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目 录第一章 概况3第一节 概述3一、巷道名称及位置3二、巷道的工程量3三、预计开竣工时间3四、巷道在掘进过程中遇到的情况3第二节 编写依据3一、设计说明书3二、地质说明书3三、矿压观测资料3四、其他技术3第二章 地面相对位置及地质情况3第一节 临近采面、巷道情况3第二节 煤(岩)层赋存特征4一、煤(岩)层顶、底板岩石性质和特征4二、瓦斯及煤尘情况5第三节 地质构造5第四节 水文地质5一、区域内勘探情况5二、区域内水文情况预测6三、防治水措施6第三章 巷道布置及支护说明6第一节 巷道布置6一、巷道布置概况6二、巷道施工顺序6第二节 矿压观测6一、观测对象及内容6二、观测的方法7第三节 技术设计7一、锚(网)喷支护技术计算(依据地测资料底板岩性为类)7二、架棚支护技术计算9第四节 支护工艺9一、锚(网)喷支护工艺9二、架棚支护工艺11第四章 施工工艺12第一节 施工方法12一、巷道开口施工方法12二、巷道施工方法12第二节 凿岩方式12一、掘进巷道生产工艺流程12二、打眼的注意事项12第三节 爆破作业14一、爆破条件14二、爆破技术参数15第四节 装载与运输15一、转载和运输方式15二、运输设备的安装16第五节 设备、管路敷设16第六节 设备及工具配备16第五章 生产系统17第一节 通风17一、风机说明17二、工作面风量的计算17三、压入式风机的选型19第二节 压风20第三节 综合防尘20一、综合防尘系统20二、防尘设施的安装20第四节 防灭火20第五节 安全监控21一、便携式甲烷报警仪的配备和使用21二、传感器的配备和使用21三、监控系统22第六节 供电22第七节 排水22一、施工巷道排水方式的选择22二、排水方式22三、工作面排水设备的选择与计算22四、水窝硐室及水窝规格24五、后路水窝排水管径及供电设备的选择24第六章 工程质量控制及保证措施24第七章 劳动组织与主要技术经济指标26第一节 劳动组织26第二节 循环作业方式27第三节 主要技术经济指标27第八章 安全技术措施27第一节 施工中存在的主要安全隐患28第二节 一通三防28一、通风28二、防瓦斯29三、防尘29四、防灭火29第三节 顶板管理30第四节 爆破32第五节 锚喷33第六节 防治水34第七节 机电管理35第八节 运输35一、人力推车安全技术措施35二、绞车运输36三、电机车运输36四、搬运安全技术措施37五、装岩机装岩38第九节 其他39一、光爆打眼要求39二、后路卧底、崩水沟、处理局部欠挖施工措施39三、起吊眼和管线吊挂眼施工39四、质量标准化40五、实现安全、文明生产40第九章 灾害应急措施及避灾路线40一、灾害预防40二、现场组织领导41三、避灾线路41第一章 概况第一节 概述一、巷道名称及位置本作业规程掘进的巷道为二水平回风石门,该石门北起新风井下口,巷道方位N 1295719。二、巷道的工程量巷道设计的长度为2511m,主要为岩石巷道。三、预计开竣工时间2011年3月底开工,预计2015年3月竣工。四、巷道在掘进过程中遇到的情况巷道在掘进614m后,遇到Fb断层,该断层落差13m,对巷道掘进有一定的影响。在施工到856.9m后见Fc断层,该断层为正断层,落差90m,预计可能会穿过8.09m的破碎带,对巷道掘进有较大的影响。第二节 编写依据一、设计说明书本规程依据二水平回风石门设计编写。设计批准的时间为2010年11月。二、地质说明书本规程依据地测科提供的地质、水文资料编写。三、矿压观测资料数据参考-650东西大巷及暗立井井底车场的矿压数据。四、其他技术本规程依据煤矿安全规程和各工种操作规程编写。第二章 地面相对位置及地质情况第一节 临近采面、巷道情况该巷道起点位置层位为煤14底,依次穿过煤12、煤11至煤4顶,再由煤4顶往南穿至煤12底板,其中本巷道的西部有二水平轨道平石门,东部有二至三水平皮带斜井,南部、北部均无工程巷道。巷道对应地面标高为+1.67 m+4.90m。第二节 煤(岩)层赋存特征一、煤(岩)层顶、底板岩石性质和特征煤层顶、底板岩石性质和特征如下。煤14底板为深灰色粉砂岩,岩性致密,顶部含钙质,含碗足类化石,具裂隙。煤14:亮煤,渣状及块状,上部煤质较好,乌黑发亮,细质光泽,比重轻。下部煤质略差,含泥质夹层现象,含黄铁矿结核。煤14顶板为深灰色粉砂岩,岩性致密坚硬,上部略粗,夹细砂岩薄层及条带,具水平及波纹层理,含植物化石碎片,由后生裂隙所致,有微小搓动现象。真厚:21.2m 。K6:致密坚硬,微晶或显晶结构。含海百合等动物化石及方解石。煤12底板:为灰深灰色粉砂岩,岩性致密较硬,性脆,含有化石碎屑和黄铁矿结核,有大量裂隙发育,多填充方解石。真厚: 19.7m。煤12:半亮型,致密块状,有粘土夹矸。煤12顶板:为浅灰色中砂岩,成分以石英为主,含燧石等。