+1972水平东二采区回风石门巷掘进作业规程.docx

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+1972水平东二采区回风石门巷掘进作业规程

弘利煤矿+1972m水平东二采区

回风石门

 

掘进工作面作业规程

编号:

掘2011-02号

 

工作面名称:

+1972m水平东二采区回风石门掘进

编制人:

施工负责人:

总工程师:

主管矿长:

 

批准日期:

年月日

执行日期:

年月日

作业规程会审意见

时间:

地点:

主持人:

记录人:

参加人员:

会审内容:

会审意见:

总工程师意见:

审批:

总工程师:

2011年月日

生产矿长:

2011年月日

安全矿长:

2011年月日

机电矿长:

2011年月日

通风副总:

2011年月日

调度室:

2011年月日

安监科:

2011年月日

技术科:

2011年月日

 

目录

第一章概况..................................................6

第一节概述..............................................6

第二节编写依据..........................................6

第二章地面位置及地质情况....................................6

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况....................6

第二节煤(岩)层赋存特征................................7

第三节地质构造..........................................7

第四节水文地质..........................................7

第三章巷道布置及支护说明....................................8

第一节巷道布置..........................................8

第二节支护设计..........................................8

第三节支护工艺.........................................13

第四章施工工艺..............................................15

第一节施工方法.........................................15

第二节凿眼方式.........................................15

第三节爆破作业.........................................16

第四节装载与运输.......................................17

第五节管线及轨道敷设...................................17

第六节设备及工具配备...................................19

第五章生产系统..............................................19

第一节通风.............................................19

第二节压风.............................................22

第三节综合防尘.........................................23

第四节防灭火..........................................25

第五节安全监控........................................26

第六节供电...........................................27

第七节排水...........................................27

第八节运输...........................................28

第九节照明、通信及信号................................28

第六章劳动组织及主要技术经济指示............................28

第一节劳动组织.........................................28

第二节循环作业.........................................29

第三节主要技术经济指示.................................29

第七章安全技术措施..........................................30

第一节一通三防.........................................30

第二节顶板............................................34

第三节爆破............................................37

第四节防治水...........................................41

第五节机电............................................42

第六节运输............................................44

第七节其它............................................46

第八章灾害应急措施及避灾路线................................52

第一节灾害预防.........................................52

第二节避灾路线.........................................55

.附图:

(后面)

 

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

+1972m水平东二采区回风石门掘进工作面

二、掘进目的及用途

该巷道适用于东二采区各煤层回采工作面及掘进工作面的回风、行人等。

三、巷道设计长度及服务年限

本工程计划总长度为120m(掘至见A9煤层),服务年限为3年。

四、预计开、竣工时间

该工作面于2011年11月3日开工,竣工时间预计为2012年1月3日。

第二节编写依据

一、设计说明书及批准时间

本规程编制的依据是《+1915m水平东翼二采区设计说明书》,批准时间为2011年5月。

二、地质说明书及批准时间

本巷道地质资料依据是《+1915m水平东翼二采区掘进地质说明书》,批准时间为2011年5月。

三、矿压观测资料

四、其它依据

第二章地面相对位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

该巷道垂直位置地面上部无任何建筑、工作面附近无采空区;只垂直位置地面存在季节性河流,对施工可能带来水害等威胁,因此,施工过程中严格按“先探后掘”进行施工,经常观察工作面涌水量情况。

第二节煤(岩)层赋存特征

一、岩层产状、厚度、结构、

该工作面所在A5煤层的底板岩层中,岩性为粉砂岩夹细砂岩,细砂岩厚度大于5.0m,单项抗压强度为46.55MPa,软岩石,岩层产状走为向近东西倾向南,倾角78°—83°,结果简单。

(附图1:

煤岩层综合柱状图)

二、煤层瓦斯涌出量、发火期、煤尘爆炸危险性

1、本工作面瓦斯绝对涌出量为3.91m3/min,相对涌出量为14.39m3/吨,

2、自燃发火倾向:

属易发火自燃煤层,发火期为3—6个月。

3、煤尘爆炸危险性:

A6、A9煤层具有爆炸危险性。

第三节地质构造

巷道所在地层位置基本无大断层、褶曲等复杂的地质构造,煤层顶底板岩石为粗砂岩内夹细砂岩,直接顶为含炭泥质粉砂岩,较为破碎,极不稳定。

第四节水文地质

一、含水层的位置及预算最大含水量

根据生产地质报告提供有关资料,本工作面上部覆盖一层含水层及井田东部季节性河流迳过该工作面地面所在范围,并工作面涌水补给作用,沿基岩裂隙—孔隙渗透是主要通道。

该煤层所在地层孔隙、裂隙不发育,透水性极弱,地层所含岩层隔水性好。

巷道内只有局部有淋水现象,且淋水量不大,井下水主要是由地表裂隙和孔隙渗入的,实际生产过程中矿井最大涌水量为16m3∕h左右。

二、采空区积水及其它积水情况

工作面附近及所在地点无积水巷道及采空区。

目前该工作面主要积水来源为煤(岩)层裂隙及该工作面上部含水层。

三、巷道围岩状况:

根据岩层产状得知,该巷道围岩状况为基本分砂岩夹细砂岩,属于软岩石,倾角78°—83°,结果简单。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

本工程为岩巷,总工程量为120m。

该巷道布置在东二采区范围A5煤层底板岩层中,在东二采区回风斜井落平点起开口(+1972m水平),自开口按3‰上山掘进。

(附图2:

巷道布置平面图)

第二节支护设计

一、巷道断面:

该巷道断面为半圆拱,巷道规格:

净宽:

2600mm;净高:

2500mm;壁高:

1200mm;净断面:

5.77m2;毛宽:

2800mm;毛高:

2600mm;毛断面:

6.44m2

(附图3:

巷道断面图)

二、支护方式:

(一)临时支护

放炮后,采用锚杆和金属网支护。

锚杆间排距为:

700×700mm,金属网为2000mm×1200mm网片,锚杆托盘压金属网双边。

(二)永久支护

1、该巷道掘进断面形状为半圆拱断面,采用Φ18×1600mm圆钢锚杆,间排距为:

700×700mm,矩形布置,锚杆配MSCK3530树脂锚固剂一支,设计锚固力40KN。

金属网为(9000mm×1500mm)网片,连网搭接长度100mm,搭接处如需用铁丝联接时每200mm用14#双股铅丝联接一道,锚杆托盘压金属网片。

顶帮锚杆同步进行布置。

永久支护为锚喷支护,每10m临时支护巷道施工完后喷一次,喷浆厚度不得小于100mm。

喷浆材料水泥:

砂子=1:

2(体积比)。

在施工过程如遇到破碎地带或地质变化时,必须改变支护方式(应采用11号工字钢支护),适当的缩小锚杆间排距并根据情况增加锚杆长度和直径。

支护材料:

锚杆配合菱形金属网。

2、工作面控顶距离:

顶板完整稳定时,临时支护控顶距离为落煤前不超过0.2m落煤后不超过1.8m;顶板破碎不完整时,临时支护控顶距离为落煤前不超过0.2m,落煤后不超过1m。

3、支护参数选型计算:

支护按煤(岩)层的硬固情况来设计。

支护长度、间排距和支护方式等参数,根据煤层硬固程度来确定,如煤层较软、破碎时必须改变支护方式。

锚杆参数计算方法:

(1)锚杆长度计算:

锚杆长度按公式L=L1+L2+L3或L=N(1.1+B/10)计算

式中:

L---锚杆长度L1---锚杆外露长度,一般取0.15m

L2---锚杆有效长度,一般取1~1.1m

L3---锚杆锚固段长度,一般取0.3~0.4m

N---围岩稳定性影响系数

B---巷道跨度,取3.91

L=L1+L2+L3=0.15+1.1+0.35=1.6m

(2)锚杆间、排距计算:

按公式D≤0.5L计算

D≤0.5LD≤0.5×1.6D≤0.8m

按以上的计算数值:

锚杆长度为L=1.6m

锚杆间排距取0.7m。

三、支护质量要求:

