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签字

日期

矿长

技术副矿长

安全副矿长

机电副矿长

生产副矿长

作业规程学习和考试记录:

负责人:

传达人:

队别:

贯彻时间

听传达人

姓名

成绩

鉴字

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

本《作业规程》掘进巷道为21601工作面运输巷。

二、掘进目的及用途

回采21601工作面,满足回采时的通风、行人、运输、管线敷设的要求。

三、巷道设计长度和服务年限

设计长度:

运输巷420m

服务年限:

0.6年

四、预计开竣工时间

本掘进工作面自2009年8月开工,2009年10月底完工。

第二节编写依据

采区设计说明书及批准时间

1、根据云南省地质大队1964年1月向云南省组委会提交《清水沟(6—I。

)井田详细资料》。

2、根据〈云南省煤矿作业规程编制〉范本。

3、依据曲靖上市煤炭设研究院3万t/a扩建为9万t/a的矿井步设计和安全设施设计,并审查通过(曲煤规〔2004〕3号文和曲煤安监字〔2005〕88号文)。

2008年12月完成矿井投产应收。

4、依据〈〈煤矿安全规程〉〉、行业管理部门的文件精神、本矿采掘实际、煤矿安全评价条件和煤矿安全质量标准化标准的要求编制。

第二章地面位置及地质情况

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采区开采情况表1

表1井上下对照关系情况表

水平、采区

+1860m水平南二采区

工作名称

21601运输巷

地面标高/m

+2115

井下标高/m

1860

地面相对位置建筑物、小井及其他

地面相对位缓坡地段,无建筑物设施及其他等。

井下相对位置对掘进巷道的影响

本掘进工作面垂距上方40米为我矿C9煤层采空区。

有有老窑水,因此,开工时必须先放水,后施工

邻近采掘情况对掘进巷道的影响

本工作面东翼为F6-3断层,西翼为总回风巷,南北两无采掘活动。

第二节煤(岩)层赋存特征

该面16煤厚1.8m,局部夹矸0.15m,煤层以块状为主,粉未状次之,煤层透气性差。

该面煤层总体呈单斜状,煤(岩)层状走向90°

——95°

,煤层特征见表2、表3。

表2煤层特征情况表

指标

数据

备注

煤层厚度/m

1.8

煤层倾角/(°

3~5

煤层硬度/f

﹤1.5

煤层层理

中等发育

煤层节理

自然发火期/d

绝对瓦斯量/(m3.min)

-

煤尘爆炸指数

地温/℃

24

瓦斯含量/(m3.t—1)

地压

表3煤层顶底板情况表

顶板

顶板名称

岩石类别

硬度

厚度/m

岩性特征

基本顶

粉细砂岩、砂质泥岩

﹤6

4.8.

自西向东由粉细砂岩过度为砂质岩,粉细砂岩含菱铁、致密,坚硬

直接顶

泥岩

﹤3

1.79

粉砂岩:

灰色含植物化石碎片及菱铁质结核

伪顶

炭质泥岩

﹤2

0.7

灰黑色,仅局部发育

底板

直接底

2.3

性脆、吸水膨胀,局部夹泥岩

基本底

附图1:

煤岩层综合柱图第三节地质构造

该块优总体为近水平煤层,根据邻近21501工作面揭露资料和地质资料,该面本段地质构造条件相对简单。

21501运输巷施工中揭露的落差在11m左右。

断面情况见表4.

表4断层情况表

序号

断层名称

性质

走向/(°

倾向/(°

倾角/(°

落差/m

对工程的影响

1

F6-3

正断层

30

120

65~75

0~8

有很大影响

第四节水文地质

1、该面16煤直接顶为泥岩,基本顶为粉细岩及砂泥岩,受地质构造作用,局部砂岩裂隙发育,预计对生产影响较小。

2、该掘进工作面无钻孔。

3、该面上方为21501工作面采空区,探放采空区应严格执行“有疑必探,先探后掘“的原则。

4、根据21501工作面水文地质情况,预计该面掘进无钻孔水和断层水。

第三章、巷道布置及支护说明

第一节、巷道布置

21601运输巷首先在南翼集中运输巷里开口,按方位角93°

掘进工运输巷,再按同一方位角掘进一条配风巷与运输巷并行掘进。

总工程量为960m。

附图2:

21601运输巷平面布置图

第二节、巷道断面支护设计图

本掘进巷道采用锚网支护,断面为梯形,顶宽2400mm、底宽3600mm、高2400mm。

附:

巷道设计断面图。

第二节矿压观测

根据《锚杆支护技术规范》的要求,设施工巷道要进行顶板离层唯物论测、顶板的两帮移近量监测、锚杆和锚索载荷监测,观测内容、目的及手段同见表5。

表5矿压观测内容、目的及手段览表

观测内容

观测目的

测试手段

巷道表面位移

监测巷道相对变形量,从而判定稳定性

锚杆、测枪

2

顶板离层

监测顶板稳定状况骸时采取安全措施

离层指示仪

3

锚杆受力

检测锚杆强是否合适,以调整密度

锚杆液压枕

4

螺母拧紧力矩

检查锚杆安装质量

扭力扳手

顶板离层监测每隔50—100m处,巷道表面位移监测设置3—5处,锚杆、锚索承载监测设置1—2处,螺母拧紧力矩每班必须抽查,所需仪器量见表6。

表6观测仪器一览表

名称及规格

数量

测杆(或测枪)

待完善

40套

後感型锚杆瘁压枕

72套

3个测面(待完善)

锚杆斩计(20t)

4台

5

2把

为准确掌握巷道围岩的变形规律,在掘进开始时应及时进行巷道围岩表面位移观测。

第三节支护设计

一、巷道断面

运输巷采用锚矸网支护,断面为梯形,上底(2.4m)+下底(3.6m)高为2.4m.

附图3:

巷道支护断面图(略).

二、支护方式

(一)临时支护

锚索巷道临时支护,采用带帽点柱,点柱规格为直径不小于16cm、长3m根新鲜圆木,点柱不少于2根.顶板破碎时,同时采用带木垫板的锚杆进行临时支护,每排不少于3根锚杆,锚杆规格为Φ20mm×

2000mm,木垫板板规格(长×

宽×

厚)为500mm×

300mm×

70mm。

附图4:

临时支护、剖面图(略)。

(二)永久支护

采用锚索网支护方式用为永久支护,支护材料为等强螺纹钢锚杆、菱形金属网、M5型钢带、钢筋梯、木垫板等材料。

三、支护设计

(一)设计方法

根据目前的情况,由于我矿计划采用的机掘、全锚网支护属于新工艺、新技术,本矿工人无专业技术和经验,因此,从河北聘请了相关专业人员(掘进机司机、锚工、电工等)6人。

对我矿职工进行现场培训。

计划培训时间为6个月。

结合已施工巷道锚索网巷道的经验,采用工程类比法进行该面锚杆支护设计。

(二)21601运输巷支护设计

根据21601工作面运输巷在现有的支护强度下,应尽可能增加有效断面,以满足支加架安装、通风、行人、运料多于及安全需要。

为此,21601工作面掘进运输断面设计为梯形巷道(底宽3.6m+顶宽2.4m)×

高2.4m)有效断面7.2m2.

(三)支护参数的设计

21601工作面运输巷顶板支护设计为:

锚索+锚杆+M5型钢带+金属网联合支护。

1、顶板采用4根无纵筋螺纹预拉力锚杆加4000mm长M5型钢带,菱形金属网联合支护,锚杆长度为2000mm,直径Φ20mm,间距为840mm,排距为800mm,采用加长锚固方式,每根采用一节K2335快速树脂药卷和一节z2355中速树脂药卷,顶部锚杆不低于150Nⅰ·

m。

菱形金属网规格为100mm×

3000mm,采用8号铁丝编制。

2、巷帮采用3根/帮,螺纹钢预拉力锚杆加轻型钢带及金属网支护,锚杆长度为2000mm,直径为Φ1800mm,间距为750mm,排距为800mm,采用加长锚杆固方式,每根锚杆采用一节K2335快速树脂药卷和一节金属z2355中速脂药卷,两肓窝锚杆仰角15°

