8100轨道巷.doc
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8100轨道巷.doc
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第一章概况
第一节概述
一、工程名称
本掘进巷道名称八煤层8100轨道巷。
二、掘进目的及用途
构成8100工作面生产系统,用于出煤和进风。
三、工程设计施工长度及服务年限
工程施工长度总计285米,现已有温州工程处施工了30米,该段完工后是8100机巷,
服务年限:
至采区报废。
四、预计开、竣工时间
根据工程施工安排,本掘进工作面预计2010年9月开工、2010年10月底竣工。
第二节编写依据
一、设计说明书及批准时间
矿井初步设计及《杨营煤矿采掘工程布置图》、《杨营煤矿8100轨道巷布置图》、《杨营煤矿8100轨道巷支护图、断面图》。
二、矿压观测资料
根据三维勘探资料及目前已施工的现场情况,8100轨道巷范围内地质条件较复杂,解理较发育,煤层走向变化较大,前方已探明一F15断层。
三、有关法律法规
《矿山安全法》、《煤矿安全规程》(2010年版)、《煤矿安全技术操作规程》、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》(MT5009-94)、《矿山井巷工程施工及验收规范》(GBJ213-90)及《掘进工作面作业规程编制大刚和说明》等。
四、有关安全管理制度
《矿建技术管理规定》、《井巷工程质量及验收管理规定》、《矿建“一通三防”安全管理规定》等。
第二章地面位置及水文地质情况
第一节地面相对位置
8100轨道巷位于工业广场外东南部,西邻副#车场,北临东翼轨道大巷,东和南都是未开采的区段,地面是农田。
第二节水文地质条件
东翼轨道大巷长度为630.043m,依次穿过8下煤底板粉砂岩、8下、8下煤顶板泥岩、粉细砂岩互层、细砂岩、粉砂岩、三灰及三灰顶板泥岩、细砂岩。
具体岩性见综合地质柱状图
东翼大巷由西向东岩层倾向渐变为东北向,倾角为20°左右。
东翼大巷中部揭露F15断层,走向45-225°,落差10m,F21断层,走向135-315°,落差10-20m。
根据基岩段的岩性特征、裂隙发育程度、简易水文以及流量测井反映的情况,整个基岩段中划分为5个含水层。
即:
风化基岩及其以下砂岩含水层(Ⅰ含);三灰含水层(Ⅱ含);八灰及底板砂岩含水层(Ⅲ含);九灰及底板砂岩含水层(Ⅳ);十灰+岩浆岩含水层(Ⅴ含)。
各含水层的特征叙述如下:
(1)风化基岩及以下砂岩含水层(Ⅰ含)
井筒附近埋深496.1~559.3m,厚63.20m。
该含水层中风化细粒砂岩,上部受风化为浅黄色、土黄色,近垂直裂隙发育,局部颗粒偏粗,泥矽质胶结和泥质胶结,下部灰黑色、深灰色,受风化部分为灰黄色,垂直裂隙发育,泥质胶结。
风化砂岩以下细砂岩为浅灰色,近垂直裂隙发育,局部岩芯破碎,泥质胶结。
简易水位一般在10.5~34m之间,冲洗液消耗量在6.64~31L/min之间,一般在21~24L/min间。
该含水层含水较弱,为二期工程的间接充水含水层。
(2)太原组三灰含水层(Ⅱ含)
含水层厚5.40m。
裂隙发育,裂隙面水蚀为黄色,下部致密坚硬。
简易水位在该段变化较大,见三灰前孔深612.22m水位20.80m,孔深614.42m变为孔口涌水,孔深619.08m水位3.5m;冲洗液消耗量的变化与简易水位明显对应,孔深612.22m消耗量为35.43L/min,孔深614.42m,孔内涌水212.6L/min,孔深619.08m消耗量为涌水53.15L/min。
