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文档简介

煤矿水平轨道石门掘进工作面作业规程

目录

第一章概况..................................................3

第一节概述................................................3

第二节编写依据...............................................3

第二章地面位置及水文地质情况.....................................4

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况表........................4

第二节地质构造...............................................4

第三节水文地质...............................................5

第三章巷道布置及支护说明.........................................7

第一节巷道布置...............................................7

第二节支护设计...............................................7

第三节支护工艺.............................................12

第四章施工工艺..................................................15

第一节施工方法...............................................15

第二节凿岩方式..............................................15

第三节爆破作业..............................................15

第四节装、运岩(煤)方式.......................................16

第五节管线及轨道敷设........................................17

第六节设备及工具配备........................................17

第七节防治水.................................................17

第五章劳动组织及主要技术经济指标...............................18

第一节劳动组织..............................................18

第二节循环作业图表..........................................18

第三节主要技术经济指标.......................................19

第六章生产系统...................................................21

第一节通风系统..............................................21

第二节压风系统..............................................23

第三节防尘及供水系统........................................24

第四节防灭火.................................................25

第五节安全监测系统...........................................26

第六节供电系统..............................................27

第七节排水系统...............................................30

第八节运输系统...............................................30

第九节照明、通迅和信号.......................................30

第七章灾害预防及避灾路线........................................31

一、灾害处理原则...............................................31

二、灾害处理...................................................31

三、避灾路线...................................................34

第八章安全技术措施..............................................35

第一节施工准备...............................................35

第二节“一通三防”管理.......................................35

第三节顶板管理...............................................38

第四节爆破管理...............................................41

第五节防治水管理............................................44

第六节机电管理..............................................45

第七节运输管理...............................................48

第八节其它...................................................50

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

-808m水平轨道石门

二、巷道用途

形成矿井采区生产系统,满足矿井采区运输、行人、通风、设备安装及检修、管线敷设

的需要。

三、巷道设计长度及服务年限

巷道设计长度:巷道设计工程量为1700m,巷道设计坡度:+3%。。

服务年限为52.4年。

四、开、竣工时间

根据生产安排,本掘进迎头2008年04月3日开工,预计2011年12月底竣工。

五、本规程为巷道掘进施工作业规程,施工大巷交岔点时,另行编制专项施工措施。

第二节编写依据

一、地质说明书

地质说明书名称为《XX煤矿<-808m水平轨道石门掘进地质说明书>》。

二、图纸资料

1、3卜煤层采区采掘工程平面图

2、-808m水平轨道石门平、剖、断面图

3、-808m水平轨道石门预想地质综合柱状图

三、有关法律法规

《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》、《井

巷工程质量及验收规范》及鲁能荷泽煤电公司相关安全规定、相关安全生产管理规定。

第二章地面位置及水文地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况表

地面相对位置及邻近采区开采情况表表1

水平名称-808m水平巷道名称-808m水平轨道石门

地面标高+43.7〜+44.1工作面标高(m)-808〜-810

该掘进工作面地面位置位于副井井口以西800—2400m的范围内,

地面的相对位置及

地表为农田和排水沟,有零星建筑物,郛赵路自西北向东南从该掘

建筑物

进工作面穿过。

该掘进工作面井下位置位于井田西翼,东距副井800m,施工位置

井下位置及四邻

位于第三中车场05点,西至首采区边界,3上煤层为无煤区,3下

采掘情况

煤层部分为冲刷变薄或无煤区,尚未开拓开采。

走向长(m)倾向长(m)

第二节地质构造

1、-808轨道大巷位于西翼首采区,受断层和其它构造的影响,岩(煤)层倾角变化较大,

最大可达15°。根据地质精查勘探资料,DF52以西,岩(煤)层走向150〜230°,倾向

60〜140°倾角6°〜15°,平均12.5°。F3断层以西,岩(煤)层走向320〜110°,倾向:

