8301轨道巷掘进作业规程_第1页
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文档简介

第一章概况第一节概述一巷道布置1、巷道名称8301下顺槽及开切巷2、巷道用途8301工作面煤炭运输3、设计长度800米4、工程量顺槽800L129600M,开切巷150L1962940M5、服务年限设计服务年限1年6、工期要求计划2015年7月16日开工,2016年3月25日竣工。7、平面图见图第二节编写依据本规程根据以下资料编写1三采区地质说明书2煤矿安全规程20113煤矿作业规程编制指南4简明建井工程手册5安全生产管理制度6煤矿安全质量标准化标准及考核评分办法(试行)第二章地面位置及地质情况第一节地面相对位置及临近采区开采情况一地面位置本掘进工程地面相对位置,位于工业广场西翼。地表上限标高1141。地面对应位置为戈壁,无建筑物影响。二附近开采情况及影响8301下顺槽北面15M处为8302工作面采空区,南面为原742西采区,南北两个采区基本对8301下顺槽没有影响。掘进方位角2752644,中途没有方位变化。三井下位置及四邻采掘情况8301下顺槽北面15M处为8302工作面采空区,南面为8301工作面上顺槽,北面8302采空区内积水325570M,目前采空区补给水量约为65M/H,补给水通过8302轨道顺槽排出,掘进过程中注意对隔水煤柱的保护,8301下顺槽掘进应坚持“逢掘必探,先探后掘”确保施工作业安全四影响掘进的其它地质情况1、瓦斯塔什店煤矿2014年矿井各煤层、一翼、水平及采区分别测定,得出矿井最大相对瓦斯涌出量为079M3/T,最大绝对瓦斯涌出量为18M3/MIN;最大相对二氧化碳涌出量为084M3/T,最大绝对二氧化碳涌出量为182M3/MIN。根据煤矿安全规程第133条的规定,最后确定2014年矿井瓦斯等级为瓦斯矿井。井田内地质结构较为简单,由于工作面长度发生变化,顶板比较松软,给巷道掘进带来困难。2、煤(矿)尘煤尘根据爆炸性鉴定资料,具有爆炸性。3、煤的自燃8234煤层属易自燃煤层,具有自燃发火倾向,一般发火期26个月。4、地温井田内地热增温率为1670C/100M,没有高温异常区。第二节煤(岩)层赋存特征一、煤(矿)层情况8301工作面煤层埋深变化较大,但总体赋存稳定,煤层倾角变化不大,总体倾角312变化,总体上呈北深南浅,西深东浅,8301工作面煤层在总体背景无大的变化,平均厚度13米。二、煤层顶底板情况根据钻孔揭露资料,8301工作面主采煤层8234煤层伪顶一般不发育。8234号煤层直接顶、底板及老顶、底板均发育,顶、底板岩性均为泥岩、粉砂岩。1、煤层顶、底板岩石物理力学性质通过对测试结果的对比分析,现就各主要可采煤层顶、底板岩石物理力学特征分述如下8234号煤层顶板砂岩类自然块体密度250266G/CM3,自然含水率011096,饱和状态下单轴抗压强度平均51148MPA,抗拉强度1122MPA,软化系数017023,显示其顶板为不稳定型顶板,遇水软化性强。8234号煤层底板砂岩类自然块体密度254260G/CM3,自然含水率010102,饱和状态下单轴抗压强度平均4601990MPA,饱和状态下抗剪强度1117MPA,抗拉强度08012MPA,软化系数010045,显示其底板为不稳定型底板,遇水软化性强。表3煤层顶底板情况表顶、底板岩石名称厚度特征名称/M基本顶粗砂岩84灰黑,灰白,自上而下岩性为粉沙岩,细砂岩,粗沙岩,硅质胶结,均一,致密。直接顶粉沙岩194灰黑,泥质含量高,块状。伪顶碳质页岩031米伪顶为碳质页岩、粉砂岩互层,易落。直接底粉沙岩332灰白色,含少量泥质及植物化石残片,顶部为泥岩。基本底粉沙岩56灰黑,含煤线,黄铁矿颗粒。第三节综合柱状图层后(米)粗沙岩灰黑,灰白,自上而下岩性依次为粉沙岩,细砂岩,粗砂岩,硅质胶结,均一,致密。粉沙岩灰黑,泥质含量高,夹煤线,块状。粉沙岩灰白色,含少量泥质及植物化石残片,顶部为泥岩。粉沙岩灰黑,含煤线,黄铁矿颗粒。煤823黑色,玻璃光泽,参差断口,性脆,条带颗粒状结构,块状构造,以亮煤为主。煤4黑色,亮煤为主,外省裂隙发育。第四节地质构造一地质构造情况根据地质资料及三采区其他已回采工作面掘进时的地质资料,本工作面掘进过程中可能会遇见断层,8301下顺槽掘进过程中应加强顶板管理。顺槽布置沿煤层走向布置煤层走向倾角为312,掘进区域煤层平均厚度为13M,煤层顶、底板岩性一般为泥岩、粉砂岩。第五节水文地质水文地质情况一、基本特征按地下水赋存条件和水利特征,井田地下水划分为第四系松松岩类空隙水、第三系与中生界碎屑岩类裂隙空隙层和基岩裂隙水三种类型。二、充水因素及威胁程度塔什店二井田直接充水含水层以孔隙裂隙含水层为主,无常年地下水体,未来矿坑充水的主要水源为哈满沟沟谷地表洪流和第四系潜流以及含水层中的地下水和地层裂隙的远源补给。它们通过裂隙和大小断层进入巷道,但是由于含水层本身透水性差,加之补给水源贫乏,地下水以静储量为主,水量不大。井田水文地质条件简单,属二类一型。三、8302轨道顺槽在掘进至650M处时顶板出现淋水现象,因此8301下顺槽在掘进过程中可能会遇见顶板滴水现象。8301下顺槽掘进应坚持“逢掘必探,先探后掘”确保施工作业安全。