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第一章 概 况第一节 概 况一、巷道名称、位置及相邻关系本面所掘巷道为15102综采工作面回风顺槽,井下位于15101运输顺槽东侧。 二、巷道用途 15102回风顺槽主要是为15102综采面形成通风系统和运料系统。 三、巷道设计长度、坡度及服务年限15102回风顺槽设计长度为474m,沿15号煤顶、底板掘进,坡度0-6 ,服务年限8个月。四、预计开竣工时间本掘进工作面自2011年12月开工,预计2011年4月竣工。附图1:巷道布置平面图 第二节 编写依据 一、经过审批的设计及批准时间 本工作面所掘巷道施工的依据是南河煤业公司兼并重组整合矿井初设。批准时间为2010年9月30日。 二、地质说明书及批准时间本面所掘巷道地质资料的依据是南河煤业公司兼并重组整合矿井地质报告。批准时间为2010年8月18日。三、矿压观测资料向斜轴部和断层附近地应力集中,围岩压力较大。. 第二章 地面位置及地质情况 第一节 地面相对位置及相邻采区开采情况工业广场、南河村和王家北村位于本区西侧,均已留设煤柱,对本工程无影响。地形东高西低,沟谷以东西向为主,区内地形标高在+925m+1266m之间。本巷道上覆3#煤已采空,故必须坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则。 表2-1 井上下对照关系表水平、采区775水平,一采区工程名称15102回风顺槽地面标高+925m+1266m井下标高+760m+810m地面的相对位置建筑物、小井及其他工业广场、南河村和王家北村位于本区西侧,均已留设煤柱,对本工程无影响。井下相对位置对掘进巷道的影响本巷道上覆3#煤已采空,必须坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则。邻近采掘情况对掘进巷道的影响西侧集中轨道巷距本巷200m,对本工程无影响。第二节 煤(岩)层赋存特征15#煤层走向NNE,倾向E,中西部局部地段较陡,井田内大部分地段地层较平缓,一般为8-13。煤层厚度2.404.76m,平均3.85m,煤层厚度变化大,结构复杂,常夹03层夹矸,坚固性系数(f)26。顶板为坚硬的石灰岩,厚度1114m,底板为铝土质泥岩,厚度35m。根据河南理工大学山西煤炭运销集团南河煤业公司瓦斯涌出量预测资料,南河井田15#煤层矿井瓦斯绝对涌出量范围为10.9214.04m3/min,矿井瓦斯相对涌出量范围为5.777.18m3/t,属低瓦斯矿井。根据南河煤业有限公司兼并重组整合地质报告及钻孔资料分析:本井田煤尘没有爆炸性。煤的自燃:15#煤层为自燃煤层,自然发火等级为级。地温:矿井井温一般在1617C之间,属恒温矿井。地压:无冲击地压。表2-2 煤层特征情况表指标参数备注煤层厚度(最小最大/平均)/m2.404.76/3.85m煤层倾角(最小最大/平均)/()8-13/10.5煤层硬度f26煤层层理(发育程度)较发育煤层节理(发育程度)发育自然发火期/d6个月绝对瓦斯涌出量/(m3min-1)10.9214.04相对瓦斯涌出量/(m3/t)5.777.18煤尘爆炸性无地温/1617C表2-3 煤层顶底板情况顶底板名称厚度岩性顶板基本顶11-14m灰岩直接顶0.1-0.5m泥质灰岩底板直接底5m铝质泥岩第三节 地质构造井田总体以单斜构造为主,局部波状起伏。总体地层走向NNE,倾向E。倾角西部局部地段较陡,井田内大部分地段地层较平缓,产状为8-13。影响本井田的主要构造为一走向N30E(西南部N45E)的正断层(F1)。该正断层位于井田西部,距西部边界200-300m,贯穿井田南北,倾向NWW,落差100-190m,倾角为75。本区内未见陷落柱、岩浆活动,井田构造属简单类。第四节 水文地质区内断层较发育,据对矿井的调查,在生产中遇断层时矿井涌水量增大,说明断层具有一定的导水性,可沟通其它含水层之间的水力联系的可能。因此存在开采井田内3、15号时,通过断层沟通其它含水层对煤层产生侧向突水的可能,因此在断层附近一定要预留防水煤柱,防止侧向突水;同时在开采过程中可能会出现未探明隐伏的导水断层及陷落柱,生产中必须坚持“预测预报,有掘必探,先探后掘,先治后采”的原则。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置本工作面位于井田中东部,属775m水平。开口位置: 当前新掘的3#-4#联络巷正南,长474m。巷道沿15#煤顶、底板掘进,巷道最低高度不得小于3.5m,巷道坡度预计06。本巷道设计断面为矩形,锚网索支护,净宽4m,巷道高度3.5m,断面积为14 m2。