巷道施工毕业设计解析Word文档下载推荐.docx
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年月日
1工程概况
1.1地理位置及邻近采区概况
太平煤矿南一运输大巷处于二水平,地面标高+1279.6m-+1431.50m,井下标高+719.426m~+721.625m,该工作面北起A46勘探线以北222m,南至A47勘探线以南70m。
与地表最大垂深为368m,与地表最小垂深为358m。
该工作面上方为903-27工作面采空区,下方为27033工作面(未掘进),右方为2701石门、2703石门,左方为南四采区边界线。
全长877m。
1.1.1巷道煤层和围岩特征
该煤层结构较复杂,煤层较稳定,煤层总厚度0.27~2.41m,平均厚度为2.28m,煤层利用厚为0.27m~1.46m,平均为1.16m;
含1~3层夹矸,夹矸厚度为0.37m~1.40m,平均厚度0.52m,岩性为泥岩、粉砂质泥岩和粉砂岩。
1.1.2煤尘特点
该巷道煤尘具有爆炸性,具有自燃性,大于12个月。
1.1.3煤(岩)层特征表
表1.1煤(岩)层特征表
指标
参数
备注
煤(岩)层厚度(最大—最小/平均)(m)
煤(岩)层总厚度最大最最大2.41m、最小0.27m、平均2.2m
煤(岩)层倾角(最大—最小/平均)
69°
~70°
/69°
煤(岩)层硬度系数(f)
1.5~3
煤(岩)层层理(发育程度)
较发育
煤(岩)层节理(发育程度)
煤层自然发火期(d)
大于12个月
绝对瓦斯涌出量(m3/min)
0.08(m3/min)
CO2绝对涌出量(m3/min)
0.1(m3/min)
相对瓦斯涌出量(m3/t)
0.48(m3/t)
煤层爆炸指数(%)
煤尘具有爆炸性、爆炸指数22.50%
地温(C0)
28
围岩类型
Ⅲ
表1.2.煤层顶底板情况表:
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度
岩性特征
顶板
老顶
中砾砂岩
15.0
灰色、厚层状
直接顶
粉砂岩、细砂岩
灰黑色,中厚层状
伪顶
底板
直接底
粉砂岩
7.80
灰黑色,薄层状
老底
中粒砂岩
25.0
灰白色,中厚层状
1.2水文地质
该工作面在掘送过程中,局部地段有滴淋水现象。
对掘送巷道有一定影响。
该工作面的上方为903-27溜道(标高为+1131.7m),小井开采范围有可能延伸至+1100m水平以下,可能有积水;
掘进过程中加强对顶板及两帮滴淋水现象的观察,发现情况危急,应立即撤出所有受水威胁区域的作业人员到安全地点并报告矿调度室,然后采取安全措施进行处理。
尤其是雨季期间,要制定切实可行的防排水措施。
该工作面相对应地表有二条山洪沟,雨季期间要加大防洪排查力度,以防洪水溃入该工作面。
2掘进方法
2.1巷道布置及断面图
本掘进工作面位于+700m水平南一采区2701石门,巷道全长877m,该巷道为直墙拱断面。
巷道断面下宽5.1m,上宽5.1m,中高3.8m。
直墙高度2.6m,毛断面17.08㎡,净断面17.58㎡,施工坡度3‰。
拉门口标高:
+719.426m,到位标高:
+721.625m。