1、根据岩层的构造变化、岩石的破碎状况要确定锚杆的锚固力最小不能小于12Mpa(扭矩应不少于100N.m)。

2、打锚杆眼前,必须对打眼位置处进行修理,应创造较好地工作环境,打眼处应为一个较为平整的面。

3、在没有特殊情况下,应保证锚杆眼深与锚杆长度必须相同。

4、采用规格为12×12㎝的铁盘,托板紧贴岩面,并拧紧螺母。

5、打锚杆眼前,严格敲帮问顶工作,必须看好巷道中腰线、有无欠挖部位,确定眼位后再打锚杆眼。

6、装锚固剂前,先必须用压风管吹洗眼内的岩粉、碎块、积水,然后装锚固剂。

7、锚杆的间排距应在岩上标定出锚杆眼的位置,并找平锚杆眼周围的接触面。

8、若现场围岩裂隙发育时,根据现场情况调整锚杆布置参数,适当缩小锚杆的间排距。

如岩层层面与裂隙间不明显时,应与巷道周边尽量垂直布置。

9、装树脂锚固剂前,将眼中粉尘清除一边,严禁使用变质的锚固剂。

装锚固剂时,要缓慢、稳当地推入,防止锚固剂塑料套损坏,锚固剂推到底后,用风煤钻将锚杆钻至眼底,锚杆固定后,不要拉、拔或晃动。

10、打锚杆眼时,一般使用凿岩机打眼,必须配备两台凿岩机,一台使用,另一台备用,应确保支护工程的正常进行。

11、安装锚固剂前要检查好锚杆眼的方向、位置、深度及平直度是否符合要求,锚固剂杆体是否合格,如有一项不符合要求不得进行安装。

12、树脂锚杆搅拌工具一般采用风煤钻及套头,套头为100cm长的麻花钻杆焊上套筒或螺母构成。

风煤钻使用前应检查是否漏风。

13、安装时,先将带螺母连接头拧紧在杆尾螺纹上,如采用六方套筒连接头,则应先预先把两个螺母在杆体互相挤紧,然后用杆体量准眼深,划好记号,再把杆体将锚固剂送到眼底,搅拌时间为25—35s。

14、取下风煤钻或搅拌器,采用螺母接头时,要等锚固剂硬固后才准取下。

15、锚杆安装后的巷道,应专人及时检查锚杆支护质量情况,如发现锚杆不符合要求时应进行补打。

17、锚杆的质量检查应按质量标准和检查办法进行。

除了检查锚杆的成

品、材质、间排距、孔深和托板、树脂质量以外,更重要的是作锚固力拉拔试验。

18、树脂锚固剂属于二级易燃物品,不得接触明火。

19、在一般情况下,一根锚杆使用一根锚固剂,但根据工作面的实际情况可增加锚固剂数量。

20、锚固剂中固化剂是一种氧化剂,具有易燃性,腐化性,严禁把内管中白色粉沫撤到锚固剂以外场所,防止飞溅伤到眼睛。

21、锚固剂拉拔试验时,必须采取安全防护措施,要站在顶板完好地点进行。

在试验过程中,如锚杆破坏或失去锚固力时重新补打锚杆。

22、对锚杆做拉拔试验时,要注意以下几点:

⑴安装锚杆拉力机时,应保持受力方向与锚杆一致。

⑵加载时要均速缓慢,以免影响试验的准确。

⑶拉拔设备应固定牢靠,并有安全措施。

试验时把空心千斤顶套入锚杆尾部,最后将高压胶管与手摇泵连在一起,远距离操作。

千斤顶正后及波及范围内严禁有人。

⑷拉拔试验时,除了检验锚固力以外,在固定的锚固力范围内要求锚杆的拉出滑移量不得超过10cm。

23、铺设金属网时,将网拉平、拉紧,金属网与巷壁接触面要平整。

24、最后,拧紧锚杆螺母。

25、11#工字钢支护

(1)支架的材质、规格、型号、质量必须符合设计要求和标准规定。

(2)全面铺网,两帮到底,网片间每100mm用铁丝连接一道,以保证其整体性。

(3)支架应垂直巷道中线,扭距不超过±80mm。

(4)支架要顺山势,平巷支架应垂直于顶底板,前倾后仰不超过5°,倾斜巷道支架应迎山有力,迎山角为巷道坡度的1/6°~1/8°。

(5)支架构件要齐全,紧固有效,支架要裱褙牢固,背板间距要均匀,数量和位置符合设计要求,裱褙要平直,方向与巷道方向及坡度一致。

(6)煤层松软或顶帮超挖时,顶帮摆架接顶、背牢,严禁空帮空顶。

(7)柱跟必须打到实底上,柱窝深度不少于200mm。

(8)支架间必须使用好铁拉杆和防倒撑木。

四、喷浆

1、喷浆使用材料为沙石、水泥。

体积比为2:

1。

2、照明、防尘设施齐全完好,并能够正常使用。

3、喷浆工佩戴好劳动防护用品。

4、喷浆机操作程序要求:

先开风后给水,调整好风压和配水量,最后送电给料。

停止时,先停料,待料缸中的存料喷完后,再停电,最后关水停风.

5、喷头操作:

先开水、后开风及时调整水灰比,使喷头与喷射面保持垂直,并与喷射面保持1米左右距离,喷射顺序应先墙后拱,由下而上。

6、喷射工作结束后,喷层必须连续洒水养护7天以上,每天洒水不得少于1次。

第三节支护工艺

一、支护工艺:

采用锚网支护,顶板锚杆选用Φ18×1600mm的圆钢锚杆,杆头经滚丝加工处理,其屈服荷载114KN。

设计锚固力40KN。

间距700mm,排距700mm,矩形布置。

每排9根锚杆(顶部5根、两帮4根),锚杆锚固剂选用树脂药卷MSCK3530一个。

二、支护材料:

见附表:

锚网喷支护断面特征表

锚(网)喷永久支护材料表

三、喷浆

1、配合比设计

砼强度设计为C20,水泥选用PC32.5,沙子选用中粗砂,沙子含土率不超过3%,砼配合比为水泥、沙子=1:

2(体积比),水灰比为1:

4,速凝剂掺量为4-6%,偏差不超过以下规定:

水泥±2%,砂石±3%,在用速凝剂前做与水泥的相容性试验及水泥凝结效果试验,初喷不应大于50分钟,终凝不应大于10分钟。

锚网喷支护断面特征表

断面(m2)

设计掘进尺寸(m)

(mm)

锚杆(mm)

序号

掘进

螺母外露(cm)

排列

方式

排距

1

5.77

6.44

2.8

2.6

喷浆

100

3-5

矩形

700×700

1600

18

备注

配合比为体积比(水泥:

沙子)=1:

2

锚(网)喷永久支护材料表

支护形式

锚(网)喷支护

锚杆

名称

长度(m)

直径(mm)

间排距(m)

锚固力(KN)

起点(底板以上m)

圆钢

1.6

18

0.7×0.7

40

0.2

锚固剂

MSCK3530一支锚固剂

螺母

六方螺母,材质为Q235,

喷射

混凝土

标号

配合比

水泥标号

沙子

级别

石子粒径(mm)

厚度

(mm)

C20

1:

2

32.5

粗河沙

5~10

100

挂网

材料

规格(m)

网格

制作

联网

要求

挂网位置

钢筋

2×1.2

菱形

编制

压接200mm

底板以上

2、喷浆机具

喷浆机具选择PZ-5型喷浆机,其生产能力为5m³/h,设置一台。

喷浆管路采用热轧无缝钢管。

钢管联接用胶管套接,以便处理堵管和翻转使用输料管,喷砼所用供水管选用19mm高压胶管。

 

第四章施工工艺

第一节施工方法

1、该工作面开口位置岩性为泥质粉砂岩,岩石比较软,因此,开口时,必须要多打眼少装药进行爆破,开口前首先对开口地点加强支护,防止爆破引起顶板跨落。

2、施工方法:

工作面采用全断面一次爆破法。

如施工有困难时,要采用分次打眼、分次装药、分次爆破施工法进行施工。

3、为确保施工质量,矿技术部门要及时放巷道中腰线,必须按中腰线施工。

巷道断面、支护、敷设轨道等工程都必须符合本规程要求。

4、采用光面爆破进行施工。

光面爆破的实施地点:

(1)周边眼适当加宽。

(2)运用适当猛度的炸药和装药结构。

(3)采用最佳的周边眼单位长度装药量100-140g/m。

(4)采用同段雷管同时起爆。

光面爆破技术要求:

(1)超挖和久挖的尺寸必须符合质量标准规定。

(2)围岩上留下的眼疤率50%。

围岩上不应有呜响的炮震裂缝。

第二节凿岩方式

一、钻眼方式:

采用YT-28型气腿式凿岩机2台,配备2m长的六棱钻杆进行钻眼。

施工所需的设备和工具布置情况:

1、局部通风机和其它电气设备按设在地面井口附近,并与工作面回风口距离不得小于10m,严禁局部通风机周围产生循环风作业。

2、瓦斯传感器安设位置与工作面迎头距离不得大于5m,工作面爆破前将其撤出安全地点,以防冲击波崩坏,爆破后再悬挂到工作面。

3、空气压缩机地面安设(用我矿已有的空气压缩机供气)。

二、施工工艺:

1、工艺流程

交接班—→确认安全—→打炮眼—→装药放炮—→吹炮烟—→打锚杆、挂网——→装岩—→喷浆。

2、钻眼工具的选择:

采用YT-28型气腿式凿岩机2台,配备2m长的六棱钻杆。

一台使用,一台备用。

3、爆破器材的选择及爆破参数确定:

⑴使用煤矿许用乳化炸药和毫秒电雷管进行起爆,每节炸药按0.3kg计算。

⑵联线方式:

串联。

⑶封孔材料:

用黄土、水炮泥进行封孔,严禁使用可燃性材料封孔。

炮泥的填满长度必须符合《煤矿安全规程》有关规定。

4、为确保掘进速度和减小炸药的消耗量、提高爆破效果,应合理布置炮眼。

三、工作面炮眼布置如下:

1、掏槽眼:

掏槽眼一般布置在工作面的中部或中下部位置。

主要作用是掏出一个槽口增加自由面。

掏槽眼要比其它眼深200mm,装药量多20﹪。

2、辅助眼:

辅助眼布置在掏槽眼和周边眼之间。

它的作用是将掏槽眼的槽口进一步扩大,眼底应落在同一平面上。

3、周边眼:

周边眼布置在巷道的周边,它包括顶眼,帮眼,底眼,水沟眼。

先起爆顶眼和帮眼,然后起爆底眼。

第三节爆破作业

一、炮眼深度为1.8,炮眼利用率为90%,循环进尺为1.6m。

爆破参数表(附表1)

炮眼

名称

编号

眼数

(个)

眼深

(m)

装药量

倾角

联线

方式

卷/眼

Kg/眼

卷数

重量

(kg)

水平

垂角

掏槽眼

1-3

3

1.8

3

0.75

9

2.25

75

75

串联

辅助眼

4-12

9

1.6

2

0.5

18

4.5

75

75

周边眼

13-25

13

1.6

2

0.5

26

6.5

0

0

底眼

26-30

5

1.6

2

0.5

10

2.5

0

0

水沟眼

31

1

1.6

1

0.25

1

0.25

0

0

合计

31

16

二、预期爆破效果表(附表2)

名称

单位

数量

名称

单位

数量

炮眼利用率

%

90

每米炸药消耗量

kg/m

10

每循环进尺

m

1.6

每循环炮孔长度

m

50.2

每循环爆破量

m3

10.3

每立方米雷管用量

个/m3

3

炸药消耗量

kg/m3

1.55

每米巷道雷管用量

个/m

19.4

三、爆破要求:

1、必须按照炮眼布置图进行打眼爆破,确保工程质量。

2、装药要合理,严禁多装药,保证巷道成型。

3、装药方法:

工作面装药采用正向装药。

第四节装载与运输

一、装岩方式:

人工装岩。

二、运输方式:

采用人工推1.0t型矿车运输,推到回风斜井井底用绞车提升。

第五节管线布置及轨道敷设

一、管线布置及安装要求:

1、压风管路、降尘管路、风筒要按规定位置吊挂成直线。

风筒必须吊挂在专用钢丝绳上固定在巷道帮上,风筒吊环吊挂距顶板不大于400mm,顶板起伏较大时,风筒下沿距底板不小于1.6m,要吊挂平直,逢环必挂,不得出现死弯或被挤压,不得出现跑漏风现象,跟头风筒不得落地。

风筒要贴编号,实

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