230〜20°,倾角5°〜20°,平均12°。

2、根据地质精查勘探资料,-808轨道大巷预计揭露DF52、F3、F49、F5、DF30断层构造

5条,断层的准确位置及走向、落差、导水性及破碎带宽度有待进一步的探查。由于断层

落差在0-16m之间,断层附近落差小于3m附生断层发育,对轨道大巷的施工有较大的

影响。

3、根据三维物探资料和钻探揭露,推断对本工作面有影响的断层如下:

构造名称走向(°)倾向(°)倾角(°)性质落差(m)对掘进影响程度

DF521528570正断层0〜15影响大

F31028070正断层0〜16影响大

F491528570正断层0〜4影响大

F82529270正断层06影响大

东董断层2029270正断层0〜6影响大

4、-808m水平轨道石门掘进中遇断层时编制专项施工措施。

5、由于埋藏深,地压大,掘进中遇断层等构造或揭露泥岩等软弱破碎岩层时,必须加强

巷道顶板的支护,以确保安全。

后附:《XX煤矿<-808m水平轨道石门掘进地质说明书〉》

第三节水文地质

一、水文地质情况

-808轨道大巷位于首采区,东距副井175m左右,西至首采区边界。水文地质类型为裂

隙岩溶类简单矿床,影响掘进的含水水源主要为3下煤顶底板砂岩水、三灰水。

1.顶板砂岩水:中细砂岩平均厚18m,上距3下煤12.73m,平均11.17m,富水性不均一,为

弱含水层。巷道掘进时会有少量砂岩水以滴水或淋水的形式涌出。

2.底板砂岩水:底板砂岩厚平均14.79m,下距3下煤21.62m,局部富水,有少量砂岩水

以底板渗水的形式涌出。根据地质精查勘探报告提供的水文地质资料顶、底板砂岩正常

涌水量40.41m2/h,最大涌水量211m2/h。

3.三灰水:三灰厚4.45〜6.70m,平均为5.95m,上距3下煤57.49m,上距6煤15.85m。岩溶

裂隙发育,富水性弱,根据地质精查勘探报告提供的水文地质资料,正常涌水量91.19m3/ho

4.十灰厚度4.40〜6.65,平均5.80m,上距三灰75m左右,下距奥灰35m左右。十灰含

水层富水性弱,为岩溶裂隙水。地质精查勘探报告提供的水位标高35.84m,轨道大巷穿

过三灰,巷道上距三灰最大距禺40m左右,下距十灰最小距离50m左右,巷道底板标高

-808.0m,计算安全隔水层厚度:

根据《防治水管理规定》中巷道底板隔水层厚度计算公式:

22

t=L(VrL+8KPp-rL)/4KP

式中:t安--安全隔水层厚度(m)

L-一巷道底板最大宽度(m)取5.5

r--一隔水层岩石容重(MN/m3)取0.0245MN/rr?

Kp-—隔水层岩石的抗张强度(MPa)取0.0588MPa

P一-隔水层底板承受的水头压力(MPa)