由此可见,该含水层富水性较强,是井巷的主要直接充水含水层。
施工钻孔15个,钻进工程量675m,扫孔工程量547.25m,注入水泥1226.14吨,食盐6130.7kg,三乙醇胺613.07kg,水玻璃0.191T。
注入单液水泥浆共1605.6m3,水泥-水玻璃双液浆共0.61m3。
第二序次钻孔单孔水量均小于2m3/h,检查孔单孔水量均小于1m3/h,注浆压力均为15~16MPa,泵量为30~40L/min,符合规范要求。
(3)八灰及其底板砂岩含水层(Ⅲ含)
由一层灰岩和一层砂岩组成,总厚度7.40m。
灰岩为薄层灰岩,岩性致密,近70°左右斜裂隙发育;砂岩为泥质胶结,细粒砂岩,近70°左右斜裂隙发育。
简易水位在5.8~6.1m间变化;冲洗液消耗量在该孔段一般在2.95~8.18L/min之间。
可见,该含水层段含水性较弱。
是井巷的直接充水含水层。
井底车场已揭露八灰,涌水量为0.5m3/h。
(4)九灰及其底板砂岩含水层(Ⅳ含)
由一层灰岩和一层砂岩组成,总厚度10.20m。
灰岩厚0.83m,为薄层灰岩,岩性致密,见溶蚀现象,裂隙较发育,裂面见方解石细脉;砂岩总厚7.60m,泥质胶结,裂隙不发育。
简易水位在5.5~6m间变化,一般在5.7m左右;冲洗液消耗量在该孔段为3.5~35.43L/min间,一般在10.6L/min左右,说明该含水层段含水性相对较强,是井巷的直接充水含水层。
前期井筒施工打钻孔已揭露九灰,涌水量为1m3/h.
(5)十灰+岩浆岩含水层(Ⅴ含)
由一层灰岩和一层岩浆岩组成。
总厚度17.8m。
灰岩厚6.20m,为厚层灰岩,岩芯较完整,局部裂隙较发育;岩浆岩厚11.20m,中细粒结晶结构,局部裂隙发育,局部破碎。
简易水位在5~6m间变化,一般为5m;冲洗液消耗量在该孔段为13.58~44.29L/min间,一般在31L/min左右,说明该含水层段含水性较强,是井巷的直接充水含水层。
根据以上水文地质情况及该巷道在岩层中所处的位置,矿井5个主要含水层中,主要影响巷道掘进有两个,II含水(三灰水)和III含水(砂岩含水),预计巷道掘进时最大涌水量32m3/h,掘进时要加强防治水的管理,在过SDF15断层时要提前打钻探放水,补充措施另编。
第三章巷道布置、断面及支护形式
第一节巷道布置
(一)施工区域的平面图(示意图)
(二)巷道形状和断面尺寸
(三)施工方法
1、采用EBZ--160型综掘机掘进,链板机、胶带机、1T矿车出货,巷道支护形式以锚带网索支护为主,当地质变化时可采用架型棚支护,措施另编。
多工序平行交叉作业,一次成巷的施工方法。
2、施工迎头煤层变薄或遇构造,综掘机无法掘进时,采用钻爆法施工,措施另编。
3、综掘机切割方法:
1)顶板岩性较好时,一般由巷顶底部向巷道底部切割,跟腰线按+5‰掘进,跟煤层顶板掘进,当煤层走向发生变化时,综掘机在跟煤层转向时,转向要缓和不能太快,以免影响综掘机的正常使用和铁路的铺设,但要确保煤层在巷道内。
综掘机切割巷道后成型要帮直顶平(顶板的自然倾向),如煤层部分松散,可预留300mm的人工刷头。
4、巷道宽度:
中线至任何一帮的距离:
合格-50—200mm:
优良:
0—200mm。
5、高度:
梯形巷道中高:
合格-50—200mm:
优良:
0—200mm。
6、坡度:
合格:
±1%;优良:
±0.5%
