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荥经县鑫宝山煤业有限公司 掘进工作面作业规程 作业地点:+995m水平双龙运输巷编制单位:生产技术科编制日期:2015年9月18日 规程会审意见表职 务会 审 意 见签 名时 间矿 长总工程师机电矿长生产矿长安全矿长生技科长通风科长机电科长安监科长调度室主任 目 录第1章 概况第一节 编写依据第二节 概述第二章 地质情况第一节 煤(岩)层赋存特征第二节 地质构造第三节 水文地质第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置第二节 巷道断面设计第三节 支护设计第四节 支护工艺第四章 施工工艺第一节 施工方法第二节 凿岩方式第三节 爆破作业第四节 装载与运输第五节 管线及轨道敷设第六节 设备及工具配备第五章 生产系统第一节 通风第二节 压风第三节 瓦斯防治第四节 综合防尘第五节 防灭火第六节 安全监控第七节 供电第八节 排水第九节 运输第十节 照明、通信和信号第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织第二节 作业循环第三节 主要技术经济指标第七章 安全技术措施第一节 一通三防第二节 顶板第三节 爆破第四节 防治水第五节 机电第六节 运输第七节 其它第八章 灾害应急措施及避灾路线 附:作业规程学习和考试记录 第一章 概况 第一节 编写依据一、经过审批的设计及其批准时间等1、2014年版煤矿安全规程 2、安全生产法及劳动保护法的有关规定;3、2011年11月21日,四川省煤矿安全监察局以川煤监2011439号文,批准的150kt/a安全专篇; 4、煤矿工人安全技术操作规程指南5、煤矿生产技术管理工作若干规定 6、通风瓦斯管理制度;交接班制度和掘进各工种安全生产责任制、工程质量验收制度;瓦斯煤尘管理制度;放炮和瓦检制度等。二、地质部门提供的地质说明书1、工作面位置:+995m水平双龙运输巷掘进工作面位于1113机运巷开口点以东约2m处,地面无任何重要建筑及重要设施。+995m水平双龙运输巷布置在双龙煤层中。向矿井东边掘进。掘进工作面距中央变电所600米,以+3坡度顺煤层掘进,详见+995m水平双龙运输巷掘进工作面位置图。2、岩(煤)层情况:该巷道顺双龙煤层掘进,伪顶厚3m,为砂质页岩,老顶厚4m,为砂岩,天炭厚0.3m,夹矸厚0.51m,底炭厚0.4m。底板厚3m,砂岩。煤矿处于荥经大向斜南段倾伏端,地层整体呈北西南东向展布,倾向北东,倾角812,无大的褶皱,多为小褶曲,轴线NE,长100200 m,为开阔平缓背向斜,对煤层影响不大。含煤地层与上覆、下伏地层走向、倾向、倾角等基本一致,煤层走向北西南东,倾向北东,储量核实时各块段倾角为1112,总体属缓倾斜煤层,延伸较稳定,倾向、倾角变化较小。 3、矿井水文地质中等,掘进过程中无褶曲和断层,井下多为岩层裂隙渗入掘进区。虽然储量核实报告认为煤矿水文地质条件简单,但考虑到浅部资源开采可能面临老空水威胁,结合煤矿防治水规定,因此,煤矿属以大气降水和地表水为主要补给来源,顶板砂岩裂隙含水层、老空水充水为主、水文地质条件中等的煤矿床。区内无其他强烈构造破坏,小断层不发育,岩层产状较稳定。煤矿范围内总体为单斜构造,区内无次级褶曲。 4、开采煤层无煤尘爆炸危险性,不易自然,为高瓦斯矿井。三、四川煤矿安全质量标准化标准及有关安全生产法律法规。四、其他技术规范。 第二节 概述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道:+995m水平双龙运输巷掘进工作面位于矿井1带区1113机运巷开口点。该巷服务于矿井双龙煤层在1带区的开采,起着该带区人员进出、进风、煤(矸)运输、材料运输的作用。二、掘进的目的及用途主要用于1带区双龙煤炭运输、进风、行人、材料设备运输、电缆敷设、压风、防尘管路铺设等。三、巷道设计长度及服务年限1、巷道设计长度:施工长度为120米,然后作11132回风巷绕道。2、服务年限:至矿井1、3、5带区煤炭回采结束。四、预计开工竣工时间根据生产计划,本巷自2015年9月开工,预计至 2015 年11月竣工。井上下对照关系表水平名称+995m带区名称1带区地面标高+1400m井下标高+1003m地面水体和含水层对掘进的影响井田煤层露头附近多老窑开采,老窑、采空区位于设计标高以上,积水量较少;矿井生产期间应严格按照设计采掘,严禁开采采空区防水隔离煤柱,同时应加强探防水工作,杜绝老窑、采空区积水涌入井下,发生淹井事故。掘进对地面设施的影响因地表为近似煤层走向的陡峭山脊,地面仅有灌木丛,无建筑物,掘进对其无影响。 第二章 地质情况 第一节 煤(岩)层赋存特征鑫宝山煤矿位于四川盆地西缘北端,在区域构造、岩性上均显示出地台边缘型特征。