该巷道拉门位置位于27031风道穿层石门3-2#煤层见煤点处,巷道沿3-2#煤层顶板掘进。
图2.1巷道布置图
2.2施工方案选择
在本巷道掘进中总体上采用新奥法施工,掘进开挖可采用的方法有全断面开挖法﹑台阶法﹑分部开挖法。
全断面法适用于岩层覆盖条件简单、岩质较均匀的硬岩中。
必须具备大型施工机械。
隧道长度或施工区段长度不宜太短。
根据经验,这个长度不应小于1km。
全断面法施工优点:
有较大的工作空间,适用于大型配套机械化施工,施工速度较快,且因单工作面作业,便于施工组织和管理。
有较大的断面进尺比(即开挖断面面积与掘进进尺之比),可获得较好的爆破效果,且爆破对围岩的震动次数相对较少,有利于围岩的稳定。
一般应尽量采用全断面开挖法。
缺点:
要求进行分段装药,严格的控制爆破设计,尤其是对于稳定性较差的围岩。
因开挖面大,围岩相对稳定性降低,且每循环工作量相对较大,因此要求具有较强的开挖、出渣能力和相应的支护能力。
台阶法优缺点及适用条件:
台阶法可缩短支护结构闭合的时间,改善初次支护的受力条件,有利于控制隧道收敛速度和量值,Ⅰ~Ⅴ级围岩都能采用,尤其运用于Ⅳ、Ⅴ级围岩,是新奥法施工中经常采用的方法。
缺点是上台阶出碴时对下半断面施工的干扰较大,不能全部平行作业。
可采用长皮带机运输上台阶的石碴;
或设置由上半断面过渡到下半断面的坡道。
过渡坡道的位置可设在中间,也可交替地设在两侧。
分部开挖法的优缺点及使用条件:
能迅速及时地建造拱部初次支护,开挖工作面稳定性好。
核心土和下部开挖都是在拱部初次支护保护下进行的,施工安全性好。
这种方法适用于一般土质或易坍塌的软弱围岩中。
但本法施工程序较复杂,施工进度慢。
综上所述,由于本巷道围岩较好且断面较小,本巷道掘进决定采用全断面开挖。
2.3施工方法
确定巷道施工方法:
南一运输大巷设计长度877m,该巷道掘送时采用炮掘,全断面一次性爆破,全断面一次成巷,所有巷道必须按矿生产技术部地质人员给定的拉门位置拉门进行施工。
该巷道沿3-2#煤层顶板掘送。
巷道拉门时必须用锚网先将拉门口前、后5m范围内的帮、顶加固好后,方可拉门。
拉门作业时,必须严格执行浅打眼(0.6m~1.0m)、少装药(0.2kg/孔)。
施工过程中必须严格按照矿生产技术部测量人员给定的腰线施工。
2.4凿岩方式
一、该巷道采用钻爆法施工。
采用P-15耙斗机装货→1t矿车。
二、掘进工艺流程:
工艺流程:
交接班→安全检查→打眼→安全检查→装药→安全检查→爆破→安全检查→敲帮问顶→装运→临时支护→永久支护→收工检查。
三、打眼及探眼工具:
根据煤岩性质打眼及打探眼均采用ZM—1.2型煤电钻钻眼;
电钻数量为2台,MYT-125液压锚杆钻机2台、7655风钻2台,一台工作,一台备用。
钻孔施工要坚持定人、定钻、定眼、定位、定责的打眼方法。
表2.1工作面设备配备表
序号
机具名称
型号
数量
动力
配套方式
煤电钻
ZM-1.2型
2台
电动
独立
一台备用
耙斗机
P-15
1台
液压锚杆机
MYT-125
风钻
7655
风动
2.4.1钻眼工具的使用安全技术措施:
(一)煤电钻使用安全技术措施:
1.施工前,风筒必须吊挂整齐,不漏风,风筒口距掌子头不得大于规程规定。
