玉玲矿井重组整合施工组织设计45759177063.docx

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1、Evaluation Warning: The document was created with Spire.Doc for .NET.(此文档为word格式,下载后您可任意编辑修改!)第一章 概 述述第一节 矿区概概况一、交通位位置山西教场坪坪集团玉岭岭煤业有限限公司位于于右玉县东东南元堡子子乡红寺洼洼村南,行行政区划属属右玉县元元堡子乡所所辖。地理理位置为:东经11223730-11223856;北纬394401-394950。井田东南距距北同蒲铁铁路(岱岳岳站)约443公里,西西北距右玉玉县城(油油坊)约332公里,山山(阴)和(内蒙蒙和林)公公路距矿区区2.5公里,公公路、铁路路均可

2、运输输,交通较较为方便。二、地形地地貌井田位于大大同盆地西西缘,洪涛涛山以北,属属山前丘陵陵区,地势势平缓,井井田内总体体表现为南南高北低,最最高点位于于井田东部部土梁,海海拔为15527.80m,最最低点位于于西北部的的大沙沟河河漫滩上,海海拔为14427.0m,相对对高差1000。80m。三、河流水水系井田属海河河流域永定定河水系,桑桑干河支系系。区内无无常年性河河流,只在在井田中部部分布一条条较大沟谷谷大沙沟沟,平时一一般干涸无无水,仅雨雨季时有短短暂洪水排排泄,向西西北汇入元元子河。元元子河雨季季最大流量量达9800m3+5.2)+55.1式中:Hf导水水裂隙带(m)M累计采采厚(m)

3、n煤分层层层数9号煤层平平均厚度77.94m,计算后导导水裂隙带带为82.19m。井田内9号号煤层上距距地表约881m,导水裂隙隙带高度大大于9号煤层距距地表间距距,故地表水水可通过99号煤层导导水裂隙带带导入9号煤层采采空区,对对开采9号煤层产产生影响。在在今后开采采9号煤层时时一定要注注意煤层顶顶板裂隙渗渗水情况的的变化。6.矿井涌涌水量该矿现开采采9号煤层,重重整合组前前实际生产产能力0.30Mtta时,正正常涌水量量为80mm3d,雨季最最大涌水量量为1100m3d。根据富水系系数比拟法法预算当矿矿井生产能能力达到00.9Mtaa时开采9号煤层的的矿井涌水水量:计算公式为为:Q=PPP

4、0Q0式中:P0为现现矿井生产产能力,万万t;Q0为现现矿井涌水水量,m3d;P为扩大大后的生产产能力,万万t;Q为扩大大后的涌水水量,m3d。若矿井生产产能力达到到0.9Mtaa,则开采采9号煤层时时矿井正常常涌水量预预计为2440m3d,最大为为330mm3d。设计考虑黄黄泥灌浆析析出水量225m3,绝对COO2涌出量0.45m3min,为为低瓦斯矿矿井;根据据朔州市煤煤炭工业局局朔煤发2008303号文“关于全市30万吨年以下地方煤矿41对矿井2008年瓦斯行等级鉴定结果的批复”,原山西右玉喜鹊沟煤业有限公司2008年度矿井月产7500t时绝对CH4涌出量1.4m3min,相对CH4涌出

5、量6.72m3t,绝对CO2涌出量2.99m 3min,相对CO2涌出量14.35m 3t,为低瓦斯矿井。山西教场坪集团玉岭煤业有限公司矿井达到0.9Mta时,绝对CH4涌出量为12.73m3min,绝对CO2涌出量27.18m3min,为低瓦斯矿井。3煤尘根据山西省省煤矿设备备安全技术术检测中心心20100年1月28日对山山西教坪集集团玉岭煤煤业有限公公司9号煤层的的检验报告告,9号煤层火火焰长度550mm,抑抑制煤尘爆爆炸最低岩岩粉用量550%,9号煤层煤煤尘具有爆爆炸危险性性。11号煤层层的检验报报告,111号煤层火火焰长度115mm,抑抑制煤尘爆爆炸最低岩岩粉用量440%,11号煤层层

6、煤尘具有有爆炸危险险性。4煤的自自燃根据山西省省煤矿设备备安全技术术检测中心心20100年1月28日对山西教教坪集团玉玉岭煤业有有限公司99号煤层的的检验报告告,9号煤层吸吸氧量为00.56cmm3g,自燃倾倾向性为类,属自自燃煤层。11号煤层的检验报告,9号煤层吸氧量为0.66cm3g,自燃倾向性为类,属自燃煤层。5地温、地地压井田煤层开开采至今,未未发现有地地温地压异异常现象,属属地温、地地压正常区区。六、对井田田地质勘探探程度的评评价1.对勘探探类型和勘勘探基本网网度的评价价按照国土资资源部颁发发的煤、泥泥炭地质勘勘查规范(DZT)规定,山山西教场坪坪集团玉岭岭煤业有限限公司矿井井达到了

