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深灰色贝壳状断口层状岩层

注:

f—岩石坚固性系数

附煤层综合柱壮图(1:

50)。

1

煤层柱状图

 

二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级,发火期,煤尘爆炸指数

该煤层瓦斯绝对涌出量为0.48m3/min,相对涌出量为2.49m3/t,属低瓦斯矿井;

该煤层自然倾向性为容易自然;

煤尘爆炸指数Vd为36.38%,有煤尘爆炸性。

第三节地质构造

本区地层为单一倾斜构造,煤(岩)层产状稳定,走向东西,倾向南,倾角8°

-14°

根据上部1#、3#层巷道实际揭露,火成岩侵入体活动较频繁,对巷道开拓布置影响较大;

预计该工作面在掘进60m时见火成岩侵入体。

第四节水文地质

本区未专门做水文地质工作,根据矿井开采实践,矿井正常涌水量30m3/h,矿井主要涌水通道为第四系松散层和基岩、风化裂隙,还有地表水,裂隙孔隙承压水。

矿井涌水量受大气降水影响较大,雨季涌水量明显增大。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

巷道起点位置为距离右三片车场2号点向下延深120m;

巷道方位188°

坡度10°

,标高由-23.5m~-65m。

在掘进过程中如发生地质变化时及时上报生产技术部门,及时补充作业规程。

工程平面位置见图2

第二节支护设计

一、巷道断面

该工程断面形状为矩形。

巷道断面:

S毛=5.5m2,S净=4.6m2。

巷道坡度:

10°

巷道断面见图3、巷道临时支护见图4。

二、支护方式

(一)、临时支护

采用吊挂前探支架作为临时支护,前探梁由8kg/m的两根钢轨制作,长度为4m,间距不大于1.3m,用金属锚杆固定,吊环形式为倒梯形,每根前探梁不少于2个吊环。

前探梁必须及时跟头,其最大控顶距离为1.5m,前探梁上用2块规格为(长×

宽×

厚)=1500mm×

200mm×

150mm木方接顶。

工程平面位置图

巷道断面图。

巷道临时支护图

(二)、永久支护

巷道采用树脂锚杆喷浆支护,锚杆采用等强度螺纹钢锚杆,锚杆间、排距为1.2m×

1.2m。

每根锚杆采用2卷树脂锚固剂锚固。

喷浆所用水泥为425号普通硅酸盐水泥,砂为纯净的河砂,石子直径不大于15mm,并用水冲洗干净,混凝土中水泥:

沙:

石子配合比为1:

2:

2。

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—杆体锚入稳定岩层的深度,一般按0.5m;

L2—杆体锚在巷道中外露长度,一般取0.1m;

其中:

H=B/2f=2.5/2×

4=0.31m

式中B—巷道开掘宽度,取2.5m;

f—岩石坚固系数,取4。

则L=2×

0.31+0.5+0.1=1.22m

2、锚杆间、排距计算,间排距相等:

a=[Q/KHr(1.8~1.5)]1/2

a=[50/(2×

0.31×

25×

1.8)]1/2

a=1.33

式中a—锚杆间排距,m;

Q—锚杆设计锚固力,50kN/根;

H—冒落拱高度,m;

r—被悬吊砂岩的密度,取25kN/m3;

K—安全系数,取K=2。

a=1.2m。

通过以上计算,选用16mm的等强度螺纹钢锚杆,锚杆间、排距为1.2m。

锚杆打设后及时进行初喷,初喷厚度为50mm,复喷厚度50mm,复喷后总厚度为100mm。

复喷距离工作面不得超过6m。

当围岩稳定性较差时,锚杆间、排距缩小至1.0m,洒水养护时间不少于28小时。

(三)锚索加强支护

巷道永久支护后,施工过程中,根据围岩变化情况或在施工交叉点及过断层时要采用锚索加强支护,锚索间、排距2m。

1.确定锚索长度:

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0.5m

Lc—上托盘及锚具的厚度,取0.2m

Ld—需要外漏的张拉长度,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15.24mm;

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≥2×

15.24×

1883.52/4×

10=1435.24mm≈1.44m

则L=1.44+0.5+0.2+0.35=2.49

设计取锚索长度为2.5m。

锚索间、排距取不大于锚索长度的1/2,取1.25m。

(四)、锚杆支护质量求

1、巷道净宽、净高要求中线至任一帮距离误差0~+100mm,无中线测全宽或全高误差0~+200mm;