鱼泉煤矿处于荥经大向斜南段倾伏端,地层整体呈北西-南东向展布,倾向北东,倾角812,无大的褶皱,多为小褶曲,轴线NE,长100200 m,为开阔平缓背向斜,对煤层影响不大。含煤地层与上覆、下伏地层走向、倾向、倾角等基本一致,煤层走向北西南东,倾向北东,储量核实时各块段倾角为1112,总体属缓倾斜煤层,延伸较稳定,倾向、倾角变化较小。双龙煤层伪顶厚3m,为砂质页岩,老顶厚4m,为砂岩,天炭厚0.3m,夹矸厚0.51m,底炭厚0.4m。底板厚3m,砂岩。 第二节 地质构造含煤地层与上覆、下伏地层走向、倾向、倾角等基本一致,煤层走向北西南东,倾向北东,储量核实时各块段倾角为1112,总体属缓倾斜煤层,延伸较稳定,倾向、倾角变化较小。本巷施工区域内无大中型断层,无大型褶曲、陷落柱等地质构造。对掘进施工没有影响。1、断层区内无其他强烈构造破坏,小断层不发育,岩层产状较稳定。2、褶曲煤矿范围内总体为单斜构造,区内无次级褶曲。3、陷落柱、剥蚀带等煤矿范围内出露地层主要为T3xj、J1-2z,以砂岩、粉砂岩、泥岩为主,根据地形地质图及储量估算图分析,结合储量核实报告,区内井上、下均未见陷落柱构造,亦未见剥蚀带等构造。4、火成岩侵入情况及对煤层和煤层顶底板的影响矿区范围内尚未发现有火成岩侵入情况,亦未发现有岩浆岩侵入含煤地层现象。综上所述,鑫宝山煤矿地质构造复杂程度属简单类型。 第三节 地质说明 一、地质构造1、 断层情况及其对掘进的影响基本没有影响。 2、褶曲情况及其对掘进的影响基本没有。3、其他因素对掘进的影响(陷落柱、火成岩等)。以上情况在已有采掘中均未发现。二、水文地质1、概况矿区位于白石河东南侧,地形南东高,北西低,地面坡向北西,地形坡度一般1525,南东-北西向冲沟发育。白石河位于矿区西侧,流向南西北东,区内冲沟主要呈南东-北西向,多为季节性冲沟,常年流水冲沟杉树坪沟,流量一般2.0217.21 L/s。矿区位于大气降水补给区,发育冲沟和较陡地形,大气降水大部分以地表径流形式排泄,部分渗入地下补给地下水,由于补给区面积小,加之泥质岩相对隔水作用,因此矿井受地表水影响较小。 2、直接充水含水层三叠系上统须家河组碎屑岩类含水层(1)须家河组第三段(T3xj3)顶部含水层主要为灰、浅灰色中厚厚层状粗-细粒长石砂岩,厚度一般130 m,孔隙、裂隙发育,富含地下水,该层含水层位于矿区开采之双龙、上下连煤层之上,其间由于有多层泥岩、砂质泥岩等相对隔水层,因此,本段含水层对矿坑充水影响微弱。(2)须家河组第二段(T3xj2)底部含水层主要由灰色中厚层状中-细粒长石石英砂岩构成,厚度一般2030 m,为矿区开采之上下连煤层直接底板,但由于区内煤层倾角平缓,故对矿坑充水影响不大。3、主要隔水层 须家河组第三段(T3xj3)顶部含水层 主要为灰、浅灰色中厚厚层状粗-细粒长石砂岩,厚度一般130 m,孔隙、裂隙发育,富含地下水,该层含水层位于矿区开采之双龙、上下连煤层之上,其间由于有多层泥岩、砂质泥岩等相对隔水层,因此,本段含水层对矿坑充水影响微弱。4、地表水与地下水的补给、排泄各含水层露头区为地下水补给区,对井下充水产生影响的主要含水层条带状出露于矿区范围内以及周边,主要受大气降水补给,大部分降水以地表径流排泄,仅部分经风化裂隙带渗透、补给地下水,浅层地下水一般在短距离内完成循环,在沟谷切割处,呈泉排泄。部分地下水顺层向深部循环,致各含水层均具承压性质,深部因裂隙不发育,地下水运动缓慢,渐呈相对停滞状态。随着鱼泉煤矿开采水平延深,采空区面积不断扩大,地下水降落漏斗不断扩大。白石河位于矿区西侧,流向南西北东,河床宽约58 m,河水深度一般0.81.2 m,河水湍急,正常流量610 m3/s。区内冲沟主要呈南东-北西向,多为季节性冲沟,常年流水冲沟杉树坪沟,流量一般2.0217.21 L/s。根据对白石河与矿区范围内煤层赋存情况分析,根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程, 以岩石移动角对河流煤柱进行分析,河流煤柱不会对矿井范围内资源储量压覆。矿井最大涌水量300 m/d,正常涌水量150 m/d。综上所述,鑫宝山煤矿水文地质条件中等,水害影响主要来自顶板砂岩裂隙水以及老空水,同时也存在大气降水以及溪沟水渗入补给地下水,造成井下涌水量增大、突水可能。 三、影响掘进的其他因素瓦 斯掘进:Qch4=0.281m3/min煤尘爆炸指数无煤尘自然倾向性 无地温危害 无冲击地压危害 无 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置 该作业规程所施工巷道为+995m水平双龙运输巷,顺双龙煤层布置。 设计断面为半圆拱,净宽3m,净高2.9m,净断面7.73m2(毛断面:宽3.1m、高2.95m,面积8.11m2 ),错车场设计断面为三心拱,净宽3.7m,净高2.7m,净断面9.32(毛断面:宽3.8m,高2.9m,面积9.89),见断面图。