1)顶板岩性好时,应先从巷道顶部切割,如下图:
2)当顶板岩性较破碎时,应先从巷道底部切割,切割到顶后要立即架设前探梁,及时护好顶板。
如下图:
(四)支护方式
1、支护类型
锚带网索支护
2、支护材料及规格尺寸、参数
⑴锚带网索支护:
净宽3.6m,(净)中高2.6m
顶部采用3600×290×3㎜W型钢带,高帮采用3600×290×3㎜W型钢带,低帮采用2400×290×3㎜W型刚带;顶部和帮部支护的锚杆采用Ф20×2400㎜左旋预应力螺纹高强度锚杆,每孔装K2550树脂药卷2卷,顶部锚杆间排距80×900㎜;高帮锚杆间排距900×900㎜,低帮锚杆间排距800×900㎜;800×800㎜;锚杆锚盘为150×150×8㎜钢板;顶、帮采用规格为¢6mm的元钢1400×1000㎜、网格100×100㎜的电阻焊金属网过顶腰帮;网片与网片之间的压茬为100mm,用12#的铁丝间隔200mm连接,锚索为Ф17.8×6300㎜钢绞线,每孔3支K2350树脂药卷,锚索间排距1600×2700㎜,锚索锚盘为200×200×10㎜的钢板。
3、临时支护
采用金属前探梁作为临时支护,前探梁为3根不少与4米长的4寸钢管或者用不少于15KG/m的钢轨,每根前探梁用不少于2个吊环固定在锚杆上,然后用方木把顶板接实,方木规格1200×150×50mm。
1).平面图:
2).断面图:
永久支护:
永久支护到迎头,支护后最大空顶距不大于300mm。
永久支护的质量要求:
1)锚杆¢20×2400mm,杆体及配件的材质、品种、规格、强度、结构必须符合设计要求。
2)钢绞线¢17。
8×6300mm,材质、规格、结构、强度必须符合设计要求。
3)锚固剂:
树脂药卷锚杆用K2550,锚索用K2350。
4)安装质量:
密贴壁面楔紧。
5)抗拔力:
40KN。
6)锚杆间排距:
顶部800±100mm,帮部900±100mm。
7)锚索间排距:
1600×2700mm±100mm。
8)孔深:
锚杆2350mm(0~+50mm),锚索6000mm(0~+200mm)。
9)角度:
锚杆方向与井巷轮廓线角度≤20°。
锚索方向与井巷轮廓线角度≤5°
并且根据岩层倾角及时调整角度。
10)外露长度:
锚杆露出托盘15--50mm,锚索露出托盘200--300mm。
11)锚杆的初锚力不低于260N.m,锚索的锚固力8—10T。
12)平面图
13)剖面图:
第四章施工工艺
(
一、掘进方式
1、综掘:
一掘一锚,正常情况下一刀进度两排1.8米,当地质条件变化及顶板破碎时,一刀进度0.9米。
2、截割巷道断面的正确原则是:
先软后硬,自下而上,先两两帮后顶板的切割顺序,综掘机司机的另一帮切割时,要有一名技术好经验丰富的人站在安全的地点指挥切割头的切割,以保帮直。
3、综掘机施工的工艺流程:
安全检查→标定中腰线→试车→进刀割煤出煤→安全检查→临时支护→照巷中打中部顶锚杆眼、铺网、联网→上刚带、打其余顶锚杆眼→手镐或者风镐刷帮、铺联帮部网、打帮部锚杆→打锚索。
4、出煤路线:
8100轨道巷迎头→综掘机→可弯曲刮板机→1T矿车→副#车场→副#下口→地面
5、进料路线:
地面料场→副#→#底车场→8100轨道巷→迎头。
二、施工设备一览表:
设备名称
型号
数量
用途
综掘机
EBG-160
1
割煤
局扇
2×30Kw
2台)
供风
锚杆机
MQT-85
6
打顶部锚杆及锚索
运输设备一览表
设备名称
型号
数量
用途
皮带机
SSJ800-40×2
2台