分选较差,泥质空隙式胶结,含有少量植物化石,裂隙发育。真厚:32.68m。煤11:上部煤绞碎粉末状;下部煤较好,块状亮煤。煤11顶板:灰白色中砂岩,成分以石英为主,含燧石等。分选较差,滚圆度中等,泥质高岭土,基底和空隙式胶结,质软,裂隙发育。真厚:23.5m。煤9底板:为灰白色细砂岩,岩性致密,成分以石英为主,泥质空隙式胶结,中夹有粉砂岩薄层,全层裂隙发育。真厚:40.0m。煤9:块状,比重较轻,半亮型。煤9顶板:为灰白色细砂岩,岩性致密,成分以石英为主,泥质空隙式胶结,中夹有粉砂岩薄层,全层裂隙发育。真厚:12.5m。煤8-1底板:为浅灰色含砾砂岩,成分石英为主,余为灰色岩屑,含有岩屑颗粒,泥质胶结,含方解石脉,分选差。真厚:10.6m。煤8-1:致密,块状,贝壳状段口。煤8-1顶板:为深灰色粉砂岩,石英为主,夹有细砂岩薄层,局部含有菱铁质条带和植物化石。真厚:18.9m。煤7:半亮型,碎渣状,比重轻。煤7顶板:为深灰色粉砂岩,岩性致密,质地均一,局部含有化石,具有贝壳状断口。真厚:11.1m。煤5:致密,块状半亮型煤5顶板:为深灰色粉砂岩,岩性致密质地均一,局部渐变为粘土岩,交替频繁,全层富含植物根化石。真厚:10.1m。煤4:致密,块状半亮型煤4顶板:为深灰色粉砂岩,岩性致密,质地均一,上部含科达树化石,下部含星型轮木化石。真厚:11.6m。浅灰灰绿色粗砂岩,成分石英为主,余为燧石,少许云母碎片等。真厚:14.1m。深灰色粉砂岩,岩性致密,具有滑动面,含植物根化石,上部发绿,具有波纹状层理,底部具水平状层理。真厚:21.8m。紫浅灰色粗砂岩,成分为石英及少量长石、燧石滚圆度中等,分选较差。真厚:25.0m。A层位紫红色铝土层,岩性致密细腻,性脆、比重大,具滑动面含铁质。真厚:4.12m。浅黄夹紫粗砂岩,成分为石英及少量长石、燧石呈棱角状,分选较差。真厚:14.9m。浅紫灰绿色巨粗含砾砂岩,成分为石英及少量长石、燧石呈棱角状,分选较差。真厚:21.5m。Ao:紫红色,致密性脆,质地均一,直立裂隙构造,呈棱角状断口。二、瓦斯及煤尘情况1、预计瓦斯绝对涌出量为0.34m3/min,二氧化碳绝对涌出量为0.34 m3/min。2、煤尘爆炸指数39.86%46.83%。3、该石门所穿煤8、煤11、煤12、煤14自然倾向性等级均为II级,自燃。第三节 地质构造根据地质部门提供的地质资料看,该巷道预计施工449.4m后见Fa断层,该断层为正断层,落差3m,产状:走向329,倾向59,倾角45,对施工无影响。巷道施工至614m后见Fb断层,该断层为正断层,落差13m,产状:走向294,倾向204,倾角42,对施工有一定影响。巷道施工至856.9m后见Fc断层,该断层为正断层,落差90m,产状:走向68,倾向158,倾角65。对巷道掘进有较大的影响。第四节 水文地质一、区域内勘探情况区域内及其附近有地质勘探钻孔7个,分别为仓9、仓36、仓38、仓补17、仓补19、仓补20和仓补36,勘探程度较低,对井田边界和大中型构造控制不够。为此,在2008年6月对该区实施了瞬变电磁勘探,以提高地质勘探程度。通过瞬变电磁勘探,从12煤层底板物探水文异常分区与突水灾害预测分析图看,主要有6个相对低阻富水异常区。较强富水区主要分布在区域内主构造向斜轴的两翼,尤其是向斜南翼的异常区范围大,且异常幅度强,而向斜北翼的异常区范围较大,异常强度也较强。其余异常区范围较小。二、区域内水文情况预测二水平回风石门施工主要充水因素为煤5顶板以上0-100m,煤5-煤12、煤12-煤14、煤14-K3四个承压裂隙含水层,其中煤5-煤12、煤14-K3两个承压裂隙含水层含水性次之,煤12-煤14承压裂隙含水层含水性略强。整条巷道最大涌水量预计为4.2 m3/min,正常涌水量为1.0 m3/min。前1000m巷道最大涌水量预计为2.63 m3/min,正常涌水量为1.75 m3/min。三、防治水措施1、区域内大中型断层多为单孔控制,其导水性、赋水性不是很清,断层产状、延展长度等情况控制不足,在工程施工中应做好补充勘探工作,以提高构造的控制程度。2、区域内水文资料较少,工程施工前要进行补充勘探工作,以获取含水层的有关水文地质资料,并留作水文地质观测孔。3、施工中应坚持超前探测工作,保持25m的超前距离,有针对性的采取措施,确保施工安全。4、对封孔质量不好或未封闭的钻孔在工程揭露前应提前采取措施。5、施工单位应备足够的顺排水设施,保证排水设施完好,排水设施供电必须采用双回路。 第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置概况施工巷道工作面标高为-630m-638.167m。巷道支护形式主要为锚喷支护,其断面规格为:净宽净高= 5000mm3500mm;当巷道围岩松散破碎需要架棚时,采用13.36m2金属拱形支架进行支护。