2.施工前必须先检查工作面的支护情况以及临时支护使用是否完好,若有问题及时处理。
3.接班后,班长必须认真检查通风系统、有无透水征兆、临时支护使用情况、掌头是否留有残爆、拒爆炮眼、钻眼工具、风、水管路是否完好、若有问题及时处理。
4.施工钻眼前,要准备好钻眼工具,检查煤电钻是否完好,操作人员要系好毛巾,扎好袖口,扶钎工严禁带手套。
5.工作面打眼前,必须先检查有无透水征兆,做到有疑必探,先探后掘,长探短掘。
6.打眼时,要有经验的老工人领钎,打眼工要服从领钎人的指挥随时纠正钻眼的角度和方向。
7.严禁钻眼与装药平行作业,要按照爆破图表,严格掌握炮眼的眼位,角度和深度,要求炮眼平、直、齐。
8.打眼中若遇顶板掉渣、围岩煤体松动,必须立即处理,排除隐患后方可打眼作业。
2.4.27655风钻使用安全技术措施:
1.工作面打眼必须湿式凿岩,禁止干打眼。
2.进入工作面后,先检查通风、照明是否完好、完善。
3.要严格执行敲帮问顶制度,工作前首先要检查顶板、两帮是否有危险,认真处理后,方准作业。
4.开钻前检查风、水管和风钻、支架的各连接部分是否紧固。
5.凿岩前检查工作面有无盲残炮,如有发现应及时处理。
排除方法:
距哑炮30mm处,重新打一平行眼进行爆破,禁止打残眼和哑跑。
6.钻眼过程中应由专人负责监护帮顶围岩情况,如果发现帮顶围岩掉渣、掉块或媒体松动,应及时撤出人员,排除安全隐患后,方可继续钻眼。
7.打眼时风钻突然停止,要停止作业。
经检查不是冒顶预兆时,再工作。
8.在开钻打眼时,领仟人选好眼后,应退回风机后面,以防断钎伤人。
9.多台风钻同时在一个工作面工作时,两台风钻不能垂直作业。
2.5爆破作业
2.5.1爆破条件:
1、该巷道掘进断面的面积为17.8m2。
采用压入式通风,瓦斯含量较低。
2、采用楔型掏槽方式,眼深1200mm,眼口距500mm。
周边眼距轮廓线200mm,眼深1100mm。
3、炮眼利用率按91%计算,每循环进度1.0m。
采用煤矿许用安全炸药,毫秒延期电雷管起爆炸药,一循环炸药:
7.8kg,雷管消耗量为:
26个。
4、采用正向爆破,串联联线方式。
依据现场实际煤(岩)情况,可以适当调整炮眼位置及装药量,保证巷道达到最佳爆破效果。
表2.2爆破指标及材料消耗表
矿井瓦斯等级
低瓦斯矿井
火药种类
矿用乳化炸药
掘进断面(m2)
4.64
雷管种类
矿用毫秒延期电雷管
煤、岩硬度系数
1.0~3
一循环火药消耗量(kg)
7.8
炮眼个数(个)
26
一循环雷管消耗量(个)
炮眼利用率(%)
91%
一循环进度(m)
1.0m
表2.3爆破说明表
眼号
眼深
炮眼角度(゜)
装药量(kg)
雷管段数
爆破顺序
水平
倾斜
1——4
1.2
85
0.2×
1.5×
4=1.2
Ⅰ
5——9
1.1
5=1.5
Ⅱ
10——16
7=2.1
17——20
Ⅳ
21——26
-5
6=1.8
Ⅴ
合计
2.5.2爆破方式
该巷道爆破采用全断面一次起爆。
2.5.3放炮警戒
每次爆破前,班组长必须亲自在所有可能进入爆破地点的所有通道入口设置警戒,警戒与爆破安全距离规定为:
直头≥100m,拐90º
弯≥75m。
爆破后,班组长亲自将警戒人员接回。
2.5.4发爆器的选型
