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文檔簡介

1、 74/84 XX煤礦XX工作面運輸順槽切頂卸壓自成巷無煤柱開采設計說明新疆XX礦業開發有限公司編制時間:2019年4月5日總 論一、“110”工法的推行背景為緩解XX公司所屬煤礦采掘接續緊張局面、減少資源浪費,提高煤炭銷售收入,XX公司黨委、XX公司高度重視、具體部署,要求在XX煤礦、XX煤礦進行“110”工法采煤技術的可行性論證;為加快該技術的推進進度,于2018年11月13日-15日,XX公司總工程師張總帶隊,到雞西城山礦進行了“110”工法的現場學習,利用2019年春節假期期間XX公司董事長再一次組織相關人員到雙鴨山東榮二礦進行了“110”工法實地學習,進一步了解“110”工法的實際推

2、行情況。二、XX煤礦推行“110”工法的工作面概況XX煤礦推行“110”工法的巷道為XX工作面皮帶順槽,該順槽全長1550m,已于2017年12月份施工結束,巷道尺寸(凈)4.0*3.0m,支護方式為錨網索聯合支護。巷道頂板為煤巖互層的復合型頂板,頂板煤層累計厚度平均1.5m。巷道其它地質條件簡單。該巷道若推行“110”工法要在2019年5月份就開始施工(進行頂板加強支護和預裂切縫眼施工)。三、經濟效益(一)加強支護總費用1374022元,折合每米單價886.5元。(二)施工切縫眼總費用1346440元,折合每米單價868.7元。(三)爆破材料總費用463476元,折合每米單價299元。(四)

3、擋矸設施及材料總費用3320311元(可回收3145471元),折合每米單價2142.1元。(五)噴漿支護總費用178454元,折合每米單價115元/米。(六)注氮總費用203904元,折合每米單價147元(暫不考慮灌漿)。(七)人工總費用2015000元,單價1300元/米。一次性投入總費用8697703元,若不考慮回收材料每米單價5611元,若考慮部分材料可以回收,消耗材料及人工費用總共3968816元(不包含灌漿費用),折合每米單價2560元。(八)與重新掘進一條巷道的價格對比:以我礦2018年與華美公司重新簽訂的合同為例:人工單價1460元/米,設備租賃費240元/米,管理人員工資30

4、0元/米,安全費用600元/米,合計2600元/米,經物流核算的材料費1318元/米,合計3918元/米。在不考慮設備租賃費、管理人員工資、安全費用等情況下每米費用可降至2778元。在不考慮黃泥灌漿、但考慮后期材料回收的情況下,“110”工法比單獨掘進一條巷道節省費用218元/米,節約成本33.8萬元。“110”工法多回收煤柱6.4萬噸。按目前含稅售價120元/噸計算,可增加銷售收入768萬元。四、參考依據(一)龍煤雞西城山礦現場學習及所提供資料。(二)何滿潮院士“110”工法的視頻講座。(三)陜煤集團檸條塔煤礦“110”工法的推行經驗介紹。(四)川煤集團國內首次運用“110”工法的經驗介紹。

5、(五)無煤柱自成巷110工法規范,T/CCCA 002-2018。(六)龍煤雙鴨山礦業公司東榮二礦現場學習及提供的資料目錄 HYPERLINK l _Toc25165_WPSOffice_Level1 第一章 “110”工法(切頂卸壓無煤柱自成巷開采技術)介紹1 HYPERLINK l _Toc9326_WPSOffice_Level2 第一節 “110”工法的由來1 HYPERLINK l _Toc1885_WPSOffice_Level2 第二節 無煤柱自成巷開采技術的具體形式2 HYPERLINK l _Toc4390_WPSOffice_Level2 第三節 “110”工法與常規采煤方

6、法的區別3 HYPERLINK l _Toc28028_WPSOffice_Level2 第四節 “110”工法的具體實施步驟及實例說明4 HYPERLINK l _Toc14827_WPSOffice_Level1 第二章 XX煤礦推廣“110”工法的XX工作面情況介紹8 HYPERLINK l _Toc6089_WPSOffice_Level2 第一節 概 述8 HYPERLINK l _Toc6630_WPSOffice_Level1 第三章 地理位置及地質情況11 HYPERLINK l _Toc13801_WPSOffice_Level2 第一節 05工作面運輸順槽相對位置及鄰區情況

7、11 HYPERLINK l _Toc14517_WPSOffice_Level2 第二節 05工作面運輸順槽范圍內煤巖層賦存情況11 HYPERLINK l _Toc24353_WPSOffice_Level2 第三節 地質構造及水文地質12 HYPERLINK l _Toc9326_WPSOffice_Level1 第四章 施工工藝13 HYPERLINK l _Toc15714_WPSOffice_Level2 第一節 施工順序及工藝13 HYPERLINK l _Toc5352_WPSOffice_Level2 第二節 設備配備情況22 HYPERLINK l _Toc1885_WPS

8、Office_Level1 第五章 生產系統23 HYPERLINK l _Toc7438_WPSOffice_Level2 第一節 通 風23 HYPERLINK l _Toc17512_WPSOffice_Level2 第二節 壓 風26 HYPERLINK l _Toc14762_WPSOffice_Level2 第三節 綜 合 防 塵26 HYPERLINK l _Toc22502_WPSOffice_Level2 第四節 防 滅 火27 HYPERLINK l _Toc859_WPSOffice_Level2 第五節 安 全 監 控33 HYPERLINK l _Toc11759_W

9、PSOffice_Level2 第六節 供 電34 HYPERLINK l _Toc10501_WPSOffice_Level2 第七節 排 水34 HYPERLINK l _Toc575_WPSOffice_Level2 第八節 運 輸 系 統34 HYPERLINK l _Toc9811_WPSOffice_Level2 第九節 照明、通訊35 HYPERLINK l _Toc4390_WPSOffice_Level1 第六章 勞動組織及主要技術經濟指標36 HYPERLINK l _Toc15681_WPSOffice_Level2 第一節 勞 動 組 織36 HYPERLINK l _

