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文档简介
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本作业规程适用于15#煤层集中轨道巷的掘进作业。
二、巷道用途
15#煤各工作面用于回采时的材料运输任务。
三、巷道设计长度和服务年限
设计长度:626m,其中新掘569m,原有15m砌石宜、刷大42mo
四、预计开竣工时间
本掘进工作面自2012年12月份开工,预计2013年1月份完工。
第二节依据
1、由山西春成煤矿勘察设计有限公司设计的《山西晋煤集团泽
州天安广利煤业有限公司集中回风、轨道大巷(图号S1100T13-01)》
设计图纸。
2、《山西晋煤集团泽州天安广利煤业有限公司二期矿建工程施
工组织设计》。
3、《煤矿安全规程》及晋煤集团工种操作规程及各项补充规定。
4、《山西晋煤集团泽州天安广利煤业有限公司矿井兼并重组整
合项目初步设计》。
5、由矿方提供的《晋煤集团泽州天安广利煤业有限公司集中轨
道大巷施工地质说明书》。
第二章地面位置及地质情况
第一节地理位置及临近采区情况
1、地面位置:山西晋煤集团泽州天安广利煤业有限公司井田
位于晋城市泽州县金村镇枣园、武庄村附近,距离207国道3KM,
其地理坐标为:东经112°53'37"-112°54'04",北纬35。30’25”-35。3137"。
井田南距太焦铁路晋城北站约1.8km,东距晋城一长治二级公路
约2km,其间有乡村公路相连。陵沁线东向西从井田北侧穿过,成庄
铁路专线从井田中部通过。另外长晋高速、晋阳高速、晋焦高速均从
井田外东部、南部通过,通过长晋二级公路、长晋高速、晋阳高速可
到达沁水、阳城、高平、晋城等地,交通条件十分便利。交通运输便
利。
第二节地质、水文、瓦斯条件
井田位于山西省沁水煤田晋城矿区,晋普山精查勘探区南部外约
1km,井田内第四系中更新统(Q2)地层大面积出露,上石盒子组(P2S)、
下石盒子组(Pix)在井田北部山梁出露,山西组(Pis)、石炭系上
统太原组(C3t)在井田中部、西部呈条带状分布。根据矿井井筒实
际揭露及井田内施工钻孔资料,井田内赋存地层由老到新依次有:奥
陶系中统峰峰组(Ozf),石炭系中统本溪组(Czb),石炭系上统太
原组(C3t),二叠系下统山西组(Pis),二叠系下统下石盒子组(P1X)、
第四系中更新统(Q2)。
一、地质情况
1、顶板岩石性质:老顶、直接顶:深灰色石灰岩,厚层状,
含遂石结核及动物化石;厚8m〜12m,平均厚度10.2m。伪顶:黑色
泥岩;厚度0.10m〜0.20m
2、底板岩石性质:直接底:泥岩、铝土质泥岩;厚4.5m。老
底:粉砂岩;厚度4.5m
3、15"煤层:位于太原组底部,井田内有钻孔及井巷对煤层进行
了控制,煤层厚度0.35〜5.65m,平均3.24m,井田中部煤层较薄,
局部缺失15*煤层,向南北两侧变厚,井田南部301钻孔处厚度达
5.65m,为井田大部可采之煤层。煤层结构较简单,一般含1〜2层泥
岩夹肝,夹研厚度变化大,602钻孔夹研厚度打3.05m,将煤层分成
上下两层。煤层顶板多砂质泥岩,局部为人灰岩,底板为中厚层状泥
岩、铝土质泥岩。
二、水文情况
井田位于沁水煤田东南边缘,地貌类型属侵蚀由地,以低山丘陵
为主。井田内无长年性河流、水库等大的地表水体,主要水源为大气
降水。雨季时节,沟谷有短暂洪流出现,流径不长,洪水沿沟谷向南
部汇入犁川河,犁川河向西汇入沁河。井田内地形总体北高南低,冲
沟发育,井口及工业广场位于山梁附近,不存在洪水危险。周边3,
煤层采空区和古空区较多,存在采空积水突水危险性,不存在奥灰水
底板突水问题,依据《煤矿防治水规定》,3#煤层开采水文条件为中
等类型。井田内33煤层采空积水及周边以往采空区的老窑积水可对下
部9、153煤矿井产生充水影响。9、15#煤层矿井水文地质类型属复杂
类型。
涌水量:掘进过程中主要的充水源为上覆岩层裂隙水,掘进过
程中有少量渗水,预计最大涌水量:20m3/h;正常涌水量:5〜9m3/h。
三、瓦斯情况
根据由矿方提供的《晋煤集团泽州天安广利煤业有限公司集中轨
道大巷施工地质说明书》,15#煤层瓦斯相对涌出量为3.8m7t,瓦斯
3
绝对涌出量为0.22m7minoCO2相对涌出量为2.25m/t,绝对涌出量
3
为0.21m/mino
四、煤尘、煤层自燃情况:
煤尘无爆炸性,15#煤层为自燃煤层。
五、巷道预计穿过煤、岩层的性质:
各工作面掘进时沿巷道煤层底板破顶掘进。其煤层性质为:煤层
为为煤,煤层最大厚度7.02m,最小厚度0.36m,平均厚度为3.24m。
煤层结构复杂,属厚煤层,其结构较复杂,一般含夹研1〜2层,局
部有尖灭现象。煤层倾角为:5〜12°。
六、其它地质情况:
地温:15〜17℃
地压:3.3〜5.IMPa。
附图:煤层顶底板岩性综合柱状图。
第三节地质构造
井田位于沁水块坳(沁水复式向斜)的东缘南段,晋获褶断带以
东。受区域构造的影响,井田内总体表现为一宽缓向斜构造,地层倾
角较缓,倾角一般为5〜12°,界内外未发现断层和陷落柱。
犁川向斜(SJ:向斜轴位于井田中部,井田南部轴向近NWW向,
向东向北折转成近WE向,向西倾俯,贯穿整个井田,两翼不对称,
北翼地层产状较缓,倾角一般为3〜8°,南翼地层产状较陡,倾角
一般为5〜12°。
综上所述,井田内褶曲宽缓、构造简单,地层走向变化不大,对
照DZ/T0215-2002《煤、泥炭地质勘查规范》,井田构造属简单类型。
井田内外无岩浆岩侵入,对本区地层、煤层无影响。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1、15#煤集中轨道巷沿煤层掘进时设计断面为矩形,掘进断面积
16.21m3毛宽4740mm>毛高3420mm0净宽4500mm、净高3200mm、
净断面14.94m2o
2、煤层尖灭段掘进时设计断面为拱形直墙断面,墙毛高1300mm、
2
拱毛高2370mm、毛宽4740mm、掘进断面14.98mo墙净高1200mm.