2、锚杆间、排距1.2m×

1.2m,允许误差±

100mm;

3、锚杆方向垂直于岩层面,最小不小于750;

4、锚杆托板紧贴岩壁,不得松动;

5、锚杆外露不超过50mm;

6、锚固力不少于50kN。

第三节支护工艺

一、支护材料

1.锚杆及锚固剂:

锚杆采用5A5钢制成的等强度螺纹钢锚杆,直径16mm,长度为1600mm。

每根锚杆均用2见树脂锚固剂固定,锚杆外露长度为50mm,树脂锚固剂直径为25mm,巷道采用树脂锚杆喷浆支护,锚杆采用等强度螺纹钢锚杆,锚杆间、排距为1.2m×

2.喷浆所用水泥为425号普通硅酸盐水泥,砂为纯净的河砂,石子直径不大于15mm,并用水冲洗干净,混凝土中水泥:

二、锚杆安装工艺

1、打锚杆眼

(1)首先要认真敲帮问顶,及时用长柄工具撬掉危岩,确认安全后方可进行工作。

打眼时必须站在临时支护下进行作业。

(2)打眼前,要根据中腰线检查断面的规格是否符合设计要求。

不符合要求时,必须处理。

(3)打锚杆眼使用锚杆机、风钻打眼,锚杆机钻头直径为27mm;

风钻钻头直径为32mm。

使用锚杆机打眼时先送水、后送风,停锚杆机时要先停风、后停水。

(4)打完眼后,要用压风把眼内的集水、岩粉清理干净。

打眼深度为1.6m,锚深1.55m。

锚杆外露长度小于50mm,与岩壁尽量垂直,夹角不小于750。

2.安装锚杆

(1)安装锚杆前,先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度,看孔深是否符合要求,孔深不够时,应重新打眼达到要求为止。

(2)安装锚杆后,上好托板,将螺母用气扳机拧紧。

(3)锚杆的托板要紧贴岩壁,如岩壁不平时,先用风镐找平,在安装锚杆。

(4)两人配合用锚固剂顶住锚固剂缓缓送入钻孔,确保锚固剂全部送到孔底。

安注药卷时必须快凝药卷在上、缓凝药卷在下,然后用锚索钢绞线顶住树脂锚固剂轻轻送入,注意不要用力过猛,以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。

(5)一人扶住机头、一人操作锚杆机,变推进变搅拌,前半程用慢速旋转,后半程用快速搅拌,搅拌时间控制在230-30s,确保搅拌均匀。

(6)停止搅拌后,必须继续保持锚杆机的推力约3min,然后收回锚杆机。

(7)10min后先卸下专用驱动器,装上托梁、托盘、锚具,并将其托到紧贴顶板的位置。

(8)锚杆的锚固力不得低于50kN/根;

锚索锚固力不低于200kN。

(9)锚索孔误差控制在0~+30mm;

外露长度控制在≤350mm。

(10)锚索按装48h后如发现预紧力下降,必须及时补拉。

(11)张拉时发现锚固不合格的锚索,必须立即在其附近补打合格的锚索。

(12)锚索支护材料每米用量:

钢绞线1根,锁头1个,钢梁头1个,锚固剂2块。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、巷道施工方法

1.严格按标定巷道中腰线。

2.施工前必须对工作地点10m范围内的巷道支护进行检查加固,并将各种管路、电缆落地、掩护好。

3.施工前,按要求安设局扇、接好风筒,准备号各种支护材料。

4.喷浆要求初喷厚度50mm,复喷厚度50mm,达到设计总厚度100mm。

第二节凿岩方式

1、本规程巷道采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。

2、打眼使用ZQS22/2.0(7655)凿岩机和MQT-120/5型锚杆机打眼;

风源来自地面空压机房,L2—10/7型空压机一台,通过2寸压风管路输送到工作面。

3.降尘方法:

湿式打眼、水泡泥装药、爆破前洒水、爆破后开放水幕。

第三节爆破作业

巷道所在岩层均为砂岩,较坚硬,故采用楔型掏槽。

炸药使用矿用二级硝胺炸药,瞬发雷管起爆。

起爆使用MFd-100型防爆发爆器起爆,联线方式为串联。

平巷炮眼布置见图5、装药布置见图6;