10、Toc28883_WPSOffice_Level2 第二節 作 業 循 環37 HYPERLINK l _Toc23142_WPSOffice_Level2 第三節 主要技術經濟指標39 HYPERLINK l _Toc28028_WPSOffice_Level1 第七章 工作面下端頭支護設計及措施44 HYPERLINK l _Toc25576_WPSOffice_Level1 第八章 安 全 技 術 措 施49 HYPERLINK l _Toc24494_WPSOffice_Level2 第一節 施 工 準 備49 HYPERLINK l _Toc622_WPSOffice_Level2

11、第二節 通 風49 HYPERLINK l _Toc12200_WPSOffice_Level2 第三節 錨索加強支護50 HYPERLINK l _Toc8317_WPSOffice_Level2 第四節 爆破切縫孔和放炮52 HYPERLINK l _Toc31140_WPSOffice_Level2 第五節 擋矸支護54 HYPERLINK l _Toc27565_WPSOffice_Level2 第六節 噴 漿55 HYPERLINK l _Toc23491_WPSOffice_Level2 第七節 機 電57 HYPERLINK l _Toc15586_WPSOffice_Level

12、2 第八節 其它措施59 HYPERLINK l _Toc24494_WPSOffice_Level1 第九章 災害預防、處理及避災路線圖60第一章 “110”工法(切頂卸壓無煤柱自成巷開采技術)介紹第一節 “110”工法的由來2018年“512”汶川地震后,中國煤炭工業協會煤礦支護專業委員會專家組于2009年4月赴位于四川地震災區的煤炭企業調研。作為專家組組長,何滿潮帶領一行人前往四川省煤炭產業集團芙蓉公司白皎煤礦調研。白皎煤礦事故多發,且事故多發生在回采巷道掘進過程中。當時,何滿潮說,“我所在的深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室在這方面有一定的技術儲備,于是初步確定了“110”工法的基本

13、思路。隨后,“110”工法在白皎煤礦2422綜采工作面進行了首次現場工業試驗。白皎煤礦2422綜采工作面長度165米,采高2.1米,煤層傾角8至10,試驗段推進長度460米。試驗時,第一步是利用恒阻錨索對巷道頂板加強支護,以保證隨后預裂頂板、切頂時不影響自動形成的巷道質量;第二步是利用聚能爆破裝置超前預裂頂板,在頂板形成裂縫;第三步是利用礦山壓力在采場周期來壓時沿頂板裂縫自動實現沿空切頂,將頂板切落下來,切落的頂板形成巷幫,同時借助巖石碎脹系數使巖石破碎后的體積增大為原來的1.3倍,壓實并隔斷采空區,從而自動形成下一條回采巷道。試驗后所成巷道不僅變形量少,而且提高了安全保障能力,事故起數大幅減

14、少,取得了顯著的經濟效益,每米成巷造價由試驗前的3075元降低至試驗后的2065元,試驗段共節約46萬元。另外,由于少掘一條巷道,試驗段節約矸石運輸與排放費182萬元;由于是無煤柱開采,多回收的10米寬煤柱資源價值442萬元;試驗段節約防突鉆孔施工費313萬元。采用“110”工法的試驗段為2422綜采工作面帶來經濟效益900多萬元(該礦煤層單一,采后沒有殘留煤)。自2009年在白皎煤礦首次成功應用以來,“110”工法陸續在神華神東煤炭集團哈拉溝煤礦(1000萬噸/年),中煤集團唐山溝煤礦、大屯煤礦,陜西煤業化工集團神南礦業公司檸條塔煤礦(1800萬噸/年),河南能源化工集團永煤公司城郊煤礦,延

15、安市禾草溝二號煤礦、龍煤集團雞西城山礦(240萬噸/年)、雙鴨山東榮二礦(150萬噸/年)等10多個煤礦得到了推廣應用,取得了明顯效果。第二節 無煤柱自成巷開采技術的具體形式采用“110”工法(如下圖)對工作面 F1 進行回采時,巷道R1 并非提前掘進,而是采用系列關鍵技術及配套裝備在工作面 F1 采煤的過程中一邊采煤一邊形成,并保留下來;當工作面 F2 進行回采時,巷道R1 作為一條回采巷道為工作面 F2 服務,同時在工作面另一側采用同樣的方法邊采煤邊形成另一條回采巷道 R2,并保留下來;如此往復直至整個采區回采完畢。第三節 “110”工法與常規采煤方法的區別(一)采用無煤柱自成巷開采時,相

16、鄰工作面之間無區段煤柱留設;(二)無煤柱自成巷開采工作面留巷側無需提前掘進回采巷道。(三)無煤柱自成巷開采與留煤柱護巷開采還有一個重要區別,即頂板結構不同。無煤柱自成巷開采技術的核心在于利用頂板定向切縫技術切斷采空區一定范圍內的頂板和巷道頂板之間的聯系,將傳統開采狀態下形成的長臂梁頂板結構變為短臂梁結構,同時最大限度地利用切落巖體自身碎脹特性,使其垮落碎脹后充滿采空區,并形成對上覆巖梁的支撐結構。第四節 “110”工法的具體實施步驟及實例說明“110”工法的具體解釋是“1個工作面、1條巷道、0個煤柱”;它的關鍵在于“拉得住、切得開、下得來、護得住”,即恒阻錨索能拉得住上覆巖層基本頂,聚能爆破裝