7、勘勘探程度。2.地质构构造对开采采影响的分分析该区位于大大同向斜南南部西翼南南缘,根据据钻孔及见见煤点揭露露,以煤层层底板等高高线分析本本区构造为为走向北东东,倾向北北西的单斜斜构造,倾倾角平缓,一一般为1-2。在井田田中部发现现走向南北北,延伸长长18000m,宽80mm的印支期期煌斑岩岩岩脉,未发发现断层和和陷落柱。本本井田地质质构造属简简单类。3。资源对对比的可靠靠性和稳定定性分析及及对开采的的影响本井田的主主要可采煤煤层,依据据岩性组合合,标志层层、层间距距、煤层结结构、煤质质特征,测测井曲线形形态及沉积积特征进行行综合分析析对比,可可以确切的的说主要可可采煤层的的对比是可可靠的,对对

8、比的依据据是充足的的,对开采采影响不大大。4。能利用用资源储量量的复核、验验算,高级级资源储量量的范围、储储量是否满满足设计要要求井田构造复复杂程度属属简单类,9、11号煤层属稳定煤层。根据固体矿产资源储量分类(GBT)和煤、泥炭地质勘查规范(DZT02152002)有关规定,9、11号煤层以1000m作为探明储量基本线距,并外推实际工程点距的12圈定为探明的经济基础储量(111b),以2000m作为控制的储量基本线距,并外推实际工程点距的12圈定为控制的经济基础储量(122b),其余块段及风氧化区边界外推50m估算为推断的内蕴经济资源量(333),能够满足要求。5.水文地地质、瓦斯斯等级、煤

9、煤质分析等等资料的精精确程度及及对开采的的影响9、11号号煤层直接接充水含水水层太原组组砂岩裂缝缝含水层,富富水性较弱弱,但由于于其上覆第第四系孔隙隙水富水性性局部较强强,而且部部分地段与与山西组风风化壳直接接接触,水水力联系密密切,且开开采9号煤层顶顶板导水裂裂缝会上延延到河床之之下的基岩岩剥蚀面,导导通地表水水,第四系系孔隙水又又可通过裂裂缝带向井井下泄流,使使矿井涌水水量增加,9号煤层采空区有积水,故9号煤层水文地质类型为中等。11号煤层最大冒落带高度延伸至9号煤层,且11号煤层采空区有采空积水,故11号煤层水文地质类型为复杂。井田奥陶系系石灰岩岩岩溶裂缝含含水性较强强,岩溶水水水位标高

10、高12044m左右,而而11号煤层层底板标高高为m,均在12204m以以上,不会会受到岩溶溶水的危害害山西教场坪坪玉岭煤业业有限公司司矿井达到到0.9Mtaa时,绝对对CH4涌出量为为12.73m3min,绝绝对CO2涌出量277.18m3min,为为低瓦斯矿矿井。9号煤层火火焰长度550mm,抑抑制煤尘爆爆炸最低岩岩粉用量550%,9号煤层煤煤尘具有爆爆炸危险性性。9号煤层吸吸氧量为00.56cmm3g,自燃倾倾向性为类,属自自燃煤层。由此可以看出,上述情况除了煤层自然发火,其它对开采基本影响不大。6.对地质质资料的评评价1. 查明明了本区构构造为走向向北东,倾倾向北西的的单斜构造造,倾角平

11、平缓,一般般为1-2,井田构构造类型为为简单类。2. 查明明了井田含含煤地层主主要为石炭炭系上统太太原组,含含煤7层,其中中可采煤层层为9、11号煤层层,属稳定定煤层。99、11煤层煤煤类为气煤煤和长焰煤煤,属炼焦焦用煤,也也可作为动动力用煤或或民用燃料料。3. 查明明了9号煤层直直接顶板为为稳定顶板板,老顶为为级老顶。 11号煤煤层直接顶顶板为中等等稳定顶板板,老顶为为级老顶。查明了井田田9号煤层矿矿井瓦斯绝绝对涌出量量0.311.80m3min,相相对涌出量量4.96 8.64m3t,属低瓦瓦斯矿井。9号和111号煤层煤煤尘均有爆爆炸危险,自自燃倾向性性均为自燃燃。4. 查明明了井田99、

12、11号煤层层直接充水水含水层为为太原组砂砂岩裂隙水水层,含水水性较弱,但但存在有大大面积的采采空区。故9号煤层水水文地质类类型为中等等,故111号煤层水水文地质类类型为复杂杂。5. 查明明了井田内内及周边矿矿井采空区区积水情况况,目前来来说井田及及周边煤矿矿没有火区区分布。6.经本次次估算,共共获得井田田9、11号煤层层保有储量量74588中:探明明的经济基基础储量(111bb)45886万t;控制的的经济基础础储量(1122b)25300万t;推断的的内蕴经济济资源量(333)342万万t。探明储储量占总资资源储量的的61.5%。7. 存在在问题及建建议1)9、111号煤煤煤尘均具有有爆炸性