附图2:巷道开口大样图第二节 矿压观测1、观测对象:15102回风顺槽2、观测内容:巷道顶板离层量,底板相对移近量,两帮相对移近量,锚杆、锚索的载荷及锚固力。3、观测方法:(1)顶板离层巷道每隔50 m,安设一个顶板离层指示仪。在距掘进工作面50 m内,观测离层值,并填写牌板,预警值为20mm,危险值为40mm,达到危险值应立即采取措施;50 m以外,除非离层松动仍有明显增长的趋势,一般可停止测读具体数据,改为观察两个刻度坠的颜色。由当班班长和跟班技术员负责观察,十五天之内3天观察一次,十五天至一个月7天观察一次,超出一个月15天观察一次,并填写观测台账。其他人员也应随时注意观察,以便及早发现异常现象,确保安全。一旦发现异常现象,必须立即向值班领导报告,以便采取相应措施。离层指示仪以红、黄、蓝三种颜色表示顶板离层松动的严重程度,蓝色表示顶部松动离层较小,处于较稳定的状态;黄色表示离层松动已达到警界值;红色则表示顶板离层松动值较大,已进入危险的状态。(2)锚杆锚固力抽检巷道掘进施工过程中安排专人,按不小于10%的比例和不大于二天的时间间隔对永久支护锚杆的锚固力进行抽检。抽检时只做非破坏性拉拔,顶锚杆锚固力达到100kN为合格,帮锚杆(圆钢麻花锚杆)锚固力达到50kN为合格,帮锚杆(玻璃钢锚杆)锚固力达到68kN为合格。一旦发现不合格锚杆,必须在其托板上注明“补打”字样,要求施工单位重新安装合格锚杆。(3)锚杆预紧力矩抽检巷道掘进施工过程中,安排专人按不小于30%的比例和不大于二天的时间间隔用力矩示值扳手对锚杆螺母预紧力矩进行抽检,顶锚杆达200Nm即为合格,帮锚杆(圆钢麻花锚杆)达100Nm即为合格,帮锚杆(玻璃钢锚杆)达40Nm即为合格。一旦发现不合格锚杆,必须在其托板上注明“预紧”字样,要求施工单位重新拧紧螺母。矿压日常监测所需仪器和物品如下表所列:表3-1 矿压日常监测仪器名 称型 号数量锚杆拉拔计MJY-300/801 顶板离层指示仪LBY-3若干扭矩扳手YML-10/201 锚索拉拔机MSY-180/1514、数据处理:我们采取边施工、边观测,及时对量侧的数据加以分析、判断,并把量侧的结果反馈到施工中去,从而不断修改设计、补充措施、指导施工。第三节 支护设计一、确定巷道支护形式 15#号煤顶板直接顶为0.5m厚的泥质灰岩,老顶为11-14m厚的灰岩,含有2-3层软弱层,属较稳定岩层,适合锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于老顶坚硬岩层中,需用高强锚索做辅助支护。初步确定回风顺槽采用矩形断面,采用锚杆+网+钢筋钢带+锚索联合支护。破碎地段采用锚杆、锚索加密支护,并根据现场具体情况及时补充加强支护措施。二、支护参数设计 (一)采用类比法合理选择支护参鼓顶部永久支护采用锚网支护,锚杆间排距为9001000mm,矩形布置。锚杆采用181800mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆孔采用28的两翼合金钻头钻眼,锚固剂采用K2360快速树脂药卷两支,托板采用10010010mm的铸铁托板,金属网为14#菱形铁丝网,网格为8080mm,网幅为10004000mm,搭接长度为100mm,并用14#铁丝连接。锚索间排距18003000mm,规格15.245000mm,K2360树脂药卷三支。西帮支护采用锚网支护,锚杆间排距为9001000mm,矩形布置。锚杆采用181800mm的圆钢麻花锚杆,锚头与挡圈宽度为26mm,锚杆孔采用28的两翼合金钻头钻眼,锚固剂采用K2360快速树脂药卷一支,托板采用10010010mm的铸铁托板,金属网采用14#铁丝网,网格为8080mm,网幅为10003500mm,搭接长度为100mm,并用14#铁丝连接。200mm连接一股。东帮支护采用锚网支护,锚杆间排距为9001000mm,矩形布置。锚杆采用181800mm的玻璃钢锚杆,锚杆孔采用28的两翼合金钻头钻眼,锚固剂采用K2360快速树脂药卷一支,托板采用其专用托板,金属网采用14#铁丝网,网格为8080mm,网幅为10003500mm,搭接长度为100mm,并用14#铁丝连接。200mm连接一股。东帮网与顶网不联接。质量检验参数:顶锚杆锚固力不小于100 kN,螺母预紧力矩不小于200 Nm;玻璃钢帮锚杆锚固力不小于68 kN,螺母预紧力矩不小于40 Nm;圆钢麻花形帮锚杆锚固力不小于50 kN,螺母预紧力矩不小于100 Nm;锚索预紧力不小于180 kN。