H一隔水层底板承受的水头压力(tf/m3),

7.3MPa+68.6X0.0098=7.98MPa将参数代入得:t=42.3m

经计算掘进时安全隔水层厚度为42.3m,小于十灰实际隔水层厚度50m,正常情况下,

该巷道掘进不受十灰水威胁。

由以上计算可知:巷道掘进穿过3下煤层以下期间受三灰水突水的威胁。因此巷道揭煤

掘进前要对三灰水进行探放,疏水降压,把水压降到《防治水管理规定》规定的安全值

的范围内,方可开砌。防止三灰水底鼓突水,对生产造成影响。

5、断层水:施工中揭露5条断层,落差均大于15米,揭露前应进行钻探探查,必要时

进行注浆加固,以防断层导水。

6、无封孔不良钻孔,不受封孔不良钻孔水威胁。

二、涌水量预计

Q正=(顶板砂岩水+底板砂岩水+三灰水)正=(40.41+91.1)=131.6m3/h

Q*=(顶板砂岩水+底板砂岩水+三灰水)=(211+91.1)=302.1m3/h

三、防治水措施

1.工作面掘进过程中要坚持“有疑必探,先探后掘”的防治水原则。加强构造附近(断层、

裂隙发育带、褶曲轴部等)、冲刷带附近水情的探查,发现异常情况及时撤离受水威胁

地点的人员,同时汇报调度室,经分析无水害威胁后,方可恢复掘进。

2.巷道在3下煤层以下掘砌时,必须对三灰水进行探放,疏水降压,把水压降到《防治

水管理规定》规定的安全值的范围内,方可掘砌。

3.掘进期间加强对DF52、F3、F49、F5、DF30断层富水性的探查,探明其影响程度,采取

相应的措施,预防水害的发生。

4.在未采取探查、注浆加固等防治水措施之前,严禁巷道直接揭露三灰含水层和落差大于

15m断层。

5.巷道接近预计的断层构造带时,要进行导富水性探查。

6.排水设施完善,排水能力满足安全生产的要求。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

本巷道是XX煤矿-808m水平主要辅助运输巷,巷道起始位置从副井井筒中心线向西175m

开始,是矿井进入采区的主要巷道,该巷道铺设双轨。-808m水平轨道石门施工过程当中,

遇断层或地质条件发生变化时,必须及时更改支护方式并编制相应安全技术补充措施。

附图2:巷道平面位置图

第二节支护设计

一、巷道断面

1、断面形状及尺寸

1-1断面

B净=5.0m,H净=4.5m,S净=19.8m2

B掘=5.24m,H掘=4.62m,S掘=21.26m2h墙=2m(断面为直墙半圆拱形,基础深100mm)

2-2断面

B净=4.8m,H净=4.2m,S净=17.7m2

B掘=5.0m,H掘4.32m,S掘=19.04rr^h墙=1.8m(断面为直墙半圆拱形,基础深100mm)

3-3断面(从副井中心线西980.315m开始)

B净=5.2mH净=4.6mS净=21m2

B掘=5.5mH掘=4.75mS掘=22.87m2h墙=2m(断面为直墙半圆拱形,基础深100mm)

本巷道各断面均采用锚网索喷联合支护,断面形状为直墙半圆拱形,巷道左(南)帮砌

筑(净宽X深)=800X800mm的混凝土水沟;巷道内铺设双轨。轨距600mm,钢轨规格

30kg/mo

附3-1:巷道断面图附32巷道断面图附4-1:断面支护图附42断面支

护图

二、支护方式

1、临时支护

采用前探梁做为临时支护,施工时各断面均采用3根前探梁按锚杆间距均匀悬吊于顶板

锚杆上。前探梁选用长5.0m、①83X5mm钢管制作;每根前探梁用3个吊环作为悬吊点,

吊环使用“108X4.5mm的钢管制作,宽度80mm,上面焊接620mm螺帽。现场备有铁

凳,每次使用前探梁前,一人将吊环上紧,两人扶牢铁凳,两人抬起前探梁,凳上的施

工人员将前探梁穿入吊环,然后用长X宽X厚=1200X120X50mm木背板将前探梁与顶

板之间备实,并用木楔加牢,斜巷使用前探梁时要加设防退防滑销,放炮后要及时前移前

探梁,并将其备实。施工人员在前探梁支护的掩护下出肝、支护。巷道在开门口或起坡、

变平无法使用前探梁时,采用3〜5根直径不小于180mm优质圆木作为临时支护,使用

时支柱顶端背有木背板,木背板上托经纬网,顶牢顶板,施工人员在临时支护掩护下支

护,该处锚杆支护完后移至另一未支护处再行支护。迎头必须常备足够的木楔、木板等

接顶材料,以配合前探梁临时支护。爆破前最小控顶距不大于0.3m,爆破后最大控顶距

不超过1.6m,并及时将前探梁前移。

附7:前探梁临时支护平、剖面图

2、永久支护

采用锚网索喷支护作为永久支护,支护材料为螺纹钢锚杆、冷拔钢丝金属网,混凝土(水

泥、石子、沙子),锚杆间排距为700mm,按悬吊理论计算锚杆参数:

1、锚杆长度计算:

L=KH+LI+L2

式中:L—锚杆长度,m;

H-冒落拱高度,m;

K—安全系数,一般取K=2;