17、置預裂頂板時能切得開頂板形成裂縫,采場周期來壓時頂板能沿著預裂頂板時切開的裂縫下來,自動成巷后巷道能護得住。(如下圖)“110”工法在煤礦使用中的支護原理圖“110”工法的主要施工步驟恒阻錨索支護原理圖(實例)雙向聚能爆破頂板預裂切封技術原理圖(實例)切頂爆破施工圖(實例)“110”工法的頂板切縫、支護、檔矸斷面示意圖擋矸支護圖(實例)留巷后單體支護圖(實例)防止采后漏風著火噴漿圖(實例)巷道頂板檢測布置示意圖巷道頂板檢測布置圖(實例)第二章XX煤礦推廣“110”工法的XX工作面情況介紹第一節 概 述一、推行“110”工法工作面情況XX煤礦XX工作面(以下簡稱“05工作面”)處在一采區中段,是

18、我礦建成投產后的第二個工作面。工作面走向長度1550m,工作面長度150m,平均傾角8,走向坡度2,可采儲量70萬噸,05工作面布置有一條皮帶順槽和一條回風順槽,工作面標高+2990m+2643m。如下圖(計劃在05工作面運輸順槽推行“110”工法)。XX工作面平面位置圖二、推行“110”工法巷道情況本次推行“110”工法的巷道為XX工作面運輸順槽,巷道已于2017年12月15日掘進完成,井下標高+2650m巷道尺寸(凈)4.0*3.0m,支護方式為錨網索聯合支護,錨索規格17.8*5.3m的鋼絞線,間排距1.6*3.6m(每排兩根),錨索梁采用14#槽鋼加工而成,梁長2.0m;頂錨桿規格18

19、*2.0m的等強螺紋鋼錨桿,間排距0.8*1m;全斷面掛網支護。該順槽走向長度1550m,走向坡度2,巷道開口標高+2643m+2680m。巷道原支護平面圖巷道原支護剖面圖巷道原支護斷面圖三、推行“110”工法的目的及用途主要是推行國內先進的“110”工法技術,減少掘進隊組,增加資源回收率。該巷道主要用于下一個工作面的回風順槽使用,減少巷道再掘進,減少依據常規采煤方法而造成的資源浪費。四、設計長度及服務年限設計長度1550m,服務年限22個月。五、預計開竣工時間計劃于2019年5月份開工,主要進行加強支護、施工爆破切縫眼等,在XX工作面回采結束時竣工。第三章 地理位置及地質情況第一節 05工作

20、面運輸順槽相對位置及鄰區情況XX工作面運輸順槽,西部為該工作面回風順槽相距150m,目前正在掘進;南部與開切眼相接,緊靠未徹底揭露的DF1斷層;東部為未采動的06工作面;北部為一水平一采區運輸上山;與地表垂直距離305m,地表為隔壁荒漠區,無建筑物。第二節 05工作面運輸順槽范圍內煤巖層賦存情況從05工作面在掘進期間及04工作面回采期間得出的實際煤巖層素描看,工作面所處范圍內共有煤層三層,自上而下依次為A3、A2(A2-2、A2-1)和A1煤層。其中:A3、A2-2、A1煤層平均厚度分別為0.44米、0.65米和0.40米,為不可采煤層。05工作面所采煤層為A2煤層的A2-1層,平均厚度2.4

21、8m,含夾矸數層,較穩定,全區可采。工作面頂板為復合型頂板,頂板無偽頂,直接頂自A2-1煤層頂板往上0-1m段為粗砂巖;1-2m段為A2-2煤層;2-3.5m段為細砂巖;3.5-4m段為A3煤層,往上為粉砂巖基本頂。如下圖(巷道掘進期間實際揭露的平均值)。05工作面所處范圍綜合柱狀圖第三節 地質構造及水文地質該塊段所處范圍為單斜構造,構造簡單,在工作面末端為DF1斷層,由于斷層落差較大,04工作面回風順槽及皮帶順槽以及05工作面運輸順槽均沒有通過此斷層,但對斷層進行了鉆探施工,未探明。所有掘進工作面在該斷層處都停止了掘進,但該斷層對05工作面推行“110”工法不產生影響。05運輸順槽從掘進期間

22、及04工作面的回采期間看,均無井下水,水文地質條件簡單,推行“110”功法期間不受水的影響。第四章 施工工藝第一節 施工順序及工藝總體順序:一、錨索超前加強支護二、施工預裂爆破孔三、預裂爆破形成切縫線四、緊跟1#架施工擋矸墻及滯后段加強支護五、頂板穩定后對巷道進行整形、噴砼六、礦壓觀測及采空區有害氣體監測一、工作面回采前對準備留設的巷道進行加強支護(第一步)(一)上下幫加強支護錨索:在巷道回采幫側施工一排錨索,錨索規格17.8*9.3m的鋼絞線(比原支護加長4m,均能進入穩定基巖2m以上),間距1.2m,錨索梁更換為“W”鋼帶(寬275mm、3眼)配合350*350mm托盤(20mm厚鋼板),

23、即每根長度4m,錨索梁靠巷幫的一邊距巷幫300mm,誤差50mm,下幫加強錨索暫不施工,根據頂板壓力情況確定,若頂板壓力大,在下幫按照上幫施工錨索的方式進行加強支護錨索,每根錨索梁不進行壓茬鏈接。加強錨索長度長度可按下式計算:LH=HF+2.09.0mLH錨索長度,m;HF預裂切縫高度,根據公式HF=2.6Hc計算,m;Hc工作面采高,按2.7m計算。(二)巷道中心加強支護錨索:在原兩根錨索梁之間施工兩排錨索,錨索梁(“W”鋼帶)長2.0m,孔間距1.2m,排距1.2m,采用三花布置,其它與第一條加強支護的錨索規格相同。(三)其它技術要求:1.本次加強支護只是施工錨索,施工錨索眼深度為9.0m