2
拱净高2250mm、净宽4500mm、净断面13.35mo
3、喷浆厚度120mm、铺底100mm,喷射混凝土强度不低于C20。
巷道平面布置图附后。
巷道断面图附后。
第二节矿压观测
1、观测对象:15#煤层集中轨道巷。
2、观测内容:巷道顶板离层量,顶底板相对移近量。
3、观测方法:集中轨道巷复喷后,在开口处开始布置测点,测
点间距50m(特殊条件下如开口处及断层破碎带增加一组),每一个
测点设置一个观测断面,每个断面正顶安装一个LBY-3型顶板离层
离层仪,直到巷道施工完毕。
第三节支护设计
15#煤集中轨道巷采用锚网喷+锚索钢带支护方式作为永久支护。
一、锚杆支护方式
1、锚杆采用①20mmII级无纵肋螺纹钢(HRB335)锚杆。顶锚杆
长度为2200mm,帮锚杆长度为1800mm。间排距为800mmx800mm,矩
形布置。
2、树脂锚固剂采用K2335、Z2360。每根锚杆使用各1卷。起锚
高度为300mm。
3、金属托板规格150mm(长)X150mm(宽)X10mm(厚)
二、锚索支护方式
1、锚索规格为①17.8X6300mm。
在沿煤层掘进时间排距为1600mmX2400mm0
在煤层尖灭段掘进时间排距为1600mmX4800mm□
2、每根锚索使用树脂锚固剂1卷K2335、2卷Z2360。锚索必须
深入稳定岩层2000mmo
3、锚索托板规格为300mm(长)X300mm(宽)X15mm(厚)。
三、金属网采用8#铅丝编织成的经纬网。金属网采用搭接的方式,搭
接长度不小于100mm,每间距200mm使用16#铅丝双股连接一次。
四、喷浆厚度120mm,喷射混凝土强度不得低于C20。
五、钢带采用钢筋梯子梁,梯子梁宽度为50mm。材质为巾14mm钢筋
制成。
四、上帮锚杆与巷道轮廓线成75°倾角布置。
锚索、锚杆支护示意图附后。
五、临时支护
1、临时支护形式:
(1)采用三根吊环式前探梁临时支护方式,将六个吊环分
别安装在距工作面第一、第三排锚杆上,要求吊环螺母进入锚
杆不小于20mm,前探梁上使用2块木板梁(2000〜2500mm义
150mmX70mm)维护,木板梁两端伸出前探梁不小于200mm。
(2)材料:
前探梁选用钢管①108X4000mm三根,吊环采用①200mm
圆钢按环内径中150mm制作,其上开配套螺丝孔中20mm。
2、临时支护工艺、工序及要求:
(1)使用前,首先按规定检查吊环有无变形、开焊、丝口损
坏等,并检查锚杆的锚固力、扭矩是否达要求。
(2)爆破作业后,操作人员站在有支护的安全地点,进行敲
帮问顶,用不小于2.5m长的长柄工具挑落顶帮的活研(煤)。
确保无问题后,人员站在永久支护下,挂联顶网,顶网挂好在
紧靠工作面的第一、第三排锚杆上上好吊环,前移前探梁,并
用前探梁托起顶锚梁。前探梁上及时用木板梁维护顶板,按中
线调整好锚梁的位置,木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。顶板维护好后,开始由外向里
施工顶锚杆。
(3)上前探梁时,不少于5人作业,1人观察顶板并协调指
挥、2人顶起网和锚梁、2人穿前探梁。
(4)打顶锚杆时必须有外向里、由中间向两边,如前探梁占
据锚杆位置,可先打起其他锚杆后,退出前探梁再打剩余锚杆,
必须施工完所有顶锚杆后,再施工帮锚杆。
(5)当顶板严重不平、巷道开口无法使用前探梁或其他原因
未使用前探梁时,必须使用2〜3根带帽点柱进行临时支护。
(6)掘进迎头必须配备4根①150~200mmX3300mm点柱。
临时支护图附后。
六、锚杆安装工艺
1、打眼前,首先严格按中线检查巷道断面规格,不符合设计要
求时必须先进行处理;锚杆眼深度与锚杆长度相匹配,打眼时应在钻
钎上做好标志,严格按照锚杆长度打锚杆眼。
2、安装顶锚杆:
(1)进行临时支护,铺网、锚梁。
(2)施工锚杆孔:采用MQT-120风动钻机按预留好的锚梁孔位
施工锚杆,打眼时先开水后开风,停机时先停风后停水。打眼时三人
合作,1人持钻机、1人辅助打眼工作、1人监护顶板。顶锚孔深
2100mm〜2140mm。
(3)送锚固剂:穿过锚梁孔向锚杆孔装入锚固剂,安装前操作
人员应在孔口一侧,眼孔方向不得有人,然后用锚杆将锚固剂轻轻送
入眼底,先安设K2335型,后安设Z2360型。
(4)搅拌锚固剂:用专用套筒卡住锚杆,然后升起钻机推入锚
杆,当钻机升到锚杆末端距顶板岩面300〜400mm时,开动钻机,使
钻机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,直至
锚杆达到设计深度,方可撤去锚杆安装机,搅拌时间为20s。
(5)紧固锚杆:5min后将垫片上好,人工用套管将螺母拧紧,