13、,自自燃倾向均均为自然,生生产中应重重视防尘防防活工作。2)采空区区积水是一一大隐患,矿矿井建设必必须坚持“预测预报报、有掘必必探(钻探探)、先探探后掘、先先治后采”原则,加加强探放水水管理工作作。3)煤层开开采可以导导通煤系含含水层及地地表水体,生生产建设中中应有防治治措施,预预防水害发发生。第三节 矿井开开拓一、井田范范围及资源源储量根据20009年11月6日山西省国国土资源厅厅颁发的采采矿许可证证(证号C),批准山西教教场坪集团团玉岭煤业业有限公司司开采9、11号煤层层,井田面面积为6.56099km2,生产规规模0.90Mtta,井田田范围由下下列112个拐点点坐标连线线圈定。见见井田

14、境界界拐点坐标标表3-22-1。表3-2-1 井田境境界拐点坐坐标表(66带)拐点编号1980西西安坐标系系1954北北京坐标系系备注纬距(X)经距(Y)纬距(X)经距(Y)1.30.662.30.683.30.684.30.685.30.696.30.697.30.698.29.699.29.6910.28.6811.28.6812.28.66开采深度:14000m-13310m井田东西长长约3.66kmm,南北长长约2.65kmm,井田面积积6.56099km2。山西教场坪坪集团玉岭岭煤业有限限公司西北北为山西右右玉玉龙煤煤业有限公公司,东部部为右玉县县高山煤矿矿,北部和和东部为南南阳坡煤

15、矿矿,南部为为山西右玉玉教场坪煤煤业有限公公司。井田内批采采煤层9、11号煤保保有资源储储量74.58Mtt。其中探探明的经济济基础储量量(1111b)45.86Mtt,(1111b)占总总资源储量量61.5%,控制制的经济基基础储量(122b)25.3Mt,(111b+122b)占总资源储量95.4%,推断的内蕴经济资源量(333)3.42Mt。矿井保有能利用资源储量汇总表见表3-2-2。煤层煤类资源储量111b122b333蹬空区现保有9QM26.5994.232.46033.28879.992.611QM19.27721.0770.96041.30046.797.7合计QM45.8662

16、5.3003.4274.58861.595.4二、开拓方方案据山西教场场坪集团玉玉岭煤业有有限公司资资源整合初初步设计,矿井采用斜井开拓。在现有的工业场地内,利用原喜鹊沟煤业的主斜井作为资源重组整合后矿井的主提升井,主斜井净宽3.2m,净断面5.90m2,倾角18,斜长438m至11号煤层底板岩石中,掘垂深20m、直径6.0m井底煤仓。装备带式输送机,担负全矿井的煤炭提升任务,敷设人行台阶、扶手,为矿井的进风井和安全出口。在喜鹊沟煤业场地新掘副斜井作为资源重组整合后矿井的辅助提升井,副斜井净宽5.6m,净断面21.30m2,倾角6,斜长979m至11号煤层底板下10m处,采用无轨胶轮车运输,担

17、负矿井的辅助提升、下放大件设备和人员上下任务,为矿井的进风井及安全出口。刷大原玉岭山煤业副斜井作为资源重组整合后矿井的东回风斜井,净宽4.5m,半圆拱断面,净断面16.05m2,倾角18,斜长310m至9号煤层,敷设人行台阶、扶手,为矿井的回风井及安全出口。刷大原喜鹊沟煤业有限公司副井作为资源重组整合后矿井的后期回风斜井,净宽4.5m,半圆拱断面,净断面16.05m2,倾角25,斜长230m,敷设人行台阶、扶手,为矿井的后期回风井及安全出口。根据煤层赋赋存特征,设设一个水平平开拓全井井田9、11号煤层层。主井井筒落落底后布置置一条上仓仓运输巷与与原西运输输巷、原南南运输巷连连接,副斜斜井落底后

18、后向东布置置一条集中中辅运输巷巷分别与99号煤辅运运大巷、南南辅运巷连连接,东回回风井直接接与东回风风巷连接。利用9号煤煤层沿南北北方向布置置的运输、辅辅运、回风风三条大巷巷,开采99号煤一采采区;利用现有有南回风、运运输巷及新新掘南辅运运巷,开采采二采区;沿东部井井田边界布布置三条大大巷,北运运输巷、北北辅运巷、北北回风巷,开开采三采区区。平行公路煤煤柱布置首首采工作面面运输、回回风顺槽。运运输、回风风顺槽分别别与相对应应的大巷直直接沟通。运运输、辅运运、回风大大巷均沿99号煤层布布置。巷道道间距300m,巷道道保护煤柱柱每侧300m。全井田9号煤共划划分三个采采区。第二章 矿井建设设施工准