该巷道采用锚喷的支护方式;如遇巷道压力较大,围岩破碎带,巷道采用锚杆配锚网加钢筋梯喷浆联合支护。巷道内铺设600mm轨距、15kg/m钢轨。 巷断面特征表巷道名称工作面标高(m)断面工程量(m)水沟面积(m2)形状+995m水平双龙运输巷掘进工作面+1003m7.73 半圆拱700.3m0.3m9.32 三心拱 50 第二节 支护设计该巷道采用锚杆加钢筋梯喷浆的支护方式;如遇巷道压力较大,围岩破碎带,巷道采用锚网加钢筋梯喷浆联合支护.1、临时支护掘进施工中必须根据掘进施工现场的围岩、顶板的稳固实际情况,采取架设锚杆或无腿棚、前探梁作临时支护。临时支护应在爆破结束、对爆破作业点全面检查和隐患处理结束后及时进行,至永久支护到位后撤除。因爆破或其他原因导致临时支护缺失、失效的,必须立即更换和掺补。 临时支护形式:采用锚杆支护;顶板破碎时锚杆挂网支护;掘进面遇松软煤、岩层或流砂性地层中及地质破碎带时,必须设置前探梁支护。2、永久支护锚喷支护,锚杆采用长度1600mm、直径16mm的螺纹锚杆、直径25mm树脂卷锚固剂。巷道顶、帮破碎地段必须加钢筋网再喷浆。3、锚杆支护参数的确定按悬吊理论锚杆长度计算L=KH+L1+L2式中L锚杆长度,mH-冒落拱高度,mK-安全系数,一般取2L1-锚杆锚入稳定岩层的深度,取0.45mL2-锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m其中:H=B/2f=3/23=0.5m式中:B巷道开掘宽度,3mf岩石坚固系数,砂岩,取3L=20.5+0.45+0.1=1.55m施工中选用1.6米锚杆锚杆间、排距(间距、排距相等)式中:a锚杆间、排距m; Q-锚杆设计锚固力,60KN/根; H -冒落拱高度,取0.72; T -被悬吊岩的密度,取19KN/m3; K-安全系数,一般取2;=1.46m施工时取1 .0m4、选锚杆直径dd= L/110=1600110=14.55 mm 施工中选16 mm通过以上计算,选用直径为16mm,长度为1600mm螺纹锚杆,锚杆间、排距为1.0米,遇顶、帮较破碎地段锚杆及时挂钢丝网。相邻两块网之间要压茬连接,压茬长度不少于100mm;当危岩稳定较差时,锚杆间、排距缩小至0.8米或更小(根据现场实际情况而定)。附锚杆支护断面图5、永久支护与临时支护掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护,在爆破前必须加固。放炮后,先清楚顶帮危岩,将爆破崩坏的支护必须先行恢复,然后设置锚杆支护。若遇顶板破碎,才采用锚杆挂网支护。顶板锚杆支护距碛头不大于一个排拒(1m)。若掘进面遇松软煤、岩层或流砂性地层中及地质破碎带时,必须把掘进面(不够设置一排锚杆支护未设置锚杆支护的部分)设置前探梁支护,之后方可作业。前探梁支护的设置:前探梁选用两根9#工字钢,长度4.5m,间距不大于8001600mm,用金属锚固和吊环固定。吊环形状为方,防止前探梁滚动,每根前探梁中间部位设1个吊环。两端各设置一个吊环共6个。吊环用配套的锚杆螺母固定,前探梁上方用5块规格为1200180020050的木板接顶,现场随时备用3块同规格的前探梁木板。支护方法:先在顶板锚杆螺丝上设置6个吊环,距碛头端左右顶板各上一个,退出23米左右顶板各上一个,外端再各设一个,在工字钢上铺5个木板,每完成一个循环,立即把前探支护往内移进一次,并设置顶板锚杆。然后再进行其他作业。或使用6根铁链条代替吊环(铁链条材质不小于8mm直径)吊挂在锚梁上。 锚杆间、排距为1000mm1000mm。每根锚杆使用两卷树脂或水泥锚固剂锚固,锚杆锚固长度不小于500mm。顶板为页岩段,采用锚网锚喷护顶。 巷道支护方式及支护参数表巷道名称断面形状支护方式支护参数锚杆喷射混凝土型号密度根/m2标号厚度(mm)+995m水平双龙运输巷半圆拱锚(网)喷螺纹锚杆0.5C20100 附图:巷道支护断面图7、锚杆布置巷道每组共布置8根锚杆(错车场9根),顶板布置4根(错车场5根),墙帮每边布置2根;见支护图。选择正规厂家生产,有煤安标志的16#左旋等强无纵筋螺纹钢锚杆杆体;锚杆长度为1.6m;锚杆间距1.0米,排距为1.0m,当围岩稳定性较差时,锚杆的排距缩小为0.8m。巷道拱顶锚杆的锚入方向与巷道轮廓线成75的角度布置,巷道拱肩处锚杆垂直于巷道走向、锚杆垂直于岩层面并按3-5角度向上锚入。锚杆托板必须紧贴岩面。附:巷道断面锚杆支护布置图 8、巷道破碎带安装机织网安装机织网:先将机织网固定在锚梁上,再拆除多余的网,然后将锚杆杆体套在锚梁孔内,最后安装锚杆(安装锚杆同上)。在安装第二张网联结第一张网时,锚梁尽可能压在网重叠部位中间,网应重叠0.1m,否则要用铁丝连接号,并每隔3孔用铁丝进行连接,网面必须贴紧岩面。