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置1、8301下顺槽8301下顺槽开口从742皮带下山进行开口,开口坐标为(Y4637507089,H741578)方位角为2752644进行掘进800M,开口前10M沿5的坡度掘进,后期以17的坡度掘进直至摸至8号煤层底板沿煤层底板掘进至设计点。2、8301下顺槽联络巷8301下顺槽联络巷开口坐标点为(Y463751418)方位角为332800,掘进长度为1905M,掘进坡度为182300与8302轨道顺槽贯通。3、8301开切巷及上下端头绞车硐室8301下顺槽掘进到与8301上顺槽迎头垂直处时进行开切巷,开切巷方位角为952644,切巷长150M,切巷施工为二次成巷的施工方式,毛巷施工从下顺槽往上顺槽掘进;扩巷采取自下顺槽往上顺槽掘进。开切巷完成后在切巷上下端头各施工一个绞车硐室。4、其它巷道内布置五趟管路清水管、风管、排水管、注淡管、注浆管,铺设风管、清水管时要求每隔50米留一个活接头,根据顺槽内掘进过程中的涌水情况而定,排水管在巷道低洼积水处,留一个三通接头,并在往工作面侧设置一个闸阀。顺槽内每隔200M安设一组压风自救装置。巷道在掘进过程中严格遵守“逢掘必探,先探后掘”原则,以探60米,掘40米为一个循环,直至巷道掘进到设计位置为止,探放水工作由掘进队自己施工。前两次由矿方提供技术指导。715轨道下山742皮带下山742回风下山8301皮带巷道AABB联络巷CC8301工作面布置平面图第二节施工断面8301下顺槽断面8301下顺槽前A段掘进断面为宽(宽45M、高28M)的矩型巷道,断面积为126,B段巷道断面为(宽4M、高3M)的距型巷道,断面积12(见巷道断面图)。联络巷断面联络巷C段巷道断面为(宽36M、高28M)的距型巷道,断面积1008(见巷道断面图)。开切巷断面开切巷为二此成巷施工,第一次掘进断面(毛断面)为40米28米(宽高),扩帮3米28米(宽高);为了使材料设备顺利的运输和过渡支架顺利调向,上下开口段5米及煤机安装处15M断面为7528米(宽高)上下端头绞车硐室上端绞车硐室为30T绞车使用断面为(35M、高28M)的矩型巷道,断面积98,掘进长度4M,下端头绞车硐室为20T绞车使用断面为(25M、高25M)的矩型巷道,断面积625,掘进长度3M,锚杆安装结构图700MM2000MM锚索安装结构图1800MM6500MM锚杆螺帽锚杆锚杆托盘树脂药卷锚索锁具锚索锚索托盘树脂药卷第三节支护工艺一巷道压力情况及支护选型(一)巷道压力情况分析该巷道南侧受采动影响,预计压力大。(二)支护形式采用锚杆、锚网,钢筋梁、锚索联合支护,遇顶板破碎时采用钢棚支护。(三)支护规格支护材料选型一、锚杆选型计算1、锚杆长度的确定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LL1L2L3式中L锚杆总长度,M;L1锚杆外露长度(顶锚杆取012M,帮锚杆取01M);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08M,帮锚杆取06M),M。普氏免压拱高顶帮FWHBB/245TAN2/式中B、H巷道掘进跨度和高度,B35M,H28M;F顶顶板岩石普氏系数,F顶取25;帮两帮围岩的内摩擦角,帮取6343。B3500/22800TAN456343/2/25964MMC3000TAN456343/2708MM依据上述公式计算得出顶锚杆长度1884MM;帮锚杆长度1408MM,因此,锚杆选择长2米。2、锚杆间排距的确定按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距2KLGA式中锚杆间、排距,M;A锚杆设计锚固力,85KN/根;GK安全系数,一般取2;(松散系数)L2有效长度(顶锚杆取B),取1264MM;煤岩体容重,取129T/M3即12642KN/M3。计算锚杆间、排距A16M锚杆间、排距选800MM,可以满足要求。3、顶锚杆直径由公式DL/110计算确定。式中D锚杆直径,MM则D1764/1101764MM选取锚杆直径D18MM。4、锚杆角度靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与垂线成15,其它锚杆垂直于巷道顶部安设。2、锚索选型1、锚索长度的确定长度根据煤层厚度确定,以进入稳定的煤层顶板岩石15米为宜(最短不得小于09M),在施工过程中根据煤层的厚度随时调整锚索长度。2、锚索间排距的确定112/SIN2/NLFBHFL式中L锚索排距,M;B巷道最大冒落宽度,取5M;H巷道最大帽落高度,取24米(最大取锚杆长度);岩体容重,取267KN/M3(包括顶煤直接顶)L1锚杆排距,取08M,F1锚杆锚固力,取85KN;F2锚索极限承载力,178MM的锚索取355KN;角锚杆与巷道顶板的夹角,75;N锚索排数,取1。通过公式计算,锚索间距为308米。由于顶煤有10米厚,考虑顶板压力较大,故每排布置3根或2根锚索,间距为16米,排距24米,即锚索间排距为1600MM2400MM,布置成212的形式。永久支护8301巷道是设计(宽4M,高3M)的矩型巷道,断面积12,采用锚网、钢筋托梁、锚索联合支护作为永久支护,支护材料为等强锚杆、冷拔丝网、钢筋托梁、锚索等。掘一排支一排,循环进尺08M,最大控顶距10M,最小控顶距02M,锚索紧跟工作面迎头。