L1-锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.5m;

L2-锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m;

B

其中:H==0.5

式中:B-巷道开掘宽度,取4m;

f—岩石坚固性系数,取4;

则L=2X0.5+0.5+0.1=1.6(m)

2、锚杆间排距计算,通常间排距相等,取a:

a=='

式中:a—锚杆间排距,m;

Q-锚杆设计锚固力,85KN/根;

H—冒落拱高度,取0.5m;

R—被悬吊砂岩的重力密度,取25.48KN/m3;

K—安全系数,一般取K=2;

通过以上计算,选用直径20mm、长度2200mm的螺纹钢锚杆,间排距为700mm能够达

到设计施工要求。锚网喷支护时,采用锚杆紧跟迎头的支护方式,当围岩稳定性较好,

采用先锚后喷的方式;当围岩稳定性较差时,要缩小循环进尺和减小锚杆间排距加强支

护并编制加强支护措施。

1、锚杆:各断面均采用①20X2200mm的螺纹钢锚杆。间排距为700X700mm(矩形布

置),每根锚杆使用2块K2350树脂药卷锚固,锚盘为150X150X10mm钢板压制。

2、锚索:各断面均采用①15.24X6000mm的预应力钢绞线锚索,每根锚索均用3块K2350

树脂锚固剂固定。锚索布置方式为平行布置,间排距为2.5mX2.5m,一排布置3棵锚索。

锚索托盘规格:200X200X10mm。

3、金属网:各断面网片均由①6mm盘圆钢筋焊制,网格100X100mm,网片1000X2000mm,

网片与网片间搭接长度不小于100mm并用14#铁丝双股绑扎,绑扎间距不大于300mm。

4、喷射混凝土支护:各断面喷射混凝土强度等级C20,喷厚100mm,混凝土重量配合比

为水泥:砂:石子=1:2.03:2.19,水灰比为0.48,速凝剂掺量为水泥用量的2.5-4%。水

泥选用42.5普通硅酸盐水泥,中粗河砂,粒径3〜8mm的碎石子。

(三)锚喷巷道工程质量检验评定表

检验设计标准规定检验

项目要求类别合格优良部位

主要(中线至任一帮)0〜+1500〜+100

1.巷道5200拱基

一般(中线至任一帮)-50〜+1500〜+150

净宽(mm)

基无中线(中心线至任一帮)-50〜+2000〜+200墙脚

本主要(腰线至顶底板)0〜+1500〜+100腰线

2.巷道净4600

项一般(腰线至顶底板)-30〜+1500〜+150上

高(mm)