锚杆杆体必须布置在锚梁方孔内,托板必须压紧钢筋梯,锚梁、锚网垂直巷道走向方向布置。锚梁之间如网没有贴紧岩面的,应加锚杆将网压实紧贴岩面。安装机织网的巷道位置:为了有效的护住围岩,巷道破碎带应进行全断面挂网支护。锚杆、金属网、钢筋梯联合支护安装图 9、喷浆厚度的选择根据巷道服务年限、跨度和围岩的稳定性,确定喷射混凝土厚度为50mm进行永久支护;巷道顶板破碎带挂网喷浆支护,喷射混凝土厚度以将金属形网全部覆盖为准。10、挂网锚喷支护质量要求1、锚杆间、排距1m1m。2、锚杆托板紧贴岩壁,不得松动;如有松动的必须加铁楔楔紧。3、锚杆杆体螺母端外露,20 50。4、锚杆杆体抗拔力为60KN。5、基础深度水沟侧喷浆必须到实底,无水沟侧喷浆必须至轨枕下口。6、表面基本平整,喷射均匀,无裂缝,无漏喷,在1范围内凹凸不平不得大于50。7、喷浆后巷道表面基本平整度不大于100,无明显错差,巷道观感质量良好、表面平整,无明显裂缝、蜂窝、孔洞、露筋现象,喷浆厚度以将金属网及锚杆托板全部覆盖为准。8、施工锚杆孔所用的钻杆长度不得大于所用锚杆的长度50。锚杆必须推到孔底。9、锚杆螺帽与托板之间必须加减震垫板。 第三节 支护工艺一、支护材料1、锚杆及锚固剂: 锚杆型号:16mm1600mm锚杆杆体16、L=1.6m左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆及减摩垫圈,匹配的快速安装螺母、1001008或120mm120mm6mm钢板压制成碟形铁托板,顶板锚固剂选用MSZ2335型(红色)。锚固剂直径为23,长度为35。巷帮锚固剂选用MSZ2835型(红色)。锚固剂直径为28,长度为35,或MSK3530,35mm300mm。每根锚杆使用树脂药卷2个对锚杆全程锚固,锚杆锚固力不低于75KN。 2、金属菱形网:菱形网规格:网格尺寸为0.10m0.10m,宽为1m。金属网(/3.5mm冷拔丝加工或去油的钢丝绳绑扎或2mm的钢丝菱形网):网的规格为20004500mm1800mm,网格长宽5100mm100mm。网要压茬连接,搭接长度不小于80100mm,相邻两块网之间要用14号铁丝绑扎,绑扎点要均匀布置,间距为200mm或用细丝三花连接,且连接牢实。3、钢筋梯:钢筋梯用8mm圆钢加工,钢筋梯规格为2500mm70mm。拱肩部锚杆不用钢筋梯(顶板破碎处加钢筋梯并挂网支护,顶板稳定处不加钢筋梯)。二、锚杆、网安装工艺(一)打锚杆孔 1、顶板锚杆眼采用锚杆机钻孔,钻头均为28。巷帮锚杆眼采用凿岩机钻孔,钻头为30. 2、打锚杆孔前: A、清除巷道顶、帮的危岩、活矸,进行临时支护。 B、检查巷道有无欠挖现象,如有欠挖,处理后方能打眼。 C、根据锚杆的布置形式及间、排距,必须按支护断面图规定的尺寸在岩面上标定出锚杆的位置,并认真找平锚杆眼周围的接触面,锚杆间、排距要成一条直线。锚杆眼位要准确,眼位误差不得超过100mm,眼轴向偏差不得大于158。锚杆眼深度应与锚杆长度匹配,打眼时应在钻杆上做好标记,严格按锚杆长度打眼, 眼深1.551.58m;管线挂钩眼深不小于30cm。打锚杆眼应按从下向上、由外向内、先顶后帮的顺序依次进行。 3、钻眼时,必须从拱顶到两帮、由外向里逐排进行,严格按岩面上标定的锚杆位置打眼,且打一个眼锚固一个眼,严禁一次性将锚眼打完。4、 锚杆眼深度1.551.58m。5、锚杆眼打好后,经检查合格,方可安装锚杆。(二)、锚杆安装 1、两帮安装锚杆前,必须先用压风将眼孔内的水及矸渣清理干净。 2、巷帮每个锚杆眼内装2卷MSZ2835型(红色)锚固剂。顶板每个锚杆眼内装2卷MSZ2335型(红色)锚固剂 3、安装拱顶锚杆时,先将锚固剂放入眼内,然后用锚杆杆体将锚固剂送入眼底,再将搅拌器安装在锚杆钻机上,开动锚杆钻机带动锚杆搅拌树脂锚固剂,送至眼底后继续搅拌815秒钟,然后停止钻机,静等1060秒钟后开动钻机上紧螺母,后卸下钻机,从而完成锚杆安装。 4、安装两帮锚杆时,先将锚固剂放入眼内,然后用锚杆杆体将锚固剂送入眼底,再将搅拌器安装在帮锚杆钻机上,开动帮锚杆钻机带动锚杆搅拌树脂锚固剂,送至眼底后继续搅拌815秒钟,然后停止帮锚杆钻机,静等10-60秒钟后卸下帮锚杆钻机,再用锚杆安装机上紧螺母,从而完成锚杆安装。 5、锚固剂固化前严禁使杆体位移或晃动。 6、每班放炮前,必须检查爆破地点10m范围内的锚杆螺母,松动的螺母必须用锚杆安装机进行紧固后才能放炮。 7、巷道内必须随时配备一定数量的备用支护材料。所有备用材料必须归类上架或入箱堆放整齐,并挂牌管理。 8、不得使用锈蚀严重的锚杆。三、喷 浆(一)、喷射混凝土的材料 (1)水泥:选用正规厂家生产的硅酸盐水泥或普通水泥,其标号不低于325号。严禁使用过期、受潮的水泥。(2)砂:采用粒径为3毫米以下的粗砂,其含水量以5左右为宜。(3)水:要求洁净,不应含有杂质。