第四节装岩及运输

一、装岩方式

巷道掘进过程中,工作面采用人工装岩(煤)。

二、运输方式

施工中采用1吨V型矿车运输,工作面调度绞车运输,斜井串车提升。

第五节管线及轨道敷设

在掘进施工中,所敷设的电缆、供水和供风管路等均应按规定的位置吊挂牢固整齐。

1、风、水管路接头要严密,不得漏风、漏水。

供风和水管路使用2寸铁管,供水管路使用2寸铁管,距工作面20m范围内使用1寸胶管。

2、轨枕扣件齐全、牢固并与轨型相符,轨道接头间隙不得大于5mm,高低和左右错差不得大于2mm,鱼尾板螺栓安装要(一反一正)。

3、轨枕规格和数量符合标准要求,间距偏差不得超过50mm。

4、轨距上偏差为+5mm,下偏差为-2mm。

5、木枕采用柞木、松木、杉木、榆木等,必须进行防腐处理。

6、轨道选用规格尺寸:

轨道为15kg/m轨型。

7、道碴和轨枕要求:

(1)轨枕铺好后,道心要填平、砸实。

(2)轨枕要垂直轨道中心线。

(3)铺轨轨枕配置要求:

道轨型号要统一(15kg/m),每节8m,即每节钢轨下铺枕数量为(14—17)根,且轨枕间距:

(接头轨枕间距、过渡轨枕间距、中间轨轨间距)分别为(440mm、603mm、760mm)。

(4)道夹板、道压板必须上齐平光垫、弹簧垫、螺栓、螺母,并且紧固牢实,不得松动。

(5)道心禁止填煤块、木块。

(6)加强回风上山临时轨道铺设质量,保证运输安全。

8、水沟要求

(1)水沟为梯形,净尺寸:

上宽350mm,下宽300mm,中高350mm。

(2)水沟布置在人行道一侧;

(3)永久水沟用混凝土现浇,水沟断面为半梯形。

水沟上面设置钢筋混凝土预制盖板,盖板顶面与道渣面平齐;

(4)水沟一侧的掘进面距棚腿不应小于300mm,水沟中心线距轨道中心线不应小于1100mm。

第六节设备及工具配套

设备及工具配套情况表3

序号

设备工具名称

型号

单位

数量

备注

A组

B组

局部通风机

FBDN05/5.5×

2

2台

馈电开关

KBZ-400

3

凿岩机

7655

1台

风煤钻

ZQS22/2.0

分站

BFDZ-Z2N

6

锚杆机

MQT120/5

7

开关

QBZ-80

4台

8

QBZ-80N

9

自动转换开关

QBZ-2×

80

10

信号电源

ZZ8L-4.0

11

液压钻机

ZLJ-400

12

调度绞车

JD-11.4

13

潜水泵

7.5kW

炮眼布置图

装药布置图

第五章生产系统

第一节通风

施工过程中采用压入式通风方式,局部通风机安设在四右一片上部15米处。

一、掘进工作面风量计算

独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别计算,并选取其中最大值。

1、按瓦斯涌出量计算:

Q=100×

k=100×

0.48×

1.8=86.4m3/min

式中Q—掘进工作面实际需要的风量,m3/min;

100—单位瓦斯涌出配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值;

q—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min;

此外工作面的q为0.48m3/min;

k—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,此处取1.8。

2.按炸药量计算:

Q=25×

A=25×

3.6=90m3/min

式中:

25—每1kg炸药爆炸不低于25m3的配风量;

A—掘进工作面一次爆炸的最大炸药用量,此处规定A=3.6kg。

3.按人数计算:

Q=4×

n=4×

12=48m3/min

式中4—每人每分钟不低于4m3;

n—掘进工作面同时工作的最多人数,此处n=12。

4.按局部通风机的实际吸风量计算:

Q=Q局×

I=160×

1=160m3/min

式中Q局—掘进工作面局部通风机的实际吸风量,m3/min;

FBD№5/2×

5.5型局部通风机吸风量为160-240m3/min,取160m3/min;

I—本掘进工作面同时通风的局部通风机台数为1台,同时备用一台。

所以,掘进工作面实际需要风量取以上计算的最大值160m3/min。

二、局部通风机、风筒规格选型

1、局部通风机吸风量的确定

Qf=Qj/(60×

φc)=120/(60×

90%)=2.22m3/s=133m3/min

式中Qf—局部通风机吸风量,m3/s;

Qj—掘进工作面需要风量,m3/s;

按炸药计算量为120m3/min;

φc—风筒有效风量率,%;