19、备备工作第一节 矿井工工程的施工工准备条件件一、交通运运输山西教场坪坪集团玉岭岭煤业有限限公司位于于右玉县东东南元堡子子乡红寺洼洼村南,行行政区划属属右玉县元元堡子乡所所辖。井田东南距距北同蒲铁铁路(岱岳岳站)约443公里,西西北距右玉玉县城(油油坊)约332公里,山山(阴)和(内蒙蒙和林)公公路距矿区区2.5公里,公公路、铁路路均可运输输,交通较较为方便。二、供电结合本矿负负荷及周围围电源情况况,并与右右玉电力公公司协商,确确定本矿主主、副井工工业场地各各建10 kV变电电所1座,一一回路电源源引自增子子坊1100kV变电电站10kkV母线段段,一回路电电源引自下下石井1110kV变变电站1

20、00kV母线线段,供电电源源可靠。三、通讯鉴于现代通通信技术迅迅猛发展的的趋势和节节省初期投投资,采用用设置800门电话虚虚拟网点,与与右玉县电电信局之间间建立虚拟拟网,信道道采用光缆缆传输。现有1套HHJD-880门控调调度交换机机来构成矿矿井生产调调度通信系系统。该调度通信信系统以“用户小交交换机”形式与行行政管理通通信系统进进行联网,设设3对中继继线。在主井井口口房、副井井井口房、井井底车场、运运输调度室室、水泵房房、采区泵泵房变电所所、带式输输送机集中中控制硐室室等主要机机电设备硐硐室和采掘掘工作面,安安装电话。井井下主要水水泵房、井井下主变电电所、矿井井地面变电电所和地面面通风机房房

21、、空压机机房的电话话,能与矿矿调度室直直接联系。通信线路的的敷设方式式:井下通通信电缆沿沿主、副井井井筒各敷敷设1条双双钢丝铠装装矿用通信信电缆,两两条电缆互互为备用,并并在井下作作交接。井井下电缆均均采用阻燃燃型矿用通通信电缆,电电话机采用用本安型。工业场地内内建设通信信管道网,场场区内的电电话用户配配线网、本本地计算机机管理网等等弱电线缆缆一律沿通通信管道敷敷设。局部部分支线路路采用直埋埋或沿墙明明敷设方式式。四、供水新打一深水水井,通过过深井泵提提升至地面面高位水池池,作为本本矿井地面面生产、生生活供水可可靠的供水水水源。五、工业场场地的平整整及排水(一)满足足矿区经济济规划、城城镇规划

22、和和总体设计计的要求。满满足生产工工艺和对内内对外运输输的要求,力力求使人货货分流,路路径短捷,作作业方便,减减少相互交交叉和折返返运输。充充分利用地地形,注意意工程地质质条件,因因地制宜地地进行平面面和竖向设设计。考虑虑气象、朝朝向、自然然通风、排排雨水等的的要求,有有利环境保保护,满足足卫生要求求。节约用用地,少压压资源,合合理紧凑地地进行总平平面布置。考考虑防火、防防爆、防震震等要求,确确保安全生生产。(二) 由由于本矿的的工业场地地为已有场场地,原有有地面建筑筑也可以满满足要求,故故填、挖方方量很少。(三) 地地面排水采采用地表自自然坡度排排水与排水水明沟相结结合的方式式。场地排排水坡

23、度及及水沟纵坡坡不小于55,地面雨雨水通过自自流或排水水明沟引入入涵洞或大大沟中,而而后排出场场外。六、工人及及施工材料料的来源(一)工人人施工队伍主主要来源于于中航长城城龙鑫工程程建设有限限公司。(二)材料料来源施工材料主主要有钢材、水泥泥、砂石、木木材等,钢钢材可以在在大同、朔州州市购买,其其它材料可可以就近购购买,就地地取材。施施工设备和和机械施工工单位自备备。七、污水及及碎石的处处理(一)污水水处理工业广场和和生活分别别设置单独独的排水系系统,两系系统的污水水合并后经经沉淀池沉沉淀后排放放。(二)碎石石处理建井期间的的碎石处理理场选择在在煤矿的矸矸石沟中。配配备载重量量10t的的自卸车

24、三三辆,专用用于矿井排排矸。八、施工工工人住宅施工工人住住宅应尽量量利用永久久居民住宅宅和单身宿宿舍,矿建建初期,由由于永久住住宅未能满满足使用,需需在风井附附近设置砖砖混结构的的简易工棚棚,供矿建建初期施工工人员使用用。第二节 施工前前的技术准准备工作一、技术准准备(一)各专专业技术人人员在开工工前熟悉设设计图纸,学学习有关技技术文件及及设备说明明书。(二)健全全施工给织织机构,明明确工作内内容,明确确人员职责责与分工;对施工人人员进行安安全培训。二、工程准准备(一)完成成副斜井实实测、定位位工作,设设置永久性性的经纬坐坐标桩,核核定井筒十十字中心基基桩。(二)生活活服务设施施:修建为为施工

