拉锁连接,降低风筒漏风率。
2、通风方法及风量
1)按瓦斯涌出量计算:
Q掘=125q掘.K掘通=125×
0.7×
2.5=219(m3/min)
式中:
Q掘—单个掘进工作面需要风量,m3/min;
q掘—掘进工作面回风流中瓦斯)的绝对涌出量,m3/min;
根据二盘区2201巷掘进的瓦斯的绝对涌出量,取0.7m3/min
K掘通—瓦斯涌出不均衡通风系数(取值2.5)。
2)按二氧化碳涌出量计算:
Q=67q掘.K掘通=67×
0.35×
2.5=58.7(m3/min)
式中Q一掘进工作面实际需要风量
q掘—掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量,m3/min
根据二盘区2201顺槽巷内二氧化碳的绝对涌出量,取0.35m3/min
K掘通—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取2.5。
3)按巷道允许的最低风速计算
二盘区2201顺槽巷道为煤巷、半煤岩巷:
Qmf≥60×
0.25Shf
Qmf〉60×
0.25S掘(m3/min)
0.25×
21.45=321.75m3/min
Shf——掘进工作面巷道的净断面积21.45㎡。
0.25——半煤岩巷和煤巷允许的最低风速,m/s;
4)防爆机动胶轮车需要风量计算:
∑Q胶轮车=4×
ni×
pi×
Ki(m3/min)
=4×
2×
27.2×
0.75=163.2m3/min
∑Q胶轮车-第i个地点胶轮车的需风量,m3/min;
4-每马力(Hp)每分钟供给的最低风量,m3/min
ni-第i个地点胶轮车的台数,2台;
Pi-第i个地点胶轮车的功率,27.2Hp;
Ki-配风系数,(第i个地点使用1台胶轮车时Ki为1.0;
第i个地点使用2台胶轮车时Ki为0.75;
第i个地点使用3台及3台以上胶轮车时Ki为0.5)
按上述条件计算的最大值,作为掘进工作面风筒末端的实际需要出风量Qmf取值为219m3/min
5)选择局部通风机
(1)根据掘进工作面风筒末端是实际需要出风量,考虑风筒的漏风因素,按照百米漏风率实测值计算局部通风机的实际需风量。
Q局扇=Q掘/(1-0.01×
L掘×
η)=321.75/(1-0.01×
200×
1.14%)=329m3/min
Q局扇—局部通风机实际需要吸风量,m3/min;
Q掘—掘进工作面风筒末端的实际需风量,m3/min;
η—风筒百米漏风率,%;
L掘—掘进工作面供风风筒长度,m。
表4 漏风量备用系数取值表
风筒长度(m)
100
200
300
400
500
600
700
800
900
1000
φ
1.08
1.14
1.19
1.25
1.30
1.35
1.39
1.43
1.48
1.52
1200
1400
1600
1800
2000
2200
2400
2600
2800
3000
1.60
1.68
1.75
1.82
1.88
1.94
2.00
2.04
2.08
2.10
(2)选择局部通风机
根据局部通风机的工作风量(局扇吸风量),结合平时掌握的各种型号局扇配合不同直径风筒在不同供风距离条件下的实测风量数据,故局部通风机选择一台2×
30KW对旋风机,风机采用双风机、双电源自动切换装置。
风筒采用柔性阻燃风筒Φ=1000㎜,风筒出口距工作面最远不得超过10米,迎头风筒不得落地。
6)按选定的局部通风机实际吸风量计算掘进工作面的全风压实际需要风量Qhf
巷道为煤巷
Qhf=Qaf×
I+60×
0.25Shd
Qhf=430×
21.45=751.75m3/min
Q额=430m3/min—开启一级时的实际局部通风机的风量
Qaf——局部通风机实际吸风量,m3/min;
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数;
0.25——岩巷、半煤岩巷和煤巷允许的最低风速,m/s;
Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,㎡。
7)按工作人员数量验算
Qaf≥4Nhf
Qaf〉4N=4×
35=140m3/min
Nhf——掘进工作面同时工作的最多人数,35人。
通过验算符合规定
8)按最大风速进行验算:
岩煤(半煤)巷最高风量Qaf<60×
4Shd(m3/min)
Qaf<60×
4×
21.45=5148m3/min
式中:
Shd—掘进工作面的断面积.