取φc=88%。

2、根据局部通风机吸风量133m3/min,选用FBDNO5/5.5×

2型局部通风机可以达到要求。

3、风筒采用抗静电、阻燃风筒,直径φ485mm。

风筒要吊挂平直,缓慢拐弯,保证风流畅通。

三、掘进工作面风量验算

1.按最低风速验算:

半煤巷掘进工作面最低风量为

Q半≥q×

S半=15×

4.8=67.5m3/min;

式中q—按半煤巷掘进工作面最低风速的换算系数,取q=15;

S半—掘进断面积,S半=4.5m2。

2.按最高风速验算:

半煤巷掘进工作面最高风量:

Q半≤240×

S半=240×

4.5=1080m3/min;

式中240—换算系数;

S半—断面积,4.5m2。

3.按掘进工作面温度和炸药量:

炸药量/kg

<5

5-20

温度/℃

6以下

16-22

23-26

<16

需要风量(m3/min-1)

40

50

60

温度为16℃、炸药量在5kg以下时风量为50m3/min。

4.按有害气体浓度验算:

回风流中瓦斯或二氧化碳不得超过1%,即

Q=p瓦/Q掘≤1%  

式中Q—掘进工作面需要风量,m3/min;

p瓦—瓦斯绝对涌出量,m3/min;

则Q≥p瓦/1%=0.48/0.01=48m3/min;

掘进工作面需风量160m3/min满足以上4个条件,所以选用FBDNO5/5.5×

2型风机两台,一台运行,一台备用。

四、局部通风机安装地点

安装局部通风机的地点设四右三片车场上部15米处,此处全风压风量大于局部通风机吸风量,且可以保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风口之间的最低风速。

通风系统图见图8

第二节压风

风源来自地面空压机房,选用L2-10/7型一台。

自空压机机房用3寸压风管路送到工作面。

机房风压为0.7Mpa,工作面风压不小于0.6Mpa。

压风系统:

地面空压机房→主井→四右三片→风井下山掘进工作面。

第三节综合防尘

防尘水源:

地面静压水池及2寸铁质管路。

自地面静压水池→轨道下山分别2寸压风铁管和1寸胶管送到工作面。

隔100m安设一个三通,工作面外设4道喷雾。

在距工作面6-15m内安设防爆喷雾,距工作面60m没设一道隔爆水袋。

采用湿式打眼、使用水炮泥、爆破喷雾、装岩洒水、冲刷岩壁、净化风流等综合防尘措施。

第四节防灭火

该工程采用风钻湿式打眼,金属树脂锚杆支护,爆破喷雾降尘。

该工程防火的重点是电缆和人为火灾。

防火水源来自-地面静压水池管路→轨道下山,经2寸管路和1寸管路接到工作面。

防火系统:

主井→四右三片→风井→回风下山掘进工作面。

防止煤炭自燃必须坚持预防为主、综合治理的原则,采取有针对性的技术措施。

采用湿式打眼、使用水炮泥、爆破喷雾、装(煤)岩洒水、冲刷岩壁、净化风流等综合防尘措施。

(1)对通风系统进行优化,减少通风阻力。

(2)在断层及破碎煤层的附近堵塞漏风通道。

(3)在巷道掘进贯通时,力求一次掘透,以缩短因局扇增压造成采空区漏风的时间。

(4)各工作面实行并联通风。

(5)风门、调节风窗、风桥等构筑物选择在支架完整、煤壁坚实的地点。

(6)杜绝明火、电火、违规爆破、机械摩擦及物体碰撞。

(7)矿井必须在井上下设置消防材料库。

消防材料库储存的材料、工具的品种和数量应符合有关规定,并定期检查和更换。

材料、工具不得挪作他用。

(8)利用一氧化碳传感器测量气体浓度及发热体温度,进行预测预报。

(9)对沿煤巷道经常进行气体分析工作,当气体含量减少,二氧化碳增加,并出现一氧化碳,且含量逐渐增高,及时采取措施。

通风系统图

第五节安全监控

一、便携式甲烷报警仪的配备和使用

矿管理人员、技术员、爆破工和流动电钳工等下井时都必须携带甲烷报警仪,对所经过的路线和地点进行瓦斯检测。

放炮员每次放炮时进行“一炮三检”工作,并做好记录;

班组长应把常开报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧,随时对工作地点进行瓦斯检测;