目无腰线(测全高)-30-+2000〜+200下

合格:最低值不小于设计的90%优良:最低值符合设计顶

3.锚固力8t值

注:锚索抽查施工记录

4.喷层厚150mm合格:最低值不小于设计的90%;优良:最低值符合设顶、帮

度计值

合格:安装牢固,托板基本紧贴壁面,锚杆附件基本齐全有效,顶

5.锚杆、锚不松动,锚杆预紧力不小于设计值的90%

索的安装优良:安装牢固,托板紧贴壁面,锚杆附件齐全有效,未接触部帮

位楔紧,锚杆预紧力最低值符合设计值

6.网梁的合格:搭接压茬(绑扎)良好,网梁基本紧贴壁面,不松动

压接质量优良:搭接压茬(绑扎)良好,网梁紧贴壁面,无空帮、空顶

1.间排距-100〜+100mm

2.锚杆、锚

与井巷轮廓线的角度或岩层层理夹角>75度合格:70%及以上实测值在

索角度

允许偏差范围内,其余不

3.锚杆、锚

0〜+200mm影响安全使用。

允索孔深度

优良:90%及以上实测值在

许4.表面质平整密实,墙无明显裸露,1m范围内凸凹W

允许偏差范围内,其余不

偏量50mm

影响安全使用。

差5.锚杆外露长度+15〜+50mm

注:1.毛水沟以水流畅通

项+150〜

6.锚索外露长度为原则。2.爆破材料库碉

目+350mm

室,喷浆后巷道锚杆、锚

7.水沟位置一50〜+50mm

索不得外露。

净宽X深宽度-30〜+50mm

深度一50〜+50mm

8.基础深度符合设计要求并做到实底,局部(连续长度不超过1m)不小于设计10%

质检验项目质量情况

量支护材料试验报告或合格证

混凝土强度试验报告

检基本项目检查项,其中优良项,优良率%

验允许偏

实测点,其中合格点,合格率%,优良点,优良率%

结差项目

果质量保证项

目检查项,其中项合格项优良

项目检查内容标准分得分

一、作业内容符合《煤矿安全规程》及卜级有关规定2

旃工地质条件变化时有补充措旃

规程编1

内容齐全、编制及附、外观整洁、图文清晰、保存完好

制宙批、搂彻手续完备,有贯彻、考核和签名记录

二、作业采取:湿式钻眼.千式钻眼前有捕小格旃2

军而汕注共邦毡'出出:而儿眩小班隹曲滋估田湖去L知K4小知

地点综

讪'帖J体田去、囱症喑蒙窿小共潜力宥诂'囱乃渔自.见其日信罟1

合附小作业人员佩戴个体防护用品____________________________________

三、临时临时轨道轨距误差不大于10mm,不小于5mm,轨道接头间隙不1

轨道及轨枕间距不大于1如蟀挎件齐伞紧固有效1

运输设无杂拌道,轨枕无浮离、空吊板现象1

刮板输送机、带式输送机铺设平稳直.运行安牵可靠,构件齐1

四、局部通风系统符合《煤矿安全期程》损定1

风筒吊挂整齐.逢环必柱.不漏风1

工作面风筒不落地.风筒口距工作面距离不超过作业损程损定1

』/»-_EJ-f?-nAik-C44K上?-nAiU

巷道内无杂物、无淤泥、无积水(淤泥、积水长唐不超过5如2

五、巷道浮煤(轩)不超过轨枕匕平面,水沟通畅

卫生材料、工具分类码放整齐有序,并实行挂牌管理1

管线吊挂整齐,符合作业撅程损定

作业场所有施工图表.蜘眼布置二祯阁、爆破说明书和避灾路2

六、施工

囱麻囱土淮隔工施徨珀互辟

图板囱福县姓宿罟A也倬干佐W人吕如君

戎1历他WA吕孰如二囱一弟1

七、掘进上、下山掘进安全设施、声音信号齐全有效,安全间距和躲避1

安有突出危险的煤巷掘讲工作面必须设置压风自救装詈1

高瓦斯矿井煤巷掘讲工作面应按作业期程撅定设置隔(抑)1

全设

采用锚杆支护的煤巷必须对顶板离层进行监测,测点布置符合1

八、机电共消出彳生溟由哭智•幺0

知由把幺宗曲拈杏维护壮到主挣粽港攵用徨珀太人

设备管智•幺会堂启国A祥R儿渚壮珏藤笛视开¥U旭

知由锥护丁防的溷早结本同知绝珏小卜思1

地讲〒他而拯俑阳玄舛石住地期程揄宏1

九、顶板

严禁空顶作业.临肝支护形式必须在作业撅程中明确损定1

管理架棚支护巷道必须使用拉杆或撑木,峋掘工作面距迎头10米1

掘进巷道内无空帮、空顶现象,失修巷道能及计处理1

十、爆破%出日旺二工LLU%出任林人由4口而占1

己1站的住W下旦在好处A隹W如将加足1

管品岫序人而或知数或耨•害舛A隹皿加将珈克1