顶板压力大、破碎时,锚索必须及时跟进到工作面,并采用11工字钢架设钢棚进行支护,支护设计和要求1、8301巷道是设计(宽4M,高3M)的矩型巷道,断面积12,断面积12、巷道采用锚网、钢筋托梁、锚索联合支护。锚杆间排距为800MM800MM,锚索间排距为1600MM2400MM,锚索孔眼布置成五花眼形式。2、巷道顶板压力大时采用工字钢棚支护,钢棚间距为1M3、顶锚杆选用5根18MM2000MM的等强锚杆加38M长的钢筋托梁,锚杆间距为800MM,排距为800MM;顶部靠两帮的两个锚杆距帮150MM,与顶板夹角65;钢筋托梁采用14MM宽60MM的两根热轧钢筋焊成;顶及两帮均选用18MM2000MM的等强锚杆,锚杆托盘规格为120MM120MM8MM的碟型托盘。两帮均为4根,上边第一根锚杆距顶板150MM,仰角20。两帮下边第一根锚杆距底板300MM,俯角20锚杆间距为800MM,排距为800MM。帮顶网均采用6冷拔丝网,网孔规格为50MM50MM,长宽为35M1M、30M1M两种,顶板用35M1M,帮用30M1M。网之间必须连接好(锚杆托板压实),搭接长度不小于100MM,用14MM铁丝联网,联网排距不大于200MM。4、顶锚杆每根眼底安装3卷规格为ZK2335的树脂锚固剂药卷,帮锚杆每根眼底安装2卷规格为ZK2335的树脂锚固剂药卷;5、锚索采用178MM钢绞线锚索,长度根据煤层厚度确定,以进入稳定的煤层顶板岩石15米为宜。最短长度不得小于65米。6、锚索托盘选用规格为11矿用工字钢长度不小于50,托盘中心孔径只允许大于锚索直径2MM。顶、帮锚杆锚固力不小于80KN,扭力矩不小于100NM;锚索预紧力不小于100KN,锚固力不小于120KN。7、钻眼钻杆必须选用26MM型,钻头选用28MM型。8、对于断层破碎带、煤层松软区、地质构造变化带、地应力异常区、动压影响区等围岩支护条件复杂区域,必须采取加密锚杆和架棚等强化支护措施,巷道交叉点以及服务年限较长的巷道采取钢棚(11工字钢)锚网喷等联合支护。1根据矿设计和要求,支护材料的规格如下1顶锚杆选用18MM2000MM的等强锚杆。2锚固剂选用ZK2335的树脂锚固剂。3锚网梁采用14MM的钢筋焊成,宽60,长度35M;4帮顶网均采用4MM冷拔丝网,网孔规格为50MM50MM,规格为35M1M、3M1M两种,顶板采用35M1M冷拔丝网护顶,帮用3M1M冷拔丝网护帮。5锚索采用178MM钢绞线锚索,长度根据煤层厚度确定,打入煤层顶板岩石不得小于15M,锚索最短长度不得小于65米。6锚索托盘选用长500MM的11号矿用工字钢。临时支护方式采用机械前探梁。前探梁必须符合煤矿安全规程规定,并保证机械液压前探梁的完好性。每班生产中液压前探梁必须使用到位,贴紧顶板。3、最大控顶距1米。4、工作面最大空顶距为08M1M。临时支护侧视图08M08M08M08M08M28M一、质量标注1、巷道宽度8301下顺槽净宽均为4000MM,净高度3000MM;2、锚杆帮、顶锚杆均使用规格为18MM2000MM的等强锚杆,锚杆的托盘,杆体螺帽均不得松动,托盘必须紧贴岩面。3、锚杆间排距8301下顺槽顶锚杆间排距为800800MM,允许误差100MM,帮锚杆间排距为800800MM,允许误差100MM;4、锚杆外露长度露出螺帽30MM80MM,;5、锚杆角度垂直于巷道的围岩,不得小于75。顶锚杆两侧的与顶板夹角65,帮锚杆上部的一根仰角20,下部的一根俯角20;6、网搭接长度100MM,搭接牢固压茬良好;7、钢筋托梁逐排安设,并且必须压住网搭接处;顶锚杆巷道底板巷道顶板树脂药卷工作面机械液压前探梁8、锚索布置按“212“五花眼型布置9、锚索为178MM的钢绞线,长度根据煤层厚度确定,以进入稳定的煤层顶板岩石15M为宜(最短不得小于65M),在施工过程中根据煤层的厚度随时调整锚索长度;10、锚索外露长度为200MM锚索外露350MM;11、锚索紧跟工作面迎头;12、每根顶锚杆眼必须安装3卷规格为ZK2335的树脂药卷,每根帮锚杆眼必须安装2卷规格为ZK2335的树脂药卷,每根锚索眼底必须安装6卷规格为ZK2335的树脂锚固剂药卷,严禁使用变质和不合格的药卷;13、顶锚杆锚固力80KN,邦锚杆锚固力60KN,锚索预紧力100KN,锚索锚固力180KN;14、巷道严格按地测给定中心方向施工,严禁断面不够或超挖现象,若超挖300MM应及时补打锚杆。钢棚二、巷道支护及各种管线布置图包括巷道支护断面图及主要设备、各种管线吊挂在巷道内的布置。根据巷道的实际情况,设备的铺设、片盘车场的位置,运料及行人方便,将风筒布置在左帮,电缆、信号在左邦。风水管系统布置在右帮,具体见断面图。(上图)三、巷道特征及每米巷道支护材料消耗巷道所处岩层及岩性8234煤层中掘进断面12M2净断面12M2巷道每米支护数量125排/米每米巷道所需支护材料第四章施工工艺第一节施工方法一、施工方法8301下顺槽开切巷采用综合机械化掘进方式施工。二、施工顺序安全检查(顶板管理、找巷道底板、瓦斯、工程质量、探头位置等)标定中线综掘机切割、出煤敲帮问顶窜前探梁顶锚杆眼施工(联顶网)两帮锚杆施工(联帮网)收尾整理工程质量。