要求垫片与煤、岩面贴紧,确保支护效果,避免顶板离层。
3、安装帮锚杆:
(1)按设计施工帮锚杆孔:采用MQS-35风动煤钻、2000mm
长钻杆,628mm钻杆施工帮锚孔。帮锚杆孔深1700mm~1740mm。
(2)送树脂锚固剂:先装入1卷K2335锚固剂、再装入1卷Z2360
锚固剂,用锚杆将药卷慢慢推入钻孔。
(3)搅拌锚固剂:用连接套将风动锚头与锚杆连接螺母连接起
来,并将锚杆推入孔底,然后开动锚头进行搅拌,20s后停止搅拌。
(4)安装帮锚杆:5min后将垫片上好,人工用套管将螺母拧紧,
要求垫片与煤、岩面贴紧,确保支护效果。
4、安装锚索
(1)锚索滞后工作面不大于5m,遇断层等地质构造时紧跟工作
面。
(2)施工锚索眼:方法和施工锚杆眼相同。
(3)搅拌锚固剂:用搅拌接头将单体锚杆与钢绞线接起来,然
后升起钻机推进钢绞线,边搅拌边推进,直至推入孔底,停止升钻机,
搅拌20s后停机。
(4)张拉钢绞线:15min后用张拉千斤顶张拉钢绞线,预紧力
达到35Mpa。
七、支护质量要求
1、打锚杆必须严格按照规程中规定,看好中线找好锚杆位置进
行打眼。
2、锚杆要求与岩层层面或主裂隙面垂直,锚杆与巷道轮廓线夹
角不小于75°。
3、锚杆扭矩、锚固力达到要求,发现失效锚杆及时补打。
4、每施工300根锚杆进行一组锚杆拉力试验,并做好标记。
5、质量标准及检验见下表
质量标准及检验
项目设计尺寸允许偏差
巷道净宽/mm4500合格0-150
巷道净高/mm3200合格—50〜+150
扭矩/Nm顶120符合设计
帮120符合设计
锚杆间排距顶800x800合格-100-+100
/mm
锚杆锚固力顶80符合设计
/kN帮80符合设计
锚杆角度(°)见断面图
锚杆外露长度/mm10〜40符合设计
锚索间排距/mm1600x2400-100-+100
锚索角度(°)见断面图
锚索预紧力/MPa35符合设计
锚索外露长度/mm100~250符合设计
第四章施工工艺
第一节施工方法
1、15#煤集中轨道巷施工顺序
1)集中轨道巷车场的施工
集中轨道巷车场设计长度58.470m,坡度为沿掘进方向+3%。,起
点为副立井井筒中心。
集中轨道巷车场施工按设计要求另行制定专项施工安全技术措
施。
2)车场施工完毕后轨道巷沿15#煤层顶板进行掘进。
2、首先准备好各种材料,完善风水管路。
3、根据地测部门标定的开口位置和方向开始施工。
4、顶板节理发育煤层松软或遇地质构造时、采用小循环作业的
方式。
弟AA-一—•-下H-苗ALV-石L14方—式—p*
集中轨道巷采用炮掘方式。
1、炮掘工艺流程
交接班一工作面安全检查、敲帮问顶一打眼作业f装药前的瓦检
工作一装药、连线一放炮前的瓦检工作一撤人、警戒一放炮一放炮后
的安全检查及瓦检工作一工作面出煤一临时支护一永久支护一下一
循环。
2、作业方式
1)、安全检查:对工作面的支护情况、瓦斯、通风进行检查,
无异常后方可开工。
2)、洒水:在打眼前先对工作面30m范围内进行有效的洒水降
尘,以有效减少煤尘飞扬。
3)、打设炮眼:先处理掉作业区域的活煤(肝),打眼采用2〜
3台MQS—35型风煤钻、d)32mm钻杆进行打眼,打眼前看好中线,然
后根据炮眼布置图、爆破说明书,用尖镐凿好眼位,清除浮煤或渣后,
进行打眼。
4)、检查瓦斯:由瓦检员对作业点20米范围内进行瓦斯检查,
不超过1%时方可进行下道工序。
5)、装药:有专职放炮员用扫眼器吹扫净眼内煤粉,药卷要装
到眼底,并按要求安设水泡泥和填充封泥。
6)、洒水:装完药后,用水管再次对巷道进行洒水,以冲洗打
眼工序产生的煤尘。
7)、联线:将放炮母线从安全距离以外的非电缆侧引入,采用
串联方法,接头要擦净拧紧并悬挂,谨防接头处接地。
8)、检查瓦斯:在装药和联线结束后,有瓦检员对作业点20米
范围再次进行瓦斯检查,不超过1%时方可进行下道工序。
9)、放炮:放炮采用正向引爆,使用毫秒延期段发电雷管,FBM
—200型电容式起爆器,胶质铜芯放炮母线。放炮前放炮员应检查全
部线路有无断线、短路、接地,检查无误后,方可放炮。
10)、检查瓦斯:在爆破结束后,待炮烟吹散后由瓦检员对作业
点20米范围再次进行瓦斯检查和二氧化碳检查,不超过相关规定时
方可进行下道工序。
11)>洒水:对工作面30m范围内进行洒水,彻底冲洗应爆破产
生的煤尘。
12)、安全检查:再一次对工作面的支护情况、瓦斯、通风进行
检查,无异常后进行下一步工作。
13)、临时支护:采用前探梁超前支护。
14)、出煤使用40型刮板机、皮带进行出煤。
15)、永久支护按照设计进行。
16)、工程质量验收:按照《作业规程》和质量标准化要求对工
程质量和文明生产进行全面的验收,对不合格项整改后进入下一工
序。
17)、清理工作面:将工作面的施工器具和其它物件移出,同时
