米箩煤矿110304措施巷掘进作业规Word文件下载.docx
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第九章劳动组织、循环图表与主要技术经济指标·
33
第十章安全技术组织措施·
35
第一节顶板管理安全技术措施·
第二节打眼、装药,放炮及火工品管理安全技术措施·
36
第三节过老窑、断层、破碎带冒顶区特殊地段安全措施·
40
第四节气动锚杆钻机操作安全技术措施·
41
第五节施工锚杆、锚索安全措施·
43
第六节耙斗机的使用和维护安全措施·
43
第七节喷射混凝土施工安全技术措施·
45
第八节人力推车安全措施·
第九节斜坡绞车提升安全技术措施·
46
第十节机车检修、机电设备安全防护安全技术措施·
48
第十一节自然灾害预防措施·
50
第十二节现场交接班和工程质量验收制度·
52
第十三节其它·
52
第十一章文明生产管理及质量标准化·
54
第一节文明生产管理·
第二节质量标准化·
54
第十二章工作面避灾路线·
55
第一节避灾原则·
第二节现场自救和互救·
第三节避灾路线·
56
附图·
75
第一章、概况
1、工程概况:
根据米箩煤矿生产技术督查科提供的《110304运输顺槽措施巷施工设计》图,米箩煤矿110304运输顺槽措施巷开门点(坐标x=2921442.8,y=35499555.59,H=974.7T,巷道方位:
19°
45′52″)位于1104底板瓦斯巷西面里程16米处。
110304运输顺槽措施巷开门后按0°
坡度掘进6米后为变坡点,变坡后保持原方位不变、按照+15°
掘进56.6米的上山后落平(落平点坐标x=2921503.082,y=35499577.297,H=988.0T)与110304运输顺槽相连。
所以本规程预计110304运输顺槽措施巷总掘进长度为62.6米左右。
为确保施工安全和工程质量,特编制本规程,施工人员要严格遵照执行并贯彻落实签字。
(附110304运输顺槽措施巷布置平面图)。
2、工程名称:
110304运输顺槽措施巷。
3、工程量:
设计总长约62.6米。
4、工期:
预计开工时间:
2012年12月25日
预计竣工时间:
2013年1月25
5、工程用途:
主要用于米箩煤矿连接110304工作面运输顺槽。
6、支护形式:
锚网、锚杆、(局部采用锚索)C20砼喷支护。
110304运输顺槽措施巷使用锚杆+锚网+喷砼+局部使用锚索(断层、破碎带、钻场开口处、水仓开口处)的支护方式,锚杆采用Φ20mm、L=2000mm的螺纹钢树脂锚杆,间排距为800mm×
800mm;
锚索(Φ21.6mm、L=6300mm)、间排距1800mm×
1800mm;
锚网采用Φ6.5mm的钢筋焊接而成,网格为100mm×
100mm正方形网格,网片规格为:
900mm×
1400mm。
喷砼强度为C20,厚度为70mm。
7、巷道断面:
巷道断面直墙半圆拱形。
110304运输顺槽措施巷巷道断面为:
巷道掘进宽度为3.14米,起拱线至巷道底板为1.6米,至拱顶为1.57米,掘进毛断面面积为8.9m²
巷道净宽3米,起拱线至底板1.6米,至拱顶为1.5米,巷道净断面面积为8.334m²
。
附:
110304运输顺槽措施巷支护断面图。
8、施工准备:
施工前先将施工所需的电气设备进行防爆检查,确认无失爆现象后投入使用,将耙斗机运至开门点,并组装好,准备好支护材料、风镐、锚杆钻机等施工器具、各种运输设备及各种管路、电缆等。
9、编制依据:
一、《110304运输顺槽措施巷巷施工设计》图;
二、米箩煤矿的实际情况;
三、《煤矿安全规程》;
四、煤矿安全生产相关法律、法规。
第二章自然地理