24、。向孔內裝入4節Z2350樹脂藥卷,用鋼絞線慢慢將樹脂藥卷推入孔。用攪拌接頭將錨索鉆機與鋼絞線連接起來,然后升起鉆機推進鋼絞線,邊攪拌邊推進,直至推入孔底,停止升鉆機,攪拌20s后停機。10min后用張拉千斤頂張拉鋼絞線,預緊力為60kN。安裝完畢,進入下一個循環。加強支護應在工作面開采前提前施工結束。錨索加強支護平面圖錨索加強支護斷面圖錨索加強支護剖面圖二、施工聚能爆破切縫眼(第二步)(一)鉆孔設計2019年7-8月開始在回采幫緊貼巷道幫頂板處從切眼硬幫開始沿回采方向施工爆破切縫眼,前50米以內每隔0.3m打設一個預裂爆破孔,50m往外沿工作面推進方向每隔0.5m打一個預裂爆破孔,孔深均為7

25、m(采高的2.6倍,2.6*2.7=7m),孔徑48mm(ZDY2-300LM型煤礦用履帶式全液壓坑道鉆機),沿與鉛垂方向向回采幫偏15角施工炮眼。(如下圖)預裂爆破孔平面圖預裂爆破孔斷面圖(二)技術要求1.留巷開始位置和停采線應采取特殊的爆破參數,宜采用半扇形鉆孔進行爆破。2.頂板定向預裂切縫距巷幫的距離應不大于200mm。三、爆破作業(第三步)爆破作業超前工作面20米至30米進行放炮,也可以超前放炮。爆破采用雙向聚能管(拉裂爆破管)裝藥爆破,聚能管(拉裂爆破管)采用PVC管材加工而成,雙向聚能管(拉裂爆破管)外徑為42mm,內徑為36.5mm,管長1.6m。炮孔內裝3根長度為1.6米的聚能

26、管,引爆方式長腳線+電雷管。聚能爆破采用三級煤礦乳化炸藥,藥卷規格32mm300mm,眼底第一根管裝藥5卷,第二節裝3卷,即不間隔裝8卷藥,使用2個雷管,第一節聚能管放一個,第二節放一個;第三節聚能管內放置水炮泥并固定好,第三節管以外2.5m范圍采用炮泥封實;爆破孔末端0.5m不封炮泥,以防爆破時炸毀巷道頂板。雙向聚能管實例圖裝藥結構示意圖注:1.每次放炮時一般情況下多個炮眼一起放炮,最多不超過10個,但當頂板不好時適當減少爆破炮眼數量。2.封孔長度宜為1.5-2.5m,且應符合現行煤礦安全規程。3.拉裂爆破管參數應符合下列規定:(1)拉裂爆破管外徑為42mm,內徑為36.5mm;(2)拉裂爆

27、破管總長度可按下式計算: LJ=LF-LK=2.6*2.7-2.4=4.62m式中: LJ拉裂爆破管總長度,m; LF切縫炮孔深度,m; LK封孔長度,m。四、巷道擋矸支護(第四步)(一)碼袋墻支護施工方法。擋矸支護采用編織袋裝貨碼墻、29U型鋼、6mm冷拔絲網片(網格100*100mm,長*寬=2*1m)聯合支護;墻體中心線與回采幫鉛垂線重合,袋墻寬0.5-0.6米,接頂接硬底、袋墻應碼實拍平,碼后留茬長度1-1.5米。碼墻前,先提前在U鋼頂端焊接20mm,尺寸200*200mm的柱帽,柱帽上面焊接30*長200mm的圓鋼,U型鋼立柱用卡蘭固定好(兩道),將U鋼立柱直立后將圓鋼插入爆破后的炮

28、孔內,并用單體柱打好戧柱。在U型鋼立柱里側緊貼U鋼掛好鋼筋網(按全高掛),袋墻貼鋼筋網碼砌,靠采空區側用廢舊的錨桿、鋼管等夾好并用鐵線與U型鋼立柱綁牢。(二)碼袋墻的時間。采用“110”工法時工作面下端頭沒有端頭支架,并且1#支架下邊在工作面內與回采幫相距1m。保證在拉1#支架時將后方擋矸墻施工完成(碼至1#支架切頂線處),嚴禁在拉1#支架時進行碼墻,并且在碼墻時嚴禁操作5#以下支架,不得拆除端頭密集支柱。嚴禁滯后碼袋墻,即必須在可靠的支護下進行作業。擋矸支護剖面布置圖(三)支護要求1.擋矸單體液壓支柱距切縫線距離宜為100-150mm,單體液壓支柱間距宜為600-800mm;2.金屬網宜采用

29、直徑不小于6mm的高強焊接鋼筋網;3.工字鋼支柱宜采用11號礦工鋼,間距600-800mm,沿切縫線與單體液壓支柱間隔布置;4.U型鋼支柱宜采用型號不小于29U型鋼,間距600-800mm,沿切縫線與單體液壓支柱間隔布置;5.巷道變形穩定后錨桿扭矩力不小于100N.m;6.幫部每排可布置2-3根,錨桿間排距宜為1000*1000mm,誤差不超過200mm;7.錨桿安裝完成后桿體外露長度不超過50mm。8.擋矸支護滯后支架距離應不超過1000mm,U型鋼可縮性支護(工字鋼支柱)埋入底板深度應不小于300mm。五、留設后的巷道加強支護(第五步)巷道滯后段采用單體液壓支柱在采空區冒落穩定前加強支護,

30、支柱必須打齊、排柱距均勻,初撐力要夠、迎山合理,支護強度達到90KN(100缸徑)。待周期來壓后,工作面后方200m以外,在頂板垮落并穩定后方可撤除單體柱,但始終要保證工作面切頂線后方有200m的單體支護;單體液壓支柱每排四根,(靠回采幫的一根為戧柱),單體支護排距根據實際情況打設,必須保證成排成線,柱距1.2m。根據現場監測結果,巷道基本穩定后,在架后120-200m段,可采用“隔一排撤一排”的方式回撤單體液壓支柱和切頂護幫支架。采用“隔一排撤一排”的方式回撤后,若回撤區域連續三天內的頂板下沉速率小于3mm/d,可采用“隔一排撤兩排”的方式繼續回撤巷道內臨時支護的單體液壓支柱;若回撤區域連續