出煤
刮板机
40T
1台
出煤
绞车
25Kw
4台
运料
电瓶车
5T
1台
运料
三、供电、供水、排水、压风系统
①供电系统图(见附图)。
②供水路线:
地面水池→副井→#底车场→8100轨道巷→8100掘进头。
迎头
③排水路线:
迎头→8100轨道巷→现在经#底车场水路→主#水窝→主#水窝水排到地面,等主#装备结束,水排到#下外水仓,再有大泵从副#排到地面。
④压风系统:
地面压风机房→副井→#底车场→8100轨道巷轨→8100迎头。
四、施工工艺
1、施工机具
1)顶部锚杆、锚索眼用气动式单腿锚杆机配Ф28mm钻头施工。
2)帮部锚杆眼使用YT—28风锤或者使用帮部锚杆钻机施工。
3)锚杆预应力由锚杆钻机、预应力扳手进行。
4)锚索安装及张拉手动锚索张拉仪。
2、施工工序:
1)综掘:
交接班→安全检查→切割(出货)→安全检查→联网上钢带、临时支护→打顶(帮)部锚杆眼及锚索眼→帮部联网上钢带→安装顶(帮)部锚杆及锚索。
3、锚杆施工工艺
1)接班准备:
进行安全检查、设备检查与维护、材料准备;
2)掘进落煤、出煤:
综掘机割煤、出货;
3)锚杆施工:
铺网按中线上W型钢带进行临时支护,根据设计锚杆眼的深度,按W型钢带的眼位用锚杆机由巷道中间向两帮打锚杆眼,用组装好的锚杆将2卷K2550树脂药卷送入锚杆眼内,用锚杆机带动锚杆搅拌30~45秒(送入孔底后搅拌时间不小于10秒),约3分钟后用锚杆机拧紧螺母垫片变形为止。
接着按照钢带眼位,打其它眼孔完成顶部锚杆的全部安装。
帮部锚杆采用煤电钻施工,与顶部锚杆平行作业,用同样的方法完成帮部锚杆安装。
1小时后用预紧力扳手对安装好的锚杆进行再次预紧和检验,顶帮部锚杆扭矩不小于260N.m。
4、锚索施工工艺
按照设计眼位,用单体锚杆钻机和组合钎套按设计的孔深打眼、清孔,向眼内依次装入3卷K2350树脂药卷,用锚索送入眼底锚杆机卡紧锚索的另一端旋转钻机带动锚索搅拌眼内药卷45秒(送入孔底后搅拌时间不小于15秒),搅拌结束后2分钟,卸下钻机。
半小时后上锚索锚盘及锁具,最后用手动锚索张拉仪张拉锚索,张拉预紧力8—10T。
第五张劳动组织
1、工作制度:
“三八”制,多循环一截割一锚。
2、劳动组织表:
综掘劳动组织表
工种
出勤人数
在册
人数
备注
一
二
三
合计
跟班队长
1
1
1
3
班长
1
1
1
3
综掘机司机
1
1
1
3
掘支工
8
8
8
24
辅助工
4
4
4
12
跟班机电工
2
2
2
6
链板机司机
1
1
1
3
胶带机司机
4
4
4
12
局扇司机
1
1
1
3
机电检修工
10
7
7
打料工
6
6
总计
19
19
32
70
73
3、主要经济技术指标表
项目
单位
指标
巷道支护种类
(锚梁网)
每日计划循环数
个
16
循环率
%
90
日进度
M
14.4
圆班出勤数
个
70
工效
m/工
0.205
锚杆消耗量
根/m
14.4
钢材消耗量
T/m
坑木消耗量
M3/m
金属网
㎡/m
12
附作业循环图表:
第六章通风系统
一、通风方案
本掘进工作面采用局部通风机通风,通风方式为压入式通风,最长供风距离为600米。
二、通风设备选型计算
1、掘进工作面风量计算;
(1)按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:
Q=100qK=100×1×1.5=150m3/min
Q=66.7qK=66.7×1×1.5=100m3/min
式中:
Q------掘进工作面实际需要风量,m3/min;
100------单位瓦斯涌出量配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值;
66.7——掘进巷道风流中二氧化碳浓度不超过1.5%所换算的常数。
q----------掘进工作面平均绝对瓦斯(二氧化碳)绝对涌出量,取1m3/min;
K---------瓦斯(二氧化碳)涌出不均衡通风系数,取1.5。
(2)、按每班最多工作人数计算:
Q掘=4×N=4×40=160m3/min
式中:
Q掘—掘进工作面实际需要风量,m3/mim;
4—每人每分钟应供给的最低风量,m3/mim;
N—掘进工作面同时工作的最多人数,取每班最多工作人数为40人。
3、按巷道最低风速计算:
Q岩≥9S=9×10.8=97.2m3/mim
Q煤≥15S=15.6×10.8=162m3/mim
2、计算局部通风机风量
根据以上计算出的工作面所需风量Q最大值,确定局部通风机风量(Qf)
Qf=ρQ=1.25×252=315m3/mim
式中:
ρ---风筒总漏风调整系数,取1.25~1.45
3、计算局部通风机全风压(hft)
hft=(R1+R2+R3+R4)QQf
=(49.6+1.18+0.0035+0.25)×4.5×5.63=1293
R1=6.5aL/d5=6.5×0.0025×1000/0.85=49.6
R2=nξjγ/2S2=100×0.34×0.0173/2×0.52=1.18
R3=∑ξbγ/2S2=0.1×0.0173/2×0.52=0.0035
R4=0.1/d4=0.25m
式中:
a---风筒的摩擦阻力系数,N·s2/m4,查表取值得0.0025
L---风筒长度,取1000m
d---风筒直径,取0.8m
n---风筒接头数,取100
ξj---每个接头的局部阻力系数,取0.34
γ---风筒中的空气密度。
0.0173Kg/m3,
hft---局部通风机的工作风阻,N·s2/m8
S---风筒断面积,取0.5m2
ξb---转弯的局部阻力系数,取0.18
4、选择通风机
根据以上通风机风量和全风压值(Qf=315m3/min,Hft=1293pa),结合局部通风机特性曲线,同时考虑到综掘机在煤巷的掘进进度,选择用FBD2×30型对旋局部通风机,φ800mm型风筒。
三、局部通风机安装地点和通风系统
1、局部通风机安装地点
局部通风机安设在副#东门距水仓外12米处新鲜风流中,掘进工作面设置双风机、双电源,要确保主备局扇能自动切换,并瓦斯电、风电闭锁。
2、通风系统
1).进风风流:
地面新鲜风→副##筒→马头门→#底车场→8100轨道巷→迎头
2).回风风流:
迎头→8100轨道巷→主#与#底车场联络通道→主#马头门→主#→地面
附:
通风系统平面图通风机安装示意图
第七章安全技术措施
一、施工前准备工作:
1、巷道拨门施工前必须编制掘进作业规程,并将批准后的掘进作业规程及相关规程、
措施和规定组织贯彻到每一位作业人员,作业人员必须签字并经考试合格后上岗。
2、施工前必须建立健全通风、防尘、供电、运输、排水、通讯、瓦斯监测监
控等系统。
3、施工前按照作业规程设计要求,做好支护材料、设备、工器具等生产准备
工作。
4、施工前各种安全设施必须完全到位。
二、拨门、贯通管理
(一)拨门管理
1、迎头已有温州工程处施工了30米,在综掘机施工前,要对迎头向外5米巷道的顶板进行补强,在原支护间补打锚索。