名称规格(代托盘帽)单位数量等强锚杆18MM2000MM套625等强锚杆18MM2000MM套10树脂药卷ZK2335卷20树脂药卷ZK2335卷236钢筋梁14MM3500MM根125顶网3500MM1000MM片125邦网3000MM1000MM片25锚索178MM12000MM根0625锚索托盘500MM长的矿用工字钢个0625临时支护工艺、工序及要求掘进机割出一排锚杆进度后,使截割头落地,闭锁截割部电机,断开掘进机上的电源和磁力启动器的隔离开关。操作人员站在完好支护下,用不小于20M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,将预先联好的超前顶网解开,液压前探梁贴紧顶板。顶板维护好后,开始打锚杆。安装顶板锚杆施工顶板锚杆眼采用锚索钻机按钢筋托梁孔位由巷道两帮向中间施工锚杆锚索眼。巷道顶板锚杆眼总长2000MM。由于顶锚杆设计20米长,为防止一次使用20米长钻杆打眼平稳性差,高度不够,可先用12米长的短钻杆先打12米深后,再换20米长钻杆打到设计深度。送树脂药卷穿过钢筋托梁眼向锚杆眼内装入3卷规格为ZK2335的树脂药卷,用等强锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。搅拌锚固剂用搅拌接头将钻机与锚杆连接好,然后升起钻机将锚杆接触眼底或预留好锚杆外露长度时,停止升钻机,搅拌2540S后停机。紧固锚杆90180S后,将托板、螺帽按顺序上好,并用扳手将锚杆紧固好。必须确保扭力矩不小于100NM。及时将下一循环的顶网预先联好,并倒挂好。安装帮锚杆两帮连接金属网,将网按要求压在对应的前一排锚杆位置。注意用扳手将锚杆紧固好。必须确保扭力矩不小于100NM。在两帮用风煤钻在设计位置施工巷道帮锚杆眼,方法同顶眼施工。送树脂药卷向锚杆眼内装入2卷规格为ZK2335的树脂药卷,用等强锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。搅拌锚固剂用搅拌接头将钻机与锚杆连接好,然后用钻机将锚杆接触眼底或预留好锚杆外露长度时,停止推钻机,搅拌2540S后停机。紧固锚杆90180S后,将托板、螺帽按顺序上好,并用扳手将锚杆紧固好。安装锚索施工顶板眼用锚索钻机按要求打好眼。送树脂药卷向眼内装入6卷规格为ZK2335的树脂药卷,用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。搅拌锚固剂用搅拌接头将钻机与钢绞线连接好,然后用钻机将钢绞线接触眼底或预留好钢绞线外露长度时,停止推钻机,搅拌2540S后停机。张紧锚索10MIN后用张拉千斤顶张紧锚索,预紧力为100KN。三、支护方式1、8301下顺槽、联络巷8301下顺槽A段采用锚杆、锚网、钢筋托梁、锚索联合支护,锚索孔眼布置成(323)形式,锚索排距为1600MM,锚索长12M,同时开口架设工字钢棚进行加强支护(见8301下顺槽开口加强支护图)。顺槽B段采用锚杆、锚网、钢筋托梁、锚索联合支护,锚索孔眼布置成五花形式,锚索孔眼布置成(212)形式锚索间排距为1500MM2400MM,锚索长12M,联络巷C段采用锚杆、锚网、钢筋托梁、锚索联合支护,锚索孔眼布置成五花形式,锚索孔眼布置成(212)形式锚索间排距为1500MM2400MM,锚索长12M。掘进过程中如遇煤层松软、破碎、顶板压力大时必须架设工字钢棚进行二次支护,工字钢棚架设要求不超过一米一架,施工过程中必须采用前探梁的方式进行超前支护。2、开切巷1)采用锚杆、锚索、钢梁、单体联合支护方式(1)顶锚杆支护锚杆使用等强锚杆,长度2米,间排距08米08米,每孔使用3支ZK2335型锚固剂;顶锚杆锚固力不小于80KN,锚索间排距16米08米,锚索最短长度不小于9米,每孔使用6支ZK2335型锚固剂,锚索托盘为11矿用工字钢,长度05米;锚索张紧力不小于100KN;切巷用单体支柱和工字钢对顶板进行加强支护,单体柱间排距24米1米。(开口处采用锚索梁5根进行支护)(2)两帮支护使用等强锚杆,长度2米,间排距08米08米,每孔2支ZK3535型锚固剂;帮锚杆锚固力不小于60KN;2)切巷开口支护开口处应先架设抬棚,抬棚采用8米钢梁为主梁,抬棚柱腿采用四根工字钢(或单体),主梁采用四根工字钢,柱腿、横梁用大卡子联锁(用电焊机将每根工字钢间(点)焊住,确保其整体性,抬棚上部与巷道接顶严密、抬棚含口处必须有木垫板;切巷开口后用五根锚索梁来完成下端头开口支护(如图示)四、运料、出渣方法1、材料运输8301下顺槽掘进工作面联络巷未施工前物料运输地面装车运至742车场742西大巷742皮带下山8301下顺槽。巷道内采用人工及皮带运输方式。8301下顺槽掘进工作面联络巷施工后物料运输地面装车运至715车场715西大巷715轨道下山8301下顺槽。巷道内采用人工及皮带运输方式。2、出渣运输8301下顺槽8301下顺槽650皮带742皮带下山650皮带三采区煤仓715西大巷1M皮带715煤仓主运皮带地面。8301联络巷8301联络巷8301下顺槽650皮带742皮带下山650皮带三采区煤仓715西大巷1M皮带715煤仓主运皮带地面。8301切巷8301切巷8301下顺槽650皮带742皮带下山650皮带三采区煤仓715西大巷1M皮带715煤仓主运皮带地面。五、施工工序工作面交接班开工准备掘进机割煤打顶板锚杆眼安装锚杆铺网上钢筋梁上托盘拧紧螺帽刷帮打帮锚杆眼上帮网上帮托盘压紧螺帽。六、支护距离1、锚杆支护滞后距离因采用锚网支护方式支护巷道,在施工过程中,采用及时支护方式,每循环进尺08米,破煤完毕立即进行支护,锚杆最大滞后距离不得超过1米。