31、一周內的頂板下沉速率小于1mm/d,可回撤剩余全部單體液壓支柱。六、巷道整修、噴砼及防止采空區自然發火(第六步)XX煤礦A2-1煤層頂板為復合型頂板,頂板A2-2和A3煤層總厚度為1.5m左右,當工作面采空區頂板跨落后采空區將有大量的煤炭積存,存在自然發火危險,自然發火期為3-6個月。主要采取的措施是:在工作面頂板穩定后,滯后工作面200m返修維護、噴砼,噴砼厚度80-200mm,混凝土強度C20,覆蓋25U型鋼2/3以上,防止采空區漏風。持續巷道頂板及擋矸墻情況,確保后方頂板不對擋矸墻造成破壞,盡可能減少漏風,若頂板壓力大時再采取加強支護。噴漿料在05工作面下巷運輸,在下巷重新鋪設軌道,噴漿

32、料都用編織袋盛裝,每次運輸只能是兩輛車。(具體漏風防治措施詳見第五章)七、頂板壓力觀測為了有效的掌握巷道頂板壓力變形情況,設計在留設巷道內重新施工直讀式頂板離層31組(每50m一組);錨索壓力監測儀31組;直讀式監測頂底板位移計5組(每300m一組)。工作面液壓支架上不計劃安設壓力檢測裝置。設備配備情況設備名稱型號數量用途備注錨索鉆機MQT-8515錨索支護炮泥機1攪拌炮泥濕式噴漿罐2噴漿作業施工爆破孔鉆機ZDY2-300LM2施工爆破孔煤礦用履帶式全液壓坑道鉆機第五章 生產系統第一節 通 風一、通風方式及供風距離XX工作面回采期間采用一進一回“U”型通風方式,即XX運輸順槽為入風巷道,回風順

33、槽回風。工作面自開切眼向外回采,采用切頂卸壓自動成巷技術對XX運輸順槽進行切頂留巷,計劃留巷長度1550m,留設巷道滯后段考慮到巷道維護、單體柱回撤需要局部通風。二、通風系統回采工作面風流路線:運輸上山05工作面運輸順槽工作面開切眼05工作面回風順槽05工作面回風順槽車場車場與回風上山聯絡巷回風山上立風井地面留巷滯后段風流路線:運輸上山局部通風機05工作面運輸順槽留巷滯后段工作面開切眼05工作面回風順槽05工作面回風順槽車場車場與回風上山聯絡巷回風山上立風井地面三、滯后段局部通風系統05運輸順槽采用切頂卸壓自動成巷過程當中,碼石墻、打支護及巷道噴漿作業需要在采后進行,因此需要利用局部通風機對作

34、業地點進行通風,保證施工作業期間人員安全需要。XX運輸順槽采用切頂卸壓自動成巷過程當中,碼石墻、打支護及巷道噴漿作業需要在采后進行,因此需要利用局部通風機對作業地點進行通風,保證施工作業期間人員安全需要。XX運輸順槽切頂卸壓自動成巷作業地點實際需要的風量1、按作業地點同時工作的最多人數計算 Q掘4N4832m3/min0.53m3/s式中:Q掘作業地點實際需要的風量,m3/s;N作業地點同時工作的最多人數,8人。2、按瓦斯涌出量計算需要風量: Q=100q掘k1000.091.5= 13.5m3/min=0.23m3/s式中:Q:作業地點實際需要的風量m3/min q作:作業地點的瓦斯絕對涌出

35、量,該數值取0.09m3/mink:作業地點的瓦斯涌出不均勻的備用風量系數(取1.5)3、按作業地點最低與最高風量驗算:最低風速:Q作0.2560S作1512.6189m3/min3.15m3/s最高風速:Q作460S作24012.63024m3/min50.4m3/sS作: 掘進工作面最大斷面12.6m2確定作業地點供風風量:通過風速校驗,確定作業地點實際需要出口風量為189m3/min4、按作業地點所需風量計算局部通風機所需吸入風量:Q吸= Qmin /=189m3/min /0.78=242.3m3/min=4.04m3/s式中:Q吸:局部風機需要吸入最小風量Qmin:作業地點所需最小風

36、量:風筒有效風量率,(取78%)因一臺222KW的壓入式局部通風機,其額定風量為250-550 m3/min,而250m3/min242.3m3/min。所以XX運輸順槽切頂卸壓自動成巷作業地點風機選取222KW的壓入式局部通風機。按選取局部通風機FBDNo5.6/2*22的額定風量計算Q實=Q吸+60VS=250m3/min+600.25 m3/min13.8m2 =457m3/min=7.62m3/s式中:Q實:作業地點全風壓需要的風量 m3/min Q吸:作業地點局部通風機額定風量250m3/min S:作業地點風機至回風巷最大斷面13.8m2V:作業地點風機至回風巷最小風速0.25m/

37、S經計算掘進全風壓配風量取457m3/min,掘進風機外備用風量為207m3/min經過以上計算, XX運輸順槽切頂卸壓自動成巷作業地點實際需要的風量取最大值7.62m3/s。第二節 壓 風風源來自地面壓風機房,地面壓風為0.6MPa,通過井下供風管網送至工作面,風壓不小于0.6MPa。壓風系統:軌道上山05工作面運輸順槽車場05工作面運輸順槽第三節 綜 合 防 塵供水管網內水壓符合設計要求,并能正常使用,巷道內及時清除浮煤。距加強支護及施工爆破孔地點50m范圍內安設3道凈化水幕,施工時正常開啟、水壓不小于4MPa。在據進巷道內安設一組隔爆水概,第一列水距施工地點距離不小于60200m,水量不