二、巷道施工顺序该巷道开口位置位于-650轨道石门通路东口,后沿巷道走向,依次往南、北两翼掘进。第二节 矿压观测一、观测对象及内容对二水平回风石门观测,用锚杆拉拔仪、扭力扳手和混凝土试样测力仪对锚(网)喷巷道的锚杆、螺丝和混凝土试样进行检测。二、观测的方法锚杆喷浆巷道采用拉拔仪每300根抽测一组,每组三根测锚杆拉拔力,抽样合格率不低于90%。混凝土抽样每28天取一组岩芯,测混凝土的轴向压力和剪切力。第三节 技术设计二水平回风石门岩巷采用锚(网)喷支护,围岩不稳定压力较大段岩巷采用锚(网)索喷支护,穿煤时依据现场情况,工程技术人员选择相应的支护方式并补充安全技术措施。一、锚(网)喷支护技术计算(依据地测资料底板岩性为类)1、顶锚杆参数确定(依据悬吊理论,按巷道最大断面尺寸选择锚杆长度)a、顶板锚杆长度根据经验公式,L=N(1.1+B/10)式中,L顶锚杆长度,m; N围岩稳定系数,取1.1; B巷道宽度,取5.0m。L=1.1(1.1+5/10)=1.76m根据现场实际情况和考虑到锚杆的外露长度及托盘、螺母的长度,取锚杆的设计长度为2000mm。b、锚杆的直径d=L/110式中,d锚杆直径,mm。d=2000/110=18.1mm根据现场实际情况选用直径20mm的右旋等强锚杆。c、锚杆间排距D0.5L式中,D锚杆的间排距,m。D0.52=1m该石门开口位置位于煤14底板,巷道围岩比较稳定,选择锚杆间排距为800100mm符合要求。在以后的施工过程中,工程技术人员将视顶板围岩情况,适时修改锚杆的间排距。d、锚固长度L1=12d式中,L1锚固长度,mm。L1=1220=240mm为了增大锚固力,提高锚固效果,决定采用加长锚固,锚固长度不小于900mm。e、锚杆的悬吊重量G=KrL2D2式中,G锚杆悬吊的重量,t/根;r岩石容重,取2.5t/m3;K安全系数,取2;L2根据岩石破碎圈的原理,取1.5m;D锚杆的间排距,m。G=22.51.50.82=4.8t/根f、锚杆的屈服力和抗拉力(1)锚杆的屈服力P1=d21/4式中,P1-锚杆的屈服力,t/根;1-HR335右旋螺纹钢筋屈服强度,33.5Kg/mm2。P1=3.1420233.5/4=10.5t/根(2)锚杆的抗拉力P2=d22/4式中,P2-锚杆的屈服力,t/根;2-HRB335右旋螺纹钢筋抗拉强度,51Kg/mm2。P2=3.1420251/4=16t/根锚杆的锚固力设计为70KN。经计算锚杆悬吊岩体重量小于锚杆的抗拉力、屈服力和锚固力,故锚杆直径选择合理。2、帮锚杆参数确定帮锚杆使岩石保持整体性,减少破碎圈的破坏性的变化,使岩石保持一定的承载能力,加强帮体的支护作用。由于巷道围岩的岩性为类,根据现场的实际经验选用的锚杆、锚固长度、间排距与顶锚杆相同。二、架棚支护技术计算根据设计断面尺寸要求,选用29U-13.36m2金属拱型支架进行支护。支架间距kp(h煤Lr煤R+h岩Lr岩R)k: 支架间距p: 支架工作阻力,30tr煤:煤的容重,1.42tm3r岩: 岩的容重,2.5tm3R: 系数取1.2L: 巷道全断面宽度,5.4m根据顶板分析和煤层厚度确定离层顶板厚度: h煤1.5m h岩1.0m k3030 1m根据以上计算可知,施工中棚距取800100 mm能满足要求。第四节 支护工艺一、锚(网)喷支护工艺1、锚喷支护材料规格及支护技术要求a、锚杆直径20mm;长度2000mm;右旋等强钢筋锚杆。锚索直径15.24mm;长度6300mm。b、每个锚杆眼放入K2333型树脂药卷三支。c、钢筋网用6mm的圆钢焊接,网格150mm150mm或100mm100mm,钢网规格900mm2100mm。d、托盘采用矩形锚杆专用托盘,规格:120 mm120mm。e、锚杆眼深度1900mm,误差不超过+50mm;锚杆间排距800mm800mm,误差不超过100mm;锚杆角度垂直于岩壁,与井巷轮廓线夹角75。f、钢筋网搭接不小于一个网格,在搭接处用双股16号铅丝拧牢,采用三星连接,扣间距不大于150mm,要求全断面挂网。g、托盘要紧贴岩壁,未接触部位必须楔紧。托盘外锚杆外露长度为3050 mm,锚杆螺母的扭矩要150Nm。h、喷浆厚度120mm,误差不小于设计值。i、喷射材料:硅酸盐水泥、红矸石粉、速凝剂、水。配比:水泥:红矸石粉=1:3;水灰比=0.40.5;喷砼时随喷随加入速凝剂,加入量按水泥重量的24%选择;水泥采用P.O42.5硅酸盐水泥,喷射砼强度为C20。2、工序安排锚杆支护工艺:打锚杆眼装树脂药卷上锚杆挂网上托盘上螺母喷浆。锚索安装顺序:钻孔、清孔装树脂药卷和锚索搅拌树脂药卷等待2min退下钻机2030min后装托板和锚具张拉锚索切割多余部分打下一根锚索。3、永久支护方法a、锚杆安装方法锚杆孔采用MQT-J型气动锚杆钻机完成。采用27mm钻头,1.0m、2.0m钻杆。钻孔时要按设计要求定眼位,将锚杆机升起进行钻孔,孔深要求为锚杆设计孔深+50mm,并保证钻孔角度。