(4)速凝剂:要求初凝时间小于5分钟,终凝时间小于10分钟。混凝土:混凝土标号为C20,配合比为水泥:砂:石子51:2:2。水泥标号为不低于425#硅酸盐水泥或矿渣水泥;砂为纯净的河砂,粒度为中砂,含水率4%6%;骨料粒度15mm并用水冲洗干净;速凝剂型号为J85型,掺入量一般为水泥重量的2%3.5%,喷顶取上限,喷淋水区时可酌情加大速凝剂掺入量,速凝剂必须在喷浆机上料口加入。喷射混凝土厚度50mm。(二)、喷射混凝土的配合比要求喷射的混凝土标号不得低于20号,因此按20号混凝土的配合比得出重量比为水泥:河沙1:41:4.5,水灰比:0.40.55、(三)、喷射混凝土的准备工作 检查锚杆安装、网铺设和各种管线挂钩安装是否符合设计要求,发现问题及时处理。 清理喷射现场的矸石杂物,接好风、水管路,输料管路要直,不得有急弯,接头要严密、不得漏风,严禁将非抗静电的塑料管做输料管用,输料管必须抗压、耐磨。 检查喷浆机是否完好,并送电进行空载试运转,紧固好摩擦板,不得出现漏风现象。 喷射前必须用高压风水冲洗岩面,在巷顶、帮拉绳安设喷厚标志。 喷射人员必须佩戴齐全有效的劳保用品。(四)喷射混凝土的工艺要求喷射顺序为先帮后顶,从墙基开始按巷道底板垂线方向自下而上进行,喷枪头与受喷面应尽量保持垂直,喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8m1.0m为宜。人工拌料应采用湿拌料,水泥、砂子和石子应清底并翻拌3遍使其混合均匀。喷射时,喷浆机的供风压力为0.4Mpa,水压应比风压高0.1Mpa左右,加水量凭射手的经验加以控制,最合适的水灰比在0.405之间。喷射过程中应根据出料情况的变化,及时调整给水量,保证水灰比准确,要使喷射的湿混凝土无干斑、无流淌、粘着力强、回弹料少,一次喷射混凝土厚度20mm30mm,并及时复喷。复喷间隔时间一般不得超过2h,复喷前必须用高压水对受喷面全面冲洗。 (五)、喷射混凝土操作与质量要求1、喷射混凝土前,应将巷道内的浮矸、杂物清除干净,以免出现“穿裙赤脚”的现象,同时应将巷道全断面进行一次完整的冲洗以保证喷射的质量,同时将所有电缆和其他设备保护好。2、配料与喷射一起进行,配料时应按规定的比例将水泥、河沙均匀。料不得一次配完,只能随喷随配。正在喷浆的回弹料可回收后掺入新料中,但掺入量不得超过20%。3、喷射时,喷浆机操作顺序:先送水、后送风、再送电、最后加料;停止时反之。4、喷头由专人操作、操作时精力要高度集中。喷射时,要先给水后送料,送料后要注意水料比是否合适。喷咀应尽量与岩面垂直,并保持1m左右间距。喷射顺序先墙后拱,先凹后凸,自上而下呈椭圆形的螺旋状轨迹来回扫描式移动,旋转直径以800-1000为宜5、喷射时压风不得一次全风压开完,以免风压过大喷头伤人。6、在处理堵塞了的喷射管时,喷咀的前方不得有人工作或走动,更不得逗留;喷咀必须朝向处理人员前方的下方,以防突然喷射伤人。处理堵管时,应将输料管理顺,必须按住喷咀,疏通管路的工作风压不得超过0.4MP。7、对于渗水或漏水地段,必须先采用排、堵的方式进行解决,用导水管把水集中导出后再进行喷射。8、轨道上山施工结束进行一次集中喷浆。9、锚喷要做到“四到底”:、喷浆前,将两帮基础挖到底。、喷浆前,要将喷浆范围内巷道基础以上的矸石清理到底。、喷浆前,要将巷道内的危岩、活矸找到底。、喷浆后,要将回弹物清理到底。10、人工拌料采用潮拌,水泥、砂要清底拌3次,使其混均匀。喷射时,喷浆机的供风压力为0.4-0.6Mpa,加水量凭操作经验加以控制,喷射过程中要根据出料量的变化,及时调整给水量,保证水灰比准确,要使喷射的砂浆无干斑、无流淌、粘力强、回弹少,一次喷射厚度能达2-3厘米。 11、 喷射作业:喷射工作开始前,首先在喷射地点铺上旧皮带、木板或铁皮以便回收回弹料;喷射工作结束后,喷层必须连续洒水28天,7天内每班洒水二次,7天后每天洒水一次。一次喷射完毕,要立即回收回弹料,并在当班拌料用净。当班喷射工作结束后,必须解开喷头,清理水环和喷浆机内部所有浆或材料。喷射砂浆回弹率不得超过15%,回弹料要及时回收,可掺入料中继续使用,但掺入量不得超过20%。第四章 施工工艺第一节 施工方法本规程施工巷道均采用挖掘式装载机(ZW-80/19T)装岩,采用锚(网)喷永久支护。一、巷道开口及躲硐施工方法1、开口前,必须由地测人员确定巷道方向,施工单位严格按线施工。2、对开口点前后15m范围内的巷道支护进行检查加固,并将各种管路,电缆落地,用铁板、槽钢掩护好。二、锚(网)喷施工方法1、工作面爆破后,及时在有效支护掩护下按由外向里、先顶后帮的顺序找掉活矸危岩,需要进行初喷时接着对工作面帮顶暴露围岩进行初喷。2、耙装机装岩时打耙装吊挂眼,对工作面矸石进行耙装;耙装结束后对需要初喷而没有初喷上的围岩重新进行初喷。3、由外向里打拱基线以上的锚杆眼并安注锚杆。