二11111工作面探巷.docx
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二11111工作面探巷
二-11111工作面探巷一施工安全技术措施
一、工程概况
二-11111工作面探巷一沿二煤顶板炮掘掘进,矩形断面,净断面6.25㎡,净宽2.5m,净高2.5m,巷道设计386.5m,从切眼内开口,沿二-11111改造机巷方向向前施工,采用锚网索梁联合支护。
为确保施工安全和保证工程质量,特制定此安全技术措施。
二、支护形式
1、临时支护:
锚网巷道采用戴帽点柱临时支护,柱帽采用长500mm×宽500mm×厚50mm的木板,点柱使用直径不小于150mm,长度2600mm的新坑木,点柱必须打在实底上,不少于三根,严禁打在浮碴或岩块上。
2、永久支护:
主要采用锚网索梁联合支护。
顶锚锚杆采用左旋树脂锚杆,锚杆间排距为600mm×700mm;两帮锚杆采用玻璃钢锚杆,锚杆间排距为700mm×700mm;锚索间排距为1.4m×2.1m。
爆破后,立即在永久支护掩护下首先进行临时支护,工作面允许最大控顶距离1.75m,最小控顶距0.35m。
二-11111工作面探巷一工作面平面示意图
支护断面图
1:
50
临时支护断面图
三、支护设计
(一)支护形式
根据二煤顶板岩性分析,直接顶为细~中砾砂岩,厚度14m,基本顶为中砾砂岩,厚度14m,属较稳定岩层,适用于锚网支护。
为将“组合梁”悬吊于基本顶坚硬砂岩中,需用高强锚索梁作辅助支护。
因此,确定该掘进巷道支护形式为:
锚网索+钢筋梯梁联合支护。
施工期间保证施工安全及成巷质量,强化顶板管理。
(二)锚杆支护参数设计
1、采用类比法合理选择支护参数
根据已施工的巷道,结合其目前的支护形式和巷道状况,确定顶板锚杆采用Φ22mm×2400mm左旋树脂锚杆,锚杆间排距为600mm×700mm;两帮锚杆采用Φ18mm×1800mm玻璃钢锚杆,锚杆间排距为700mm×700mm;每根锚杆采用3支锚固剂,冷拔丝网的规格为2600mm×900mm,网格为40mm×40mm。
锚索选用φ17.8mm×6800mm钢绞线,间排距为1400mm×2100mm,滞后距离不大于3m。
2、采用计算法校核支护参数
按悬吊理论计算锚杆参数
(1)锚杆长度计算:
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0.4m;
L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m。
其中:
H=B/2f=2.7/(2×5)=0.27
式中B—巷道掘进宽度,取2.7m;
f—岩石坚固性系数,砂岩取4~6。
则L=KH+L1+L2=2×0.27+0.4+0.1=1.04(m)
故所选取Φ22mm×2400mm左旋树脂锚杆满足要求。
(2)锚杆间排距计算:
a<0.5L
a-锚杆间排距,700mm
L-锚杆长度,2.4m
则a<0.5×2.4=1.2m
故所选锚杆间排距0.7m满足要求。
(3)锚杆直径计算:
d=L/110=2400mm/110=21.8mm
L-锚杆长度,2400mm
故选取Φ22mm×2400mm的左旋树脂锚杆满足要求。
(4)锚索长度计算:
L=La+Lb+Lc+Ld
式中L—锚索总长度,m;
La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m;
Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度,取4.5m;
Lc—上托盘及锁具的厚度,取0.2m;
Ld--需要外露的张拉长度,取0.35m。
按GBJ86—1985要求,锚索锚固长度La按下式确定:
La≥K×d1fa/4fc
式中K—安全系数,取K=2;
d1—锚索钢绞线直径,取17.8mm;
fa—钢绞线抗拉强度,N/mm2(1920Mpa,合1883.52N/mm2);
fc—锚索与锚固剂的粘合强度,取10N/mm2。
则La≥1676mm
取La=1.7m,则L=1.7+4.5+0.2+0.35=6.75m。
选取锚索长度6.8m满足要求。
四、支护工艺
(一)支护材料及规格
1、锚杆及锚固剂:
顶锚锚杆采用Φ22mm×2400mm左旋树脂锚杆,两帮锚杆采用Φ18mm×1800mm玻璃钢锚杆;每根锚杆均用3支树脂锚固剂固定,锚固长度不小于1m,锚杆外露长度为30~50mm,托盘为圆形,直径为150mm,用10mm钢板压制成弧形,树脂锚固剂型号为MSZ-2335,锚杆均使用标准螺母紧固,每根锚杆锚固力不小于64KN(35MPa)。
2、金属网采用直径为4mm的冷拔丝经纬网,规格为2600mm×900mm,网格为40mm×40mm,网要压茬连接,搭接长度为100mm,相邻两块之间用14号铁丝连接,连接点要均匀布置,间距200mm。
3、锚索使用φ17.8mm、L=6800mm的钢绞线制作;锚索有效长度6500mm,外露长度200±100mm;每孔使用锚固剂6支(2支为快凝固型,4支为中凝固型),锚索到工作面距离不大于3m。
(二)支护工艺及要求
1、临时支护工艺及要求
①采用戴帽点柱作为临时支护。
柱帽使用长500mm×宽500mm×厚50mm的木板,使用戴帽点柱时,数量不少于3个;顶板要与木板用背带背牢。
永久支护在每次爆破前距工作面控顶距不得大于0.35m,爆破后,立即在永久支护掩护下使用好戴帽点柱,保证不空顶作业。
②加强顶板管理,发现顶板压力大、顶板离层、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,由外向里加强戴帽点柱支护后方可继续施工。
2、锚杆支护工艺及要求
①做好临时支护后,开始打锚杆眼。
先顶后帮、由外向里、由中间向两边的顺序打眼、安装锚杆,必须打一个眼注一根锚杆。
如果临时支护占据锚杆位置,可以在打好其他锚杆后,退出临时支护再打剩余锚杆。
②安装锚杆前,调整好金属网及锚杆梯梁的位置,使网紧贴岩面、网压茬处用锚杆压住,并使锚杆梯梁位置合适美观。
③严格按照设计位置、深度施工锚杆孔。
锚杆眼位置要准确,眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15°。
锚杆眼深度要与锚杆长度相匹配,打眼时应在钻杆上做好标志,严格按锚杆长度打锚杆眼,深度2300mm。
④安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。
吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人,然后把3支树脂锚固剂逐支送入眼底。
随后把锚杆插入锚杆眼内,使锚杆顶住锚固剂,外端套上注锚杆器。
使用风动锚头带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,直到锚杆达到设计深度,搅拌旋转时间在20~30s,方可撤去锚头,卸下注锚杆器,上好托盘,拧紧螺帽。
12min后,拧紧螺帽给锚杆施加一定的预紧力,拧紧力矩不小于120N·m,托盘要压紧锚网。
3、锚索支护工艺及要求
①当巷道已进行锚杆支护,锚索位置出来后,用气动锚杆钻机配合中空六角钢钻杆和柱齿钻头施工锚索眼。
②用棉丝将锚索锚固段的杂物擦干净,用塑料封箱胶带将树脂锚固剂与锚索粘牢定位。
③两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔,确保锚固剂送入眼底。