钻到预定孔深后下缩锚杆机,同时用风清孔,清除岩(煤)粉和泥浆。上锚杆前,将锚杆插入孔内检查锚杆长度与孔深是否合适,检查树脂药卷是否合格,不合格者不许使用。依次放入快速树脂药卷三支,将药卷用锚杆轻轻推入孔底,杆尾通过安装器与锚杆机机头联结。用锚杆机旋转搅拌,搅拌过程要求连续进行,边搅拌边推进,快搅慢推,使药卷充分混合,搅拌时间2530s。停止搅拌后保持推力,等待1min,再收缩钻机,然后上托盘和螺母,使锚杆具有一定的预紧力,拧紧力矩应达到150Nm。b、锚索安装方法采用锚杆钻机,配B19中空六方接长钻杆和27mm双翼钻头钻孔,锚索设计长度为6300mm,钻孔控制在设计深度+200mm内。安装树脂药卷,依次放入6支k2333型树脂药卷,然后插入锚索将树脂药卷徐徐推至孔底。用专用锚索连接器将锚索尾部与锚杆机连接,开机搅拌,先慢后快,待锚索全部插入孔底后,采用全速旋转搅拌,总搅拌时间为60s。停止搅拌后等待2min,待树脂药卷凝胶后,收缩锚杆机,卸下搅拌器。搅拌过程要连续进行,中途不得间断。搅拌后锚索外露长度应控制在300400mm。张拉锚索,搅拌完成2030min后,装上托板、锚具,用张拉千斤顶张拉锚索至设计预紧(100KN),然后卸下千斤顶。锚索切割用液压切割器截下锚索的外露部分。 c、喷浆(1)喷浆前,必须将巷道上顶和两帮的浮掉找清,并将墙基浮矸清理干净,达到设计深度。(2)喷浆前,要用水冲洗巷道,对影响喷射工作的障碍物进行清除和保护。(3)喷砼要先送风、送水、开机,最后送料。(4)喷射过程中,如发生堵管现象,要立即停止注料,先停机后关风,放出残余乏风,再进行处理,处理时,喷嘴不许对准有人的地方。(5)喷砼工作结束或临时停机,要先停止送料,再停机,最后停送风水。并且将喷浆机冲洗干净。d、掘进过程中遇地质条件恶化,必须立即采取加固措施,并向矿领导及有关职能部门汇报,以便及时调整支护方式。4、锚杆布置图见附图2、2。二、架棚支护工艺支护使用13.36 金属拱形支架支护,支架要求:a、净高:32001000 mmb、净宽:4800800 mmc、搭接:450040 mmd、卡距:35030 mme、棚距:800100 mm f、卡缆螺栓扭矩:150N.mg、背板:全断面铺设钢筋网,上顶背板间距不大于200mm。h、钢筋网的规格(长宽):2100 mm900mm,网格为100mm100mm(或150150)。网搭接不小于一个网格,联网使用16#铅丝。i前倾后仰:平巷:支架垂直于顶、底板,1米垂线前倾后仰不大于17mm。 斜巷:迎山角+1,不得退山。j、支架梁扭向:100mm 。k、柱窝深度:不小于100mm,并做到实底。l、支拉板:两帮卡缆以下200mm位置及正顶连续使用三道永久支拉板。m、前探梁:炮掘时迎头5架棚子连续使用两趟金属前探梁进行前探支护,位置分别距巷中500100 mm,每班喷浆前将前探梁全部回下,再进尺架棚时前探梁重新使用。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、巷道开口施工方法1、施工前地测科必须提前标定开门位置,标定巷道中腰线,施工单位严格按线施工。2、开门前,必须对开门口左右各10m巷道进行检查加固,并将各种管路、电缆落地,用旧皮带、大板掩护好。3、开门前,应提前按设计要求,安设局部通风机,接好风筒,准备好各种支护材料。二、巷道施工方法1、二水平回风石门除见煤处外均采用光爆锚喷的施工方法。巷道工程量总计2511m。巷道断面尺寸(净宽净高)为:5000 mm3500mm。采用CMJ17液压钻车和YT-26型风动凿岩机打眼,选用3级煤矿许用乳化炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管14段爆破,耙斗机或侧卸装岩机出煤(矸),锚杆机和凿岩机相结合的方法打锚杆眼,锚网喷浆永久支护,一次成巷的施工方法。2、揭露煤层的施工方法:巷道断面揭露煤层时,每次打眼深度不大于0.8m,锚杆的间排距缩小为0.6m,打好超前锚杆控制顶板,如巷道顶板破碎且压力大,工程技术人员可根据施工实际情况,支护方式临时更改为架棚支护,并及时补充规程措施复查意见。第二节 凿岩方式整条巷道的掘进采用CMJ17液压钻车或YT-26型风动凿岩机打眼、光面爆破的方式掘进。一、掘进巷道生产工艺流程开工安全确认问顶找掉轮尺照线打眼装药连线放炮问顶找掉出矸子钻锚杆孔清孔安装树脂药卷和锚杆挂钢筋网、上托盘拧螺母喷浆下一个循环。二、打眼的注意事项1、使用液压钻车作业注意事项a、钻车司机必须经过专业培训持证上岗,专人操作。开机前要发出信号,确保机器周围的危险区内无人后,方可开机。b、钻机在前进或后退时,必须保证前后左右人员和自身的安全,同时注意防止轧坏电缆。在作业期间或当机器接通电源后,严禁人员在钻车前面及钻臂的移动范围内停留。