,最下面俯角15°

,帮部锚杆扭矩不低于100N·

m。

帮部菱形金属网规格为100mm×

3、顶部每两排锚杆布置1根锚索,锚索有效固长度4000mm,每根锚索采用z2355中速树脂药卷和1节K2355快速树脂药,间距为2000mm,初锚力6~8t。

4、超前锚杆采用Φ20mm×

2000mm等强锚杆,每排2~3根。

(四)质量标准与检查

质量标准与检验见表7

表7质量标准与检查

项目

设计尺寸、数量

允许偏差

巷道净宽(中宽)/mm

3000

合格

优良

巷道净高(中高)/mm

2400

锚杆扭矩/N·

m

>

150

符合设计

100

锚杆间排距/mm

840×

800

—100~+100

750×

—50~+50

锚杆锚固力/KN

50

锚杆角度/(°

见附图4

±

锚杆外露长度/mm

合格<

60,优良<

中间锚索间排距/mm

2000×

1600

锚索角度/(°

锚索锚力/KN

6~8

锚索外露长度/mm

300

≤300

第四节支护工艺

1、施工顺序:

安全检查(顶板、瓦斯、工程质量、探头位置)→综掘机切割→敲帮问顶→打带帽点柱→出货→施工锚杆眼安装锚杆→收尾整理工程质量。

2、掘进落煤、出煤,掘进循环进尺800mm。

3、安装顶板锚杆

(1)进行临时支护:

铺设钢筋网,上钢带。

(2)施工顶板锚杆孔:

采用2台单体锚杆个别机按糟钢功钢带孔位由巷道两帮向中间施工锚杆眼,巷道顶板锚杆孔深长2500mm。

(3)送树脂药卷:

穿过槽钢或钢带孔眼向锚孔装入K2335和z2355树脂药卷,作装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。

(4)搅拌树脂:

用搅拌接头将钻机与锚杆销钉螺母连接起来,然后升起钻机推广锚杆,当钻机升到锚杆顶板岩面时,停止升个别机,搅拌20~30s后停机。

(5)紧固锚杆:

60s后再次启动钻机边旋转边推进,锚杆螺母在钻杨的带动下剪断定位销,托盘快速压紧顶板后,使锚杆具有较大的预拉力,钻机输出扭矩大于或等于120N·

m,最后在掘进头采用人工加扭的方式将扭矩增加至150N·

m以上。

4、安装帮锚杆:

(1)两帮连接金属网,铺设锚条或轻型钢带。

(2)按设计部位施工巷道帮锚杆孔:

采用QJ45帮部钻机,2000mm长钻杆,Φ27mm钻头,打2000mm深钻孔。

穿过锚条孔眼向锚杆孔装入1节K2335和1节Z2355树脂药卷,用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。

用连接套将煤电钻或QJ-45帮部钻机与锚杆螺母连接起来,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,将螺母中的定位销剪断,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100N·

5、安装顶板锚索:

中间锚索可滞后迎头3-5排。

安装顶板锚索。

施工顶板眼:

施工眼深度为4000mm.

送树脂药卷:

向孔内装入1节K2335和3节Z2355树脂药卷,用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。

搅拌树脂:

用搅拌接头将单体锚杆钻机与钢绞线连接起来,然后升起钻机推进钢绞线,边搅拌边推进,直至推入孔底,停止升钻机,搅拌20s后停机。

张拉钢绞线:

10min后用张拉千斤顶张拉钢绞线,预紧力为60kN.

安装完毕,进入下一个循环。

6、锚索网支护技术要求:

(1)钢带规格为长3m的M5型钢带,顶锚杆为ф20mm×

2000mm等强锚杆,帮部锚杆为ф20mm×

2000mm等强锚杆,锚索规格ф18mm×

4000mm的钢绞线。

(2)锚杆角度锚杆垂直于顶部及巷帮,顶板及两帮两端锚杆以75°

向顶帮打入。

(3)顶部金属网规格为1000mm×

3000mm,帮部金属网规格为1000mm×

3000mm.金属网搭接200mm,用铁丝联网,联网扣间距200mm.