安注锚固剂时必须快凝药卷在上,中凝药卷在下,注意不要用力过猛及不能反复抽拉锚索,应缓缓送入,以防捅破锚固剂。
④锚索下端装上专用锚索搅拌驱动器,再将专用锚索搅拌驱动器尾部插入锚杆钻机上。
⑤一人扶住机头、一人操作锚杆机,边推进边搅拌,前半程用慢速旋转,后半程用快速搅拌,搅拌时间控制在20~30s,确保搅拌均匀。
⑥停止搅拌后,必须继续保持锚索机的推力3min,然后收回锚索机。
⑦10min后先卸下专用锚索搅拌驱动器,装上托盘、锁具,并将其托紧到紧贴顶板的位置。
⑧两人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手托住,然后开始张拉,并注意观察压力表读数,达到设计预紧力(60~80kN)或千斤顶行程结束时,迅速换向回程。
⑨卸下张拉千斤顶(注意用手接住,避免坠落),完成锚索安装。
⑩锚索孔深度误差控制在0~+50mm,锚索外露长度控制在200±100mm。
五、施工方法
巷道采用“钻爆法施工”。
1、掘进采用风钻钻眼、全断面一次起爆。
2、按地测队给定的中线掘进。
3、交接班后,首先对各自的工作地点进行安全检查,发现隐患立即进行处理,确认安全无误后方可开工。
依次进行打眼、装药、爆破等工作。
当工作面炮眼吹散后,由班组长和放炮员进入工作面,由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯和拒爆情况,处理了不安全隐患,确认安全后,打戴帽点柱进行临时支护,然后打锚杆、出矸,以此为一个循环。
六、爆破说明书
(一)全岩巷道炮眼布置图
1、爆破条件
矿井瓦
斯等级
瓦斯矿井
掘进断面
6.75㎡
岩性
(普氏系数)
F=4-6(岩)
钻眼机具
YT-28风钻
炸药种类
三级煤矿许
用乳化炸药
雷管类别
矿用1-5段毫秒
延期电雷管
2、爆破图表
炮眼
名称
眼号
炮眼
个数
炮眼
深度
(m)
炮眼
角度
装药量
(kg)
封泥
长度
起爆
顺序
联线方式
水平
垂直
掏槽眼
1~4
4
1.8
82°
90°
440g×1.5×4
充填
水泡
泥及
黄泥
封实
1
串
联
辅助眼
5~20
16
1.6
90°
90°
440g×1×16
2
周边眼
21~43
23
1.6
90°
90°
440g×2/3×23
3
底眼
44~52
9
1.6
90°
90°
440g×1×9
4
合计
52
76.8
20.39
3、爆破指标
序号
指标名称
单位
数量
序号
指标名称
单位
数量
1
炮眼利用率
%
87.5
5
一循环炮
眼长度
m
76.8
2
工作循环进度
m
1.4
6
掘进一米
炮眼长度
m
54.86
3
一循环实体
岩(煤)量
m3
9.45
7
掘进一米炸
药消耗量
Kg\m
14.56
4
掘进一米
岩(煤)量
m3
6.75
8
掘进一米雷
管消耗量
发\m
37.14
炮眼布置图
1:
50
说明:
1、本炮眼布置采用菱形掏槽方式。
2、本炮眼布置图为全岩巷道情形下使用。
3、本炮眼布置图中周边眼布置与巷道轮廓线预留150mm预留层钻眼。
4、本炮眼布置形式及装药量在施工现场可根据围岩揭露实际做适当调整。
正向装药结构图
(二)全煤巷道炮眼布置图
1、爆破条件
矿井瓦
斯等级
瓦斯矿井
掘进断面
6.75㎡
岩性
(普氏系数)
F=1.5(煤)
钻眼机具
YT-28风钻
炸药种类
三级煤矿许
用乳化炸药
雷管类别
矿用1-5段毫秒
延期电雷管
2、爆破图表
炮眼
名称
眼号
炮眼
个数
炮眼
深度
(m)
炮眼
角度
装药量
(kg)
封泥
长度
起爆
顺序
联线方式
水平
垂直
掏槽眼
1~4
4
1.8
85°
90°
440g×1×4
充填
水泡
泥及
黄泥
封实
1
串
联
周边眼
5~15