需要布网时按设计要求挂网压实,连接牢固。4、工作面推进36m后,首先按由外向里、由下而上的顺序打设拱基线以下的锚杆,需要布网时将网挂至腰线以下1.0m。锚杆托板压网要实,并连好网。5、喷浆:锚喷支护时,施工顺序为(初喷)安注锚杆喷混凝土,设计喷层厚度50mm;进行锚网喷支护时,施工顺序为初喷安注锚杆、网复喷,设计喷层厚50mm,其中初喷厚度2030mm,复喷厚度2030mm。喷浆运行路线:由外向里逐段进行,每段按先帮后顶的顺序顺腰线方向呈“S”形循环喷射。第二节 凿岩方式1、本规程所有巷道均采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。2、爆破打眼使用2台YT-28型凿岩机打眼;打锚杆眼使用 MQT-120/3.0型锚杆钻机;锚杆安注使用锚杆机;混凝土喷射使用PZ-5型喷射机。风源来自+995m水平主平硐压风机房,AED132A-0.8型螺杆式固定空气压缩机2台,压风管路见压风系统图。 第三节 钻爆方法及爆破说明书一、炮眼布置图1、炮眼布置平面图 (1)炮眼布置平面图(8) (2)炮眼布置图:见附图爆破说明书1、巷道为半煤巷掘进,采用楔形加直眼掏槽。2、炸药使用使用煤矿许用的3#煤层乳化炸药和煤矿许用的毫秒延期电雷管起爆;起爆使用MFB-100型防爆发爆器;装药结构为正向装药;分四次起爆,详见爆破说明书。(1)、爆破原始条件表9爆破原始条件表项 目单 位数 量巷道类别半煤巷掘进断面积8.11掘进净断面积7.73岩石坚固性系数f35炮眼深度m1.7炮眼数目个31炸药型号32、三级煤矿许用乳化炸药雷管型号煤矿许用毫秒电雷管一次最大装药量Kg7.2Kg(2)、炮眼布置说明表(10)炮眼编号炮眼名称炮眼长度(米)炮眼角度(度)装药量雷管数放炮顺序每眼合计垂直水平条数卷1-7掏槽眼1.913.39078321718-11腰矸眼1.76.890903124212-23顶眼1.720.4808633612324-31底炭眼底板眼1.713.6869032484合计9331(3)、预期爆破效果表项 目单位数 量一循环进度米1.7日进度米3.4炮眼利用率%80正规循环率%90每立方米岩石炸药量g2.29每米巷道炸药量g10.9每米巷道雷管量个18月进度米91.83、爆破说明 (1)掏槽眼深度1.9m,先在天炭煤层打7个掏槽眼,第一次放掏槽炮,清装煤炭后打腰矸眼、顶眼眼深1.7m,第二次放腰矸炮,炮烟散尽后第三次放顶板炮,清装矸石后打底炭眼、底板眼、水沟眼,第四次放底板炮.炮眼直径40,循环炮眼数31个。(2)使用煤矿许用3#乳化炸药,药卷直径32,单卷重量200克;使用煤矿毫秒延期雷管。(3)采用两芯铜芯小电缆作为放炮母线,放炮母线必须设至规定的启爆点,距巷道顶板不低于1500mm,母线连接与悬挂必须符合煤矿安全规程中的第334条规定,接头必须用绝缘胶布包好。起爆点设在局部通风机进风侧,距掘进工作面直线距离不低于150m,弯道不低于100m,且保证在进风巷道起爆,若掘进工作面距局部通风机进风侧距离大于120m或75m,必须加长防爆线,使起爆点处于局部通风机进风侧。(4)采用正向爆破,全断面分次起爆,使用MFB-100型发爆器起爆。每个炮眼内的岩粉、煤粉必须掏尽,封泥长度不小于0.50m,装水泡泥至少1个。禁止用块状材料(如煤粉、煤块、荒块或炮纸等)当作炮泥。装配药卷时严禁用电雷管代替竹木棍扎眼,严禁将电雷管斜插在中部或捆在药卷上。(5)装配药卷和装药只准由专职爆破员担任,装药完毕后,电雷管脚线必须扭结。(6)炸药和雷管必须分装分运,炸药箱和雷管箱分放在无带电的新鲜风流的安全地带,间隔距不小于30米且分别上锁。严禁放在导电体(电缆、开关)及其它电气设备上;严禁在导电体附近装配药卷。(7)联线方式: 将各雷管脚线串联联接,多个炮眼一次起爆,联接工作由专职爆破员担任。(8)严格执行“一炮三检”制度:装药前、放炮前和放炮后,爆破工、班长和瓦检员都必须在,由瓦检员检查瓦斯及通风情况,放炮地点附近20m范围内风流中的瓦斯浓度达到1%时,不准装药、放炮;放炮后瓦斯浓度达到1%,必须立即处理,停止作业,只有瓦斯浓度降到1%以下,方可进入工作面作业。(9)警戒岗哨具体位置设置警戒岗哨点设置2处,1岗设置在+995m双龙运输巷内11122回风巷绕道口;2岗设置在+1005m双龙回风巷与11122回风巷交汇处。起爆点设置在+995m双龙运输巷的进风侧(11122绕道口),距爆破点大于100m位置。(10)严格执行“三人连锁”放炮制,爆破工、班长和瓦检员三人必须同时自始至终参加放炮工作的全过程,并执行换牌制。应按下述程序进行放炮作业: a、爆破工在安全连线工作无误后,将警戒牌交给班组长。 b、班组长接到警戒牌后,必须认真检查靠近工作面10范围内的临时支护是否牢固,若不牢固必须加固。