(4)顶帮锚杆托盘必须紧贴岩面,锚杆扭矩达到设计要求。

(5)顶、帮部锚杆每眼使用K2335及Z2355树脂锚固剂各1卷,K2335锚固剂在眼底。

锚索每眼使用K2335树脂锚固剂1卷及Z2355树脂锚固剂3卷,K2335锚固剂在眼底。

(6)锚杆、锚索搅拌时间为20-30s,搅到眼底后必须保持推力2min后才能松下锚杆钻机,锚杆开始预紧,锚索开始张拉前必须找平眼口,锚索预紧力不小于12t。

(7)锚杆必须做拉力试验,煤巷必须做顶板离层监测。

(8)当巷道顶板比较完整时,除顶部锚杆支护紧跟迎头外,顶部锚索支护可以滞后迎头5-8排、两帮锚杆支护可以滞后迎头2排;

当巷道顶板变差时,施工单位应根据现场实际情况,顶部锚索支护应紧跟迎头1排,两帮锚杆支护滞后迎头的距离也可适当缩小。

(9)顶板破碎、压力大时,采用ф20mm×

2000mm等强锚杆进行超前管理顶板。

(10)顶部和帮部锚杆的间排距均为800mm×

800mm,并采用10号的金属网腰帮背顶(当顶板变差时,顶部应采用10号的金属网)。

(11)当顶板比较完整时,顶板每两排施工2根ф18mm×

4000mm的锚索,锚索的间排距为3000mm;

当顶板变差时,施工单位应根据现场实际情况,在两排之间再增补1-2根锚索用以加强支护。

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。

(12)施工单位要经常巡查巷道顶板情况,发现断锚断索时要及时补充。

第四章施工工艺

第一节施工顺序

1、机掘方式掘进。

2、首先完善通风系统和风水管路和出料进料系统。

3、然后调整好刮板输送机、带式输送机。

4、根据地测科给定的开门位置,在运输巷开始施工。

第二节掘进作业

1、掘进方式及设备:

机掘。

2、掘进机最大、最小循环进尺及掘刨头切割方法。

掘机最大循环进尺900mm,最小循环进尺800mm。

掘刨头切割方法:

顶板岩性好时,一般由巷道底部向顶部切割,如附图5所示;

顶板较破碎时,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,如附图6所示。

3、设备及工具配备:

为了确保运输巷快速掘进,工作面必须装备与13槽煤巷掘进相适应的EBZ-75型掘进机及其相配套的出煤运输设备DZQ/7.5带式输送机、SSJ-500带式输送机、SGW-40T刮板输送机),同时要配备3台大功率MQT-85型锚杆钻机(2台使用,1台备用)和2台ZM-60型帮部锚杆钻机,另外要配备ф18mm的锚杆涨拉仪及ф20mm锚杆拉力计各2台(1台使用,1台备用)。

设备及工具配备情况见表8。

图5

图6

附图5顶板岩性好时掘进刨头切割方法示意图

附图6顶板岩性破碎时综掘刨头切割方法示意

表8设备及工具配备情况

设备名称

型号

用途

掘进机

EBZ-75型

掘进

曲动锚杆钻机

MQT—85

施工眼

帮部风动钻机

ZM—60

刮板输于送机

SGW—40T

出煤

带式输送机

DZQ/7.5

SSJ—500/30

第五章生产系统

第一节通风

本掘进工作面掘进通风采用JBT—52(2x15kw)局部风机通风,局扇安装位置距回风口不得小于10m。

供风量不得小于824立方米/分,选用直径为600毫米的风筒,根据《规程》规定下列要求分别计算,并取其中最大值。

(一)、风量计算

1、掘进:

(1)按瓦斯涌出量算

Q掘=100QCH4/C×

K=100×

1/1×

1.5=150m3/min

(二)按炸药量计算

Q=25Am3/min=25X12.6=315m3/min

(三)按人员计算

Q掘=4N=4×

16=64m3/min

(四)按局部通风机实际吸入风量计算.

最多时有两个掘进工作面,每个工作面用1台2x15KW的局扇供风,共有2台局扇,根据经验确定每台局扇的吸入风量为Q吸=350m3/min,为保证局扇不产生循环风,局扇的吸入口至掘进巷道口之间的最低风速V掘小=0.25m3/s则每个掘进工作面的风量为:

Q掘=Q吸﹢V小S=350﹢60×

0.25×

4.8㎡=422m3/min

根据工作面的风量要求,进行局部通风机风筒规格选型,并进行工作面风量计算:

按最低风速运算:

岩巷掘进工作面的最低风速为:

(Q掘运)

U掘=Q掘/60XS掘=422/60X7.2=0.97m/s

4>U掘>0.25m/s

Q岩掘≥9XS岩掘m3/min

Q岩掘≥9X7.2/60

1.08>0.25m/s

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