矿井范围内煤炭是当地群众的主要生活燃料,历年来民间都自挖小窑取煤以用,所以居民点附近老窑遍布,数量较多,开采、停采历史较长,故很多老窑已无法调查。
现已调查的老窑仅有99个,大部分为沿煤层倾向掘进的斜井,少数为底板瓦斯抽放巷。
多集中分布在1、3、10、16、21、26、831、832等煤层露头区。
即浩山至阿德寨一带、倮么至龙就一带以及米箩以南。
其它煤层和地方也有少量零星分布。
老窑是在农闲少雨的冬天到次年春天开采,一般不支护,停采后,因雨水垮塌而废弃,故一般长度均不大。
一般为8~60米,部分达40~60米,最长的有X1−10、X16−10、X16−11、X26−4、X29−1、X831−2、X831−1老窑,为100米左右。
1、地形地貌
米箩煤矿位于乌蒙山南斜坡地段,属高原中山峡谷地貌,区内地势北西高,南东低,海拔为+1045~+1953.7m之间。
井田中部出露三迭系石灰岩,多在两翼靠近煤层露头侧形成悬崖陡壁,其下的飞仙关地层则多为逆向陡坡,煤系地层因易风化冲蚀,多沿地层走向形成沟谷毗连的低凹槽地。
煤系底部的玄武岩多呈顺向坡地形。
区内沟谷切割较深,多呈“V”字形。
2、河流
区内属珠江流域北盘江水系,一井及周边主要地表水体有巴朗河及其支流金家河和射拉河。
巴朗河由一井西北流向南东,最终汇入北盘江。
巴朗河位于一井南西侧,调查时流量0.34m3/s,据收集资料丰水期流量达40.9m3/s,枯水期流量仅0.166m3/s,在一井内,水位标高一般在1038.1~1076.8m;
金家河位于一井东侧,调查时流量5lm3/s,据收集资料丰水期流量200lm3/s,水位标高在1038.1~1240m;
射拉河位于一井西南侧巴朗河右侧,调查时流量2.0lm3/s,据收集资料丰水期流量100lm3/s,水位标高在1070~1072m。
3、气象
本区属暖温带冬春干燥、夏季湿润型气候,长冬无夏,春秋相连。
年平均气温12.3℃,极端最高气温31.6℃,极端最低气温-11.7℃。
年平均降水量1223.6mm,多集中于下半年;
年平均风速2.5m/s,全年风向以ESE为多,夏季盛行SE风,冬季盛行ESE风。
4、环境
本区属中低山森林区,灌木丛生,无污染源,自然环境良好。
除西川沟有村庄外,人烟稀少,区内无任何工业,主要经济作物为玉米、土豆、豆类等,经济落后。
根据贵州省地震烈度图,本区处于Ⅳ度区,地震动峰值加速度0.05g。
区内无生产煤矿。
5、地震
根据《中国地震动参数区划图》(GB18306-2001),及建筑抗震设计规范(GB50011-2001)可知,该煤矿所在地区水城县抗震设防烈度为6度,设计基本地震加速度值为0.05g,设计地震分组A.0.21-2(第一组)(根据井田地质报告提供)。
附掘进地质说明书。
第三章地质及水文地质概况
第一节地理情况
地面位于六盘水市水城县米箩乡倮么村阿德寨与姑娘山之间,地表出露地层为三迭纪飞仙关组灰绿色细砂岩及第四纪覆土层,地貌形态为高中山山地,冲沟较发育,地形为陡坡旱地,植被不发育,采矿塌陷范围内无民房建筑物及重要工业设施,地面标高在+1400~+1425m。
第二节构造
根据110302工作面及1104瓦斯巷实际揭露资料分析,该巷道处于F37断层带边缘掘进,受该地质构造的影响,巷道掘进过程中顶板将出现节理构造。
第三节井田水文地质
该巷道掘进过程中将揭露上二叠系龙潭煤组上段3#煤层,其上覆地层中有一弱含水层,距离1#煤层顶板1.5至2.0米,3#煤层与1#煤层层间距在1.0m左右,巷道在支护时支护锚索钻孔将穿透该含水层,预计掘进过程中涌水量将达到5-10m³
/h。
第四章巷道布置及支护
第一节巷道布置
米箩煤矿110304运输顺槽措施巷开门点(坐标x=2921442.8,y=35499555.59,H=974.7T,巷道方位:
第二节支护设计
一、巷道断面
1、根据设计,巷道断面直墙半圆拱形。
二、支护材料
1、锚杆
(1)按悬吊理论计算锚杆长度参数:
锚杆长度计算:
L=KH+L1+L2
式中:
L——锚杆长度,m
H——冒落拱高度,m
K——安全系数,一般取2
L1——锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.4m
L2——锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m。
其中:
H=B/2f=3.14/(2×
4)=0.4m
式中B——巷道的掘进跨度,取3.14m
f——普氏岩石坚固性系数,取4。
则L=2×
0.4+0.4+0.1=1.3(m)
(2)根据材料力学计算锚杆直径:
d=32.52
式中:
d——锚杆直径,mm
Q——锚杆锚固力,取50KN
δt——材料抗拉强度,取410MPa
则d=32.52
=32.52
=12.4mm
(3)锚杆安装间距、排距计算:
a=Q/(KHγ)
a——锚杆间排距,m
Q——锚杆设计锚固力,50kN/根
H——冒落拱高度,
γ——被悬吊岩层的重力密度,取30kN/m3
a=Q/(KHγ)=
=1.44m
通过以上计算,锚杆选用:
长度2000mm、直径20mm和锚杆间排距为800mm×
800mm合理。
第三节支护方式
掘进放炮后,必须及时对空顶区域进行锚网支护;
如果顶板破碎严重,不能进行锚网支护时要先进行临时支护后再进行锚网支护。
1、临时支护
临时支护采用前探梁支护方式:
炮后必须设置临时支护(根据迎头顶板情况,打上ф≥160mm的圆木带帽点柱3棵,严禁空项作业。
(见临时支护示意图)
2、永久支护
采用锚杆(局部用锚索)和钢筋网支护。
锚杆采用Φ=20mm,L=2000mm的螺纹钢树脂锚杆,间排距800mm×
800mm,每套使用ZK2335型锚固剂3节,托盘规格为100mm×
100mm×
8mm。
锚杆外露长度≤100mm。
金属网采用Φ6.5mm钢筋加工制作,网片规格900mm×
1400mm,网孔尺寸100×
100mm。
局部锚索支护间排为2400×
2400㎜,锚索规格:
Φ21.6mm,L=6300mm,有效锚固长度6000mm,托盘采用δ16钢板制作,规格为200mm×
200mm×
10mm,每套使用ZK2335型树脂锚固剂5支。
100mm≤锚索外露长度≤300mm。
3、临时支护与永久支护、永久支护与工作面的最小和最大距离规定:
临时支护与永久支护距离,炮前不大于0.8米,炮后不大于2米;
永久支护与工作面最小距离0.8米,最大距离2米,迎头空顶距离小于0.8m时,采用临时支护,空顶距离大于0.8m时,必须在临时支护的掩护下进行永久支护。
4、支护质量标准:
①锚网支护标准
锚杆间排距800mm×
800mm,必须横成排,纵成线,允许偏差±
100mm,三根锚杆中的间距应保证1600mm,即第一根锚杆和第二根锚杆相距可以为700~900mm之间,而第二根锚杆与第三根锚杆可以相距700~900mm,但第一根锚杆与第三根锚杆相距必须保证在1500~1700mm之间;
锚杆角度允许偏差为15°
,即保证锚杆与巷道轮廓面角度在75°
~105°
锚网必须贴紧岩面,相邻网片必须搭接,逢勾必联,锚杆托盘必须将锚网压紧、压实,不得出现网兜。
②成巷质量标准:
巷道净宽3000mm,中线至帮允许偏差为0~+100mm,即中线至帮尺寸允许偏差为1500~1600mm。
5、掘进、支护质量保证措施:
<1>、培训措施
①工程技术人员必须对每个工种进行全面的质量意识教育和技能教育,使职工明确各工序的质量验收标准,确保工程质量目标的全面实现。