38、小于2001Lm3,水袋總數不少于63個;概間距1.23.0m,安設后要經常加水、維護,確保水量充足。并且05運輸順槽切頂卸壓自動成巷作業需要進行支護及噴漿作業,回風需經過05采煤工作面及回風順槽,因此對支護及噴漿作業地點防塵工作需更加重視。防塵主要技術措施如下:1、支護及噴漿過程必須采用濕式作業,即水打眼和濕式噴漿。2、支護及噴漿過程中,嚴格按照要求使用凈化水幕,充分降塵,防止粉塵隨風流進入采煤工作面,造成粉塵飛揚污染風流、工作面作業環境惡化。3、支護及噴漿作業結束后,將作業地點50米范圍內進行全面灑水降塵。防塵系統:軌道上山05工作面運輸順槽車場05工作面運輸順槽。第四節 防 滅 火工作面

39、所采煤層為A2-1煤層,自然發火等級為類,屬自燃煤層,自然發火期3-6個月,有爆炸危險性。05工作面自然發火危險性分析:根據04采煤工作面施工過程中的情況可知,04采煤工作面頂板上部有A2-2煤層,隨采動影響冒落、破碎,遺留在采空區內,增加了煤層自燃發火的隱患,如果采空區內持續供氧,采空區內遺煤發生氧化反應積蓄熱量,持續一段時間后煤層就會自燃。所以控制采空區漏風和隔絕煤的氧化反應是防治采空區發火的必要措施。切頂后自動形成巷壁的碎石間空隙為05工作面采空區漏風提供了通道,留巷內與工作面回風口間的氣體壓力差為05工作面采空區漏風提供了動力來源。在通風壓差的作用下,造成采空區漏風,在風速適宜的情況下

40、,還會造成采空區的遺煤自燃。由于采空區漏風的復雜性,造成采空區漏風的不穩定,給防滅火帶來極大的困難。一、針對采空區漏風的防治手段1、利用減風降壓減少采空區漏風利用減風降壓即在回風巷及回采工作面保證安全生產前提下,盡量減少回采工作面的供風量,以減小回采工作面的風速及上、下巷兩端的風壓差,從而達到減少向采空區內的漏風量。2、利用隔風堵漏減少采空區漏風對切頂后自動形成巷壁采空區側進行噴漿作業,噴漿厚度應大于80-200 mm,以減少采空區漏風通道。在上隅角位置進行臨時風障與分段密閉相結合,以減少工作而后部采空區的漏風量。二、利用注氮的方法進行自然發火防治工作面注氮是我礦控制煤層自燃的主要手段,利用在

41、05運輸順槽預埋的注氮管路對采空區注入氮氣,使其充填采空區域,通過氮氣的窒息性,控制煤層氧化進程,從根本上解決煤層自燃問題。采用固定式碳分子篩制氮機,對采空區實施預防性注氮,將純度為98%的氮氣注入采空區,注氮后采空區內氧氣濃度不得大于7%。1、注氮量計算按以下三種方法計算,并取其中最大值:(1)按產量計算QN=A/(1440tn1n2)(C1/C2-1)式中QN注氮流量,m3/min;A礦井年產量,0.7Mt/a;t礦井年工作日,270d;煤的密度,1.44t/m3;n1管路輸氮效率,取80%;n2采空區注氮效率,取70%;C1空氣中的氧濃度,取20.1%;C2采空區防火惰化指標,取7%。Q

42、N1=700000(14401.442700.80.7)(20.17-1)=4.19m3/min(2)按噸煤注氮量計算QN5AK/2706024式中A礦井年產量,700000t; K工作面回采率,取0.9。QN=57000000.9(2706024)=8.10m3/min(3)按瓦斯涌出量計算QN=QcC/(10-C)式中QC工作面通風量,設計工作面配風量為700m3/min。C工作面回風流中的瓦斯濃度,1%。QN=7000.01(10-0.01)=0.7m3/min;按以上三種方法計算后取最大值:QN8.10m3/min。考慮1.3的安全備用系數8.101.3=10.53m3/min=631

43、.8m3/h。預防性注漿進行自然發火防治利用05采煤工作面回風順槽敷設注漿管路,對采空區進行灌漿作業,漿液被輸送到采空區后,固體成分進行沉淀,充填于浮煤縫隙之間,形成隔絕空氣的包裹體,防止浮煤進一步氧化。漿液中的水分能夠降低浮煤的溫度,對已經氧化生熱的浮煤還能冷卻散熱,抑制浮煤自熱氧化過程的發展。(一)灌漿系統工藝流程:加壓供水、拌制泥漿、灌漿及井下脫、排水五個過程。(二)灌漿方法為隨采隨灌。(三)灌漿站工作制度與煤礦工作制度一致。(四)采用預防性灌漿措施,井下灌漿有關參數計算如下:1、日灌漿所需土量Qt2K(G/r)=0.1(2592.59/1.44)180.04m3/d式中G礦井日產量,G

44、2592.59t。 K灌漿取土系數,K0.1。r煤的容重,r=1.44t/m3。2、日灌漿實際開采土量Qt3Qt21.1180.04198.04m3/d式中取土系數3、灌漿泥水比的確定根據國內類似礦井的經驗數據,取為1:3。但是,根據該礦井實際情況調整灌漿泥水的比例。4、每日制漿用水量Qs1Qt2180.043540.12m3/d式中灌漿泥水比的倒數,3。5、每日灌漿實際用水量:Qs2Qs1K水540.121.2648.14m3/d式中K水用于沖洗管路防止堵塞的水量備用系數。6、每日灌漿量:Q漿(Qs1Qt2)M(540.12180.04)0.91655.35m3/d式中M泥漿制成率,M0.9