c、钻车工作时,液压系统不应有渗漏,否则应立即停车检查或更换,并对泄漏的矿物油及时掩埋处理。d、应确保各安全阀的动作可靠,不要超过说明书中规定的压力,严禁随意调整钻车上的各种压力调整阀的压力。钻车行走时要收回支腿,以防止侧翻。行车时需有专人看护电缆及风管、水管,以防止钻车行走时轧坏。e、在操纵钻臂前,确保将支腿支牢,且在整个凿岩过程中,不得改变支腿的状态。在凿岩作业中,要特别注意左右两个钻臂的协调性,严禁一个钻臂在外侧最摆角时,另一个钻臂在内侧摆角位置,否则极易使整机侧翻。f、在凿岩作业工作中,要特别注意钻车周围的人员及环境情况,注意钻臂运行不能伤人。在凿岩工作开始时先用旋转开孔,当钎头充分进入岩石,确保不会再有偏斜时,再逐步将打眼阀手柄推到底,进入正式凿岩作业。g、在卡钎的时候,禁止用退车的方式退钎杆。严禁用手触摸旋转的钻杆。钻孔结束后,应将钻臂和推进器收回到与钻车轴线平行的位置,收回支腿,并将钻车放置到合适位置,防止钻车被砸伤。h、一旦发生危机情况,必须立即切断电源,在未关闭电源之前,司机不得擅自离开机器。机器较长时间停用,必须断开隔离开关。i、本钻车制动器为失效制动型,刹车机构为常闭式液压刹车机构,故在没有打开制动器前严禁行走,也不允许牵引行走。j、不要随便拆卸高压油管和双向液压锁,防止机构失控或压力油喷出伤人。k、蓄能器应联接牢固可靠,蓄能器充氮压力正常为6Mpa,只能充氮气,且由专业人员来完成,严禁充其它易燃气体,否则会爆炸。l、整个工作过程注意凿岩机表面温度不得超过75;空压机表面温度不得超过150。m、钻车运转时,推进器运动前定位顶尖要距离岩石面保持600mm左右。冲洗炮孔水压调整不低于0.6MPa ,钻孔时冲洗炮孔水应能正常流出。如发现水流不出时,应立即退钻检查处理。n、钻进时严禁反转(从操作方向看逆时针旋转为正转)钻臂旋转时左右不超过1802、使用YT-26型风动凿岩机注意事项a、打眼前必须做好准备工作,领钎工对迎头先进行细致找掉,确认无活掉后方可进行打眼,打眼前检查好风水管路及凿岩机钎子等工具。b、打眼前要冲洗岩壁坚持湿式凿岩,禁止干打眼。c、打眼时应待钎子缓慢钻进2030mm后,再给足风量钻进,给水要均匀适当。d、在凿岩机上安装风、水管前,要先将管内脏物吹冲干净。e、打眼时凿岩钎子要与钻眼方向一致,推力要均匀,以防止折钎、夹钎或拐钻头。f、开眼时领钎人衣袖口扎紧、不准带手套,开眼要躲开凿岩机的正前方,开眼后人员立即躲开。g、打眼扶凿岩机的人要站在凿岩机气腿一侧手扶凿岩机,两脚要前后错开,不准骑在气腿上,以防断钎时操作人员前倾伤人。h、打眼工作只能一人操作一台凿岩机,严禁一人多台或在无人操作下打眼。i、打眼时使用的钎子,必须保持直线形状,发现变形时要及时更换。j、钎子与钻头的连接要牢固,不透气的钎子不准使用。k、打眼过程中要经常检查风、水管的连接是否牢固,有无脱扣现象,连接处用专用U形销,防止甩鞭抽人。l、打眼过程中,如突然停风,要立即将钎子拔出,以免因无风支架下落,凿岩机将钻杆压弯。如果钎杆拔不出时,将凿岩机卸下。m、打完眼后将打眼机具、设备撤出迎头,在安全地点放好,禁止乱扔乱放。n、打眼及施工过程中,如发现钻眼流水突然增大,或出现其它异常现象,要停止打眼且不许拔出钻杆,并向矿调度室汇报,听候指示,再进行处理。上山施工时人员撤出时躲开钻杆方向。3、使用MZ1.2型煤电钻注意事项a、使用电钻前首先检查其外壳有无裂纹、损伤、螺丝、螺母是否松动。b、电钻电缆接头严密结实,胶皮破损,铜丝外露或断相时,不许使用。c、电缆必须吊挂直顺,一定要贴帮吊起,高度不小于1.8m,防止旱船拉坏。d、打眼前,检查顶板、瓦斯、煤尘等,有无片帮、冒顶危险,瓦斯是否超限,发现问题,先处理好后开工。打眼前及打眼中随时找掉,防止掉掉伤人。e、每班打眼前对综保进行试跳,检查电钻是否完好,旋转方向是否正确,声音是否正常,发现问题先处理再开工。f、打眼时,禁止戴手套,工作服衣扣系好,以防绞住伤人。g、打眼时,先将钻杆轻轻触煤壁,等钻头、钻杆钻进一部分后再全力钻进。h、使用电钻时,防止用力过猛,不准用脚蹬,不准强推硬压,防止电钻反弹伤人。电钻外壳温度超过55(手感灼热)时,停止使用。i、电钻用完后,切断电源、综保打零位拔掉钻杆,盘好电缆放在干燥通风的安全地点。第三节 爆破作业一、爆破条件表1 爆破条件荒断面(m2)围岩坚固系数循环 进度(m)炮眼利用率(%)炸药消耗量(kg/m)雷管消耗量(个/m)岩巷16.02461.69230.445二、爆破技术参数M=E/W=0.81.0式中,M炮眼密集系数,取1.0;E周边眼眼距,mm;W最小抵抗线,mm。1、岩巷的最小抵抗线为300mm,确定周边眼眼距为400mm,眼深为1800mm。2、煤巷的最小抵抗线为500mm,确定周边眼眼距为500mm,眼深为1000mm。其他技术参数见爆破图表。