②不定期的对工人进行培训:
如打眼角度,锚杆布置,网片连接,中腰线使用等。
③作业规程的贯彻落实,加强对现场质量检查和控制工作,有质量问题必须立即整改,上道工序的质量问题未处理完毕严禁进入下道工序。
<2>、施工资料及施工中腰线保证措施
①工程技术人员必须及时提供施工需要的一切图纸,并认真向施工班组进行技术交底。
②测量人员严格按《测量规程》作业,中腰线要定期校对,每组中线不能少于3个中线点,中线距迎头不能超过30m。
<3>、掘进质量保证措施:
①严格按炮眼布置图中布置的眼位打眼,严格控制眼距、眼位、眼角度严格“定人、定机、定眼位、定质量、定进度”的五定岗位责任制。
②严格控制装药量。
③严格按图表要求进行联线,严禁装错雷管段数。
<4>、支护质量保证措施:
①锚杆布置成排成行,网与网之间必须搭紧扣牢,局部未扣牢的用10#铁丝绑扎牢实,锚杆打在两网搭接处,以增强整体支护效果。
②锚网必须紧贴岩面,锚杆必须垂直岩层面布置,角度75°
°
③锚杆抗拔力不得小于50KN。
锚杆支护锚固拉拔力的测试要求:
a、锚杆锚固拉拔力抽检抽样率为1%,每300根顶锚杆抽样一组(3根)进行检查,不足300根时按300根考虑。
拉拔加载至锚杆设计拉拔力为止,并作详细记录。
b、被检测的3根锚杆都应符合设计要求。
只要有一根不合格,再抽样一组(3根)进行实验。
再不合要求,必须组织有关人员研究锚杆施工质量不合格的原因,并采取相应的处理措施。
C、安装锚杆拉拔计前应卸掉螺母和托板:
拉拔实验后,应及时重新拧紧螺母。
如锚杆失效,应及时补打锚杆。
d、锚杆支护预紧力的测试要求:
锚杆预紧力的测试除施工班组进行日常检查验收外,工程部门还应定期对锚杆的预紧力进行抽检。
巷道每隔30~50m抽检一次,抽样率为5%。
e、预紧力、拉拔力的测试结果:
顶锚杆锚固力大于50KN(5t),预紧力矩大于60N.m。
第五章 施工工艺
第一节施工方法
掘进采用中深孔普通光面爆破,炮眼深度2.5米,采用1~5段毫秒延期电雷管全断面一次装药一次起爆,以炮眼利用率为0.8计算,每循环进尺2米。
采用“三八”制作业方式。
平均日进尺4米,每月考虑有8天时间用在检修、铺设轨道、移扒矸机、安装管路、排水等,所以正常进尺按22天计算,月进尺88米。
第二节施工工艺
现场交接班→打眼→放炮→洒水→敲帮问顶→拱部锚网(临时支护)→排矸→两帮锚固→永久支护→清理挖水沟(砌筑水沟)→清理巷道成形→现场交接班。
第三节 掘进施工设施
1、掘进工作面采用5台YT-28凿岩机,3台同时打眼,2台备用。
配2台G10风镐和2台MQT-120锚杆机。
2、排矸:
在1104底板瓦斯抽放巷内布置一辆电瓶车,在1104底板瓦斯抽放巷联络巷开口段内安装一台55KW的绞车。
110304运输顺槽措施巷开口段掘进时,工作面采用20-28.0KN耙斗机扒矸,装入长×
宽×
高=2200mm×
1300mm×
1400mm、容矸量约1.7m³
的侧卸式矿车,经安装在1104底板瓦斯抽放巷落平点处的11.4kw的调度绞车运至落平点处,再经安装在1104底板瓦斯联络巷巷开口处的55kw绞车提至1102底板瓦斯抽放巷,经安装在1102底板瓦斯抽放巷落平点处的11.4kw的调度绞车运至落平点处,再经安装在1102底板瓦斯抽放巷防突风门处的,40kw绞车提至1102底板瓦斯抽放巷防突风门处,然后用人工将矿车推过风门后进入辅助运输平硐,经停放在辅助运输平硐的电瓶车运至地面排矸场。
110304运输顺槽措施巷上山段掘进时,采用与110304运输顺槽措施巷开口段相同的运输方式将矸石运至地面排矸场。
第四节掘进方式
一、采用打眼放炮进行施工
1)、采用YT-28型风动凿岩机打眼,一字形合金钻头。
2)、作业方式:
掘进和支护顺序作业和平行作业相结合。
3)、爆破炸药和雷管的选择:
选用煤矿许用三级煤矿许用乳化炸药和1~5段毫秒延期电雷管进行爆破。
4)、爆破工艺流程:
做引药→检查瓦斯→装药→封泥→警戒→检查瓦斯→爆破→爆破后检查瓦斯和洒水防尘、支护。
5)、装药:
采用正向装药,正向起爆,最后一段雷管总延期时间不超过130毫秒,装药结构见下图:
米箩煤矿110304运输顺槽措施巷为直墙半圆拱形,巷道掘进坡度为+15°
,巷道穿过岩层坚固系数4<
f<
6,掘进面积为8.9m2,净断面积断面8.334m2。
每循环进尺为2米,预计炮眼利用率0.8,采用3号乳化炸药,段发电雷管。
根据上述条件得知:
炸药消耗量q=2.72Kg/m3;
雷管消耗为2.88个/m3。
(1)掏槽眼
采用垂直楔形掏槽,两对槽眼应对称巷道中线并偏上布置。
取掏槽眼排距为0.5米,成对炮眼眼底距离为0.2米;
槽眼深为2.2米,与工作面夹角取81°
(2)周边眼
根据光爆要求,顶、帮眼应适当加密,共布置顶眼13个、帮眼8个,眼距为350mm,底眼布置7个,间距为450~500mm。
为了爆破带出水沟,另打水沟眼1个。
(3)辅助眼
根据已确定并按比例画好的槽眼、周边眼之间的间距,均匀地布置辅助眼,以求扩大掏槽,获得均匀岩块并为光爆创造条件。
共设辅助眼14个,辅助眼间距及光面层厚度(最小抵抗线)均为470~550mm。
其密集系数K为0.9~1.0。
各炮眼装药量的分配
掏槽眼:
6Kg
开花眼:
0.6Kg
辅助眼:
12.6Kg
帮眼:
7.2Kg
顶眼:
11.7Kg
底眼:
6.3Kg
水沟眼:
0.9Kg
装药量=45.3Kg
设计雷管消耗量为48个。
110304运输顺槽措施巷爆破图表
5)、联线方式:
一次串联,严禁并联和混联。
6)、起爆电流计算及起爆器的选择
(1)回路电阻计算:
R=TL/S=0.0176×
200×
2/3.14×
0.152=99.65(欧姆)
(2)串联雷管电阻计算
R=5.8×
58=307.4(欧姆)
(3)总电阻R=99.65+307.4=407.05(欧姆)
(4)电流I=U/R=1800/407.051=4.42(安)>
2(安)
其中T为每米电阻、L为放炮线长度、U为峰值电压,根据上述计算MFB-100型放炮器可满足要求.
联线顺序见爆破图表。
第五节装载与运输
一、装载与运输方式
1、物料:
采用绞车运输、电瓶车运输以及人工辅助运输相结合,装载所需物料的矿车到达1102底板瓦斯抽放巷防突风门外时,需用人工推车过防突风门,然后通过安装在防突风门内的40kw绞车下放至1102底板瓦斯抽放巷车场,在用人工推车至1104底板瓦斯抽放巷联络巷开口点,最后通过安装在开口点的55kw绞车下放至1104底板瓦斯抽放巷变平点,然后通过电瓶车牵引至110304运输顺槽措施巷。
采用20-28.0KN耙斗机扒矸,装入长×
的侧卸式矿车,通过电瓶车、绞车和人工推车结合将矸石排至地面排矸场。
二、运输路线
1、地面物料:
地面→措施井运输平硐→1102底板瓦斯抽放巷防突风门→1102底板瓦斯抽放巷车场→1104底板瓦斯抽放巷联络巷变坡点→1104底板瓦斯抽放巷→110304运输顺槽措施巷工作面。
2、迎头物料:
110304运输顺槽措施巷迎头→1104底板瓦斯抽放巷变平点→1102底板瓦斯抽放巷变坡点→1102底板瓦斯抽放巷防突风门→措施井运输平硐→地面排矸场。
附图:
措施井运输系统示意图
第六章通风、防瓦斯、防尘和防灭火
第一节风量计算
一、瓦斯涌出量计算:
根据采矿设计手册计算110304措施巷最大瓦斯涌出量为:
Qj=Qm+QL
Qm=n×
m×
V×
Qv(2(L0/(V-1))
=2×
2.4×
0.0028×
0.098×
(2(80