45、1。7、灌漿材料要求:顆粒小于2mm,粘土占60%70%,塑性指數為911,含砂量為25%30%(粒徑為0.50.25mm以下),容易脫水和具有一定的穩定性。四、采煤工作面綜合防滅火措施(一)按照煤礦安全規程的規定,開采易自燃和自燃煤層時,在采區開采設計時,必須明確選定自然發火觀測站或觀測點的位置,并建立監測系統和自然發火預測預報制度。利用束管監測系統,進行數據分析,從而預測、預報煤層自然發火,使其在萌芽狀態就能采取措施加以消滅。(二)回采工作面按照規定位置和規格,構筑好防火門套,以及封閉防火門套所用材料,以近碼放整齊,指定專人負責,發現損壞或丟失及時更換和補充。在發現工作面煤層自然發火后,可

46、以立刻封閉火區,使封閉區域內形成缺氧窒息環境,進而達到工作面滅火的目的。五、防瓦斯05采煤工作面屬一進一回的“U”型通風回采工作面,在工作面進風巷和回風巷的風流壓差作用及切頂后自動形成巷壁的碎石間空隙為05工作面采空區漏風提供了涌出通道,在治理過程中,需要進行堵漏、控風等手段,加大采空區通風阻力,減少采空區域內的瓦斯隨風流移動,閉面上隅角位置積聚瓦斯。六、注氮及注漿路線:(一)注氮防滅火:地面制氮機房副斜井軌道上山05工作面運輸順槽采空區。(二)灌漿防滅火:地面制漿站地面至中部循環車場鉆孔管路軌道上山運輸上山與軌道上山聯絡巷運輸上山05工作面回風順槽。第五節 安 全 監 控一、05工作面運輸順

47、槽巷道內安設2臺甲烷傳感器,T1處在滯后段單體支護的末端3m處,T3距工作面下口1#支架與回采工作面匯風點處。二、斷、復電瓦斯濃度及斷電范圍:1、斷電值:T11.5CH4,T30.5CH42、斷電范圍:T1、T3留巷工作面巷道內及回風流中所有非本質安全型電氣設備。3、復電值:T11CH4,T30.5CH4。4、報警值:T11CH4,T30.5CH4。三、監控設施管理措施1、甲烷傳感器應懸掛在規定位置,距頂板不大于300m,距巷道側壁不小于200mm。2、甲烷傳感器必須安設在堅固的支護處,防止冒頂及其他損壞。3、甲烷傳感器只有監控人員有權標校,每15d用標準氣樣標校一次,日常若有故障,應及時處理

48、。4、據進工作面巷道內及回風流中所有非本質安全型電氣設備都必須同甲烷傳感器實現瓦斯電鎖,通風區負責安設瓦斯電閉閉鎖,施工單位負責斷電器電源線和控制線的開關指定、接線端的日常維護,嚴禁將瓦斯電閉鎖私甩不用。5、因瓦斯超限斷電的電氣設備,都必須在瓦斯濃度降到規定值以下時方可人工復電。6、留巷工作面T3傳感器由施工單位負責隨采前移,嚴禁將傳感器放在風筒處直吹。7、灑水滅塵時,嚴禁將水灑到傳感器和接線盒上,以免造成傳感器損壞和誤超限事故的發生。8、每次甲烷傳感器出現故障時,必須切斷甲烷傳感器控制區域內的電源,即監控系統具有的故障閉鎖功能。第六節 供 電05工作面運輸巷專供電源來自該順槽車場配電點,其高

49、壓側電源引自井下中央變電所。第七節 排 水工作面內無涌水及頂板淋水,巷道內水源主要為巷道的噴霧灑水,可自行在巷道內消失。第八節 運 輸 系 統05工作面運輸順槽為沿空留巷巷道,留巷期間單純的巷道留設不存在煤炭運輸,少量的煤炭或處理巷道的煤或矸石均可依靠巷道內的回采皮帶來運輸。本次主要介紹運料系統。運料系統:地面副斜井+2600m井底車場軌道上山05工作面運輸順槽與軌道上山聯絡巷車場05工作面運輸順槽工作面第九節 照明、通訊一、照明。主要依靠05工作面運輸順槽開口處的照明綜保,電壓127V。二、通訊。依靠礦井通訊網絡,與礦井各個地方相連。第六章 勞動組織及主要技術經濟指標第一節 勞 動 組 織“

50、110”工法的施工方法為分階段施工,巷道加強支護、施工爆破切縫眼、爆破可提前施工,施工擋矸墻、噴漿支護滯后段加強支護等與采煤平行作業,每道工序嚴格執行現場交接班制度,也采用“三八”工作制,所有職工必須持證上崗。勞 動 組 織 表工序工種班次加強支護施工爆破切縫眼爆破施工擋矸裝置噴漿支護滯后段加強支護備注班長一11111二111三111打眼工(包含支護)一53二53三53爆破工一3碼砌擋矸墻兼做滯后段加強支護一6與擋矸墻、巷道維護交叉作業二6三6噴漿作業一6包含運料運料工一23人員小計20124247定員確定依據:1、加強支護可在工作面回采前完成,按照平均施工一根錨索20分鐘計算,施工完所有的加

51、強支柱錨索需要54天。人數計劃20人,三班作業。施工爆破切縫眼,每個眼包含穩鉆、打眼、撤鉆桿、移鉆機,用時30分鐘,施工完所有炮孔需要60天,人數計劃12人,三班作業。爆破,只在每天白班作業,隨鉆孔的推進速度而定,當班計劃人數4人。施工擋矸墻、滯后段加強支護、巷道維護隨采煤工作面推進三班施工,每小班平均人數7人,運料工3人,人員計劃24人。噴漿支護計劃三天噴漿一次(采煤每班割4刀煤,一個圓班推進5m),即15m噴漿一次,其中兩天運料,一天噴漿,僅限白班。6、若05工作面在2019年9月份開始回采,巷道加強支護、施工切縫眼、爆破需在2019年5月份就開始施工,最多時需要人員24人,即(施工擋矸墻