做好工作面的文明生产工作。
18)、进行下一循环。
第三节爆破作业
一、爆破说明书
1、爆破器材的选用及爆破参数。
①放炮器选用FBM—200型电容式发炮器;
②使用煤矿硝钱炸药及毫秒延期电雷管;
③封孔材料水泡泥和黄泥炮土。
④轨道巷采用光面爆破,楔形掏槽,掏槽眼4个,辅助眼26个,
底眼9个,周边眼33个,共72个,掏槽眼深度2.1米,其余炮眼2
米,爆破深度L8米。
爆破采用一次打眼、分次装药、放炮的方式进行。首先放掏槽、
铺助眼,其次再放底眼、周边眼。
详见爆破图表。
2、炮眼布置图
炮眼布置图见附图
3、爆破参数
爆破原始条件
名称单位数量名称单位数量
断面m215.23炮眼数目个72(68)
岩层坚固系数4雷管数目个72(68)
炮眼深度m2总装药量Kg26(26.4)
轨道巷断面装药量及起爆顺序(沿煤层掘进时)
眼装药量起连装
眼
眼眼数爆线药
单孔小计
深
号名(个顺方结
(m)卷数重量卷数重量
)序式构
(个)(kg)(个)(kg)
掏槽
1-44240.8163.2I
眼
连
辅助串
5-31261.820.45210.4II续
眼
正
41-7周边
331.810.2336.6m向
4眼
装
32-4底联
91.830.6275.4IV药
0眼
总计7210212825.6
轨道巷断面装药量及起爆顺序(煤层尖灭段掘进时)
眼装药量起连装
眼
眼眼数爆线药
单孔小计
深
号名(个顺方结
(m)卷数重量卷数重量
)序式构
(个)(kg)(个)(kg)
掏槽
1-44240.8163.2I
眼
连
辅助串
5-28241.820.4489.6II续
眼
正
38-6周边
311.810.2316.2m向
8眼
装
29-3底联
91.830.6275.4IV药
7眼
总计6810213024.4
轨道巷断面预期爆破效果
名称单位数量名称单位数量
16.2
炮眼利用率%90每米巷道耗药量Kg/m
5
每循环工作面进126.
m1.6每循环炮眼总长度m
度8
每循环爆破岩石m326.5岩体耗雷管个泪2.72
炸药消耗量Kg/m:,1.02
4、钻爆工序要求:
1)钻眼前,必须将顶、帮活煤危岩处理干净,对工作面往外10
米范围内的永久支护进行检查维护,严禁空顶作业。
2)每次打眼前,必须按中、腰线画出巷道轮廓,定好眼位。
3)钻眼工序必须实行四固定,即:“定人、定位、定量、定钻”
严格按照爆破图表钻眼。
4)装药前必须将炮眼内的污泥(水)吹干净。
5)装药前必须停止与装药无关的工作。
6)装药量不得超过爆破图表规定,放炮母线与小线连接由放炮
员亲自操作。
7)装药采用正向装药结构,串联连线,分次起爆,每个炮眼即
使用一个水泡泥,其余用黄土炮泥封填、捣实。
二、注意事项
1、使用硝镂炸药及毫秒延期电雷管正向装药爆破(雷管总延期
不超过130毫秒)。
2、放炮母线与雷管脚线必须由放炮员亲自连接且相互拉紧并悬
挂起来,要求放炮母线不得与任何导电体接触,放炮母线应与电缆不
在同一侧悬挂,如遇放炮母线与电缆悬挂在同一侧时;放炮母线要挂
在电缆线下方,并且放炮母线与电缆间隔不小于0.3m。
3、放炮前后要对放炮地点附近20m巷道内的瓦斯、顶板、支护
等进行全面检查,发现问题及时处理。
4、爆破时严格执行“一炮三检”、“三人连锁爆破四牌制”、
及“爆破撤人设警戒”制度。
1)爆破工持“警戒牌”、班组长持“放炮命令牌”和“起爆牌”、
瓦检员持“放炮牌”。
2)爆破前,爆破工将“警戒牌”交给班组长,由班组长派人警
戒,并检查警戒、顶板、支护情况等符合要求后,将自己携带的“放
炮命令牌”交给瓦检员。
3)瓦检员接牌后,进行检查通风、瓦斯、防尘等合格后将自己
携带的“放炮牌”交给爆破工。
4)爆破工接到由瓦检员交给的“放炮牌”后进行连线工作,并
撤到起爆地点。
5)班组长确认爆破工作无误后,将“起爆牌”交给爆破工,爆
破工接到“起爆牌”后,发出爆破信号,进行爆破作业。
6)爆破时班组长、爆破工、瓦检员必须同时在场,否则严禁起
爆。
7)爆破等待时间结束后,爆破工、瓦检员、班组长必须首先进
入工作地点进行安全检查,检查完毕后“四牌”各归其主。
三、放炮警戒
1、每次放炮前,由班长派专人设置警戒,警戒点设在通往爆破
地点的巷道内。警戒点设警戒员2名,一人放警戒确保无问题后,另
一人返回通知已放好警戒。只有上述所有工作人员撤至放炮地点以
外,且瓦检工检查完工作面20m范围内的瓦斯浓度在1%以下时,放
炮员方可进行放炮。警戒员只有接到撤除警戒的通知后,才能离开。
2、警戒线设专人放警戒,放炮后至少等待10分钟后,放炮员、
瓦检工、班组长确认无危险、无拒爆等情况后方可撤除警戒。
3、放炮撤人距离:直巷不小于120m、弯巷不小于75m、拐弯后
距离不少于15米。