3、在爆破中注意的事项a、巷道因地质条件变化局部变成半煤岩断面时,岩石部分的装药量按岩巷,煤部分按煤巷爆破技术参数打眼装药。b、如顶板松散破碎,要适当降低顶眼高度,分次响炮,顶部不放炮坚持用手搞刷扩。c、岩巷掘进采用反向装药,煤巷采用正向装药,串联连线。d、放小炮时打眼不超过15个眼,每眼装药量不超过1.0卷,眼深为800mm,炮眼间距为600mm,用炮泥将炮孔封严堵实。e、打矸石时,如按规定药量崩不出巷道轮廓时,矸石中可以重新进行打眼、装药、爆破,但每次打眼不得超过5个,每眼装药量不得超过300g,眼深不得小于600mm,不超过900mm,最小抵抗线不小于300mm,炮眼距巷道轮廓线间距200mm,爆破最多补放两次。f、处理拒爆、残爆时严格按煤矿安全规程第342条执行。第四节 装载与运输一、转载和运输方式1、煤矸运输方式施工迎头煤矸经耙斗机或侧卸装岩机装入矿车,由电机车牵引运至-650暗立井下车场,经-650暗立井提到暗立井上车场,再经副井提到地面。2、物料运输方式由副井通过罐笼下料,经-650暗立井将物料直接下到-650暗立井下车场。由电机车牵引将物料送至二水平回风石门料场。二、运输设备的安装小绞车的安装a、调整好小绞车的方向,采用打基础的方法固定绞车,绞车各种防护设施安装齐全。b、小绞车的声光电信号安装,并确保信号的完好。三、轨道铺设1、铺设轨道使用30kg/m轨道。2、轨距:90052 mm。3、方向:直线目视直顺,用10米弦量不超过10 mm。4、轨面前后高低:目视平顺,用10米弦量不超过10mm。5、轨道接头方式及平整度:两轨应对接,高低和内错距均不大于5mm,不应有硬弯。6、轨缝:不大于10mm,要求严密。7、扣件: 鱼尾板、螺栓,弹簧垫与轨型配套,规格符合设计要求、数量齐全、密贴、紧固有效。8、捣固: 道碴捣固坚实、无空板、吊板。9、路基: 无严重塌坡,地鼓,沉降现象。10、轨道调平调直后,要用浮煤浮矸掩道,露出轨面往下不小于50mm。11、使用水泥枕木时,道枕间距不大于700mm。12、临时轨道、永久轨道均使用30kg/m轨道,距施工迎头不超过50m。第五节 设备、管路敷设锚杆、风水管、电缆布置见施工断面图3。第六节 设备及工具配备设备及工具配备表见表2表2 设备及工具配备表序号名称型号单位数量1液压钻车CMJ17台12侧卸式装岩机ZCD-60R台13耙斗机P-60B台14绞车JD-11.4台25锚杆钻机MQT-110/2.5C台26风动凿岩机YT-26台47风镐G10把28矿车个209局部通风机BSDF-152kw台210水泵QBK15/22-2.2台211水泵BQW50/60-15台212喷浆机PC5T台113控制开关QBZ-80台815馈电开关KBZ-400台216综保BZB-2.5台217混凝土机用除尘器CPSM-110台118钎子杆根619麻花钻杆根620镐根4第五章 生产系统第一节 通风一、风机说明采用压入式的局部通风机,初始风机的位置安装在-650调车道平石门开口处往西15m的新鲜风流中,巷道掘进距离在1500m以内选用152Kw的风机,1500m以上距离选用30Kw以上风机。风机距地面高度不小于300mm,要符合“四双、三专、两闭锁、一自动”要求,配置直径600mm或800mm (距施工迎头不超过100米的巷道可使用600mm风筒)胶制风筒对迎头供风。二、工作面风量的计算1、按瓦斯涌出量计算hf100qhgkhg式中: Qhf-掘进工作面所需风量,m3/min;qhg-掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,0.34m3/min;khg-掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取2。Qhf1000.342 68 m3/min2、按二氧化碳涌出量计算hf=67qhckhc式中:qhc掘进工作面回风流中绝对二氧化碳涌出量,0.34m3/min;khc掘进工作面二氧化碳涌出量不均匀的备用系数,在正常条件下,连续观测个月,日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值。K取1.2。67掘进工作面回风流中的二氧化碳浓度不应该超过1.5%的换算系数hf=670.341.2=27.34 m3/min3、按炸药消耗量计算(我矿使用三级煤矿许用乳化炸药)hf10Ahf式中: A一次爆破炸药最大用量。为了提高光爆效果,采用先响掏槽眼及掏槽眼下部炮眼,再响上半部的二次响炮的爆破方法,最大装药量为24.6kg。hf1024.6=246m3/min4、按局部通风机的实际吸风量计算计算风机处配风量Q =QafI+600.15Shd式中: Q掘进工作面实际需要风量, m3/min;Qaf 局部通风机实际吸风量,390m3/min;I 掘进工作面同时运转的局部通风机台数,初期小断面为1台。