2、严格执行敲帮问顶制度。
3、严格按照巷道腰线按5‰坡度施工,队技术人员每天必须对腰线进行向迎头标定,标定的方法是在高帮墙上每间隔10米打一炮眼,然后用木楔刹紧,再在木楔上打上小钉,做为腰线点,项目部测量人员每隔40—50米必须用仪器校线。
(二)贯通管理
1、贯通前20m(机掘时50米),项目部测量人员必须及时进行实测贯通,控制好方位和标高,并交底到队技术员及队长。
2、贯通前20m,施工单位必须对贯通点附近15m范围内支架进行加固维护,加固方式可采用补打三心锚索或一梁三柱双托棚。
3、在贯通前20m技术人员必须做大样图,每班标定进尺情况。
4、施工距透窝点10m时,每小班必须向调度室汇报进度。
5、施工距透窝点5m时,应先探后掘。
6、贯通前20m,施工单位必须安排好警戒截人工作。
7、贯通期间,施工单位必须管理好局扇,加强被贯通点及施工作业地点的通风、检查瓦斯管理。
8、贯通前,施工单位必须认真检查被贯通点的水源情况,有水时必须将水排尽后方可贯通。
9、贯通前,通风人员应做好通风系统调整准备工作。
10、在通风人员做好通风系统调整工作后才能贯通。
贯通后施工单位及时合茬收尾。
11、巷道贯通必须另补贯通安全措施。
三、顶板管理
(一)一般规定
1、严格执行敲帮问顶制度,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,由外向里加强带帽柱支护后方可继续施工。
2、每次进入工作面前,班长必须认真检查工作面附近的顶板、支护等情况,发现问题及时处理,确保安全无隐患后才能进入。
找顶时必须由一名有经验的工人,站在有掩护的安全地点,把危岩活矸或煤块找尽后,才能进行作业。
3、施工过程中应仔细观察顶板、支架变化情况,发现问题及时处理。
(二)临时支护和永久支护要求
1、临时支护必须紧跟迎头,严禁空顶作业。
2、永久支护距迎头最大允许距离为300mm。
3、临时支护采取前探梁护顶,永久支护采取锚带网索。
4、如顶板破碎,巷道压力增大,须经矿生产部及有关职能单位现场鉴定后,可相应缩小排距,也可以架型棚支护。
(三)防治片帮、漏顶措施
1、工作面迎头发生漏顶时,超前临时支护配合超前撞楔护顶。
2、当漏顶空间较大时,采用木垛法接顶。
3、当出现片帮时,空帮处煤岩壁必须打个体锚杆进行支护,外面可做造型再用矸石或木料填实。
4、如发生冒顶,应立即采用木垛法处理,操作如下:
①、所有处理人员必须站在有掩护的安全地点,在退路确保安全畅通后,方可用长柄工具将冒顶部危岩找尽;
②、确认无冒落危险时,抓紧锚网或者架设支架;
③、接顶时,留一人观察顶板,2~3人站在安全地点准确迅速地供应各种材料,接顶时必须接实;
④、处理冒顶时,应在采取护顶料或撞楔的保护下,由外向里,逐段架设支护和搭木垛处理。
在处理冒落区时,必须先对冒落区进行供风,瓦检员现场检查瓦斯浓度,浓度小于1.0%时,才能处理冒顶;
⑤、处理冒顶前,必须撤出迎头全部人员,并清理好退路;
⑥、严格按照“由外向里”的顺序进行。
(四)冒顶的处理
1、处理方法:
采用撞楔法。
2、处理程序
①首先掌握冒顶区的范围;
②然后备足处理冒顶的所有支护材料;
③再加固冒顶区向外15m范围内支架,并补强支护;
④最后采取措施处理冒顶。
3、处理措施与安全注意事项
①在进入冒顶区时,采取撞楔法严格按照“由外向里”的顺序逐架处理;
②所有处理人员必须站在有
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