附图3:15102回风顺槽支护断面图附图4:15102回风顺槽支护俯视图(二)采用计算法校核支护参数1顶锚杆通过悬吊作用,帮锚杆通过加固帮体作用,达到支护效果的条件,应满足:LL1+ L2+ L3式中:L锚杆总长,m; L1锚杆外露长(钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+0.020.05 m,顶锚杆取0.10 m,帮锚杆取0.10 m),m; L2有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c),m; L3锚入岩层内深度(顶锚杆取0.6 m,帮锚杆取0.3 m),m。普氏免压拱高: b=B/2+ Htan (45 帮2) /f顶式中 B、H巷道掘进宽度和高度,B=4 m,H=3.5 m; f顶顶板岩石普氏系数,取6; 帮两帮围岩的内摩擦角,帮取63.43。 b=4000/2+3500tan(4563.43/2) /6=467.5mm c =3500tan (4563.43/2) =805 mm依据上述公式计算得出:顶锚杆长L顶=1800 mm1167.5 mm;帮锚杆长L帮=1800 mm1205mm。所选锚杆长度均能满足计算要求。2按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距:每根锚杆悬吊岩体重量G=L2a2,锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见,再考虑安系数k,取k=2。a 取0.9 m(锚杆间排距)kGQ a (Q/kL2)1/2所选顶锚杆的锚固力Q100 kN,计算得a 1.83 m。因此,间、排距参数能满足计算结果。 3悬吊理论校核锚索间距:为防止破碎地段巷道顶板岩层发生大面积整体跨落,用15.23 mm、L =5000 mm的钢绞线,将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中,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擦力的条件下,取垂直方向力的平衡,可用下式计算锚索间距:L= nF2/BH(2F1sin) /L1式中L锚索排距,m; B巷道最大冒落宽度,4m; H巷道冒落高度,按最严重冒落高度取1.7 m; 岩体容重,25 kN/m3; L1锚杆排距,0.9 m;F1锚杆锚固力,100 kN; F2锚索极限承载力,取230 kN; 角锚杆与巷道顶板的夹角,70; n锚索排数,取2。通过上述计算,回风顺槽锚索间距L为5.35 m,大于实际选取的参数3 m,所选锚索参数满足设计要求。 第四节 支护工艺 一、支护形式及材料规格 1支护形式: (1)回风顺槽顶板采用钢筋钢带、金属锚杆、菱形网联合支护。 (2)西帮采用菱形网、钢筋钢带、金属锚杆联合支护。 东帮采用塑料网、钢筋钢带、玻璃钢锚杆联合支护。 (3)回风顺槽顶板锚索支护每3000 mm(一排)在巷道正中布置2根。锚索滞后煤头最大不超过3.2 m。 2支护材料规格: (1)锚杆支护材料规格: 顶锚杆 18 mm1800 mm 左旋无纵筋螺纹锚杆顶托板 10010010mm 铸铁托板顶药卷 23 mm600 mm K2360树脂药卷东帮锚杆 18 mm1800 mm 玻璃钢锚杆西帮锚杆 18 mm1800 mm 圆钢麻花锚杆 帮药卷 23 mm600 mm K2360树脂药卷 帮托板 10010010mm 铸铁托板顶板钢带 4000 mm 60mm 钢筋钢带帮钢带 3500 mm 60mm 钢筋钢带 菱形网 4m1.1m /3.5m1.1m 14#铁丝网 (2)锚索支护材料及规格:钢绞线 15.24mm5000mm 钢 绞 线 顶托板 25025010mm 金属托板药 卷 23 mm600mm K2360锚 具 MSY-180/15 单孔锚具 3安装锚杆要求: (1)顶帮锚杆间排距均按上述要求执行,最上一排帮锚杆距顶板为200 mm。 (2)锚杆外露长度从螺母算起不小于30mm,不大于50 mm。 顶、帮锚杆锚固力及预紧力严格按照上述规定执行。 (3)遇裂隙时,顶锚杆要尽量垂直于裂隙面;帮锚杆垂直巷帮布置。锚杆角度偏差为5。 (4)顶帮药卷均使用快速树脂药卷,顶锚杆使用两根快速药卷,帮锚杆使用一根快速药卷。安装锚杆时将锚固剂用锚杆体顶住送至孔底,启动搅拌器,边旋转搅拌边匀速推进到孔底,搅拌时间为13-15s。搅拌停止后,等待90-180s,卸下搅拌器,上托板、拧紧螺母。(5)锚杆间排距误差不超过0.1 m。 (6)顶、帮锚杆孔深均小于锚杆长度0.1m,打顶锚杆使用MQT -130型锚杆钻机,钻头使用28 mm的两翼合金钻头。打帮锚杆使用风煤钻,钻头为28 mm的羊角钻头。打好眼后,掏净煤岩粉,安装时必须使用风动扳手紧锚杆。 (7)顶帮锚杆均采用边掘边锚,必须是打起顶锚杆后,再打帮锚杆。 