11
1.6
90°
90°
440g×2/3×11
2
底眼
16~20
5
1.6
90°
90°
440g×1×5
3
合计
20
32.8
7.19
3、爆破指标
序号
指标名称
单位
数量
序号
指标名称
单位
数量
1
炮眼利用率
%
87.5
5
一循环炮
眼长度
m
32.8
2
工作循环进度
m
1.4
6
掘进一米
炮眼长度
m
23.43
3
一循环实体
岩(煤)量
m3
9.45
7
掘进一米炸
药消耗量
Kg\m
5.14
4
掘进一米
岩(煤)量
m3
6.75
8
掘进一米雷
管消耗量
发\m
14.29
炮眼布置图
1:
50
说明:
1、本炮眼布置采用菱形掏槽方式。
2、本炮眼布置图为全煤巷道情形下使用。
3、本炮眼布置图中周边眼布置与巷道轮廓线预留500mm预留层钻眼。
4、本炮眼布置形式及装药量在施工现场可根据围岩揭露实际做适当调整。
正向装药结构图
七、劳动组织及循环作业
(一)作业方式
采用“三八”工作制度。
全岩巷道每班1个循环,掘进班每班进尺1.4m;全煤巷道每班2个循环,掘进班每班进尺2.8m。
(二)劳动组织图表
工种
班次
直
接
工
辅助工
机
电
维
修
工
班长
验
收
员
跟班
干部
合计
运输
司机
运
料
工
看
风
机
掘进一班
4
4
4
1
3
1
1
1
19
掘进二班
4
4
4
1
1
1
1
1
17
掘进三班
4
4
4
1
1
1
1
1
17
合计
12
12
12
3
5
3
3
3
53
(三)正规循环作业图表
(1)全岩巷道正规循环作业图表
(2)全煤巷道正规循环作业图表
八、辅助生产系统
(一)管线敷设
在掘进施工中电缆敷设在行人道一侧,风水管、风筒敷设在非行人道一侧。
电缆固定在距顶板以下800mm处,每隔1.5m一个固定卡,电缆垂度不超过50mm。
排水管固定在距底板以上400mm处,水管、风管固定在排水管以上,相距200mm,从上而下依次为供水管、压风管、排水管,接口必须严实,不得出现漏风、漏水现象。
风水管距工作面30m范围内使用两寸软管,30m外使用2寸钢管和4寸玻璃钢管,要随工作面及时延长,以备工作面正常用水。
排水管使用6寸玻璃钢管,并紧跟掘进迎头。
风筒吊挂在距顶板以下800mm处,逢环必挂,风筒末端距工作面距离不得超过5m。
管线吊挂图
(二)运输系统(附运输系统图)
出煤系统:
人工攉煤、刮板输送机、胶带输送机出煤。
二-11111工作面探巷一工作面→二-11111改造机巷→二-11111机巷→二-11111机巷外段→二煤运输机上山→主斜井→地面。
运料系统:
人工运送料至工作面。
地面→副斜井→-20m井底车场→二煤轨道上山→-250m井底车场→二II采区上车场→二-11111风巷设备道→二-11111风巷→二-11111切眼→二-11111工作面探巷一工作面。
(三)供水、压风系统(附供水、压风系统图)
从二-11111切眼风水管路距施工地点最近的阀门接入。
(四)瓦斯监测系统(附监测系统图)
从二II采区上车场瓦斯监控分站引入瓦斯监控线,安装瓦斯监测仪,对施工面进行瓦斯监控。
(五)通讯系统(附通讯系统图)
在本巷道距工作面50m位置处安装电话一部,以便于工作需要。
(六)供电系统(附供电系统图)
动力电源及局部通风机电源为原二-11111风巷线路。
1、本工作面计划使用电气设备如下:
①局部通风机二台(一部备用)专线;②胶带输送机三部;
③潜水泵六台(二台备用);④信号、照明等;
⑤刮板输送机三部。
巷道电气设备总容量:
刮板输送机(2×40kw)×3+胶带输送机(2×37kw)×3+潜水泵(287kw)+其它(煤电钻、信号、照明等8kw)≈757kw。
2、支线电缆选择