52、、滯后段加強支護、巷道維護24+(噴漿支護)7=31人。第二節 作 業 循 環為保證正規循環作業的完成,工作面施工必須根據勞動組織的人員配備,合理安排工序,充分利用工作時間,提高工時利用率。第三節 主要技術經濟指標一、工作面回采前對準備留設的巷道進行加強支護所需設備、材料及每米價格(包含壓力檢測)序號工程/材料名稱使用方式單位數量單價金額備注1補強錨索(17.8*9300mm)間距1.2mkg780907.55589580每米1.95kg2W鋼帶需要4.0m和2m兩種型號kg250905.3132977每米4.4kg3鐵托盤0.3*0.3m(20mm鐵板)kg608445.3322473每平米

53、157kg4MCK2335錨固劑每根錨索4根根172242.6447825錨索鉆機臺155048757206錨索鎖具套431016.4706847錨索機鉆桿平均40個孔一套釬桿,9節節581.4 51.730058 8錨索鉆機鉆頭每10個孔一個鉆頭個258.4 10025840 9連接套每個連接套打1個孔個2066.0 1326858 10頂板離層儀個30145435011錨索測力計組3115004650012錨索張拉器臺221004200合計1374022消耗材料費用1164846折合每米單價巷道總長1550米886.5751.5注:我礦借鑒雞西城山礦經驗,加強支護采用普通錨索,不采用恒阻錨

54、索。二、施工聚能爆破切縫眼所需設備、材料及每米價格序號工程/材料名稱使用方式單位數量單價金額備注1打爆破眼鉆機(深度7m)間距500mm施工爆破眼臺26000001200000ZDY2-300LM2鉆頭50mm金剛石鉆頭施工爆破孔用,每個鉆頭打20個孔個22043094600.0 3鉆桿施工爆破孔用根102301840.0 4炮泥機型號PN-A計1346440消耗材料費用94600折合每米單價巷道總長1550米868.761三、爆破作業所需設備、材料及每米價格序號工程/材料名稱使用方式單位數量單價金額備注1炸藥(規格32*300mm)每個炮眼放置8根火藥kg49601

55、3.9689442雷管每個孔2根,5m腳線根63345.2329373炮泥機臺150000.0 制作炮泥4炮泥每孔封2.5m15504.77285.0 5聚能管每個眼放置3根聚能管根95011095010含稅含運費6火藥及雷管運費趟1680068007保安費保安費4500月/人*15人月3675002025003個月放完合計463476消耗材料費413476折合每米單價巷道總長1550米299266.7注:火工品主要取費明細1、炸藥13.88元/kg(押運費0.5元/kg);雷管(5m長角線)5.2元(押運費0.5元/個)。2、火工品采購地點為庫車縣,保安費4500月/人*15人=67500元

56、;炸藥運費4000元/車,雷管運費2800元/車。四、巷道擋矸支護及留設巷道后方加強支護所需設備、材料及每米價格序號工程/材料名稱使用方式單位數量單價金額備注129U型鋼(可回收)間距500mm,每處兩根2000mmkg3100005.11581000每米25kg2卡攬(可回收)每根U型鋼2副卡攬副620029179800320螺母(可回收)固定U型鋼,毎架4只,每米10個個155000.3956123430圓鋼(可回收)U型鋼上部固定用kg172054.780863 每米5.55kg5鐵線8號線,每米使用5.5mkg108544340 6鐵板(16mm)(可回收)U型鋼上部固定用0.3*0.

57、3,每塊11.3公斤kg350305.2182156 7單體(可回收)3.5m,每米4根,安設200m根6671200800000 8單體柱鞋(40040020mm)(可回收)每個鐵鞋上有一繩扣子,用15.5鋼絲繩2米長,系繩扣子后長度1米kg200965.2104499 每平米157kg9冷拔絲鋼筋網(方格100*100mm)(可回收)465045209250 10編制袋裝貨后體積:0.50.350.25=0.0437每米碼墻體積3.010.8=2.4;每米55個個852502170500 11注液槍(可回收)把20891780 合計3320311消耗材料174840折合每米價格巷道總長15

58、50米2142.1112.8五、巷道整修、噴砼及防止采空區自然發火所需設備、材料及每米單價序號工程/材料名稱使用方式單位數量單價金額備注1水泥用于噴漿噸132655864602砂子用于噴漿m20297195943濕式噴漿罐臺217000340004噴漿管m30012838400合計178454消耗材料費106054折合每米單價巷道總長1550米11568.4注:1、注氮:400m3*10小時,按全年270天計算耗電量432000KWh,總電費203904元,折合每米146.65元。注漿:60m3*10小時,按全年270天計算耗電量179550KWh,總電費84748元;耗水量147000噸,水

59、費661500元;所需粉煤灰44917噸,每噸粉煤灰(含運費)60元,粉煤灰費用2695000元。總合計費用3441248元,折合每米單價2458元。六、人工費考慮“110”工法的所有工序,預計人員20人。每月按7.7萬噸原煤產量計算,可推進150m,每米按1300元支付人工費,每人每月平均工資9750元。七、采用“110”工法一次投入的總費用、每米單價(一)加強支護總費用1374022元,折合每米單價886.5元。(二)施工切縫眼總費用1346440元,折合每米單價868.7元。(三)爆破材料總費用463476元,折合每米單價299元。(四)擋矸設施及材料總費用3320311元(可回收314

60、5471元),折合每米單價2142.1元。(五)噴漿支護總費用178454元,折合每米單價115元/米。(六)注氮總費用203904元,折合每米單價147元(暫不考慮灌漿)。(七)人工總費用2015000元,單價1300元/米。一次性投入總費用8697703元,若不考慮回收材料每米單價5611元,若考慮部分材料可以回收,消耗材料及人工費用總共3968816元(不包含灌漿費用),折合每米單價2560元。八、與重新掘進一條巷道的價格對比(一)以我礦今年與華美公司重新簽訂的合同為例:人工單價1460元/米,設備租賃費240元/米,管理人員工資300元/米,安全費用600元/米,合計2600元/米,經

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