4铺联网要求:顶、帮网长边均垂直巷道中线铺设,相邻网必须对接,每隔200mm用14号双股铅丝连接一道,拧紧不少于3圈。 5锚索支护要求:(1)锚索支护形式。(2)打锚索使用MQT - 130型风动锚杆钻机,打眼前先送水后开钻,严禁无水开钻,推力要适当,严禁猛升造成钻杆折断。(3)锚索眼深4.75m,药卷搅拌时间25-30s,严禁随意截短药卷或钢绞线。(4)锚索承载能力应在230 kN以上,张拉预紧力为180 kN。(5)锚索应尽量与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置,外露长度不超过300 mm,不低于200mm。(6)如遇顶板节理发育、松软、压力大地段加密锚索布置,并紧跟煤头支设。(7)锚索安装好后,必须使用10#铁丝绑在顶网上,铁丝两头绑紧圈数不得少于3圈。二、支护工艺及要求(一)临时支护1临时支护形式:(1)临时支护采用三组锚杆前探梁。每组前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的前三排锚杆上,前探梁上用木板梁(4000 mm150 mm50 mm)维护,木板梁两端伸出前探梁不小于20 cm。(2)前探梁及吊环规格:吊环是由生产科设计、机电科制作并经过强度试验的专用吊环。其规格为:前探梁:长度不小于3.8 m的2寸钢管。吊 环:长300 mm,宽100mm,厚10mm的钢板中做三个8cm的圆孔,一头焊接吊钩,另一头叠加焊接两个螺母。(3)吊环的固定: 用顶锚杆螺帽固定在顶锚杆上且螺母必须拧满扣,或用吊钩挂在钢带上。 2临时支护工艺、工序及要求:(1)操作人员站在正式支护下,用不小于2.5 m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,在紧靠煤头两排锚杆上好吊环,前移前探梁至工作面前方煤壁,将网从前探梁上方侧向穿入,顶网联好后,并用前探粱托起一根钢带。前探梁上及时用木板梁维护顶板,按中线调整好钢带位置,板梁与前探梁用木楔背紧。穿前探梁时,必须有专人监护顶板及煤帮,临时支护完毕,由外向里打顶锚杆。 (2)前探梁移到煤头后,在最后一个吊环的上面用木楔与钢管背紧。 (3)加强顶板管理,发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声,要立即停止作业,撤出工作面人员,待顶板稳定后,由外向里加强帽柱支护后方可继续施工。 (4)打顶锚杆时必须由外向里、由中间向两边,如前探梁占据锚杆位置,可以先打起其他锚杆后,退出前探梁再打剩余锚杆,必须是打起所有顶锚杆后,再打帮锚杆。 (5)当顶板严重不平、巷道开口无法使用前探梁或其他原因未使用前探粱时,必须使用3根戴帽点柱进行临时支护;煤头煤帮松软时,根据现场情况使用戴帽点柱及木板等临时护帮。 (二)锚杆支护工艺及要求 1放炮后,等炮烟吹净,检查瓦斯正常后,用长柄工具处理顶帮活矸、活煤,并进行敲帮问顶开始上前探粱打顶锚杆吊联顶网上好托板紧固螺母用扭矩扳手检查扭力矩是否合格打帮锚杆(打起顶锚杆后)。 2锚杆间排距按设计要求进行布置,扭力矩和锚固力达到要求。 3巷道超挖超过300 mm,必须在其旁边补打锚杆。 4锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净,不得有氧化皮,保证锚固质量。 5煤体锚杆眼必须用风管将眼内煤粉吹净。 (三)锚索支护工艺及要求 1准备工作标眼、打眼上药卷安装锚固钢绞线,上托板用千斤顶预紧钢绞线用切割器切掉钢绞线外露超长部分。 2接、解钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。 3搅拌器一定要插入钻机底,钢绞线要插进搅拌器底部,注药卷过程中要专人护住钢绞线,以防甩脱钢绞线发生伤人事故。 4钢绞线锚固后,及时上托板并预紧。 5张拉时,千斤顶应与钢绞线保持同一轴线。 6油泵操作人员应缓慢升压,严禁高压换向。 7如巷道较高需搭设架时,必须搭设牢靠,不允许站在输送带上锁锚索。 三、交叉点施工要求 1巷道丁字口、十字口均用锚杆、菱形网、钢带、锚索进行联合支护,丁字口、十字口(开口处、透口处)要及时补打锚索。 2若顶板破碎或压力大时,根据顶板情况适当加密锚索。 3、各开口和透口处,帮网要连接合适,帮锚杆要紧贴煤帮,抹角处空顶距超过30cm时要补打顶锚杆进行支护。第四章 施工工艺第一节 施工方法巷道采用全断面分次爆破,由于本矿区内15#煤质软,极易破碎,为防止超挖,两帮辅助眼布置应从巷道轮廓线位置内移至少300mm,在爆破后,用工具人工将巷道刷直。第二节 凿岩方式一、炮掘施工方式1本巷道采用钻爆法施工,实行分次爆破。炮掘时采用先拉槽、后刷帮压顶的方法。