Shd局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,取14m2 。Q =3901+600.1514=516m3/min5、按工作人员数量验算hf4Nhf式中: 4-每人每分钟供风量Nhf-工作面同时作业人数。(夜班设计施工人数为12人,考虑现场可能有瓦斯员、安检员、管技人员等,取15人)hf415 60m3/min6、风速验算 a、验算最小风量 Qaf600.15Shf式中: Qaf600.1514.8 Qaf133.2m3/min b、验算最大风量 Qaf604.0Shf Qaf604.014.8 Qaf3552m3/min 式中:Shf掘进工作面巷道的净断面积,m2。由于133.2m3/min 246m3/min 3552m3/min,符合煤矿通风能力核定标准之规定。三、压入式风机的选型表3 风机选型通风距离(m)选择风机的功率(Kw)配套风筒(mm)1500152600或800风筒和局扇选型:经检验,152Kw对旋局扇工作风量范围为277401 m3/min,可以满足巷道前1500m掘进通风要求。所以本规程选用152Kw对旋局扇供风。通风系统为:新风:副井-650暗立井-650调车道(局扇)回风石门施工迎头。乏 风:1、施工迎头二水平回风石门二水平轨道平石门-650皮带巷-500大巷-500上山-400东大巷-400东翼轨道上山-240东大巷风井。2、施工迎头二水平回风石门通路二至三水平皮带斜井1129卡轨车巷 -400西大巷西二12S西正眼西二回风巷-240西大巷风井附:通风系统及避灾路线图5。第二节 压风压风系统为:-650压风机房-650西大巷二水平轨道平石门二水平回风石门施工迎头。采用159铁管和2寸高压橡胶管接入工作面。第三节 综合防尘一、综合防尘系统防尘水源自东翼轨道下山出水点1024正眼-500东大巷-650皮带巷-650大巷二水平轨道平石门通路二水平回风石门施工迎头。二、防尘设施的安装1、环形水幕安装共设置两道环形喷雾,第一道距施工迎头不大于50m,第二道距施工迎头不大于100m。2、供水管路的安设该巷道内铺一趟直径为108mm的铁管作为防尘供水管路,且每隔50m出一个作为防火、喷尘用的水嘴,每个水嘴上安装一条25m长的胶管,要求供水管路安装在非行人侧。3、隔爆水袋安装巷道要按要求距迎头60200m处挂设隔爆水袋,并随工作面的推进及时移动。隔爆水袋间排距为1.23.0m,行间距不大于1.2m;水袋底沿距离轨道面的距离不小于1.8m,水袋底沿到顶板的距离不大于1.6m;水袋之间的间隙与水袋同支架或巷道壁之间的间隙之和不大于1.5m,特殊情况下不大于1.8m。隔爆水袋数量: N= 200(L/ m2 )S(净断面)/30(L) =99(个),并设专人管理,保持水量充足。4、CPSM-110型混凝土喷射机用除尘器使用说明1)禁止在井下或有爆炸性气体的环境下,带电拆卸、维修除尘器配套抽出式通风机。2)严禁无水后瓦斯断电仪自动保护仪运行使用,整机必须有电气保护接地。3)应定期检查喷嘴是否堵塞。4)各连接处要保证严密,要用专用的卡子卡牢固,不得用铁丝或普通绳索捆绑。5)运行时,应确保捕尘管道不漏气、各连接水管不漏水、各喷嘴不得阻塞。附:防尘系统图6。第四节 防灭火1、沿巷道敷设一趟108静压水管兼作消防供水系统。2、井下存放油桶处必须设2个灭火器,设0.2 m3的沙箱1个、消防铁锹1把,沙箱内填满中沙,沙质均匀,不能含有鹅卵石等其它杂物。施工时,距迎头不大于50m位置放置二个灭火器。巷道内着火时用水或灭火器直接灭火,电气设备着火时应首先切断电源,再进行灭火。第五节 安全监控一、便携式甲烷报警仪的配备和使用1、单位区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时要携带便携式瓦斯报警仪,对经过的线路和工作地点进行瓦斯检测。2、放炮员每次放炮时进行“一炮三检”工作,并做好记录;班组长应把常开报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧,随时对工作地点进行瓦斯检测;电钳工在检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度,有报警信号时必须停止作业、进行处理。二、传感器的配备和使用1、采用KJ100N矿井安全监控系统,由分站引设监测线连接传感器和断电器进行监控,由断电器控制动力电源。按照对瓦斯实时监控的要求,设置甲烷传感器、断电器、开停传感器、馈电状态传感器。a、掘进工作面甲烷传感器型号:GJC4(A),位置:据迎头05米 报警浓度:1.0%,断电浓度:1.5%,复电浓度:1.0%。断电范围:掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。