25、服务务的食堂、宿宿舍、浴室室、工业办办公室等生生活服务设设施。有条条件的合理理利用永久久设施。(三)生产产服务设施施:修建为为施工服务务的机修车车间、坑木木加工房、设设备及材料料仓库、炸炸药库房、混混凝土搅拌拌站、油脂脂库等生产产服务设施施,根据需需要尽量利利用永久设设施,必要要时设置临临时建筑。(四)生产产辅助设施施:完成井井筒施工需需要的压风风、通风、提提升、运输输、排矸等等生产辅助助系统,为为井筒施工工做好准备备。(五)材料料及设备:钢材、木木材、水泥泥、砂石等等建筑材料料的采购及及质量检验验;混凝土土预制构件件等半成品品的采购、加加工及质量量检验;主主要施工用用设备的检检验。(六)完成

26、成副斜井明明槽掘砌,安安装为施工工服务的井井口设施。为解决副斜斜井井口覆覆盖层厚、土土质松软、顶顶板不易维维护的困难难,井口采采用明槽开开挖(见明明槽开挖示示意图)。根据测量确确定的斜井井中心线与与起坡点,用用机械和人人工直接开开挖井口顶顶部至斜井井底板土方方,为使明明槽边坡稳稳定,使明明槽形成一一簸箕形,待待井筒下掘掘5-100m再自下下向上一次次砌至井口口,明槽部部分砌碹的的外部应抹抹防水层夯夯填三合土土,然后再再行回填。施工前在井井口四周挖挖排水沟,将将水引至场场外。土方和材料料应堆置在在边坡上缘缘1.0m以外外,弃土堆堆置高度不不应超过11.5m。当当明槽内涌涌水超过33m3,无异常情

27、情况后,方可处理理。5、注浆过过程中,注浆压力力突然上升升时,必须停止止注浆运转转,卸压后方方可处理。6、每次注注浆后,应至少停停歇30mmin,方可提拔拔浆塞,以防高压压浆顶出钻钻杆。7、井筒工工作面预注注浆前,在注浆的的含水层上上方,必须按设设计要求设设置止浆岩岩帽或混凝凝土止浆垫垫。含水岩岩层厚度大大,需采用分分段注浆和和掘砌时,对每一注注浆段,必须按设设计要设置置止浆岩帽帽或混凝土土止浆垫。岩岩帽和混凝凝土止浆垫垫的结构形形式和厚度度应根据最最大注浆压压力、岩石石性质和工工作确定。混混凝土止浆浆由井壁支支承时,应对井壁壁强度进行行验算。9、孔口管管必须按设设计孔位埋埋设牢固,并安设高高

28、压阀门。注注浆前,必须对止止浆垫和孔孔口管进行行耐压试验验,试验压力力必须大于于注浆压力力1Mpaa。10、注浆浆站设在地地面时,井上、下下必须有可可靠的通信信联系。11、制浆浆和注浆的的工作人员员,应佩戴防防护眼镜和和口罩,水泥搅拌拌房内应采采取防尘措措施。12、注浆浆结束后,必须检查查注浆效果果,合格后,方可开凿凿井筒。第四章 开拓巷道施施工组织设设计第一节 支护设设计一、临时支支护采用吊挂前前探支架作作为临时支支护,前探梁由由2寸钢管管制作,长度不小小于3m,间距不小小于3.1m,用金属锚锚杆和吊环环固定,吊环形式式为倒梯形形,每根前探探梁不少于于2个吊环环。吊环用用配套的锚锚杆螺母固固

29、定,所用树脂脂锚固剂不不少于500kN。前探梁必须须及时跟头头,其最大控控顶距离为为2.0m,严禁空顶顶掘进,前探梁上上用2块规规格为(长长宽厚)=1900mmm200mmm150mmm半圆木木和木橼杆杆接顶。二、 永久久支护支护采用锚锚喷支护,排间距均均为8000800mmm,锚杆长度度2.2米,最大空頂頂距为2m。锚杆采用MMYT液压压锚杆钻机机液压锚杆杆打眼,在打锚杆时时要求定点点放线,横竖成行行,排间距允允许偏差100mmm。锚杆杆应尽量与与顶板垂直直,最小角度度不得小于于75。带双帽帽外露小于于20-50mm,每300架锚锚杆进行一一组锚杆拉拉力试验,锚固力不不得小于55吨。1、支护

30、参参数设计:锚杆选用18mmm22000mm的左左旋无纵筋筋螺纹钢等等强锚杆,如遇断层层破碎带时时采用255#U字钢棚支支护。2、支护材材料(1)锚杆杆杆体延伸伸率不低于于15%,屈服强度度不低于3320MPPa,极限强度度不低于5500 MMPa,试验拔力力不低于660KM。(2)托板板,顶托板1000mm100mmm8mm,严禁使用用铸铁托板板。(3)树脂脂药卷选用用,规格23600mmm,树脂药卷卷遇水锚固固力下降330%-770%,在锚固时时不得选在在有含水层层中使用。(4)锚杆杆螺母必须须用加厚的的快速安装装防松螺母母,锚杆尾部部螺纹必须须采用滚丝丝工艺加工工。(5)使用用的锚杆药药