2钻爆工艺流程:钻眼前准备钻眼检查瓦斯装药联线检查瓦斯撤人放警戒爆破检查瓦斯及爆破效果敲帮问顶临时支护洒水消尘打安顶锚杆打安帮锚杆出煤。3. 钻爆工序要求:(1)钻眼前,必须详细检查煤头10m范围内的支护,发现问题及时处理。(2)必须依据中线在工作面按炮眼布置标定眼位。(3)严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼,并坚持湿式钻眼。(4)爆破要严格执行“一炮三检”和“爆破三连锁”制度。(5)爆破采用先拉槽后刷帮压顶的方法,正向装药,串联式联线方式,使用毫秒延期电雷管、煤矿许用二级硝氨炸药,每眼使用2个水炮泥。(6)爆破前工长必须派专人在所有通往爆破地点的通道口设置警戒,每一警戒点搁2人放警戒,设好警戒后,一人负责警戒,另一人返回通知已设好警戒。只有每个警戒点的警戒员都通知后才可装药爆破,爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒。二、运输方式工作面煤用人工翻到工作面迎头配备的40T刮板运输机上(根据巷道长度、坡度和刮板输送机运输能力,及时安装、延伸皮带机,并将刮板输送机前移),转载至3#联络巷内的胶带输送机后,转载至集中胶带巷胶带输送机,再转载至上仓巷胶带运输机,至煤库,由主斜井胶带输送机运至地面筒仓。三、施工设备选用ZQS-20/1.8型风煤钻打眼,配以352500mm麻花钻杆和45mm得羊角钻头。打顶锚杆、锚索使用MQT - 130型风动锚杆钻机和28mm的两翼合金钻头,打眼前先送水后开钻,严禁无水开钻,推力要适当,严禁猛升造成钻杆折断。表4-1 施工设备与供电(风)情况表序号机械、钻具名称型号数量动力配套方式备注1锚杆钻机MQT - 1302风动2风煤钻ZQS-20/1.82风动3刮板输送机SGB-40T1电动4带式输送机DSP-6501电动四、设备布置附图5:设备布置图。第三节 爆破作业本巷道采用钻爆法施工,实行分次爆破。巷道断面为矩形,宽度4m,沿顶掘进。采用局部通风机压入式通风。绝对瓦斯涌出量为0.4163m3/min。1、爆破材料爆破使用煤矿许用二级硝铵炸药,炸药规格为 35250mm,雷管为前五段毫秒延期雷管,总延期时间不超过130ms,封孔材料用黄泥,外加两节水炮泥。2、炮眼布置回风顺槽采用全断面分次爆破法施工,使用激光指向仪指向,按爆破图表进行轮尺布眼,采用斜眼矩形掏槽,布置在巷道中下部,周边眼距帮顶300mm布置,主要为防止伤帮伤顶,造成巷道成形不规整。底眼口距巷底300mm布置,眼底位于巷道底部位置。爆破工应根据现场实际条件,对炮眼位置、角度进行调整。3、钻眼装药打眼前应凿掉工作面的浮石、活矸,由跟班干部或验收员检查工作面上一循环的工程质量,发现问题,立即处理。处理好后,根据激光或给设的中线进行轮尺,划出巷道轮廓线,按照爆破图表布眼,然后即可进行钻眼工作。钻眼工和布眼工必须熟悉炮眼布置图上所规定的炮眼间距、角度、深度,每个炮眼必须做到平、直、齐、准,要根据地质条件适当调整爆破参数,煤巷时,适当增大炮眼间距,岩巷时要适当加密炮眼密度。钻完眼后用压风扫净炮眼内的煤粉或碎矸,确保装药质量;装药时用炮杆把药卷轻送眼底,装药量严格按爆破图表进行控制,采用正向装药结构。封泥长度不低于600mm,放炮前各雷管脚线扭结短路,放炮距离距爆破地点不得小于75m,放炮母线距爆破地点不得少于100m;放炮母线应悬吊在非电缆线一侧。爆破工作一次完成。放炮时,当班人员要躲在工作面75m开外的护身板后或躲入与其相连的巷道内,距口不小于20m。表4-2 回风顺槽爆破原始条件名 称单位数量名 称单位数 量掘进断面14炮眼数目个23工作面瓦斯情况瓦斯等级低装药眼数个23岩石硬度F26毫秒延期电雷管个23炮眼深度M2煤矿许用二级硝铵炸药kg8.2表4-3 回风顺槽爆破说明书炮眼名称掏槽眼辅助眼周边眼底眼编 号1-45-6/21-237-14/2015-19炮眼角度横向78000纵向800083电雷管(发)4595火药(kg)2.42.01.82.0眼深(m)2.2222.2封泥长度(m)1111起爆顺序1234连线方式串 联 放 炮炮眼利用率75%雷管种类毫秒延期雷管炸药种类煤矿许用二级硝铵炸药附图6:炮眼布置图。第四节 装载与运输一、装载与运输方式1、装煤与运煤本章第二节已阐明装煤与运煤方式,在此不再详述。2、材料及设备运输:材料及设备用主斜井矿车运至车场绕道,并利用矿车车或人工沿集中轨道巷3#联络巷15102回风顺槽工作面。3、人员运输:人员从副立井罐笼运送至井底车场,并由井底沿集中轨道巷3#联络巷15102回风顺槽工作面。二、运输设备的铺设及安全措施(一)运输设备的铺设1、如果需要轨道,必须按下列标准铺设:巷道单轨铺设:轨道铺设在巷道的行人侧,施工队在运输与行人时严格执行“行人不行车,行车不行人”制度,同时要安排专人进行设警。