1.爆破电阻计算:
南一运输大巷掘进断面积是17.8m2,全断面串联一次起爆,布置26个炮眼,每个电管的电阻R1=6.3Ω,110m爆破母线电阻为R线=7.7Ω,发爆器选用FD200L(A)型:
峰值电压是4000V,允许外接电阻<1220Ω,小电缆选用2×
1.0mm2两芯矿用铜芯电缆。
27031风道爆破最大总电阻R=R1×
26+R线=6.3×
26+7.7=171.5Ω,从以上计算得知,发爆器FD200L(A)型最大外接电阻值为1220Ω,而27031风道爆破最大总电阻值为171.5Ω,故能满足该掘进工作面需要。
2.掘进工作面发爆器型号为:
FD200L(A)。
禁止使用无测试导通试验功能的发爆器。
3.掘进工作面爆破母线为:
2×
1.0mm2矿用铜芯电缆线,电阻值为:
每100m不大于10Ω;
每200m不大于18Ω。
掘进工作面禁止使用三芯及三芯以上电缆或其他导线作为母线。
1.布置三视图
图2.2起爆结构图
3.炮眼装药结构示意见图2.3。
图2.3装药结构示意图
注:
1.电雷管、2.药卷、3.水炮泥、4.封泥,(封泥长度不小于0.5m)、5.引线
2.6装载与运输
2.6.1装岩(煤)方式
巷道掘进施工中,用P-15型耙斗机装煤(岩)机,耙斗机机尾轮的固定位置要高出岩(煤)堆以上,尾轮用钩挂在固定绳套上,固定绳套长度为400~600mm,锚绳套的孔深度不小于600mm。
耙斗机在运转时必须用四个卡轨器固定在铁道上,耙斗机机身上方必须设置防护栏,防护栏应用直径不小于20mm的圆钢焊制。
耙斗机距迎头最大距离为25m,最小距离为6m。
2.6.2煤(岩)、材料、设备等的运输方式
1.运输路线:
27031风道爆破后所有煤使用耙斗机耙入自制溜皮车,倒入溜煤井,由南四装车巷用3t矿车运至江边。
2、材料(设备)运输路线:
地面料场→+1100m水平主平硐→+1100m水平南翼后期大巷→+1100m水平南翼运输大巷→+1100S4采区2701石门→27031风道。
三、运输系统示意见图2.4
图2.4
3支护工艺
3.1支护设计
3.1.1巷道临时支护
临时支护为2根4m长15kg/m钢轨做探顶杆,用锚链栓在锚杆上,探顶杆间距为0.8m,爆破后及时将探顶杆移到掌头起临时支护作用,探顶杆探出部分上方必须用刹杆刹实接顶。
两帮临时支护、上、下帮采用锚杆起临时支护作用、两帮临时支护(间、排距为0.8×
1.0m)距掌子头不得大于1.5m,严禁空顶作业。
3.1.2巷道永久支护确定
1.27031风道根据煤(岩)层综合柱状资料和同煤层相临工作面矿压观测资料确定27031风道采用锚网支护,锚杆使用树脂锚杆,煤层上必须采用钢筋托梁加强支护,(巷道支护详见附图第十八~二十页锚杆长度为1.8m、2.4m、锚杆间距0.8m、1.0m,排距为1.0m、最大空顶距1.5m,最小空顶距0.5m。
2.支护参数设计确定
2.1确定锚杆的直径:
=K
式中:
Φ—锚杆直径
Q—锚杆锚固力;
根据工程类比法一般取70KN-60KN(本规程取60KN)。
δ3—A3钢抗拉强度,根据锚杆材质取380MPa
K—富余系数,取1.3
由此可得:
Φ=1.3
=0.018m
=18mm
求得锚杆直径为18mm.