检查风筒风量、工具设备、喷雾降尘或洒水装置等放炮准备工作无误,达到放炮要求条件时,负责布置警戒,组织撤除人员到新鲜风流中的安全地点(见图)待避。 班长必须布置专人,在警戒线和可能进入放炮地点的所有通路上担任工作。警戒人员必须在规定距离的有掩护的安全地点进行警戒。警戒线处应设置警戒岗哨、悬挂警示牌等。 班长必须清点人数,确认无误后,方准下达放炮命令,将自己携带的放炮命令牌交给瓦斯检查员。 c、瓦检员检查工作面及起爆地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度在1%以下,将自己携带的放炮牌交给爆破工。 d、爆破工接到放炮牌后,才允许将放炮母线与联线进行连结,最后离开放炮地点,并必须在通风良好有掩护的安全地点进行放炮,且按上述警戒岗哨设置。爆破工、警戒人员和放炮待避人员都必须躲在有支架、物体等掩护和支护、通风良好的安全地点。 e、放炮工作只准由爆破工一人完成。爆破工应检查网路导通情况,若网路不导通,必须查明原因。 f、若网路正常,爆破工必须发出放炮警号,高喊“放炮了”至少三声后,至少再等5秒钟,方可通电放炮。 g、放炮时,先将母线扭结解开,牢固地接在发爆器的接线柱上。先将钥匙插入发爆器内,将毫秒开关转至“充电”位置,待氖灯泡闪亮时,再迅速将开关转至“放电”位置。发爆器电能输入爆破网路,从而引爆炮眼的电雷管和炸药。 h、放炮后,爆破工必须立即取下发爆器把手和钥匙,并将放炮母线从电源上摘下,扭结成短路。将三牌各归原主。(10)通电后,若雷管或炸药未爆炸,至少等待15分钟后,才可沿线路检查。检查时放炮工必须将发爆器的把手或钥匙取下随身携带,并将放炮母线扭结。(11)残爆、拒爆炮眼的处理残爆、拒爆炮眼必须当班处理完毕,其方法如下:在距残爆、拒爆炮眼0.30m以外另打一个与残爆、拒爆炮眼平行的新炮眼,重新装药起爆。严禁将炮眼残底继续加深,严禁用打眼的方法往外掏药,严禁用压风吹拒爆炮眼。 第四节 装载与运输二、装岩与运输方式 1、施工中所有矸石均采用标准矿车、柴油机车牵引运输。 2、轨道必须按标准要求及时铺设(距碛头不得超过一栋道长度),轨道转弯圆缓,严禁转急弯,接头处道夹板、螺栓、螺帽、垫圈齐全,枕木规格和质量符合要求,轨枕间距中对中1米。3、该巷施工采用煤矿用挖掘式装载机装车(ZW-80/19T),矿车装车量适度(一般不超过上沿),煤、矸严格分装,严禁将煤装入矸车或用矸渣充原煤。第五节 管线与道路敷设在掘进施工中,所敷设的电缆、供水管路、供风管路、风筒等均应按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。一、管线铺设1、风水管路接头要严密,不得漏风、漏水。供风使用2寸铁管,供水管路使用1.5寸铁管,距工作面20m内使用1寸耐高压胶管。2、风筒使用直径500mm的阻燃、抗静电柔性风筒,逢环必挂且不得漏风。风筒口到工作面不得超过5m。3、电缆、供水和排水管路、供风管路吊挂点间距不得大于3m。4、施工中要加强对电缆和监控、通讯线路的管理,在掘进施工中电缆敷设在非人行道一侧,风水管敷设在人行侧。电缆钩固定在轨面以上1.5米处,每隔3米一个,电缆垂高误差不超过100mm。水管固定在巷道人行侧轨面以上1.3米处,风管固定在水管以上0.2米处。接口严实,不得出现漏水、漏风现象,水管距碛头20米范围内使用1寸软管,20米外使用钢管,要随碛头推进及时延长,以保证工作面正常用水。5、施工质量技术要求打眼前必须画好施工中线,并找出巷道周边轮廓标出炮眼位置,严格按照炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药.施工必须按要求掘进巷道,严禁拉底丢帮,底板保持平整。 二、铺轨要求:1、轨距为600mm,轨道规格为15kg/m,运输巷临时车场双道轨中距1300mm。2、直线段和加宽后的曲线段轨距偏差为-2mm+5mm;轨道中心线与设计值相差不得超过50mm。3、扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙,在直线段不得大于5mm,曲线段不得大于8mm;高低和左右错差不得大于2mm。4、在直线段上两侧的钢轨接头应对齐,钢轨接头不得置于枕木上;在曲线段上两侧钢轨的接头应错开,其错开长度为钢轨长度的1/31/4,应设置轨距拉杆。5、轨道铺设时严格按中腰线铺设,有起伏地段必须要达到该巷竖曲线要求,弯道曲线半径必须符合设计要求。曲线段钢轨加工后,应符合曲线弯度。三、道渣和轨枕1、轨道铺好后,道心要填平、砸实。2、轨枕规格(长宽高)为1.2m0.15m0.14m,轨枕间距不大于1m,其偏差值不超过100mm,轨道中心线与枕木中心要一致,道木要垂直轨道中心线。 3、道心禁止填煤块、木材等。四、其他要求1、轨道型号要统一,道岔的钢轨型号不得低于线路的钢轨型号。