31、卷、螺母母、铁托板板必须经过过出厂检验验合格的产产品。3、施工技技术要求:(1)锚杆杆必须垂直直顶板岩层层面,其夹角不不小于755度。(2)锚杆杆出露长度度2050mmm,托板紧贴贴岩壁,螺母紧力力矩不小于于100NN,锚杆的工工作阻力不不小于800KN。(3)树脂脂药卷23600mmm,每眼一块块,禁止使用用过期药卷卷。(4)对已已安装的锚锚杆必须进进行日常检检验,必须用板板手每日校校验一次,以防有松松动现象,采用锚杆杆拉力机检检验,不合格的的重新打,直至合格格为止。第二节 施工方法一、巷道施施工方法顶板较完整整宜采用全全断面施工工法,即开口处用用锚杆加固固后,临时支护护前探梁,将煤出净净,

32、打锚杆完完成一循环环掘进。二、凿岩方方法岩石巷道采采用岩巷掘进机机施工,煤巷采用用EBJ-120TTP型煤巷掘进机施工工,局扇压入入式供风,开工前首首先要照好好中线,确定巷道道轮廓,中线要求求误差不超超100mmm。掘进进机每刀截截深0.5米,机头由工作作面下刀,由下向上上顺序横向向切割,形成断面面后,将巷道顶顶底按水平平方向、两两帮按竖直直方向进行行修整,使巷道断断面达到设设计要求。 三、装载与与运输装载与运输输方式:掘掘进落下的的煤用转载载机皮带输送送机上,输送机右右侧必须留留有1.5m的人行行道和物料料进出道,各转载点点必须安装装喷雾装置置。四、管路及及轨道敷设设风筒、静压压水管敷设设在

33、巷道的的左帮,监控线、电电缆线信号号、防尘管管敷设在巷巷道的右帮帮。在掘进进施工中所所敷设的电电缆、风水水管路、风风筒等均应应按断面图图中规定的的位置要求求吊挂牢固固整齐。五、照明、通通讯和信号号1、在巷道道右侧留有有不低于11m宽的运运输兼作人人行巷道。2、运输大大巷每500m安装一一盏防爆照照明灯,溜子头、尾尾、皮带机机头,必须完善善声光联络络信号,皮带溜子子开停必须须严格信号号,操作运行行。3、掘进工工作面必须须安装一部部防爆电话话,电话可连连通井上下下各生产场场所和地面面各科室。六、通风在施工过程程中采用局局部通风机机压入式通通风方式,严格按照照煤矿安安全规程中中的有关规规定进行通通风

34、及通风风管理。特特别是在揭揭露煤层前前,严防瓦斯斯异常涌出出,加强通风风,确定施工工安全。第三节 设备及工工具配备主要设备一一览表:序号机械名称数量功率工具名称数量1FBJ-1120TPP掘进机1台190KWW水泵1台2EBZ2000H1台200KWW3QZP-1160B转转载机1部14综保1台411403220液压锚锚杆钻机1台30KW煤锹3把5SJ-8000皮带机机1台240KKW大锤2把6MEW-11.2煤电钻1台1.2KWW镐1把7FBD-5.6 211局扇扇1台22KW撬棍3根8激光仪1台扳手4个第四节 循环环作业 生产产作业采用用“三八”制形式,边掘进边边检修,及时进行行日常检查查

35、和维修,使机器设设备能充分分发挥作用用,在使用过过程中要及及时保养、维维修,以确保正正常运行。循循环进尺11米,每班3个个循环,每日9个个循环。第五章 井底车场场及硐室施工工第一节井井底车场巷巷道及硐室室的施工方方法矿井的井底底车场和硐硐室一般断断面较大,长度较小小,服务年限限较长。因因其用途不不同,形状、规规格、结构构差异甚大大,施工中有有各自的特特点和要求求,而突出的的问题是选选择合理的的大断面施施工方法,做到安全全施工。这这类硐室主主要有主井井系统的煤煤仓、清理理撤煤巷,副井系统统的管子道道、井底水仓仓、主变电电所、水泵泵房等。根据断断面大小的的不同,硐硐室施工方方法可以使使用全断面面施

36、工法、分分层施工法法、导硐施工工法和反井井施工法等。1、煤仓施施工选用反井钻钻机导硐贯贯通,然后后从上往下下扩至设计计断面,边边扩巷边进进行锚喷支支护,人员员上下采用用限速吊盘盘,混凝土土料从上口口下料,掘掘进采用风风钻打眼,光光面爆破,锚锚喷支护。2、清理撒撒煤巷该硐室位于于井底车场场水平,是主风井井短路贯通通线上的工工程,围岩稳定定,采用一次次成硐,锚喷+混混凝土支护护,作好施工工组织工作作,尽量安排排甲级队伍伍施工,加快施工工进度。3、井底水水仓、主变变电所、水水泵房等硐室施工工1)、全断断面施工法法根据硐室的的掘进断面面一次钻眼眼、分次爆爆破,利用矸石石堆作为打打上部眼和和拱顶锚杆杆眼