2.2锚孔直径
根据锚杆直径18mm,确定锚孔直径为28mm。
2.3确定锚杆的长度
L=L1+L2+L3
L——锚杆长度,m;
L1——外露长度,m;
L2——有效长度,m;
L3——锚入岩层内的深度,m。
可得:
L1=L12+L13+L114
=34+10+50
=94mm
L12——铁托板高度,取34mm;
L13——螺母厚度,取10mm;
L14——外露长度,取50mm
L2——有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c),m;
普氏免压拱高:
b=〔B/2+Htan(45°
-ω帮/2)〕/f顶
=〔2800/2+2200tan(45°
-63°
26´
/2)〕/2
=960mm
B、H—巷道掘进净宽和高度:
B=2.8m,H=2.2m;
f顶—顶板岩石普氏系数,f顶取2;
ω帮—两帮围岩的内摩擦角,ω帮取63°
(查表得)
上述b适用于顶锚杆长度的设计。
C=Htan(45°
-ω帮/2)
=2200×
tan13°
17´
=519mm
锚固剂参数中锚孔直径Φ为28mm时,每个CK2350锚固剂的锚固长度来确定L3的长度为575mm,因而计算出锚杆长
顶锚杆长:
L=L1+L2+L3=960+94+575=1629mm,锚杆长度取2400mm能满足安全生产的需要。
帮锚杆长:
L=L1+L2+L3=519+94+575=1188mm,锚杆长度取1800mm能满足安全生产的需要。
2.4锚固剂设计
为了保证支护的可靠性设计采用树脂锚固剂。
2.4.1煤体中锚孔的锚固力
Fc100=0.1Л×
dh×
ζcr=0.1×
3.14×
28×
1.6=14.1KN
Fc100—煤体中每100㎜孔长的锚固力,KN;
dh—锚杆孔直径,mm;
ζc—煤体的抗剪强度,取1.6MPa;
2.4.2岩体中锚孔的锚固力
Fr100=0.1Л×
ζr=0.1×
11=96.712KN
ζr—岩体中的抗剪强度,取11MPa;
2.4.3树脂锚固剂的锚固力
Fs100=0.1Л×
ζb=0.1×
ζb—锚固剂的抗剪强度,取11MPa;
2.4.4锚杆锚固长度
统一按煤体考虑锚固参数,可以满足煤、岩层支护安全要求,则锚固长度:
L3=Q/Fc100×
100=60/14.1×
100=426mm
根据工程类比法,锚杆锚固力Q取70KN~60KN,这里取60KN。
2.4.5锚固剂参数
锚孔直径Φ为28㎜时,每个CK2350锚固剂的锚固长度:
L固=(dy2ly)/(dh2-dmg2)
=(232×
500)/(282-182)
=575mm
因此,采用1支CK2350树脂锚固剂可以满足要求。
2.5锚杆间、排距的确定
由公式:
G=rL2a2知:
锚杆锚固力Q应能承受G的重量。
为安全起见,再考虑安全系数k,取k=2;
kG<Q
计算得a<
2<
取a=800m、1000㎜。
因此,锚杆间排距800mm×
1000mm能满足支护要求。
3.支护说明表
项目
指标
序
号
锚杆种类
树脂金属锚杆
永久支护方式
锚网和钢筋托梁
锚杆长度
1.8m、2.4m
成巷距工
作面间距(m)
0.5
锚杆间、排距
0.8m、1.0m
9
锚杆(根/m)
临时支护方式
2根4m长15㎏/m钢轨前探梁
10
钢托板规格
150mm×
34mm
掘进断面积(㎡)
11
钢筋托梁规格
4.5m×
0.05m×
0.012m(圆钢)
净断面积(㎡)
4.4
12
最大空顶距
1.5m
3.1.3支护图见图3-1
图3-1
3.2支护材料规格
树脂锚杆:
Φ18mm圆钢扭矩锚杆,长度1800mm、2400mm。
树脂锚固剂:
CK2350树脂锚固剂。
钢托板规格:
34mm的正方形蝶形钢板制成。
锚网规格:
采用12#铁丝编制、长×
宽=4500×
1200㎜钢筋托梁规格:
Φ12mm圆钢、长×
50㎜。
3.3锚杆安装工艺