4、警戒设置:放炮前必须在通往放炮地点的各巷道口设置警戒
线,并在警戒以外放专人放警戒。
四、循环进度及控顶距的规定
掘进循环进尺为1600mm,最大空顶距为1800mm,最小空顶距
为200mm。
第四节喷浆作业
根据设计要求,轨道巷采用全断面喷浆,喷浆厚度为120mm,
混凝土强度为C20o
一、喷浆机的主要技术数据:
型号:PZ—5B生产能力:5m3/h
最大输送距离200m耗风量:6〜8m3/h
功率5.5kw电压660v
工作压力0.4-0.6mPa
喷浆料配合比1:2:2,速凝剂添加为水泥量的3%〜5%。
二、喷浆作业的注意事项及要求
1、检查锚杆是否符合设计要求,发现问题及时解决。
清理现场的肝石杂物,接好风水管路,接头要严密,不得漏风、水。
检查喷浆机,并进行空转试验。喷浆前必须用高压水冲洗岩面,喷射
人员必须佩戴齐全有效的劳动保护用品。
2、、喷射前必须将井壁上的危岩活石进行认真处理,处理完毕后,
方可进行作业。
3、、喷浆前要检查喷浆机是否完好,风量、水量是否充足。应先
开风。然后再开水,最后再送电上料。喷完后的关机顺序正好相反。
4、喷浆时,一人喷浆一人负责照明,观察喷浆是否均匀平整井筒
成形是否规整。
5、当班喷浆结束后,必须卸开喷头,清理水环和喷浆内外部所有
灰浆和材料。
6、拌料使用搅拌机进行拌料,必须要严格按照配比进行拌料。
7、喷浆作业分初喷和复喷。初喷厚度为70mm,复喷达到设计厚
度。
8、作业时必须拉线,复喷后中线至任一帮的允许偏差0〜50mm。
9、当喷浆管路发生堵塞需要疏通时,严禁将喷浆头对准人员。
10、喷浆结束后两小时内开始进行洒水养护,养护时间为1周。
11、喷浆作业滞后工作面不得大于10m。
三、运料系统
物料一搅拌机一副立井下料管一轨道巷一工作地点。
第五节水沟、铺底作业
根据设计要求,集中轨道巷设置水沟并进行铺底,水沟设置在
轨道巷的右侧。净断面为300X300mm(宽义高),毛断面为470mm
X400mm。
水沟作业滞后工作面40m。如在掘进的过程中工作面涌水量增
大采用开挖临时水沟的方法。
水沟允许偏差见下表
检查项目允许偏差(mm)检验方法
1位置±50尺量巷道中线至水沟内沿距离
2上沿标高±20尺量腰线至水沟上沿距离
3深度±30尺量检查
4宽度±30尺量检查
5壁厚—10尺量检查或抽查施工检查记录
一、铺地施工方案及工艺流程
集中轨道巷施工完成后,再行铺底施工。
铺底厚度100mm,混凝土强度C20。
混凝土铺底前先用风镐将底板刷平,确保巷道底板平整,逐段
进行铺底工作,每50m为一循环。
工艺流程:清理底板一铺底浇筑一找平一养护。
二、施工方法
1、先将巷道底板的浮研清理干净,底板必须清理到实地,方可
进行混凝土铺底。
2、接茬面必须在浇筑前清理干净,确保无泥土、杂物。
3、铺底施工时,必须使用振动棒进行振捣,振动棒的插点要均
匀排列,振捣时间以混凝土表面泛浆、不再冒气泡和混凝土不再下沉
为准。
4、每天必须进行洒水养护3次,养护时间为7天。
第六节管线敷设
1、在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路等,均按断面图中规
定的位置要求吊挂牢固整齐。
2、风筒靠右帮吊挂、做到逢环必挂,风筒口距迎头不大于10m。
3、风管、水管,排水管要随工作面掘进及时延长,以备工作面
正常用水。
4、各类电缆悬挂在电缆钩上,电缆钩间距不大于1.0m一个,电
缆垂度不超过50mmo
第七节设备配备
设备配备一览表
序号设备工具名称型号规格功率/kw单位数量备注
1皮带SJ-80040部3
2绞车JD-11.411.4部2
3锚杆钻机MQT-120台3
4风动锚头MQS-35台3
5局部通风机FBDNo6.32X22台2
6移变630kVA630kVA台1
7控制开关QC83-225台5
8馈电开关BKD-400/台2/2
9综保ZXZ-II-4台
10电话KTH13部2
11激光指向仪BJ2-II台1
12锚索张拉千斤YCD-18台1
第五章通风及铺助生产系统
第一节通风
风量计算根据山西晋煤集团泽州天安广利煤业有限公司文件天
煤工字[2011)529号关于转发《晋城煤业集团矿井风量计算方法的
通知》的通知中相关规定进行计算。
一、通风方式及通风设备
1、掘进面采用压入式通风,采用对旋局扇为掘进面供风,实现
“双风机、双电源”及“三专两闭锁”(专用开关、专用变压器、专
用线路)。
2、风筒选用直径800mm阻燃、抗静电风筒,吊挂在巷道掘进方
向右侧,吊挂平直整齐,不影响运输和行人。
3、风机安装在轨道巷且距回风流不小于10m处。
二、风量确定及风量校验
(1)按瓦斯涌出量计算:
Q掘=100q掘•K掘通=100X0.22X2=44(m、'/min)