2、锚索支护滞后距离锚索支护紧随掘进面锚杆支护后一循环,在顶板完好,掘进速度过快时锚索必须紧跟工作面迎头。开切巷过程中除锚索紧跟工作面迎头外,单体支护紧跟综掘机二运进行支护。七、掘进施工1、该巷道采用机掘施工,锚网梁、锚杆、锚索联合支护方式作业。按安生科给定的中心、腰线掘进,中心、腰线不明确不得施工。2、开工前,必须先检查中线、巷道沿底板情况、工作地点及已施工的巷道内的锚网支护情况,发现锚杆、托盘、螺帽及梁有松动现象,必须及时处理,拧紧螺帽上好托盘,若托盘不能紧贴煤面时,未接顶处必须用托板垫实,对施工锚索逐根编号、记录。3、坚持正规循环作业,每循环进尺08米,严格按设计要求保证巷道宽、高。4、为确保施工人员的安全,保证不空顶作业,在没有永久支护之前,应及时采用临时支护。5、顶锚杆打眼前,应根据设计要求,先确定孔位,做出标记,然后锚杆机司机将锚杆机移到要打眼的下方,调整钻杆角度,除司机外至少有一人把钎子插在锚杆机上扶住钎子,使钎子钻头对准标记,司机方可开动锚杆机进行打眼,开机入窝后辅助人员离开锚杆机,扶钎人严禁戴手套。6、操作人员应在支护锚网下作业,严禁空帮、空顶作业。7、锚杆机开机前,先开水,然后开始旋转上升,打眼过程中,注意孔里是否有水流出,发现无水,缓慢降落钻杆防止卡钻,查找原因处理完毕后再作业。8、锚杆打到位后,先操作机器降落,不能立即停止旋转,以防钻杆卡到钻孔内拨不出来,降落的过程中使水量逐渐减少,锚杆机降落到一米时,停止旋转取出钻杆。9、由于顶锚杆设计20米长,为解决一次使用20米长钻杆打眼不平稳,高度不够等问题,可选用12米长的短钻杆先打12米深后,再换20米长钻杆打到设计深度。10、锚杆机回落时,应有至少一人扶住锚杆机头,防止锚杆机和钻杆脱离后,锚杆机自身失重发生歪斜,损坏锚杆机和伤人。11、锚杆机打眼时,司机操作手把要使力均匀,推进力过大时,易造成钻杆弯断,甚至造成锚杆机自身发生旋转,而造成伤害。12、认真执行敲邦问顶制度,工作面必须配备4根不小于2米的攒杆,打每一个眼和安装每一根锚杆之前,都必须拨掉顶板和锚杆眼周围的活煤危矸,施工过程中必须有专人观察。13、必须打完一眼,安装一根锚杆,安装锚杆时使用专用搅拌器,用锚杆机向眼内推进锚杆药卷,锚杆剩余约800MM时,开始旋转,进行搅拌推到位后,旋转约20秒左右,药卷凝固后,固定杆体回落锚杆机取下搅拌器。14、打完一排锚杆后,开始铺顶网,锚杆串过网搭接处,然后安设锚梁,在锚梁上安设托盘,拧上螺帽完成一排锚网梁支护的施工。15、打锚杆时,必须将掘进机退出工作面,截割头落地并切断掘进机电源,闭锁开关。第二节凿岩方式一、机械配合在施工中使用EBZ135型掘进机进行截割落煤,通过8301下顺槽安装的一部SSJ650可伸缩皮带将煤运输到742皮带下山皮带三采区煤仓715(1米)皮带机715主煤仓地面。二、截割示意图切割示意图切割俯视图08M08M3MBA说明1、断面图中箭头的方向为掘进机切割头的行走路线。2、俯视图的A为第一次进刀的深度,B为第二次进刀的深度。三、各系统操作截割时先打点催开皮带,然后再送掘进机总开关,再起动转载机,液压系统截割头运转,然后操作方向手把和行走按钮进行进刀截割。四、维修与保养司机操作必须按照操作程序操作,不能超负荷或机器故障工作,要经常进行检修,专职检修工除正常加油、注油搞好润滑和易损部件的维修外,要测量油压、水压、油位,观察机温和机声,同时还要处理司机反映的其它问题,使机械处于完好状态。五、故障处理故障处理前应首先查到故障的部位、原因,制订出处巷道底板巷道顶板工作面煤壁理方法,处理故障特别是处理截割头的故障,刮板运输机故障,扒爪故障和电气故障,必须关掉电源总开关,组合开关和掘进司机方控制开关,关上闭锁,专人看守,故障处理后,派专人送电试车,以达到完好为止。第三节装载与运输一设备配置EBZ135型掘进机一台;SSJ650胶带输送机1台;二装载、运输方式本掘进面采用EBZ135型掘进机进行截割落煤,掘进机落煤8301下顺槽SSJ650可伸缩皮带将煤运输到742皮带下山SSJ650可伸缩皮带三采区煤仓715(1米)皮带机715主煤仓地面。三、运料方式皮带运输及人工搬运。第四节管路敷设管线铺设方式表序号名称规格型号单位吊挂方式与工作面距离1风筒800MM钢丝吊挂6米2风管108MM钢丝吊挂30米3水管108MM钢丝吊挂15米4电缆线电缆钩吊挂说明第五节设备及工具配备见下表设备及工具配备表序号设备、工具名称规格型号单位数量备注1掘进机EBZ135台12水泵35KW台23风煤钻ZMS30台34控制开关QBZ120台65馈电开关EBZ400KBZ4001140台26综保ZBZ40台17带式输送机SSJ650台28压入式风机222KW台29电滚筒75KW台210信号部411电话部212激光指向仪台113铁锹把514十字镐把215钢钎把216扳手把2第五章生产系统第一节通风一、通风方式通过计算采用NO222KW型对旋轴流式通风机通过800MM风筒向工作面供风。