37、及安装装锚杆的工工作台的掘掘进方法。它它适用于稳稳定和基本本稳定的围围岩情况下下,掘进断面面不大于115m2、高度小小于4m的的硐室和巷巷道。根据围岩的的稳定程度度不同,掘进与锚锚喷的方式式有:(1)围岩岩稳定时,常采用先先掘一锚顶顶后锚帮一一喷的方式式。(2)围岩岩中等稳定定时,可采用两两掘一锚喷喷或三掘一一锚喷的方方式。(3)围岩岩的节理、裂裂隙发育,稳定性较较差时,宜采用一一掘一锚喷喷的方式。必必要时也可可打超前锚锚杆或掘后后先喷一层层砂浆再打打锚杆,然后再喷喷射混凝土土。2)、分层层(台阶工工作面)施施工法将掘进工作作面分成223个分分层(每个个分层的高高度一般为为l-8mm2.55m

38、),上分层(或下分层层)工作面面始终超前前于下分层层(或上分分层)一定定距离,形成分层层(台阶)工作面同同时施工。由由于工作面面的布置方方式不同,可分为正正台阶工作作面和倒台台阶工作面面两种。(1)正台台阶工作面面施工法:将硐室分分成上下两两个分层,先掘上分分层3m5m,放炮后,应及时锚锚喷或架设设临时支架架护顶。然然后上下分分层同时掘掘喷或掘支支。当永久久支护采用用砌碹时,多采用先先墙后拱的的施工方式式。若顶板板不稳定,也可采用用先拱后墙墙的施工方方法。此时时,为了防止止卧底砌墙墙时拱顶下下沉,往往保留留拱基线下下的岩柱不不一次掘出出,待砌墙时时,再逐段用用风镐刷出出;或者在在拱基处用用砌筑

39、小壁壁座以承托托碹拱。每每分层的高高度最大不不应超过33.0m。(2)倒台台阶工作面面施工法:先掘下分分层使其超超前上分层层3m55m,并进行临临时支护。或或将下分层层全长掘砌砌(锚喷)完成后,再由外向向里或掘支支上分层。台阶工作面面施工法应应用在岩层层稳定或比比较稳定的的条件下,正台阶工工作面施工工法,工作安全全可靠,适用范围围广泛,倒台阶工工作面施工工法的挑顶顶爆破效率率高,装岩方便便。3)、导硐硐施工法在松软破碎碎的岩层施施工断面较较大的硐室室时,采用先掘掘进l22条小断面面巷道(导导硐),然后再行行开帮、挑挑顶或卧底底,将其扩大大到硐室设设计断面:并进行永永久支护。导硐的断面面一般为4

40、4m8mm,为便于于工作,高度和宽宽度一般采采小于2mm。根据其其位置和围围岩性质不不同,主要有以以下几种方方式:(1)下导导硐施工法法。导硐位于硐硐室的中下下部并沿底底板掘进,一般导硐硐沿硐室的的全长一次次掘出,然后进行行开帮、挑挑顶,并完成永永久支护工工作.中央下导硐硐施工法适适用于稳定定或中等稳稳定的围岩岩中。但采采用先拱后后墙施工方方法时,也可适用用于围岩稳稳定性较差差、掘宽为为4m55m的硐室室施工。(2)上导导硐施工法法。施工顺顺序。砌碹碹的硐室应应架设临时时支架。若若采用锚喷喷永久支护护,施工会更更简单、安安全。此法法适用在断断面较大,但长度不不大的硐室室中。一般般在导硐中中不铺

41、设轨轨道。该施施工法适用用于不同稳稳定程度的的各类岩层层。(3)两侧侧导硐施工工法。适用用于稳定性性较差的松松软岩层和和掘进宽、高高大于6mm的硐室。采采用砌碹支支护时,首先沿两两帮开掘导导硐,逐步向上上扩大并随随之砌墙,然后掘拱拱、立模砌砌拱,最后清除除中间的岩岩石柱。采采用锚喷支支护时,两侧的导导硐可沿硐硐室全长一一次作出,随掘随支支,然后进行行挑顶并完完成拱部锚锚喷工作,最后清除除中间岩柱柱。大断面硐室室施工中,除选择安安全可靠的的施工方法法,严格按顺顺序施工外外,还应注意意以下安全全技术事项项:(1)加强强顶板管理理是大断面面硐室施工工安全的关关键,必须严格格按作业规规程作业:进入掘进

