8203采区设计

8203采区设计内容摘要：

实际所选锚杆间排距均小于计算长度，因此，实际所选锚杆间排距符合要求。 悬吊理论校核锚索间距： 为防止巷道顶板发生大面积整体跨落，用锚索将锚杆加固的 组合梁 整体悬吊于煤层顶板稳定岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。 此时，靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩察力的条 件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。 L = n F2/[BHγ （ 2 F1sinθ） / L1] 式中 L 锚索排距， m； B 巷道最大冒落宽度，取 ； H 巷道冒落高度，按最严重冒落高度取 m； γ 岩石容重， ； L1 锚杆排距，。 F1 锚杆锚固力， 80KN； F2 锚索极限承载力，取 180KN； θ 角锚杆与巷道顶板的夹角， 65176。 ； n 锚索排数，取 1。 20 通过公式计算，锚索间距为 ，实际间排小于计算长度；且排数增加了，因此，实际所选锚杆间排距符合要求。 （五、）质量标准 巷道宽度： 8203轨道巷和皮带巷 净 宽 均为 3500mm，净 高度 2800mm ； 锚杆：邦、顶锚杆均使用规格为Φ 18mm179。 2020mm的等强锚杆，锚杆的托盘，杆体螺帽均不得松动，托盘必须紧贴岩面。 锚杆间排距： 8203 轨道巷和皮带巷 顶锚杆间排距为800179。 800mm，允许误差177。 100mm，帮锚杆间排距为 800179。 800mm，允许误差177。 100mm； 锚杆外露 长度：露出螺帽≤ 50mm； 锚杆角度：垂直于巷道的围岩，不得小于 75176。 顶锚杆两侧的与顶板夹角 55176。 ，帮锚杆上部的一根仰角 20176。 ，下部的一根俯角 20176。 ； 网搭接长度 100mm，搭接牢固压茬良好； 钢筋托梁逐排安设，并且必须压住网搭接处； 锚索布置：按 2178。 1178。 2五花眼型布置， 锚索为Φ ，长度根据煤层厚度确定，以进入稳定的煤层顶板岩石 （最短不得小于 12m），在施工过程中根据煤层的厚度随时调整锚索长度； 锚索外露长度为≤ 300mm； 21 1锚索距工作面 距离不得大于 20m； 1每根顶锚杆眼必须安装 3卷规格为 MZK2335 的树脂药卷，每根帮锚杆眼必须安装 2卷规格为 MZK2335的树脂药卷，每根锚索眼底必须安装 6卷规格为 MZK2335 的树脂锚固剂药卷，严禁使用变质和不合格的药卷； 1顶锚杆锚固力≥ 80KN，邦锚杆锚固力≥ 60KN，锚索预紧力≥ 100KN，锚索锚固力≥ 180KN； 1巷道严格按地测给定中心方向施工，严禁断面不够或超挖现象，若超挖 300mm 应及时补打锚杆。 （六、） 支护工艺 施工顺序：安全检查（顶板 管理 、 找巷道底板、 瓦斯、工程质量 、探头位置等）→标定中线→ 综掘机切割、出煤→ 敲帮问顶→架设临时支护→顶锚杆眼施工（联顶网）→两帮锚杆施工（联帮网）→收尾整理工程质量。 临时支护工艺、工序及要求： 掘进机割出一排锚杆进度后，使截割头落地，闭锁截割部电机，断开掘进机上的电源和磁力启动器的隔离开关。 操作人员站在完好支护下，用不小于 长的长柄工具处理干净顶帮的活矸（煤），并进行敲帮问顶。 确保无问题后，人员站在永久锚杆支护下，将预先联好的超前顶网解开，前移前探梁，并用前探梁托起一根钢筋托梁。 前探梁上及时用木板梁维护顶板，按中心线调整好 钢筋托梁，木板梁与前探 22 梁用木楔子楔紧。 穿前探梁时必须专人监护顶板及煤帮。 顶板维护好后，开始打锚杆。 安装顶板锚杆： ⑴ 施工顶板锚杆眼：采用煤电 钻机按钢筋托梁孔位由巷道两帮向中间施工锚杆锚索眼。 巷道顶板锚杆眼总长2020mm。 由于顶锚杆设计 ，为防止一次使用 长钻杆打眼平稳性差，高度不够，可先用 先打 ，再换 米长钻杆打到设计深度。 ⑵ 送树脂药卷：穿过钢筋托梁眼向锚杆眼内装入 3 卷规格为 MZK2335 的树脂药卷，用等强锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。 ⑶ 搅拌锚固 剂：用搅拌接头将钻机与锚杆连接好，然后升起钻机将锚杆接触眼底或预留好锚杆外露长度时，停止升钻机，搅拌 2540s后停机。 ⑷ 紧固锚杆： 90180s后，将托板、螺帽按顺序上好，并用扳手将锚杆紧固好。 必须确保扭力矩不小于。 ⑸ 及时将下一循环的顶网预先联好，并倒挂好。 安装帮锚杆： ⑴ 两帮连接金属网，将网按要求压在对应的前一排锚杆位置。 注意用扳手将锚杆紧固好。 必须确保扭力矩不小于。 ⑵ 在两帮用 煤电钻 在设计位置施工巷道帮锚杆眼，方 23 法同顶眼施工。 ⑶ 送树脂药卷：向锚杆眼内装入 2 卷规格为 MSK2335的树脂药卷，用等强锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。 ⑷ 搅拌锚固剂：用搅拌接头将钻机与锚杆连接好，然后用钻机将锚杆接触眼底或预留好锚杆外露长度时，停止推钻机，搅拌 2540s 后停机。 ⑸ 紧固锚杆： 90180 s后，将托板、螺帽按顺序上好，并用扳手将锚杆紧固好。 安装锚索： ⑴ 施工顶板眼：用锚索钻机按要求打好眼。 ⑵ 送树脂药卷：向眼内装入 6 卷规格为 MSK2335 的树脂药卷，用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。 ⑶ 搅拌锚固剂：用搅拌接头将钻机与钢绞线连接好，然后用钻机将钢绞线接触眼底 或预留好钢绞线外露长度时，停止推钻机，搅拌 2540s 后停机。 ⑷ 张紧锚索： 10 min 后用张拉千斤顶张紧锚索，预紧力为 100KN。 （七、） 矿压观测 观测对象： 8203 轨道巷 掘进巷道。 观测内容：巷道顶板离层量，顶底板移近量，两帮相对移近量，锚杆的拉拔力，锚索的预紧力及预应力。 观测方法： 24 巷道顶煤 离层量，两帮相对移近量的观测：进入 8203 轨道巷后，即开始布置测站，测站间距 100m。 测站测点布置要求，在巷道两邦适当位置各找一点用线绳拉成一条直线（量出两点的距离，作好记录），然后分别在巷道顶 第 2 根、第 4 根锚杆位置竖直量出锚杆端头至直线的距离，作好记录。 靠工作面最近的测站每天观测一次，其余每星期观测一次。 锚杆的拉拔力每 300根锚杆作一组实验，使用 ZY20型锚杆拉力计；锚索的预紧力及预应力用 YCD1801型预应力张紧器施工，每 10根抽检一根。 四、 巷道 的断面与支护 工作面 上 顺槽（ 8203 轨道 巷） 上 顺 设计为 米179。 米（宽179。 高）的矩形断面为轨道运输 巷道 开切眼毛巷 开切眼毛巷 计断面为 3 米179。 米（宽179。 高） 的矩形断面，开切巷采用锚网钢筋梯子、锚索联合支护方式，顶锚杆间排 距 800mm179。 800mm，选用Φ 18mm179。 2020mm 的等强螺纹锚杆；帮锚杆间排距 800mm179。 800mm， 选用Φ 18mm179。 2020mm 的等强螺纹锚杆 ，扩巷时去掉。 开切巷 切眼设计断面为 7 米179。 米（宽179。 高） 的矩形断面。 开切巷采用锚网钢筋梯子、锚索联合支护方式（详见施 25 工图），交叉点配金属棚子联合支护，确保开切巷的支护强度，锚杆间排距 800mm179。 800mm,长度顶眼 2 米，（直径 18mm的等强螺纹锚杆）帮眼 2米；锚索采用隔排布置，间排距 800mm179。 1600mm ，锚索长度以施工到稳定顶板岩石中 12 米 为原则，根据平均煤厚锚索长度平均为 12米。 7000280075176。 200800扩 帮2020800毛 巷35003500800 80012020 26 开切眼支护设计平面图800800800800800800800800800800800800800800800800800800800800800800800800160016001600160030001800 202020202400240023002300600600 第三章 生产工艺 第一节 采放比 采煤方法： 倾斜 长壁综合机械化放顶煤开采 根据地质资料，煤层平均厚度为。 