干田坚持“一炮三检”、“三级信号”、“三保险”和“三人连锁”放1

(四)掘进工作面文明生产标准

第三节支护工艺

一、支护材料

1、锚杆及锚固剂:锚杆为e20X2200mm的无纵筋螺纹钢树脂锚杆。每根锚杆均用2块K2350

树脂锚固剂锚固。锚杆托盘规格:150X150X10mmo

2、网:采用巾6.0mm钢筋焊制,网片规格2000X1000mm,网格100X100mm,网片搭接长

度不小于100mm。

3、锚索及锚固剂:锚索为615.24X6000mm左旋钢绞线,每根锚索均用3块K2350树脂锚固

剂固定。锚索托盘规格:200X200X10mmo

4、喷射混凝土:强度等级C20,配合比为水泥:砂:石子=1:2.03:2.19,水灰比0.48。水泥

采用标号不低于P.O42.5普通硅酸盐水泥,沙为纯净的河沙,石子粒直径5〜10mm,石子过

筛,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2.5〜4%,喷拱取上限,

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均匀加入。

二、锚杆安装工艺

打设锚杆眼:顶板锚杆采用风动锚杆机打眼,两帮锚杆采用风钻或帮部锚杆机打眼。打眼前,

首先按照中腰线严格检查巷道断面规格,不符合作业规程要求时必须先进行处理;打眼前要

先敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩情况,摘松活肝、危岩,确认安全后方可开始工作,并按设

计间排距定出眼位。打设顺序:自后向前,先顶板后两帮,顶板先中间后两边,两帮自上而

下。打完眼后,应采用高压风吹眼,把眼内的煤(岩)粉、积水吹干净,以确保树脂药卷与

眼壁的粘结力。打完一个锚杆眼必须随即安装一根锚杆并上紧托盘。

安装锚杆:先把树脂药卷按规定的规格、数量逐块放进眼口,用锚杆顶住逐块送至眼底,启

动锚杆机将药卷边推进边搅拌。搅拌时间为25〜30s。搅拌充分后,停止搅拌约30s待树脂药

卷凝固时再将锚杆机退下,装上托盘上好螺母,15min后用风动扳手拧紧,保证托盘压紧、压

正金属网并紧贴巷道煤岩表面。锚杆抗拔力不小于80KN;锚杆扭矩不小于140N•m。

工艺流程:定眼位一打眼一吹眼一装药卷一搅拌一凝固一紧固

三、锚索支护工艺

打设锚索眼:按设计定出眼位,采用风动锚杆机,B19中空六棱套钎,①27羊角钻头打眼,

锚索孔深入煤层顶板坚硬稳定岩层不少于1.0mo眼孔够深后,开大水门,来回串钎,将孔内

的煤(岩)粉冲洗干净。

安装锚索:先把树脂药卷按规定的规格、数量逐块放至眼口,用钢绞线顶住药卷,将药卷逐

块送至眼底,用转换套将锚索机和钢绞线连接,拧紧上牢固,然后启动锚索机将药卷边推进

边搅拌,搅拌时间25〜30s,然后慢慢将锚索机退下,再上好锁具,15min后用气动液压泵配

合涨拉千斤顶顶住锁具涨紧钢绞线,达到预应力不小于120KN,最后将外露钢钱线折弯贴紧

金属棚(外露长度不大于350mm)。

工艺流程:定孔位一钻孔一装填3支K2350树脂药卷一插入钢绞线将锚固剂送至眼底一拧上

搅拌器一连续搅拌25〜30s-松下锚索机一药卷凝固后穿棚上好锚索盘及锁具一穿上千斤顶

开启油泵涨拉至设计拉力(不低于120KN;外露长度+150〜+350mm)。

四、喷射混凝土

1、准备工作

①检查锚杆安装和钢筋网铺设是否符合设计要求,发现问题及时处理。

②清理喷射现场的肝石杂物,将喷浆机安设在顶帮围岩稳定安全地点,距离轨道间隙不能小

于0.5m。接好风、水管路,输料管路要平直不得有急弯,接头要严密,不得漏风,严禁将非

抗静电的塑料管做输料管使用。

③检查喷浆机是否完好,并送电空载试运转,紧固好磨擦板,不得出现漏风现象。

④喷射前必须用高压风水冲洗岩面,在巷道拱顶和两帮挂好喷厚标志线。

⑤喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。

2、喷射混凝土的工艺要求

喷射顺序为:先墙后拱,从墙基开始自下而上进行,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0.8〜1.0m为宜。