通过验算2201巷实际用风量751.75m3/min符合规定。
2、局部通风机的安装
根据《煤矿安全规程》规定及3#—5#层二盘区回风巷实际情况及局部通风机安装要求,在2201回风绕道未贯通前,风机稳装在二盘区辅运巷距离2201运输绕道口50米外的进风处;
形成独立回风系统后,风机稳设于2201运输绕道内距2201回风绕道口大于10米的进风处。
风筒接头用拉锁连接,排瓦斯三通风筒接头与运转局扇的第二节风筒连接好。
1.风机距离底板不小于300mm,
2.风筒口距工作面不得大于10m。
3.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)“三闭锁”(风电闭锁,瓦斯电闭锁,故障电闭锁),并实现双风机、双电源自动切换。
4.风筒吊挂在巷道顶板上,要求逢环必挂,拐弯处用弯头连接,不得出现拐死弯现象。
5.风筒接口采用拉链连接,要严实不漏风。
6.保证风机正常运转,不准无计划停电、停风。
7.加强风筒维护,降低风筒百米漏风率,以确保工作面的风量。
8、每天进行风量验算,并班班进行记录。
十一、供风系统
压风由地面压风机通过6寸钢管到二盘区皮带巷,再由4寸管接入工作面。
十二、安全监测监控系统
在巷道内安设瓦斯传感器,当巷道CH4浓度超过0.8%时,能发出警报。
瓦斯探头安装在工作面回风一侧,距顶板不大于0.30m处,距帮不小于0.2m处,距工作面距离不大于5m,瓦斯传感器必须由专人负责维护,必须灵敏可靠,显示准确并具有故障闭锁功能。
2201系统段掘进工作面监控系统的设计方案是依据《煤矿安全规程》、《山西省煤矿“一通三防”管理规定》、《安全生产行业标准AQ1029-2007》等有关法律法规、标准进行设计的,设计安装的是常州三恒科技股份有限公司生产的KJ770监控系统。
一、系统概述
1、采用常州三恒科技股份有限公司生产的、通过国家“煤安”和《安全生产行业标准AQ6201-2006》认证的KJ770监控系统。
分站贯穿到每一个传感器、控制器。
本安电源与断电控制器联接起到瓦斯电闭锁作用,实现对采煤工作面的环境瓦斯和设备工况的监测、监控。
2、安装在2201巷口的监控分站监测掘进工作面、回风口瓦斯信号和局部通风机开停状态、供电开关馈电状态,监测监控电源接在瓦电闭锁开关电源侧。
二、环境监控系统设备设施的种类、型号、数量、作用
1、瓦斯断电器J:
KDG2.5/127(A),数量为2台,瓦斯超限执行断电。
2、甲烷传感器T:
型号GJC4(C),数量为2台,具有甲烷超限声光报警功能。
3、开停传感器KT:
型号型号KGT9-E,数量为4台,监测工作面局部通风机启停状态。
4、馈电传感器KD:
型号GKD127V(A),数量为1台,监测掘进工作面供电开关的馈电状况。
5、一氧化碳传感器CO:
型号GTH1000,数量为1台,监测工作面皮带机运行时皮带打滑冒烟,属于模拟量监测。
6、烟雾传感器YW:
型号GQL0.1,数量为1台,监测工作面皮带机运行时皮带打滑冒烟,属于开关量监测。
7、风筒传感器FT:
型号GFT40,数量为1台,监测工作面局部通风机风筒的风量。
8、电缆:
采用MHYVP2*3.3+2*0.85+2*0.35和MHYVP2*3.3*0.85型通信电缆,连接监测监控系统内设备和被控设备。
9、本安电源:
型号KDW17,数量为1台,为监控分站、瓦斯等各类传感器提供电源。
10、监控分站FZ:
型号KJ770-F2,数量为1台,为瓦斯等各类传感器提供电源和信号交换、处理。
三、监控系统传感器、分站的安装位置、设置参数和线缆敷设
1、甲烷传感器
安装位置:
掘进工作面:
工作面采用压入式通风方式,按照《煤矿安全规程》中有关甲烷传感器安装位置的有关规定,在如下位置共设置了4个甲烷传感器:
工作面风流(甲烷传感器安装在距工作面不大于5m处,且无风筒一侧)传感器T1个,回风口(甲烷传感器安装在距回风绕道口10~15m处)传感器T2。
传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度及断电范围
工作面风流甲烷传感器T1报警浓度≥0.8%;
断电浓度≥1.2%;
复电浓度<0.8%。
回风绕道口风流甲烷传感器T2报警浓度≥0.8%;
断电浓度≥0.8%;
断电范围:
工作面及回风巷内的全部非本质安全型电气设备
2、开停传感器KT的安装
安装位置
为了监测工作面局部通风机运行情况故安装在2201机头硐室局部通风机控制开关负荷侧。
3、馈电传感器KD的安装
安装在2201机头硐室瓦电闭锁开关的负荷侧。
4、一氧化碳传感器CO的安装
安装在皮带主动滚筒下风侧10-15米处,监测工作面皮带机运行时皮带打滑冒烟,属于模拟量监测,设置值为≥24ppm。
5、烟雾传感器YW的安装
安装在皮带主动滚筒下风侧10-15米处,监测工作面皮带机运行时皮带打滑冒烟,属于开关量监测。
6、风筒传感器FT的安装
安装在工作面风筒的末端,监测工作面风量。
7、监控分站FZ的安装
2201机头硐室监控分站安装在风机前不妨碍行人、行车的地方,供电电源为660V瓦电闭锁开关电源侧。
8、监控线缆的敷设
2201巷系统段掘进工作面监控线缆沿工作面动力电缆同方向敷设,敷设在电缆钩的最上两钩,与电力电缆的距离不小于0.1m。
9、井下电源箱、断电仪等应设置在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室中,安设时应垫支架,使其距巷道底板不小于300mm,或吊挂在巷道中。
甲烷传感器安设位置应布置在支护良好、无滴水的巷道上方,垂直悬挂,距顶板不大于300mm,距巷道侧壁不小于200mm,并应不影响行人和行车。
10、安全生产监测监控系统的供电电源必须采用稳定可靠的电源,并严禁设置在断电范围内。
任何单位和个人不得随意停送监测监控供电电源。
停电检修时,影响范围涉及到监测监控供电电源时,必须制定防范措施,审批停电报告后方可执行。
停电报告的审批必须有监控中心的签字确认,并送监控中心一份备案。
11、监测监控系统的安装、搬迁、回收执行申请制。
即提前3-5天填写《监控系统安装、搬迁、回收申请单》,经分管矿领导、监控中心领导批准后,监控中心按要求组织安装、调试、搬迁和回收。
掘进工作面在巷道贯通后3日内填写《监控系统回收申请单》报监控中心,监控中心接到《监控系统回收申请单》后在3日内拆除该巷道监控设备。
12、各类传感器、电源箱必须经机电部防爆检查合格后,方可下井安装使用。
四、监控系统的瓦斯超限断电控制和管理、维护
1、瓦斯超限断电控制
根据《煤矿安全规程》规定:
瓦斯超限后必须切断工作面及巷内全部非本安电源和监控分站的供电电源不得接在被控开
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