2、水沟必须用混凝土现浇,其净断面(宽深)分别为:300mm300mm,并且低于轨道面500mm。 第六节 设备及工具配备名称型 号单位数量名称型号单位数量空压机AED132A-0.8台2大锤3Kg个1G75SCF-8台1起爆器 MFB-100台1凿岩机YT-28台2掏耙把4混泥土喷射机PC-5B台1炮棍2米根2混泥土搅拌机JZC250台1开刀把1开关QBZ-120台1皮撮箕只4开关QBZ-120N台1安全长钎2.5米根1局扇FBDN05.0/25.5台2风钻杆2米根2开关QBZ-80台1挖掘式装载机ZW-80/19T台1 第五章 生产系统第一节 通风一、通风方式与供风距离本作业规程施工巷道采用局部通风机向工作面压入式供风,最大通风距离200m。二、风量计算按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算Q掘=100q掘kd 式中 Q掘掘进工作面需风量,m/mim;q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量,根据矿井瓦斯涌出来预测结果,并参照现有生产矿井瓦斯等级鉴定资料,掘取0.281m/min;kd掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取2.0。Q掘= 1000.2812.0=56.2m/min按炸药使用量计算Q掘=25A式中 A掘进工作面一次爆破使用最大炸药量,取7.2kg。 Q掘= 257.2=180m/min按工作人员数量计算Q掘=4n式中 4每人每分钟应供给的最低风量,m/min; n掘进工作面同时工作的最多人数,取9人。Q掘= 49=36m/min因此,掘进碛头需风量为180m/min。 、按风速验算:(1)V大=Q配60S净=180607.73=0.388m/s0.15m/s因此,该掘进工作面配风量Q配=180m/min符合煤矿安全规程的要求。三、局部通风机的选型计算及风筒规格该掘进工作面应配风量为180m/min,通风里程为200m,选风用500mm阻燃抗静电柔性PVC塑料风筒20节,百米漏风率3%,百米风阻系数45NS-2M4。则风筒有效风量率:掘进工作面:P有效=(13%2)10094%计算局部通风机吸风量:Q吸 =180/0.94=192m/min 式中:Q吸局部通风机吸风量,m/min; Q掘掘进工作面迎头需要风量,180m/min;P有效风筒有效风量率为94%。确定风筒的风阻:掘进工作面采用500mm (10m/节)的抗静电阻燃柔性风筒,采取双反边接头。设计要求风筒吊挂良好,查表得风筒百米风阻为45NS2/m, 200m长的风筒总风阻为90NS2/m。计算局部通风机全风压: h全=RQ吸Q掘 式中:h全局部通风机需要全风压,Pa; R风筒风阻,掘进工作面为90NS2/m; Q吸局部通风机吸风量,为3.2m/s; Q掘掘进工作面迎头需要风量,为3m/s.将以上各参数值代入上式计算局部通风机需要全风压: h全=903.23=864Pa根据计算出的h全和Q局从局部通风机特性曲线上查出适应该掘进工作面要求的局部通风机是FBDN05.0/25.5型局部通风机,通风机全压为4002800Pa,额定风量为150215m/min。因此选用型FBDN05.0/25.5kw轴流式局部通风机,配置直径为500mm的阻燃抗静电柔性PVC塑料风筒,完全能满足要求保证工作面风量供应。 局部通风机性能参数选择参考表型号功率(kw)风量m3/min全压(Pa)全压效率(%)噪声(Lsadb)FBD-2.222.21302301501307530FBD-5.525.51502152804007530FBD-7.527.51702803606007530按规程128条规定: 安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定:(一)局部通风机必须由指定人员负责管理,保证正常运转。(二)压入式局部通风机和启动装置,必须安装在进风巷道中,距掘进巷道回风口不得小于;全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量,局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合本规程第一百零一条的有关规定。四、局部通风机全风压风量计算根据上面局部通风机选型为FBDN05.0/25.5kw, 局扇机安装处巷道断面S=7.73,(+995m双龙水平运输巷)Q全=Q扇S60V低=192+7.73600.15=262m/min式中 Q扇局部通风机吸入风量,式中取192m/min; S局扇机安装处巷道断面,单位:; V低允许最低风速,规程规定为:

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