前面已确定工作面机采高度 为 ，因此经计算采放比为 1： ，在合理范围内。 27 第二节 工序组合 一、作业循环：割煤 移架 推溜（拉后溜） 放顶煤 二、回采工艺 落煤 采用 MG200/500QWD 型采煤机割 煤 1）割煤方式：双向割煤，前顶后底 2）进刀方式：端部斜切进刀 3）进刀设计 : ① 当采煤机运行到工作面下端头时，停机，落下滚筒，此时上部支架已移，运输机已推； ② 换向上行切入煤壁，下滚筒吃满刀为止； ③ 推移采煤机以下运输机，移采煤机以下支架，采煤机下行至机头吃三角煤； ④ 上行，正常割煤至机尾； ⑤ 上端头进刀和下端头进刀相同（见图） 工作面端头斜切进刀示意图 2 装煤 借助采煤机螺旋滚筒与刮板机的铲煤板相结合，在采煤 28 机与刮板机同时运行过程中自动完成装煤工作。 3 运煤 工作面选用 SGZ730/200179。 2 型输送机运煤 机巷采用 SZZ730/160 型转载机和 一台 DSJ1000/160179。 4 移架 煤机割煤后坚持带压及时移架，移架工作由支架的推移千斤顶借助运输机来完成。 5 推移前部输送机（拉后部输送机） 推移前部输送机靠液压支架的推移千斤顶来完成，推移工作要安全迅速，并保证平直，推移刮板机与采煤机应保 持1215米的距离，弯曲段不小于 15米；可自下而上，自上而下或从中间向两头推移刮板机，不准由两头向中间推移。 拉后部输送机是靠移后溜千斤顶，移后溜千斤顶是双作用液压缸，它的作用是拉动支架后部输送机，缸体通过十字头与底座一侧连接，活塞杆通过十字头及链环与后部输送机溜槽相连接。 拉移方式及要求与移前部输送机相同。 6 放顶煤 放煤步距 ，即采用两刀一放。 第三节 放煤方法 初采支架推出切眼，顶煤一冒落就开始放煤。 割煤放煤 29 平行作业，即沿工作面全长一分为二，实行前半部放煤，后半部割煤，或前半部割煤，后半部放 煤。 采放比为 1： 放煤步距 ，即采用两刀一放。 放煤工艺的要求：多轮放煤、顺序放煤、均匀放煤、大块破碎、见矸关门。 第四章 顶板管理 第一节 矿压显现规律预计 根据我国对综放开采顶煤顶板活动规律的研究与应用，对我矿矿压显现规律预计如下： 一、综放工作面支架载荷与采厚之间的关系 综放工作面支架载荷不因采厚的增大而大幅度提高。 直接顶随采随冒，支架应承担其重量，老顶岩层能形成“砌体梁”结构、“传递岩梁”结构，老顶回转通过不可压缩的直接顶对支架产生作用； 老顶有周期性的回转、垮落，表现在 工作面有周期性的矿压显现。 二、综放工作面顶板来压及其结构特点 综放开采工作面 有 明显周期来压 ； 综放开采顶板下沉量增大，活柱下缩量增加； 综放开采支架受力一般前柱高于后柱，支架四连杆 30 受力与普通综采有所不同； 支护方式不同，支架的工作阻力不同，支架载荷不同，一般为 P 液压 ＞ P 单体 ＞ P 摩擦 ＞ P 木。 这种现象实际反映了“硬支多载”的特性，从另一角度讲，支架的作用更重要的是维护工作面顶板（顶煤）暂时的完整性； 第二节 工作面顶板管理方法 工作面采用采用 ZF5000/17/28型 基本 液压支架 78架 和6 组 ZF5400/18/28型过渡液压支架支护顶板。 为使支架有效地支撑顶板、护煤壁，防止冒顶事故及减少煤壁片帮，工作面液压系统必须完好可靠，泵站压力达到规定值，支架初撑力达到规定值，采取追机移架，并及时伸护帮板。 控顶距： 最大控顶距 4835mm 最小控顶距 4235mm 放顶步距 1200mm 采空区处理方法为移架后自行垮落 31 最 小 控 顶 距 最 大 控 顶 距 第三节 工作面上、下安全出口的顶板管理 一、下安全出口的顶板管理 32 下端头支护设计图1支架转载机煤壁前溜后溜 ① 在前后溜机头即 1支架和转载机之间的空间各用一对 5 米的箱型梁支护，一梁 四 柱，靠煤壁两根柱子，随着工作面往前推进，及时依次将梁往前移 ② 转载机与下帮煤壁的空间，靠煤壁用 1米的铰接梁，一梁一柱，在中间靠铰接梁加二根 5米 长的箱型加强梁，一梁四柱 ③ 转载机上部每隔 米横放一块大板担在转载机两边的梁上 二、上安全出口的顶板管理 ① 前溜机尾至上帮煤壁每米一对 5。