式中:Q掰---掘进工作面需风量,m:7min;
q掘——掘进工作面回风流中瓦斯的平均绝对涌出量,取
0.22m7min(集中轨道大巷施工地质说明书)
K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,K掘通取2。
(2)按CO?涌出量计算:
Q«=67Xqco2XKco2=67XO.21X2=28.14(m7min)
式中:Q掘---掘进工作面需风量,m:7min;
QCO2——掘进工作面回风流中C02的平均绝对涌出量,取
0.22m3/min(集中轨道大巷施工地质说明书)
K掘通——掘进工作面CO?涌出不均衡系数,K掘通取2。
(3)按掘进工作面同时作业人数计算需要风量:
按每人供风*4m7min计算:
Qa>4XN>4X25=100(m7min)
式中:N——掘进工作面同时工作的最多人数,25人。
(4)按每千克炸药供风425nf/min计算:
Q掘>25,A
>25X13.6
>340(m7min)
式中:A-----次爆破炸药最大用量,kgo
经过以上计算,掘进工作面需风量(Q需)为340m'/min。
(5)按局部通风及实际吸风量计算局部通风机安装地点巷道需
要风量:
3
Qffi=Q扇L+60X0.2S配=340+60X0.2X19.2=570.4m/min
(6)按风速进行验算:
煤巷掘进最低风量:Q«>60X0.25S掘=60X0.25X
16.44=246.6m7min
煤巷掘进最高风量:Q«<60X4S掘=60X4X16.21=3890.4m7min
式中:S期——掘进工作面的净断面面积m?。集中轨道巷净断面
16.44m2
因为:246.6m7min<340m7min<3890.4m7min;
因此:Q应取374m,'/min。
根据风量计算结果:Q=340nr7min,结合局部通风机特性曲线,
掘进工作面选用2台(一台工作,一台备用)FBDNQ6.3/2X22KW对
旋式通风机,配用直径800mm胶质阻燃风筒,即可满足风量要求。
三、局部通风机安装要求
(一)局部通风机安装地点
局部通风机安装在15#轨道巷内,距联络巷大于10m的进风侧。
(二)局部通风机安装要求
1、风机必须垫高或吊挂,距底板不小于300mm。
2、风机开关必须上架,风筒距工作面不得大于15m,保证工作
面足够新鲜风流。
3、局部通风机必须挂牌管理,专人负责,实现“三专”、“两
闭锁”。
4、风筒吊挂在巷道顶板上,风筒要求逢环必挂,平直不出现拐
死弯现象。
5、风筒接口要严实不漏风,工作面风筒不落地。
6、必须保证风机连续运转,不准无故停电、停风。
7、通风系统合理可靠,保证工作面有足够的新鲜风流,保证工
作面每人供风量不低于4m3/min,保证巷道内风速不低于0.25m/s,不
高于4m/s,保证巷内和工作面任何地方有害气体和瓦斯浓度不超限。
四、通风系统
1、新鲜风流:副立井一集中轨道巷车场一风机安装地点(通过
风筒)一工作面。
2、污风流:工作面一联络巷一集中回风巷一回风立井一地面。
通风系统图附后。
第二节压风
工作面风源来自地面压风机房,选用DRS-250A型空压机,总共
风量为30m3。通过4口寸钢管和1口寸高压胶管送到工作面。
压风系统:地面压风机一副立井一集中轨道巷一工作面。
压风系统图附后。
第三节综合防尘
防尘水源来自地面静压水池。
防尘系统:地面静压水池一副立井一集中轨道巷一工作面。
具体防尘措施如下:
1、管路铺设:施工过程中必须铺设4寸静压水管,每隔50米
安装一个三通阀门,管路的接头、三通不得有流线性漏水,三通阀门
必须上手轮,手轮必须安装在人行道一侧。
2、工作面必须采用湿式打眼,严禁干打眼。
3、净化水幕:
(1)距工作面30m范围安设放炮震动喷雾装置,在巷口10m〜
15m范围内安设净化水幕。
(2)净化水幕的连接:所有净化水幕的阀门及所有连接处不得
有线形漏水。
(3)喷嘴的方向:净化水幕喷嘴方向与风流相反;喷嘴方向要
略向下,与巷道顶板基本平行。
4、转载点喷雾:
(1)所有运煤转载点都必须有喷雾设施,连接喷嘴设施时,管
路必须安装在人行道一侧。
(2)喷嘴高度安在距转载点400〜500mm、宽度200mm的位置,
而且喷嘴必须正对转载出煤点。
(3)所有喷雾必须成雾状。
第四节防灭火
防火水源来自地面静压水池,经副立井进入工作面。
一、具体防尘措施如下:
1、巷道内浮煤要定期冲洗和清理。
2、井下使用易燃物,必须存放在盖严的铁通内,用过的棉纱布
和纸也必须放在盖严的铁通内,并有专人定期送到地面,不得乱扔乱
放,严禁将剩油、废油留在巷内或胴室内。
3、严禁明火作业和电器失爆。
4、各部带式输送机机头配备两台合格的灭火器,1把消防锹和