二、风流方向切巷贯通前联络巷未施工新鲜风流路线副井筒715车场715西大巷715轨道下山8302皮带巷联络巷8301下顺槽掘进工作面联络巷施工后新鲜风流路线副井筒715车场715西大巷715轨道下山8301皮带巷联络巷8301下顺槽掘进工作面切巷贯通前回风工作面乏风8301下顺槽742皮带下山742西大巷742回风大巷风井地面切巷贯通后工作面通风方式副井筒715车场715西大巷715轨道下山8301皮带巷联络巷8301下顺槽掘进工作面8301切巷8301上顺槽742西大巷742回风大巷风井地面三、掘进工作面供风量计算通过对塔什店煤矿2014年矿井各煤层、一翼、水平及采区分别测定,得出矿井最大相对瓦斯涌出量为079M3/T,最大绝对瓦斯涌出量为18M3/MIN;最大相对二氧化碳涌出量为084M3/T,最大绝对二氧化碳涌出量为182M3/MIN。根据煤矿安全规程第133条的规定,最后确定2014年矿井瓦斯等级为瓦斯矿井。通风方式采用局扇压入式通风工作面所需风量一、按瓦斯涌出量计算Q掘100QCH4K掘10018(瓦斯等级鉴定)12216M3/MIN式中QCH4掘进工作面平均瓦斯涌出量,M3/MINK掘掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀系数,机掘工作面取1520;二、按工作面同时工作最多人数计算Q掘4N掘443172M3/MIN式中N掘掘进工作面同时工作的最多人数;三、按照风速、温度计算掘进工作面需要风量Q掘60V掘S掘K温600251214252式中V掘局部通风机供风巷道内最低允许风速,M/S;岩巷V掘015M/S,煤巷和半煤岩巷V掘025M/S;S掘MAX局部通风机供风巷道的最大净断面积掘进工作面因出现断层、高冒、地质构造造成巷道断面积增大的除外,;K温局部通风机供风巷道空气温度调整系数(见表);掘进工作面空气温度()配风调整系数K温工作面温度1820232628K温101101251416四、按风速进行验算煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足60025S掘Q掘604S掘1802522880式中S掘掘进工作面巷道过风断面积,12M2。经风速验算确定掘进工作面风量为252M3/MIN。252M3/MIN的风量能满足工作面的风量要求,但是为工作面工作环境适宜,所以选用222KW的对旋局扇进行供风。附通风系统图第二节压风自救本顺槽共需要安装5组压风自救装置,第一组安装在工作面开口进去50米范围内;当工作面每向前掘进200米安装一组压风自救装置,直至顺槽掘进到位。掘进过程中每天对压风自救装置进行检修、记录确保压风自救装置完好。第三节综合防尘一、该巷道必须严格按照新颁矿井安全防尘及检查评定办法要求进行施工与管理。二、巷道供水管路每50米安设一个三通阀门配置25米洒水软管。三、建立综合防尘制度,配置专职防尘工对巷道每天冲刷,杜绝煤尘超限。四、各转载点必须安设喷雾装置,配备洒水软管,出碴时要开喷雾灭尘,出碴后要冲刷前后20米范围内的煤尘。五、掘进机割煤时内外喷雾必须同时打开,杜绝煤尘超限。六、距工作面50米范围内和100米范围内各设一道防尘水幕,割煤时打开水幕,水幕各喷头雾化效果良好,开关要灵活。七、工作面应湿式打眼,如果不能实现湿式打眼,则必须采取降尘措施。本工程采用风煤钻打眼,在打眼时必须由专人拿喷头对着钻眼口处冲水降尘,作业人员必须佩戴防尘口罩。第四节防灭火一内因火灾的防治定时清理巷道浮矸,保证巷道风速,杜绝微风进入引起煤炭自燃,杜绝微风作业,加强巷道洒水降温工作,巷道最高温度不得超过26。二外因火灾的防治1加强供电系统的检查及维护,巷道所使用的一切电气设备,负荷配套,严禁超负荷配电。2专职防爆电工每天检查一次电缆接线盒,开关电机等完好情况,杜绝电器失爆。小班电工班班检查机电设备、线路完好情况。3皮带溜子等设备的机头,机尾要经常清理,保证设备有足够的运转空间,无浮煤、积碴埋住滚筒等转动部位,电机离底板不小于200毫米空间,保证通风散热良好。4各转载点要配足灭火用沙,沙子不少于02立方米,灭火器不少于2个。5联轴节内使用不燃液和保险合金塞,严禁用木棍代替。6各运输机司机要精心操作,严禁岗位睡觉、脱岗、漏岗。7运转设备特别是皮带,保证下皮带无浮碴,托辊完好无缺,转动灵活,磨平磨坏的必须及时更换,使用阻燃皮带。第五节安全监控为了保证掘进工作的顺利进行,贯彻安全第一、预防为主的方针,切实保障工人的人生安全。按照煤矿安全规程的规定,掘进工作面必须安装风电、瓦斯电闭锁装置或矿井安全监控系统。随着掘进工作面的延伸,各种有毒有害气体有可能逸出,威胁职工的人身安全,尤其可能引起瓦斯积聚,造成更严重的后果。因此,对掘进工作面气体进行监测监控是非常必要的。同时,当瓦斯超限时,能够实现报警和断电,从而预防灾害的发生。一、综掘工作面安全监控的设置及安装本矿8301综掘工作面安全监控设计是在工作面安装一台甲烷传感器,局部通风机安装一台开停传感器。以便于地面对工作面瓦斯含量及通风机的工作状态进行实时监测。其中,甲烷传感器设置为报警10,断电15,安装位置为距工作面迎头小于5米。开停传感器应卡在通风机的供电电缆上。在综掘总馈电开关安装一台BK201断电控制器,其电源应取自被控开关的电源侧。以便于当工作面瓦斯超限时,能够切断工作面及巷道内所有非本安电源。BK201断电控制器的控制电缆采用MHYV型矿用阻燃通讯电缆用于与地面中心站进行数据交换。综掘工作面安全监控所使用的通讯电缆应与动力电缆分挂在巷道的两侧或远离动力电缆300MM。二、应急措施当工作面瓦斯超限报警和断电时,调度室要立即通知该区域工作人员撤离至安全地点并通知当班瓦检员检查该地区的瓦斯并及时采取加强通风等安全措施,只有当瓦斯浓度降到1以下时,方可通知井下送电,工作面可恢复正常工作。