42、进工作面要要敲帮问顶顶、找掉浮浮矸、危岩岩,不准超过过空顶距作作业,班班检查查,加固临时时支架,保证可靠靠的安全退退路。(2)硐室室各段掘砌砌工作面应应相互配合合、统一指指挥,各工种、工工序平行交交叉作业时时要确保相相互间的安安全施工,如一处放放炮时,硐室施工工人员要全全部撤出,后面挑顶顶、前面的的人员也要要撤出等。(3)严格格工程质量量,不安全不不施工。特特别是采用用砌碹支护护时,不但拱墙墙分砌而且且要分段施施工,加之拱高高、墙高,一定要确确保基础坚坚固,接茬严密密可靠,达到足够够的强度。施施工用的脚脚手架要坚坚固、牢靠靠,用完要及及时拆除,放到安全全地点。(4)做到到一次成巷巷,施工中发发

43、现问题要要及时处理理,不留尾工工。对留设设的岩柱要要妥善保护护,破除岩柱柱时要安全全,不准崩坏坏已完成的的永久支护护等。第二节车车场施工阶阶段的辅助助生产系统统一、压气在副井底延延长压风管管路供车场场施工;井井底车场施施工用风由由地面临时时压风机房房供应,耗风量为为318mm3min。压压风管网络络布置:压压风管自副副井引入,设置两路路,一路备用用,车场各巷巷施工用风风均引自该该干管。二、通风主副井未贯贯通之前,仍然利用用原凿井时时的通风设设备进行通通风,但需需将风筒接接长到各掘掘进工作面面。主副井贯通通后,将主副井井内原有的的风筒分别别拆除,然后将主主要通风机机移到井下下主副井贯贯通联络巷巷

44、内,主井进风风,副井出风风。对独头头巷道,安设局部部通风机辅辅助通风。三、排水未贯通前,仍然利用用原有的凿凿井吊泵,分别由主主副井水窝窝往外排水水。主副井贯通通后,主井提升升设备改装装阶段。拆拆除主井排排水吊泵,主井涌水水用卧泵排排到副井井井底,共同利用用副井吊泵泵往外排水水,涌水量大大则改用卧卧泵。主井临时提提升阶段,前期,在副井马马头门处安安设临时卧卧泵,从副井井井底吸水,经敷设在在联络巷道道和主井井井筒中的排排水管将水水排出地表表。同时,施工完成成施工临时时水仓和临临时水泵房房。完成后后,井下排水水先汇入临临时水仓,临时水泵泵房,通过主井井排水管排排出地表。第六章采采区巷道施施工采区巷道

45、工工程包括:轨道顺槽槽,胶带机顺顺槽,开切眼,采区变点点所,采区水仓仓,溜煤眼等等;这些巷巷道几乎都都是煤巷,半煤岩巷巷极为少见见,其中大都都是平巷,它们均属属于采区准准备巷和回回采巷道,服务年限限一般比较较短;轨道道、胶带机机顺槽和抽抽排瓦斯巷巷的另一突突出特点是是,掘进距离离长(均为为14000m),伴随瓦斯斯及煤尘爆爆炸的威胁胁,这对巷道道定向和安安全工作提提出了更高高的要求,因此在煤煤巷掘进工工作中,必须做好好通风、防防火、防沼沼气、防尘尘及测量工工作。一、采区巷巷道施工方方案根据采区巷巷道特点,利用煤巷巷掘进机配配合机械化化作业线施施工,选用EBJJ120-TP型煤煤巷掘进机机,配可

46、伸缩缩双向胶带带输送机,掘出的煤煤由桥式转转载机和可可伸缩双向向胶带机转转运,经矿车运运到排矸提提升井;其其主要优点点是,可把破岩岩装岩转载等工工作一次完完成,不仅大大大提高了煤煤巷的掘进进速度,减少施工工工序,并能节省省投资,同时提高高劳动效率率,提高巷道道质量;与与普通钻爆爆法施工相相比,该方案施施工安全,工人劳动动强度较低低。煤巷施施工中采用用混合式通通风方式,长压短抽抽,以压入为为主抽出为为辅。煤巷支护采采用现已成成熟的锚喷喷网支护新新技术,对于顶板板破碎的煤煤巷区段,采用锚喷喷网加金属属支架联合合支护。为探明采区区的地质条条件,先施工排排瓦斯巷,这样可以以起到探路路的作用,也为煤巷巷机械化施施工提供施施工经验。二、采区施施工安全措措施由于采区煤煤层富含瓦瓦斯,煤尘具有有强爆炸性性,所以应该该加强煤巷巷施工时的的安全管理理工作。(一)防瓦瓦斯和煤尘尘爆炸加强煤夯掘掘进时的通通风和瓦斯斯安检工作作,煤巷使用用的电器设设备须按设设瓦斯报警警断电仪,矿井因故故通风系统统遭到破坏坏后,必须有恢恢复通风排排除瓦斯和和供电的安安全措施,恢复通风风后,经瓦斯检检查符合安安全规定后后,方可恢复复

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