0.2m3的灭火沙及配套沙箱,灭火器必须放在架子内,放在离带式输
送机机头5m便于取用的地方。消防锹及灭火沙不得移作它用。
5、灭井下火灾时必须严格按照《煤矿安全规程》第二百四十四
条规定执行。
6、若电器设备着火时,先切断电源,然后用沙子灭火。
第五节安全监控
一、安全监控设计
矿井装备KJF2000N监控系统,工作面安装瓦斯传感器,所有数
据实时传输到工作面监控分站,经分站传输到地面中心站,所有控制
指令在中心站设置,监控分站和控制器执行,所有断电执行结果通过
馈电反馈器反馈到监控分站,再传输到地面中心站。
二、监控布置
1.在集中轨道巷局扇前安装分站1台;
2.在控制集中轨道巷电源总开关上安装远程断电器KGD15-220
一台;
3.集中轨道巷安全监控装备
(1)瓦斯传感器台数:2台
信号电缆型号:MHYVR1X4X7/0.52
(2)瓦斯传感器报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围及安
装位置
瓦斯传感器各项工作指标
报警浓复电浓断电范
断电浓度安装位置
度度围
T120.8%21.2%<0.8%工作面距迎头45m,距巷顶斗轨道大
巷内全
CH4CHtCH40.3m,距巷帮40.20m
部非本
距工作面回风口以里10〜15m
20.8%20.8%<0.8%质安全
T2处,距顶板不大于0.3m、距
CHiCH.CHt型电器
巷帮不大于0.2m处
设备
三、监控施工
1、安装前将甲烷传感器的零点、灵敏度、报警点、断电点、复
电点必须进行调试,只有经调试合格后方准下井安装。
2、在安装分站电源和断电仪、甲烷传感器时,回风巷掘进工作
面的动力电应全部停掉,挂好停电作业牌,并设专职停、送电负责人。
安装结束后必须检测分站电源、断电仪、瓦斯传感器的运转情况,必
须在全部功能均能实现后方可结束安装.
3、严禁带电安装、带电检修监控设备。
四、监控设备管理
1、在安装分站电源及断电仪时,分站的供电电源,必须取自被
控开关的电源侧,严禁取自被控开关的负荷侧。
3、信号电缆吊挂平直,悬挂点间距不超过3m,电缆不应于风水
管路同侧,否则必须挂在风水管上方,并保持300mm以上的距离。
4、分站及电源要上架,并安设接地线,实行挂牌管理。
5、井下安全监控系统使用的分站、传感器、声光报警器、断电
控制器及电缆等由所在工作面的跟班队长、班组长负责管理和使用。
严禁随意损坏监控设备。
6、井下所有监控设施,包括线路、三通、甲烷传感器由通风工
作人员负责安装、调试、试验、维护、管理。
7、通风工作人员每天必须对井下监控设备进行维护和保养,保
证设备的正常运转。
8、施工单位必须对监控设施及监控线路进行保护,严禁对监控
设施及监控线路进行损坏。
9、在进行洒水降尘工作时,严禁将水洒向监控设施,造成设施
损坏的必须追究责任人责任。
10、在进行巷道修护时一,必须对监控设施采取保护措施。
11、甲烷传感器只准班(组)长在瓦检员的监护下按规定移挪,严
禁擅自移动或停用。
12、使用中的传感器应安排专人经常擦拭,清除外表积尘,保持
清洁。工作面的传感器应每天除尘;传感器应保持干燥,避免洒水淋
湿;维护、移挪传感器应避免摔打碰撞。
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用
1、跟班队干、技术员下井时一,必须携带便捷式甲烷报警仪,对
其分管范围内的甲烷进行不间断的监测,如有报警现象,必须进行处
理。
2、当班的班组长下井时必须携带使携式甲烷报警仪,随时对工
作面瓦斯进行监测。
3、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时,必须携带使携式
甲烷报警仪,在检修地点20m范围内监测甲烷气体浓度,仪器报警
时不得通电或检修。
二、通风监测仪表及其布置
1、监测仪表的数量和型号
工作面必须吊挂瓦斯传感器2台。FBD6.3型局部通风机开、停
监测器。
布置位置:工作面瓦斯传感器垂直吊挂在风筒出风口对侧无淋
水、顶板支护完好的地方,距顶板不得大于300mm,距巷帮不小于
200mm,距工作面迎头不大于5m处。另一台吊挂在距回风巷口10~
15m处回风流中,局部通风机监测器安设在风井专用线上。
3、监测电缆铺设在动力电缆上方0.1m处。
4、瓦斯传感器断电浓度及范围:工作面瓦斯传感器的断电浓度
为CH4大于1.0%,断电范围为工作面及附近20m内全部电器设备;
回风流量瓦斯传感器断电浓度为CH大于1%,断电范围是掘进工作
面全部电器设备。
第六节供电
一、地面供电系统
采用10Kv双回路(大箕线路、新房洼线路),来自矿变电所
315KVA、500KVA变压器(电压等级为660V\380V)。
二、井下供电系统
井下用电设备见下表