三、安全监控系统图四、甲烷传感器布置图锚网支护巷道内传感器的位置第六节供电供电系统及简述供电设计依据,根据塔什店煤矿供电的实际情况8301下顺槽风机采用双回路供电,一趟从三采区中部联络巷变电电硐室内接出,另一趟从715车场变电站接入。第七节排水8301下顺槽掘进未设置水沟,在施工中若遇工作面有较大的淋水、渗水情况,可在巷道北面施工水窝,安设排水设备通过顺槽内布置的排水管路,将水排至715水仓内,最后通过715水泵房排至地面。第八节运输1)、煤矸运输8301下顺槽8301下顺槽650皮带742皮带下山650皮带三采区煤仓715西大巷1M皮带715煤仓主运皮带地面。8301联络巷8301联络巷8301下顺槽650皮带742皮带下山650皮带三采区煤仓715西大巷1M皮带715煤仓主运皮带地面。300MM200MM甲烷传感器8301切巷8301切巷8301下顺槽650皮带742皮带下山650皮带三采区煤仓715西大巷1M皮带715煤仓主运皮带地面。2)、材料运输8301下顺槽掘进工作面联络巷未施工前物料运输地面装车运至742车场742西大巷742皮带下山8301下顺槽。巷道内采用人工及皮带运输方式。8301下顺槽掘进工作面联络巷施工后物料运输地面装车运至715车场715西大巷715轨道下山8301下顺槽。巷道内采用人工及皮带运输方式。第九节照明、通信和信号一、照明1、在各转载点安设照明,顺槽内每30M安设一盏照明。2、综掘机前后带有照明。二、通讯工作面、运输皮带机头附近设防爆电话,工作面电话安装在离工作面40米处,随工作面掘进向里移设。三、信号皮带机设双向声光信号其他未尽事宜,严格按照煤矿安全规程关于安全监控和井下通讯相关规定严格执行。第六章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织劳动组织采用三八制作业方式劳动组织图表作业循环表时间工序交接班开工准备运料切割运矸支护自检注每班进尺三个循环,每循环进尺08米,运料与开工准备、切割平行作业,自检在当班结束前45分钟进行。时间MIN作业循环时间123456783045903其中(名)班次直接工(名)辅助工(名)皮带司机机电工局扇工班长(名)合计(名)零点班63111113早班68111118中班63111113合计1814333344第二节主要技术经济指标主要技术经济指标序号项目单位指标备注1工作面长度M8002巷道断面123在册人数人624出勤人数人625出勤率1006循环进度M167日进尺M58月进尺M1509循环率10010掘进工效工/M1211钢筋梁条125350012等强锚杆消耗根/M62518200013锚索消耗条/M0651781000014树脂药卷根/M31ZK233515帮网片252800100016顶网片12535001000第七章工程质量及文明生产标准第一节工程质量标准及要求1、工作面临时支护必须符合作业规程的规定。2、施工所需材料必须有产品合格证或实验报告。锚杆必须使用18MM2000MM长的等强锚杆;锚索锚固端1500MM处必须要上锚刺,间距不得大于15CM;锚索托盘使用11矿用工字钢,尺寸为500MM,托盘中心孔径为20MM;加工钢筋拖梁所用材料为14MM热轧圆钢,焊接处必须牢固、美观;冷拔丝网网格为50MM50MM。3、基岩掘进工程、巷道中心偏差偏移100MM为合格,偏移50MM为优良。、巷道宽度偏差中心至任一帮偏离规定值50MM200MM为合格,0MM200MM为优良。、巷道高度偏差腰线至顶、底板距离50MM200MM为合格,0MM200MM为优良;无腰线测全高50MM250MM为合格,0MM250MM为优良。、井巷掘进坡度偏差01为合格,005为优良。4、锚网支护工程、锚杆安装质量应符合以下规定合格安装牢固,托板基本密贴壁面,不松动。优良安装牢固,托板基本密贴壁面,未接触部位必须楔紧。检验方法扳动、观察检查,或抽查施工检查记录。锚杆预应力标准锚杆扭矩不小于100NM。、锚杆的抗拔力应符合以下规定合格最低值不小于设计的90。优良最低值不小于设计值。检查数量每300根锚杆或300根以下,取样不得少于1组;设计或材料变更,应另取一组。每组不得少于3根。检验方法用锚杆拉力计做抗拔力试验,做好试验记录,检查时抽查试验记录,必要时进行现场实测。锚杆抗拔力标准顶锚杆抗拔力为80KN,帮锚杆抗拔力为60KN。、锚杆锚固剂装药量顶锚杆3根ZK2335型树脂锚固剂,帮锚杆2根ZK2335型树脂锚固剂。、锚杆安装规格的允许偏差应符合下表的规定。锚杆安装规格的允许偏差项次项目允许偏差MM1间距、排距1002锚杆孔深度0503锚杆方向与井巷轮廓线或岩层层理角度限值1504锚杆外露长度螺帽以外50、冷拔丝网(顶网与顶网、帮网与帮网、顶网与帮网)必须用锚杆托盘压茬,网与网搭接不得少于100MM。5、预应力锚索支护工程、锚索钻孔方向应符合以下规定合格钻孔轴线与设计轴线的偏差角不应大于30。优良钻孔轴线与设计轴线的偏差角不应大于20。、锚索安装深度应符合以下规定合格不小于设计深度95。优良不小于设计深度。锚索安装深度标准8301下顺槽内锚索最短不得小于65M,打设一般以进入煤层顶板稳定岩层深度不小于15M为宜。、锚索锁定后的预应力应符合以下规定合格预应力的最小值不小于设计的90。优良预应力不小于设计值。锚索预紧力不小于80KN。