掘进工作面回风流甲烷传感器型号:GJC4(A),位置:距回风巷口1015米位置,报警浓度:1.0%,断电浓度:1.5%,复电浓度: 1.0%。断电范围:掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。b、断电器型号:DZS1,当甲烷传感器检测到的瓦斯浓度达到断电值时动作,断掉相应掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。c、监测分站型号:KJF45(C)。d、开停传感器型号:KG8A,局部主、备通风机电源侧设置设备开停传感器。e、馈电状态传感器型号:KGT127-1140-V-A ,在电源开关的负荷侧设置馈电传感器。2、保障监测系统正常运行措施a、甲烷传感器放置要求:垂直悬挂,距顶板不得大于300mm,距巷道侧壁不得小于200mm。b、安全监控设备必须定期进行调试、校正,每月至少一次。甲烷传感器、甲烷检测设备,每7天必须使用校准气样和空气样调校一次,并进行甲烷超限断电功能进行测试。c、安全监测设备发生故障时,安全监测设备维修人员及时采取措施进行处理。当瓦斯监测设备发生故障并在井下无法处理时,必须在8小时内更换故障设备,在故障期间必须指定专人进行瓦斯检查,并采取相应的安全措施。d、现场班长本班必须检查安全监控设备及电缆是否正常,如发现有损坏必须及时汇报矿调度室,发现隐患必须及时处理。三、监控系统1、监测分站检测线路施工迎头瓦斯探头。附:瓦斯监测系统示意图4。第六节 供电1、动力供电系统:高压电源自-650西大巷配电点5#高爆开关接至-650西大巷配电点1#变压器,低压自西大巷配电点到施工迎头。2、风机专用供电系统:高压电源自-650西大巷配电点3#高爆开关接至-650西大巷配电点2#变压器,低压经供电线路直接入主风机电源。3、水泵专用供电系统:高压电源自-650西大巷配电点7#高爆开关接至-650西大巷配电点3#变压器,低压电源经供电线路直接供到施工迎头。 附:供电系统图7。第七节 排水一、施工巷道排水方式的选择二水平回风石门为平巷掘进,巷道排水采用迎头挖毛水沟,后路跟进永久水沟的方法进行自然导水,永久水沟滞后施工迎头距离不超过50m,迎头水经永久水沟排到-650永久水仓,自-650永久水仓排到-400主石门,后经排水沟到-400永久水仓。为确保工程施工安全,预防水害事故发生,在该石门建立备用排水系统。二、排水方式二水平回风石门永久水沟规格(净宽净高):300mm300mm,自迎头往外坡度为3,该规格水沟排水能力完全能够满足巷道正常排水要求。但为了预防水害事故的发生,排水管路一直随着迎头施工往前延伸。三、工作面排水设备的选择与计算排水设备的选择依据地测科给出1000m内巷道预计最大涌水量为2.63 m3/min,正常涌水量为1.75 m3/min。1、按正常涌水量确定排水设备所需排水能力=式中,掘进过程中正常涌水量,105m m3/min。 =126 m3/min2、排水管直径=0.157m 式中 排水管中水流速度,m/s;通常取最有利的排水管流速=1.5-2.2 m/s。所以选取六寸无缝钢管3、排水管中实际水流速度4、排水管中扬程的损失:为排水管长度去400m=(1+7.55+3*1.0+14)=25.5m式中,速度压力系数,取=1; 直管阻力系数, 弯管阻力系数,查表可得; 弯管数量,个; 闸阀阻力系数,查表可得; 闸阀数量,个; 逆止阀阻力系数,查表可得。所以应选取流量为126 m3/min、扬程为25.5m以上的水泵。由于预计最大涌水量为2.63 m3/min,即157.8 m3/min。所以除满足正常排水能力时还要热备用一台备用水泵,备用水泵与工作水泵的总排水能力必须能在20h内排出巷道24h的最大涌水量。且备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70。= =190m3/min综上所述,备用水泵应选取流量为90 m3/min、扬程为25.5m以上的水泵。开关、水泵全部热备用保证排水工作的安全可靠。四、水窝硐室及水窝规格在巷道前进方向右帮掘一水窝硐室,硐室规格为(宽高深):400030003000mm。水窝规格为(宽高深):250012003000mm。五、后路水窝排水管径及供电设备的选择1、排水管路及管径的选择由于迎头出水量大,本规程确定使用水沟与水管混合排水的方式排水,排水管管径为6寸。2、供电线路:使用排水专线排水,动力的线路作为排水备用线路。3、低压开关选型:选用QBZ-80/ QBZ-120。第八节 运输1、煤(矸)运输系统工作面迎头-650轨道石门通路二水平轨道平石门调车道-650暗立井副井地面。2、物料运输系统副井-650暗立井上车场-650暗立井

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