序号设备名称数量功率备注
1SGB-620/40T刮板输送240kw
2皮带运输机240kw
3调度绞车411.4:kw
4WQX12.5-240-22型潜422kw
2)供电系统:
动力供电电压:660Vo
动力:矿地面变电所500KVA变压器f副立井井筒f井下临时变
电站一工作面;
由地面中央变电站引一路95mm2高压电缆进入井下临时变电站的
移变,再由移变引出70mm之电缆,该电缆长600米,为40T刮板输送
机、22kw水泵、7.5kw喷浆机供电,上述设备采用QBZ-80型(40kw
刮板输送机采用QBZT20型)开关控制。另一路采用由地面中央变电
站引一路95nlm之高压电缆150米进入PGL-03-600A配电柜为185kw空
压机供电,供电控制开关为BQZ-400型。
电缆敷设在巷道的左帮,电缆钩悬挂点距底板不小于1.8m。
供电系统示意图附后。
三、安装标准
1、电气设备在运输过程中,严禁磕碰。
2、电缆不得和风管、水管悬挂在同一侧,不得遭受淋头水。高、
低压电缆敷设在同一侧时,高、低压电缆之间的距离应大于100mm。
高压电缆之间、低压电缆之间的距离不得小于50mm。巷道内的通讯
和信号电缆应敷设在动力电缆上方100mm以上的地方。
3、局部接地极应用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的钢管
制成,并垂直全部埋入底板;也可用直径不小于22mm、长度为Im
的2根钢管制成,2根钢管相距不得小于5m,并联后垂直埋入底板,
垂直埋深不得小于750mm。
第七节供排水
1、井下水仓、泵房未形成前,由工作面排至副立井井底水窝再
排至地面;井底水窝设WQX12.5-240-22型潜水泵两台。
2、井下水仓、泵房形成后,安装矿井永久排水设备;巷道掘进
过程中排水管路沿巷道边缘敷设至井底水仓即可。
第八节装载与运输
一、装载及运输方式
1、装煤、运煤、转载溜子、转载皮带将煤装载到副井煤仓。
2、材料及设备运输:副井井底到工作面利用调度绞车运输、人
工运至工作面。
二、运输设备的铺设
1、输送机机头、机尾距巷帮距不小于700mm,中间部分距巷帮
不小于500mmo
2、刮板输送机必须铺设在实底上,各部件齐全、可靠、有效。
3、刮板输送机机头、机尾必须施工两根以上底锚配合大链固定。
二、装运要求
1、每掘70〜90m延长一次皮带。
2、辅助运输使用的调度绞车的底座采用混凝土预埋的方式,混
凝土底座规格为1200mm(长)X1200mm(宽)X1200mm(深)。
3、刮板机、皮带机头、尾和两侧及巷道两帮浮煤,每班要及时
清理干净。
三、运输系统
1>煤(岩)运输:
工作面一集中轨道巷一副立井一地面。
2、物料运输:
地面一副立井一集中轨道巷一工作面。
四、临时车场
临时车场在施工时必须严格按照设计进行施工,不得私自改动。
施工完毕后,并经专业人员验收合格后,方可投入使用。
1)临时车场铺设,最短不得小于8m,坡度要有沿掘进方向3%。的
下山。两股轨道之间的距离不小于700mm,临时车场轨枕间距应符合
要求不得大于1m,轨道中心间距为700mm,间距偏差不的超过50mm;
行人侧巷帮距离外轨不小于1m。轨枕下要捣实、平整。轨芯要经常
清理不得有研石、积水、浮煤。车场内严禁放置其他工具及杂物,要
保持车场的干净、整洁。
2)临时车场坡度不得超过5%0,在距变坡点处2m的范围安装一
套卧轨式阻车器,安装的曲线轨道要有5%。的返坡度,打开阻车器后,
行车时车辆不能自行滑动,必须人力推车才能下放车辆。坡度大于7%。
时严禁人力推车。
3)临时车场在铺设轨道时必须选用正规道岔和道木,扣件必须齐
全、牢固并与轨型相符。轨道接头间隙不大于5nim,平整度错差不大
于2mm;轨道水平误差不大于8mm;轨距允许偏差为-2〜+6mm。
4)道岔要使用正规厂家生产的产品,轨型,要与铺设的轨道型号
相符。轨道接头要求与轨道铺设标准相同。
㈢躲避胴
躲避碉设置在巷道掘进方向左帮,宽度不得小于L5m,深度不得
小于2.0m,高度不得小于1.8m,躲避碉内严禁堆积物料。
㈣轨道
运输线路轨道为30kg/m,枕木间距不大于lOOOmmo
㈤运输设备
1、绞车要完好,钢丝绳出绳方向要正确。各零部件要齐全、完
好,闸板要起作用。绞车最凸出部位距离轨道的距离不得小于700mmo
2、绞车钢丝绳的牵引方向要与轨道和车辆运行方向适中,绞车
不得安装在摘挂钩车场范围内。
闲安全设施
⑴、防跑车装置的安装
1、斜巷运输的上平车场,在距离变坡点2m位置处安设一组卧轨
式阻车装置,在进、出车场的入口处必须安设能够控制车辆进入
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