电钳工在检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度,有报警信号时必须停止作业、进行处理。

二、甲烷传感器的配备和使用

掘进工作面采用KYJ-2000型甲烷传感器,通过右三片上部监控分站与地面安全监控系统相连。

由于本矿为低瓦斯矿井,按规定只设置掘进工作面的甲烷传感器。

甲烷传感器距工作面顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm,且该处巷道顶板要坚固,无淋水,不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。

按照《煤矿安全规程》规定,报警浓度设为大于或等于1%CH4,断电浓度设为大于或等于1.5%CH4,复电浓度设为小于1%CH4,断电范围掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。

安全监控设备必须定期进行调试、校正,每月至少1次。

甲烷传感器、甲烷检测设备,每7d必须对甲烷超限断电功能进行测试。

安全监控设备发生故障时,必须及时处理。

在故障期间必须有安全措施。

必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常,使用便携式甲烷报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照,并记录和检查结果报检测值班员;

当两者读数误差大于允许误差时,先以读数较大者为依据,采取安全措施并必须在8h内对两种设备调校完毕。

第六节工作面供电设计

该矿井供电电源引宝矿变电所为专用电源、分别引自宝矿变电所专用线、备用线,并实现高压双电源切换。

井下供电变压器:

S9-160/10(10kV/0.4kV)二台,其中一台运行,一台备用。

工作面供电电压等级为380V,,井下供电线路:

橡套阻燃电缆[MA]MY3×

70+1×

25(400m),双电缆入井至生产水平。

工作面设备配置详见(设备及工具配套表2)。

工作面供电设计如下:

一、工作面供电电缆的选择

电缆截面的选择(按允许长时负荷电流选择电缆截面的计算)

选择电缆截面一般采用经济电流法计算,即实际流过电缆的工作电流必须小于或等于所允许的长时负荷电流,其基本公式为:

Ⅰg≤Ⅰy

Ⅰg——实际流过电缆的工作电流,A;

Ⅰy——空气温度为+25℃时,电缆长时允许负荷电流,A。

则电缆实际工作电流如下:

Ⅰg=P·

1000/(31/2·

Ve·

cos¢)

P=Kx·

∑Pe=0.4×

(11.4+11+3.0+5.5+7.5+4.0)=16.96kW

Ⅰg=16.96×

1000÷

(1.732×

380×

0.6)=42.9A

P——干线电缆所供负荷的计算功率,kW;

∑Pe——干线电缆所供多台负荷的总功率,kW;

Kx——需用系数;

炮采工作面取Kx=0.4~0.5、非掘进机掘进工作面取Kx=0.3~0.4

cos¢——平均功率因数一般取0.6~0.8;

Ve——电网额定电压,380V。

根据计算可选择工作面供电电缆为:

[MA]MY3×

50+1×

25.160m。

经查表该电缆长时允许负荷电流为Ⅰy=173A,则所选电缆截面能满足该工作面供电负荷的要求。

二、矿用低压隔爆开关的选择

根据《煤矿安全规程》规定,各种不同类型的矿用低压开关,应按沼气等级和有无煤(岩)爆炸危险及其使用地点的通风条件来确定使用范围。

1、矿用隔爆型自动馈电开关适用于有沼气突出和煤尘爆炸危险的矿井及采区变电所和工作面配电点,作为控制保护低压配送电线路使用,是一种带有自动脱扣装置的真空(或空气)开关,当线路发生短路和漏电等故障时,能自动切断供电电源,则该工作面总电源开关选用KBZ9-400型真空馈电开关。

2、真空隔爆型磁力启动器,主要用于煤矿井下远距离控制和保护三相鼠笼式异步电动机的,可以在有沼气和煤尘爆炸危险的地方使用。

其选择的原则:

磁力启动器的额定电压必须大于或等于受控电动机的额定电压,其额定电流应大于或等于受控电动机的最大工作电流,同时要根据过流保护的需要,对过流继电器选定适当的整定电流值,必须具有良好的隔爆性能及可靠的过载和短路保护装置。

则该工作面电动机的启动开关选用QBZ型真空隔爆型磁力启动器。

开关设备选型详见附图--本工作面供电系统示意图。

三、本工作面馈电总开关过流保护装置的整定

低压电网中控制开关过电流继电器动作电流的整定应满足如下两个要求;

一是被保护设备通过正常最大工作电流时保护不应动作,二是被保护设备发生最小两相短路电流时保护应能可靠动作,且可靠动作系数(即灵敏度)大于(或等于)1.5。

1、低压真空馈电开关的过流

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