人工拌料时采用潮拌料,水泥、沙和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。

喷射时,喷浆机的供风压力不小于0.4MPa,水压应比风压高O.IMPa左右,水灰比0.48。喷

射过程中应根据出料量的变化,及时调整给水量,控制水灰比,要使喷射的湿混凝土无干斑,

无流淌,粘着力强,回弹料少(15%以下),一次喷射混凝土厚度30〜50mm,并要及时复喷,

复喷间隔时间不得超过2个小时。否则应用高压水重新冲洗受喷面。

3、喷射工作

开机顺序:水一风一电一料

停机顺序:料一电一水一风

喷射工作开始后,严禁将喷射枪头对准人员,喷射作业时,发现喷头不出料,要立即停料、

停机,再停风、水,自喷头至机体用大锤敲击,特别是接头处;敲击后,用压风吹出。喷浆

作业时,注意出料管不可有死弯,以防堵管。一次喷射完毕,应立即收集回弹物,并将当班

拌料用净。当班喷射工作结束后,必须卸开喷头,清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。

4、喷射质量

喷射前必须清洗岩帮,清理浮肝,喷射均匀,无裂隙,无干斑、无流淌,无“穿裙,赤脚”。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、施工方法

采用预留光爆层光面爆破法施工,正台阶式分层掘进。上分层高度不低于2.4m,上下分层拖

距5〜10m,一掘一锚网,两掘一喷,初喷厚度30-50mm。工作面爆破前初喷距工作面不大于

4m,够锚杆、锚索排距时,及时打设锚杆锚索,锚网索支护紧跟迎头,正常使用前探梁临时

支护。施工采用P-90型耙装机出肝,矿车排肝,耙装机后复喷成巷,永久水沟距耙装机不超

过15米。耙装机距迎头不超过30m,最小距离为6m。

二、施工工艺流程

打眼一装药爆破一敲帮问顶一临时支护一出肝一顶板锚网索支护一两帮锚网支护一初喷一复

喷成巷f移机

第二节凿岩方式

一、打眼机具

采用7655型风钻,配B22mm中空六棱钢钎、①28mm柱齿钻头凿眼,安注锚杆时使用风动

锚杆机。

二、降尘方法

采用湿式打眼、水炮泥定炮、爆破前后冲刷岩帮、爆破使用远程喷雾,净化水幕,喷浆使用

除尘风机、个体防护等措施防尘。

第三节爆破作业

一、爆破器材

采用<t>27X175mmX100g二级煤矿许用乳化炸药。I〜V段毫秒延期电雷管,总延期时间不

超过130毫秒。

二、起爆电源

采用MFB-100型矿用安全网路闭锁发爆器。

三、炮眼深度及炮眼间距

根据巷道围岩条件,断面规格,进尺计划及施工技术装备水平等因素确定。

炮眼深度I=L/N*nl*n2=75/(30*2*0.85)=1.5m

式中:L一月掘进计划,75m

N一月掘进天数,30天

nl一日循环个数,2个

n2—正规循环率,0.85

综合分析,确定平均炮眼深度1.5m(若巷道围岩破碎段可控制在1.0m内)。掏槽眼间距1200mm,

辅助眼间距周边眼间距不超过

450mm,300mm0

四、掏槽方式

采用垂直楔形掏槽法。

五、装药结构

炮眼采用正向连续装药,使用水炮泥,并用粘土炮泥封实。

附5-1:炮眼布置图附5-2:炮眼布置图附5-3:炮眼布置图

附6:装药结构示意图

表4-1:爆破原始条件表表4-2:爆破原始条件表表4-3:爆破原始条件表

表5-1:爆破参数表表5-2:爆破参数表表5-3:爆破参数表

表6-1:爆破预期效果表表6-2:爆破预期效果表6-3:爆破预期效果

第四节装、运岩(煤)方式

一、装岩(煤)方式

巷道掘进施工,采用P-90型耙斗式耙装机装岩(煤),耙装机回头轮的固定位置应高出岩堆

500~800mm以上,岩巷回头轮用钩挂在固定楔上,固定楔长度为600〜800mm,固定楔的孔

深度不小于800mm,楔入孔深度不小于700mm,煤、半煤岩巷耙装机回头轮采用①20X

2200mm的螺纹钢锚杆固定,锚固深度不小于1.5m,锚杆用K2350树脂药卷2块固定,锚固

力不小于8T。使用耙装机回头滑轮时,不准将回头滑轮固定在支护锚杆上,耙装机在上山固

定时,除用四个卡轨器固定牢固外,还应在机身前方两侧分别打设两根中20X2200mm锚杆