1.敲帮问顶→打设临时支护→定位→钻孔→清孔→安装锚杆和锚固剂→铺金属网→搅拌→上钢筋托梁及托木→人工紧固螺母。
2.打锚杆眼
1)定位:
依据中心线,先定排位,再以间距定出孔位,用粉笔标记。
2)钻眼:
采用采用MYT-125液压锚杆钻机钻孔,配B19中空六方接长钻杆和ф28㎜双翼钻头钻孔。
将钻头顶在给定的眼位,用钻机顶紧锚头,搬动手把开关使钻杆旋转,钻孔深达规定时,退出钻杆。
3)钻孔前,根据设计要求确定孔位作出标记;
孔间距误差不得超过50㎜;
孔轴向偏差应控制在5度之内;
孔深不大于杆体有效长度30㎜;
锚杆端部必须推至孔底;
锚杆孔内煤岩粉用水或压风吹洗干净。
4)钻孔前,要准备好钻眼工具,检查油管和水软管是否捆扎牢靠,要空载试验,依次启动主机上各操作手柄放在工作位置,检查主机的操作开关是否完好。
5)钻孔前,要先检查电动机的旋转方向,必须与指示牌一致。
检查液压油管和水管连接是否正确,检查主机的操作开关是否完好。
6)钻孔前,支腿先空运行,将支腿控制手柄缓慢转到升的位置,支腿各级油缸应顺利伸出。
转到降的位置,各级油缸应顺利缩回。
7)钻孔前,马达先空载运行,压下回转马达控制扳机,钻杆接头应具备由慢到快的可控运转,同时转动支腿控制手柄,两者的复合动作应互不干涉且运行灵活。
8)钻孔前,先检查水控制开关,钻杆顶部要有水流出。
以上各项若达不到要求,修复后方可进行钻孔作业。
9)空载试验正常后,将六方钻杆插入钻杆接头的六方孔内,马达控制扳机缓慢压下,让钻杆慢速转动(或不进行此项操作而让钻杆先顶住顶板),推进机构控制手柄转动一个较小的角度,支腿慢速上升,让钻头与顶板接触。
10)打开水阀开关,回转马达全速回转,根据岩石的硬度,调节推进机构控制手柄的转角大小(即:
改变推力大小),使推力与回转扭矩达到最佳配合而实现高效钻进。
11)钻孔和安装锚杆时,必须在前探梁掩护下由外往里逐渐进行,打一个、安装一个,前一个没有完工,下一个不得开工。
任何人不得在空顶下作业。
12)钻孔时,要有经验的老工人领钎,打眼工要服从领钎人的指挥,随时纠正钻眼的角度和方向。
13)钻进过程中的冲洗水压力应在(0.6-1.2)MPa之间,且水质无泥沙。
钻孔达到规定深度后,在保持钻杆回转及供水不间断的情况下,使支腿缓慢回落,以冲掉孔内的残留岩粉。
14)钻孔时停水要立即停钻,必须湿式打眼,严禁干打眼,预防岩尘过大或夹钎。
15)钻孔中若遇顶板掉渣、围岩煤体松动,必须立即处理,排除隐患后方可打眼作业。
16)操作锚杆机时,人员站在控制把水平状态的半径以外处操作,供水软管和供油管管口口严禁对人。
17)钻机旋转时,不能用手或戴手套触摸旋转的钻杆,且两腿岔开,不允许单手操作。
当钻杆堵塞时,严禁用钻杆砸锚杆机,锚杆机使用完后要靠帮放好。
18)钻孔时,应匀速加大气腿进油量,避免因推力不均而造成钻孔速度慢卡钻、断钎、顶弯钻杆等事故。
3.锚杆安装方法
1)安装树脂药卷和锚杆,先放入1个CK2350树脂锚固剂,插入锚杆将树脂锚固剂推至孔底,锚杆下端用专用连接器与锚杆钻机相连,采用全速旋转搅拌8~15s。
搅拌必须在凝胶时间内完成,停止搅拌后等待2min,收缩锚杆机,卸下搅拌器。
在等待时间段内不要使杆体移动,搅拌后锚杆外露长度控制在94mm以内。
2)等待时间达到后先挂金属网、然后上钢筋托梁、上木托板、钢托板、托板要紧贴顶板和煤帮、拧紧螺母。
3)施加预紧力,采用力矩扳手拧紧螺母,施加力矩至100Nm方为合格。
4)锚杆安装必须达到设计要求的锚固力,严禁使用变质的药卷。
如果一次安装锚杆失败,没有将锚杆安装到位时,必须立即用钻机将锚杆转动出来,半小时后再用钻杆通孔后重新安装。
5)在锚杆(锚索)安置结束,锚杆铺设完毕后,锚杆钻机应放置远离掌头顶板完好较宽敞处,严禁乱摔、乱砸。
6)按时对施工质量按设计要求进行检查,每300根锚杆,抽样一组(3根)进行质量检查。
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