、锚索的拉拔力不小于120KN。、锚索装药量为6根ZK2335型树脂锚固剂或4根ZK2350的树脂锚固剂。、预应力锚索规格的允许偏差应符合下表的规定。预应力锚索规格的允许偏差项次项目允许偏差MM1孔距1002孔深02003锚索外露长度200L350、正常施工条件下,每班锚索必须跟到迎头。6、巷道开口必须先加强支护经矿验收后方可开口,加强支护方式有加密锚索、架金属棚及抬棚等,要求由生产科根据具体情况确定。7、顶板破碎松软处、有淋水处、交叉口处均必须采取架金属棚或抬棚等补强支护措施。8、巷道贯通必须按照生产科下达的贯通通知单施工。9、架设的工字钢棚必须要迎山角,钢棚含口处必须要垫木块及其他防滑皮类材料,架间撑木齐全顶三帮二,钢棚背帮接顶严实,棚腿掏槽深度不小于200MM,巷道压力较大需要架设双棚时,必须安设抱箍,抱箍螺帽必须上紧。10、各类带标注的设施,同类标注的字迹类型大小必须一样,标注位置统一(例如风管每次标注的位置都在朝工作面头,距法兰盘1M处),做到字迹清晰。11、切巷上下口5米范围宽度为75米,中间巷道为7米宽。12、严格控制锚杆的间排距,不得出现为了将锚杆打在钢梁眼内,掰弯锚杆的现象。13、开切巷过程中单体紧跟综掘机二运进行打设,单体初撑力不得小于6MPA,单体穿鞋防止钻底。14、单体打设的工字横梁不必须接顶严实。第二节文明施工标准要求1巷道内文明生产,分区域管理,专人负责,做到材料按规定区域码放、要求码放整齐,无杂物,无堆积,无积水。2各种设备挂牌管理,开关上架,小件上盘,管线吊挂整齐。3各转载点必须由当班司机负责清理,做到无积水、无杂物,无浮尘,无浮碴,4皮带铺设必须平直,物件齐全,各种保护设施齐全有效。5溜子铺设必须平直,机头、机尾、压柱牢固可靠。第三节施工前有关注意事项1开工前请生产科准确标定该巷道施工中心、腰线,以指导巷道施工方向。2开工前,必须严格按照“煤巷机掘工作面安全装备系列化”及机掘突出危险性煤巷掘进工作面安全装备系列化要求,完善此巷道施工时的各种设备及装备,只有符合条件,经矿有关部门验收合格后,方可开工。3机掘开工前,矿通风部门必须重新检查此巷局部通风系统,保证此巷道开工后通风安全。第八章安全技术措施第一节一般规定1所有入井人员必须佩带矿灯,安全帽和自救器,严禁携带烟草,火柴等易燃易爆器下井,入井前严禁喝酒。2每一入井人员必须遵守乘车制度,坚持先下后上,听从把钩工指挥,按秩序上下车,严禁挤上挤下。3严禁坐皮带,扒车,蹬钩头。4坚持集体上、下班,严禁私自行动。5值班人员和跟班干部,班前会必须讲安全生产,并结合实际情况做出安全分析,详尽安排并做好记录。第二节一通三防一、通风1局扇必须安装在炸药库进风上山,离地高度不得小于300MM。2风机安排专人看管,保证风机24小时不间断供风,如果发现停风,立即通知工作面撤人,进行处理。现场当时不能处理的必须向矿有关部门进行汇报,进行处理,在开风机之前,必须由瓦斯检察人员到工作面和分机附近10米范围内检查瓦斯,确认瓦斯不超限后方可开启风机送风。如果瓦斯超限,严禁开启电气设备。3风筒必须吊挂平直,严密不漏风,无脱节、不落地、无挤压风筒现象。4严禁无风、微风作业,停风立即撤人到有新鲜风流处,工作面供风正常,瓦斯不超限时方可进入工作面作业。5工作面必须悬挂便携式瓦斯报警仪,监测工作面瓦斯情况,如有异常立即撤人,并向矿有关部门汇报,按要求处理。6风筒拐弯处必须用正规的弯头,并有防挤压措施,防止风筒被挤压影响供风量。二、防治瓦斯1加强通风管理,供风量必须达到工作面的需风要求。2加强瓦斯监测,断电报警仪及监测系统安设完好,仪器灵敏可靠。3工作面无论做任何工作都必须随时观察瓦斯涌出量,当情况异常,出现煤体变软、变暗、滋响声、瓦斯浓度高、有突出预兆时,应立即停止工作,断开电源,撤出人员并及时向矿调度室汇报。48302皮带巷根据巷斯地质资料分析,瓦斯含量比较小,但是每班瓦斯检查不得少于两次。三、安全防尘1该巷道必须严格按照新颁矿井安全防尘及检查评定办法进行施工与管理。2巷道供水管路至少每50米安设一个三通阀门配置25米洒水软管。3建立综合防尘制度,配置专职防尘工对巷道每天冲刷,杜绝煤尘超限。4各转载点必须安设喷雾装置,配备洒水软管,出碴时要开喷雾灭尘,出碴后要冲刷前后20米范围内的煤尘。5掘进机割时内外喷雾必须同时打开,杜绝煤尘超限。6巷道内设两道水幕,割煤时打开水幕,水幕各喷头雾化效果良好,开关要灵活。7工作面应湿式打眼,如果不能实现湿式打眼,则必须采取降尘措施。本工程采用风煤钻打眼,在打眼时必须由专人拿喷头对着钻眼口处冲水降尘,作业人员必须佩戴防尘口罩。四、防火1内因火灾的防治及时清理巷道浮矸,保证巷道风速,杜绝微风作业,加强巷道洒水降温工作,巷道最高温度不得超过26。2外因火灾的防治1)加强供电系统的检查及维护,巷道所使用的一切电气设备,负荷配套,严禁超负荷配电。2)专职防爆电工每天检查一次电缆接线盒,开关电机等完好情况,杜绝各种电器失爆。小班电工班班检查机电设备,线路完好情况,发现问题立即处理。3)皮带溜子等设备的机头,机尾要经常清理,保证设备有足够的运转空间,无浮煤、积碴埋住滚筒等转动部位,电机离底板不小于200毫米空间,保证通风散热良好。4)各配电点要配足灭火用沙,沙子不少于05立方,灭火器不少于2个。5)联轴节内使用不燃液和保险合

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