(1)根据皮带负荷功率,按机械强度查表,初选电缆为70mm²,查表得其长时允许电流为253A,大于皮带机的额定电流81A,故选择合适。
(2)根据风机负荷功率,按机械强度查表,初选电缆为16mm²,查表得其长时允许电流为84A,大于风机的额定电流24A,故选择合适。
(3)根据潜水泵负荷功率,按机械强度查表,初选电缆为70mm²,查表得其长时允许电流为253A,大于潜水泵的额定电流144A,故选择合适。
3、干线电缆选择
(1)动力专线干线电缆选用MY-0.38/0.66KV-3*70+1*25型矿用电缆。
按允许电压损失选择其截面:
①计算支线电缆的电压损失
因胶带运输机线路长并且负荷功率较大,所以应算其电压损失,设胶带输送机效率为0.9,则电压损失为:
Pn为最大负荷功率
Lzl为电缆长度
Vn为电压
②按允许电压损失选择干线电缆截面。
干线电缆的允许电压损失为:
其中,电网的允许电压损失
满足电压损失的最小截面为(取Kde=0.75)
故选择截面为70mm²的矿用电缆。
③按长时允许电流校验干线电缆截面。
干线电缆的最大长时工作电流为(取cos
=1.2)
查表,70mm²的矿用电缆的长时允许电流为Ip=253A>Ica=251A。
所以,确定选用MY-0.38/0.66KV-3*70+1*25型矿用电缆。
(2)水泵专线干线电缆选用MY-0.38/0.66KV-3*70+1*25型矿用电缆。
按允许电压损失选择其截面:
①计算支线电缆的电压损失
因潜水泵线路长并且负荷功率较大,所以应算其电压损失,设潜水泵效率为0.9,则电压损失为:
Pn为最大负荷功率
Lzl为电缆长度
Vn为电压
②按允许电压损失选择干线电缆截面。
干线电缆的允许电压损失为:
其中,电网的允许电压损失
满足电压损失的最小截面为(取Kde=0.75)
故选择截面为70mm²的矿用电缆。
③按长时允许电流校验干线电缆截面。
干线电缆的最大长时工作电流为(取cos
=1.2)
查表,70mm²的矿用电缆的长时允许电流为Ip=253A>Ica=184.3A
所以,确定选用MY-0.38/0.66KV-3*70+1*25型矿用电缆。
(3)风机专线干线电缆选用MY-0.38/0.66KV-3*25+1*25型矿用电缆。
按允许电压损失选择其截面:
①计算支线电缆的电压损失
因风机线路长并且负荷功率较大,所以应算其电压损失,设风机效率为0.9,则电压损失为:
Pn为最大负荷功率
Lzl为电缆长度
Vn为电压
②按允许电压损失选择干线电缆截面。
干线电缆的允许电压损失为:
其中,电网的允许电压损失
满足电压损失的最小截面为(取Kde=0.75)
故选择截面为25mm²的矿用电缆。
③按长时允许电流校验干线电缆截面。
干线电缆的最大长时工作电流为(取cos
=0.7)
查表,25mm²的矿用电缆的长时允许电流为Ip=116A>Ica=2.1A
所以,确定选用MY-0.38/0.66KV-3*25+1*25型矿用电缆。
4、继电保护整定
(1)104275开关QBZ-200过负荷、短路保护的整定:
一部溜子开关(前)电机的过负荷、短路保护的整定值的计算:
电机:
Pe=2×40KW,Ie=81.3A
①过负荷保护,整定值为:
Iz1=K1Ie=1.2×81.3=97.6A,取100A
②短路保护整定值为:
Iz2=8Ie=8×81.3=650A
③灵敏度系数校验:
满足灵敏度要求。
(2)114270开关QBZ-200过负荷、短路保护的整定:
一部皮带开关(前)电机的过负荷、短路保护的整定值的计算:
电机:
Pe=2×37KW,Ie=81A
①过负荷保护,整定值为:
Iz1=K1Ie=1.2×81=97.2,取100A
②短路保护整定值为:
Iz2=8Ie=8×81=648A
③灵敏度系数校验:
满足灵敏度要求。
(3)084276开关QBZ-200过负荷、短路保护的整定:
二部皮带开关(前)电机的过负荷、短路保护的整定值的计算:
电机:
Pe=2×37KW,Ie=81A
①过负荷保护,整定值为:
Iz1=K1Ie=1.2×81=97.2,取100A
②短路保护整定值为:
Iz2=8Ie=8×81=648A
③灵敏度系数校验:
满足灵敏度要求。
(4)124101开关QBZ-200过负荷、短路保护的整定:
三部皮带开关(前)电机的过负荷、短路保护的整定值的计算:
电机:
Pe=2×37KW,Ie=81A
①过负荷保护,整定值为:
Iz1=K1Ie=1.2×81=97.2,取100A
②短路保护整定值为:
Iz2=8Ie=8×81=648A
③灵敏度系数校验:
满足灵敏度要求。
(5)104246开关QBZ-80N过负荷、短路保护的整定:
二部溜子开关(前)电机的过负荷、短路保护的整定值的计算:
电机:
Pe=2×40KW,Ie=81.3A
①过负荷保护,整定值为:
Iz1=K1Ie=1.2×81.3=97.6A,取100A
②短路保护整定值为:
Iz2=8Ie=8×81.3=650A
③灵敏度系数校验:
满足灵敏度要求。
(6)迎头溜子开关QBZ-200过负荷、短路保护的整定:
三部溜子开关(前)电机的过负荷、短路保护的整定值的计算:
电机:
Pe=2×40KW,Ie=81.3A
①过负荷保护,整定值为:
Iz1=K1Ie=1.2×81.3=97.6A,取100A
②短路保护整定值为:
Iz2=8Ie=8×81.3=650A
③灵敏度系数校验:
满足灵敏度要求。
(七)通风系统(附通风系统图)
1、局部通风系统设计
①施工过程中采用压入式通风。
局部通风机采用双局部通风机、双电源、三专两闭锁,能实现自动倒台。
②安全监测设施,甲烷传感器悬挂在风筒对帮距工作面不小于5m处,距顶板不大于300mm,距帮不小于200mm;当瓦斯浓度达到0.75%时,自动报警,当瓦斯浓度达到0.8%时,自动断电;在紧靠工作面风筒的对帮悬挂便携式甲烷检测仪。
2、局部通风机安装在二-11111风巷外段处,距回风口大于10m,向工作面供风。
3、通风路线:
①新鲜风流
地面→副斜井→二煤运输机上山→二-11111风巷外段→局扇→二-11111风巷→二-11111切眼→二-11111工作面探巷一工作面。
②乏风流
二-11111工作面探巷一工作面→二-11111切眼→二-11111风巷→二-11111风巷设备道→二Ⅱ采区上车场→二Ⅱ采区轨道下山→北风井→地面。
4、风量计算及局部通风机选型
序号
项目
计算及内容说明
1
按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q瓦×K掘通=100×0.72×1.5=108m3/min
Q掘……掘进工作面所需风量m3/min
Q瓦……瓦斯平均绝对涌出量0.72m3/min
K掘通……一般取1.5~2.0取1.5
2
按掘进工作面最大炸药消耗量计算
Q掘=(7.37~25)×A=7.37×20.39=150.27m3/min
Q掘……同上;
A……一次最大装药量kg取20.39
3
按掘进工作面实际需要风量计算
Q掘=60V*S*Kt=60×0.25×6.25×1.10=103.125m3/min
Q掘……同上
Kt……温度调整系数1.1;
S……巷道掘进净断面积6.25m2;
V……煤巷半煤岩巷道允许最大风速取0.25m/s
4
按工作面最多人数计算
Q掘=4N=4×36=144m3/min
Q掘……同上
N……掘进工作面同时工作的最多人数
5
按
风
速
验
算
通过计算Q掘取用210m3/min值。
V×S掘〈Q掘〈240×S掘
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