(锚固长度不小于1.5m),安设两条稳绳(钢丝绳直径不小于15.5mm)拉住耙装机,稳绳绳

头插接不少于20倍钢丝绳直径。耙装机机身上方装岩槽上两侧必须正常安设封闭式金属挡绳

栏,和防肝石出槽的护板,栏杆间隙不超过200mm。

二、运输管理

1)、施工中掘进采用P-90耙装机扒装,人工推车、电机车运输,经副井提升到地面。

2)、运输路线

运肝线路:迎头一井底车场一副井一地面

运料线路:地面一副井一井底车场一迎头

第五节管线及轨道敷设

在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整

齐。电缆钩每隔2m一个,电缆垂度不超过50mm。风、水管要接口严密,不得出现跑风漏水

现象,风、水管距迎头30m范围内使用一寸胶管,30m外使用⑦108X4mm无缝钢管,要随

工作面前进及时延长,以备迎头正常用风用水。风筒要环环吊挂,风筒出风口距迎头不大于

10mo

迎头掘进临时轨道的敷设必须符合《掘进工作面文明生产标准》中的规定,轨距误差不大于

10mm,不小于5mm;轨道间隙不超过10mm,水平不超过10mm,内错差不大于5mm;轨

枕间距不大于1m,构件齐全紧固有效。

第六节设备及工具配备

设备及工具配备情况表表7

序设备工

号型号规格功率单位数量备注

具名称

FBDNo6.3/2X2X

1局部通风机台1

22kw22KW

2耙装机P-9040KW台1

3风钻7655部6备2部

4锚杆机MQCT-120台3备1部

5风动油泵MQ15-120/40台1备1部

6排水泵QBK60-5010KW台2备1台

7风镐部2

8除尘风机台1负压式

9电动潜水泵5KW台1备1台

10喷浆机PC5I5.5KW台1

第七节防治水

一、施工过程中必须坚持“有疑必探,先探后掘”原则,以确保施工安全。

二、迎头出现挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底

板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时,必须停止作业,撤除所

有受水威胁地点的人员,立即报告安全生产指挥中心。

第五章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

巷道掘进采用“三、八”制(一天三班,每班八小时)组织生产,采用钻眼爆破法掘进,

两掘一喷,每小班进尺1.3m。

附:劳动组织表表6

出勤人数

工种

123合计

打眼支护工4419

爆破工112

耙装机司机112

推车工3328

维修工1113

班长1113

其他工1113

上料工22

拌料工22

喷浆司机22

合计12121236

第二节循环作业图表

为保证正规循环作业的完成,迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备,合理安排工

序,工序和工序之间尽量做到交叉进行,平行作业,以充分利用工作时间,提高工时利

用率。附:正规循环作业图表

正规循环作业图表表9

工班次工序循环作业时间

序工序时间所需一二班三班

编(分)时间123456791011121314

号工序名称(分)81516

171819202122

2324

1交接班20

2打眼60

3装药爆破60

4爆破通风20

5安全检查20—

6前探支护20—

7耙装出汗150

8锚网支护100

9清理卫生30—

10交接班20

n挂网整理60

12拌料60—

——

13冲刷岩帮10

14初喷60

15复喷210

16清理卫生30——

17质量检查30

第三节主要技术经济指标

技术经济指标表表10

序号项目单位指标备注

1每日出勤人数人36

2出勤率%90

3日进尺m2.6

4效率m/工0.07

5月循环次数个29

6月进尺m75

7炸药消耗Kg/m14.5

8雷管消耗个/m71.5

9锚杆消耗套/m27.1

10钢筋网消耗片/m7.4

11校消耗

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