轨道要求铺设平直、紧固有效,接头间隙不超过10mm,接头上下、左右错差符合标准规定,内错差不超过10mm,道枕间距不大于1m,并且轨枕必须垫实、垫平;不同轨型要集中铺设,严禁不同轨型钢轨混用;换绳及有坡段处,加设阻车器,运输沿线及上、下平车场要保持清洁无异物,并且要保证道岔使用灵活可靠,绞车固定牢固、位置合适、信号灵敏可靠。2、带式输送机、刮板输送机的铺设:(1)输送机机头、机尾距巷帮距离不小于700mm,中间部分(不行人侧)距巷帮距离不小于500mm;行人侧不小于700mm。(2)刮板输送机必须铺在实底上,各部件齐全、可靠、有效。(3)刮板输送机机头、机尾必须打压柱,保证防护装置齐全。3、若需要安装绞车时,必须按下列标准安装:小绞车固定采用地锚固定,地锚采用202000mm锚杆,药卷用K2360树脂锚固剂两支,拉拔力不小于70KN。(二)安全设施及要求1、斜巷运输“一坡三挡”必须齐全有效,并且灵活可靠;2、斜巷运输必须设好警戒,严禁行人;3、绞车挂钩和插销,必须使用实验合格的产品和煤矿制作的链接装置,严禁使用不合格的链接装置;第五节 管线与轨道敷设 电缆及信号线沿巷道西帮由电缆钩吊挂,由上到下依次为监控线、通讯线、信号线、照明线、电缆。最低点离地板1.8m,吊挂间距1m,监控线、通讯线、信号线、照明线、电缆各线之间距离0.1m。 风筒沿巷道东帮由铁丝吊挂,距顶板0.3m,逢环必挂,距工作面不超5m,拐弯处使用专用风筒或负压风筒。 管路沿巷道东帮由专用管路钩固定,距底板0.3m,风水管路之间间距为0.2m,敷设要平直。轨道枕木必须铺在实底上,沿巷道中线铺设,使用15 kg/m单轨铺设,轨距0.6 m,轨道外缘距两帮设备及风水管路间距不小于500 mm。要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效,接头间隙不超过10 mm,内错茬不超过5mm,道枕间距不大于1m,并且轨枕必须垫实。第六节 设备及工具配备一、 设备配备表4-4 设备配备表序号设备名称规格型号数量备注一掘进1风煤钻ZQS-20/1.82台现有2锚杆钻机MQT - 1302部现有二运输1轨 道15Kg/m500m增设2刮板输送机SGB-40T1台增设3皮带输送机DSP-6501台增设三通风、压风1局部通风机FBD2222台现有2风 筒600500m增设3压风机4L-20/81台现有4钢 管2500 m增设5钢 管3500m增设四供电设备1馈电开关KBZ4001台现有2磁力起动开关QBQ1202台现有3磁力起动开关QBZ802台现有4磁力起动开关QBZ2802台现有5电 缆50/25/6 mm2500m现有6照明综保ZBZ4/127 1台增设五排水设备1水 泵BQW-111台现有二、 工具配备表4-5 工具配备表序号名称型号数量备注1支设锚杆用钻杆B19,1.8m1套现有2支设锚索用钻杆B19,1.0 m101套现有3风煤钻用麻花钻杆35,1.5m20根增设4顶帮锚杆钻头28, 双翼80个增设5力矩扳手10KN1套现有6激光指向仪YBJ-500(A)1组增设第五章 生产系统第一节 通 风一、通风方式与供风距离采用压入式通风,风筒连接方式为采用双反压边接法。二、局部通风机采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电并采用风电、瓦斯电闭锁。三、掘进工作面风量计算:1、按瓦斯涌出量计算:Q=100qk =1000.41631.5=62.4 m3/min式中:Q掘进工作面实际需要风量,m3/min; 100单位瓦斯涌出量,以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值; q掘进工作面瓦斯绝对涌出量,m3/min,取0.4163; k瓦斯不均衡系数,取值1.5。2、按一次起爆最大炸药量计算:Q25A252.4=60 m3/min式中:Q掘进工作面实际需要风量,m3/min; 25每千克炸药爆炸不低于25m3的配风量; A掘进工作面一次爆破的最大炸药量,2.4kg。3 、按工作面同时工作最多人数10人计算:Q4N=410=40m3/min式中:Q掘进工作面实际需要风量,m3/min;N掘进工作面同时工作的最多人数8人。4、按局部通风机的实际需风量计算:Q=60VS=600.2514=210m3/min式中:Q掘进工作面实际需要风量,m3/min;S巷道断面积,14m3;V煤矿安全规程规定的最低风速应大于0.25m/s。5、确定掘进工作面实际需要风量:Q=Q局Ikf=21011.2=252m3/min式中:Q掘进工作面实际需要风量,m3/min; Q局掘进工作面局部通风机的实际吸风量,m3/min; I掘进工作面同时通风的局部通风机台数。kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取1.21.3,进风巷中无瓦斯涌出时取1.2,有瓦斯涌出时取1.3。所以,掘进工作面实际需要风量为252 m3/min。6、局部通风机选型:采用222kw轴流式对旋局部通风机,供风量250-420m3/min可满足使用要求,风筒规格:600mm的阻燃风筒。三、局部通风机的安装地点3#联络巷内距本巷开口以西20m处南帮。附图7:通风系统图。第二节 压 风1、风源来自地面FHOG-200F型单螺杆空气压缩机,到工作面压力不小于0.5MPa,主斜井使用6钢管供气,车场绕道、集中轨道巷和3#联络巷使用6钢丝网管供气,回风顺槽使用3钢管供气,每隔50m安装三通接头一个,满足巷道维护和工作面风煤钻及锚杆钻机的使用。2、距工作面迎头25-40m,安装压风自救装置,数量不少于10套,风压不小于0.5Mpa。附图8:压风系统图。第三节 综合防尘严格执行掘进工作面综合防尘标准,具体规定如下:防尘供水水源来自风井附近水池,工作面供水管直径不小于50mm,并在管路上安装过滤器、保证水质清洁,水中悬浮物含量不得超过150 mg / L,粒径不大于0.3 mm。1、防尘管路铺设:防尘管路每隔50m 设一个三通阀门,管路的接头、三通不得有流线性漏水,三通阀门必须上手轮,手轮必须安在人行道一侧。 2、净化水幕: (1)距掘进头50m范围内安装一道净化水幕。(2)净化水幕的连接:所有净化水幕的连接是阀门过滤器净化水幕,阀门及所有连接处不得有流线性漏水。 (3)净化水幕水管:水管的长度不得小于巷道宽度20cm ;水管要安装在距顶板不超过30cm的位置;水管的两端各安装一个喷嘴,其余喷嘴间距3040cm 。 (4)喷嘴的方向:净化水幕水管喷嘴方向与风流方向相反;喷嘴方向要略向下,与巷道顶板基本平行。3、转载点喷雾:(1)所有运输巷的转载点都必须有喷雾设施,连接喷嘴设施时,必须连接阀门、过滤器、喷雾设施、管路接头,三通不得有流线性漏水阀门必须安装在人行道侧。 (2)喷嘴高度安在距转载点4050 cm 的位置,而且喷嘴必须正对转载出煤点。(3)所有喷雾必须呈雾状。4、巷道冲洗:工作面的巷道要保持湿润,走路时煤尘不飞扬,巷道口的水管、风管、风筒、电缆、迎风风面的煤尘厚度不得超过2mm,巷道底板煤尘厚度不超过2 mm,堆积连续不得超过5 m。5、其他:带式输送机机头处必须设置专用的灭火水门、喷头及洒水胶管。6、防尘系统:附图9:防尘系统示意图。第四节 防灭火15号煤层为级自燃煤层,必须执行以下措施:1、巷道中应每隔50m 设置洒水支管和阀门。2、巷道内带式输送机机头前后两端各20m 范围内,都必须用不燃性材料支护。在胶带机头、机尾至少各备有2个灭火器和l 个砂箱。 3、配电点、风机开关处备有2个灭火器和1个砂箱。 4、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等,必须存放在盖严的铁捅内。用过的棉纱、布头和纸,也必须放在盖严的铁桶内,并由专人定期送到地面处理,不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或铜室内。 5、如工作面或巷道内着火时,根据着火情况,应首先采用直接灭火方法,如用灭火器、用水扑灭等,在直接灭火过程中,一般不得改变火区的风流方向。直接灭火不能取得有效灭火效果时,为防止火势发展,应采取封闭隔绝灭火;封闭火区前,必须根据火区的瓦斯、一氧化碳等气体变化情况,慎重决定通风方法和封闭程序。第五节 安全监控1、 回风顺槽安全监控设备安装表表5-1 安全监控设备安装表设备名称型号单位数量甲烷传感器KG701(A)台2风机开停传感器GT-L台2烟雾传感器GQF0.1(B)台1一氧化碳传感器GTH500(B)台1风筒传感器GFD6台1馈电传感器KDG3K台1声光报警KHJ6.4台12、 监控内容见下表表5-2 安装位置设备名称安装位置报警浓度断电浓度复电浓度断电范围甲烷传感器工作面1.01.51.0工作面及回风巷内所有非本安型电气设备回风口1.01.01.0工作面及回风巷内所有非本安型电气设备一氧化碳 感器回风口1015米0.0024风筒传感器风筒未端1015米烟雾传感器皮带机头下风侧1015米馈电传感器馈电工作面及回风巷所有非本安型电气设备风机开停传感器风机开关负荷侧3、安装使用和维护:工作面探头挂在距工作面不超过5m处,回风口探头挂在距回风口1015m处。距顶不超过30cm,距帮不小于20cm。传感器每10天进行一次校验更换,保证检测的准确性,实行瓦斯电闭锁。4、每班队干、工长、电工、施工员必须携带便携式瓦检仪上岗作业。附图10:安全检测仪器仪表布置示意图。第六节 供 电1、供电由地面变电站10KV高压双回路入井,接至井下中央变电高爆开关,然后接至采区变电所KBSGZY-200/10移动变电站,为15102工作面KBZ-400/660/1140总馈电供电,再供至15102工作面掘进头KBZ-400/660/1140分馈电,最后由分馈电供至各用电地点。2、15102回风顺槽两台FBD6.0-2x22型局部通风机,一台使用,一台备用,分别由两台QBZ280A开关控制。一台由风机专用总馈电供电,另一台备用风机由回风顺槽专用馈电供电,并接监控分站,实现瓦斯电、风电闭锁。3、40T刮板输送机由一台QBZ120A开关控制,接回风顺槽专用馈电负荷侧。4、带式输送机由一台QBZ120A开关控制,张紧绞车由一台QBZ120A开关控制,接回风顺槽专用馈电负荷侧。4、照明信号用ZBZ4/127照明综保控制,接回风顺槽馈电负荷侧。附图11:供电系统图。第七节 排 水把工作面污水用风动泵和2寸黑色胶皮管多级提升到井底主、副水仓,在主水泵房安装扬程为315m的MD85-45*7型多级耐磨清水离心泵,在主斜井安装敷设2趟6寸钢管排水管路,提升至地面矿井污水处理厂。表5-3 设备配置表:序号12345项目黑色胶皮管多级清水离心泵电缆磁力起动器馈电数量700m2台50m2台一台规格2扬程(315米)电压660V16mm2QBZ-80KBZ-400/660(1140)附图12:排水系统图。第八节 运 输1、 运煤系统工作面40T刮板运输机(带式输送机)3#联络巷带式输送机胶带大巷带式输送机上仓巷带式运输机煤仓主斜井带式输送机地面筒仓。2、材料及设备运输系统:主斜井车场绕道集中轨道巷3#联络巷15102回风顺槽。3、人员运送系统:副立井副立井井底车场集中轨道巷3#联15102回风顺槽。附图13:运输设备布置图。附图14:运输系统图。第九节 照明、通信和信号为便于井下通信联络,回风顺槽刮板输送机机头、机尾各安设KTH127型本质安全型电话机,通过网通电话网络与绞车房、压风机房、变电所、调度值班室等联络。照明由15102回风顺槽KBZ-400/660型分馈电开关经MYQ36+14电缆到ZBX-4综合保护装置,再通过MYQ41.5电缆到防爆电灯。皮带信号:煤溜信号为:一声停,两声启动,三声倒车。附图15:照明、信号和通讯系统图第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织采用“三八”制正规循环作业方式,三班掘进,每班进行支护 (详见循环作业图表)。 施工人员的配备本着高效精简和按岗定员的原则进行优化劳动组合,尽量达到各班组施工人员和承担任务相吻合,以利于体现按劳分配、多劳多得的分配原则,充分调动施工人员的积极性,保障施工任务的完成。表6-1 岗位人员配备表序号工 种 名 称班 次夜 班早 班中 班小 计备 注1打杂工22262放炮员11133班长11134支护工22265施工员11136机电维修工11137煤溜司机1113合 计99927第二节 作业循环附图16:正规作业循环图表。第三节 主要技术经济指标表表6-2 主要技术经济指标表序 号项 目单 位指 标1掘进工程量m4742掘进断面m2143净 断 面m2144循环进尺m/班1.55日循环数个/日36日 进 尺m4.57日 出 勤工/日308效 率米/工0.159炸药消耗量Kg/m5.4710雷管消耗量个/米15.311锚杆消耗量套/米16.7第七章 安全技术措施第一节 一通三防一、通风瓦斯管理1、局部通风机入井前,必须经机电部门检查验收,合格后方可入井。局部通风机应定期检修、更换,凡在井下累计运行时间达半年以上的必须升井检修。 2、局部通风机必须由指定人员负责管理。配有专职瓦检员的掘进面,局部通风机由专职瓦检员负责管理。3、一台专用变压器只准为一个采区供电,且最多允许负担4台局部通风机。一台局部通风机只准向一个工作面供风。一个掘进面一般只允许由一台局部通风机供风。 4、严格风筒管理,风筒要吊挂平直,拐弯小于或等干90的应设弯头,一台局部通风机应用同一直径风筒,发现破口要及时修补或更换,风筒百米漏风率应控制在10%以内。 5、风筒出口到工作面掘进头距离,在保证掘进头不积存瓦斯及吹散炮烟前提下,应不超5m。 6、安装局部通风机要求距轨道大于50 cm,离地高度大于30 cm;局部通风机周围要清理干净无杂物堆积。 7、局部通风机实行挂牌管理。局部通风机管理牌板应写明供风地点、风机编号、全风压配风量、测风员及包机人。8、风筒的安装使用必须符合下列标准:(1)风筒无破口,末端两节除外。(2)风筒吊挂平直,

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