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副井反掘
作业
规程
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第一章 概况
第一节 概 述
一、巷道名称、位置
本《作业规程》掘进的巷道为副井反掘,地面投影在寨头村以东;副井反掘在原副井井底车场FJ6点处(底板标高+799.901m)开门,按真方位88、5‰上坡掘进70m车场后再按16上坡掘进,与原副井FJ2点贯通,此段长约200m。
二、掘进目的及巷道用途
掘进目的是为形成副井运输、行人、进风及矿井安全出口等。
三、巷道设计长度及服务年限
巷道设计长度200m,服务年限约15.2年。
四、预计开、竣工时间
根据山西国泰红岩煤业有限公司生产接续及进尺计划要求,经建设方及项目部有关领导研究决定,副井反掘自2013年11月中旬开工,预计2014年4月份竣工。
第二节 编写依据
初步设计说明书及批准时间
初步设计说明书名称为《山西灵石国泰红岩煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计》,批准时间为2011年6月。
第二章 地质及水文地质情况
工作面位置、范围及四邻关系
该巷道开口处位于中央变电所通道内,与现有副井变坡点贯通,设计长度200m。巷道北部为矿井总回风巷,南部为主斜井集中运输巷。
煤层
煤层厚度1.0~1.3m,平均1.2m,煤层倾角5,煤岩层倾向SW。
顶底板岩性
顶板
顶板主要为砂质泥岩、10号煤层、11号煤层、K2灰岩。
底板
底板为砂质泥岩。
水文地质情况
本巷道底板岩性为砂质泥岩,含水性较弱,不受奥灰水影响,顶板砂质泥岩、11号煤层、10号煤层。该巷道有现副井实际揭露,物探和钻探工作都已完成,不存在水害威胁。由于本巷道在煤层露头区,在施工过程中会有少量的顶板淋水,需要将水归槽,以免造成巷道积水。
地质构造
该巷道以单斜构造为主,施工过程中需要穿过11号、10号煤层,部分地段由褶曲构造等情况出现。由于该巷道有现有副井,顶板遭到破坏,顶板破碎。在施工过程中要加强顶板管理,防止冒顶事故的发生,确保安全生产。
瓦斯、煤尘及自燃情况
1.瓦斯涌出量:晋中市煤炭工业局市煤办瓦发〔2012〕77号《关于晋中市煤炭工业局关于山西灵石国泰红岩煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告的批复》。10号煤层最大相对涌出量为2.62m3/t,掘进面最大绝对瓦斯涌出量为0.18m3/min;11号煤层最大相对涌出量为3.35m3/t,掘进面最大绝对瓦斯涌出量为0.12m3/min。
2.煤尘:根据初步设计资料显示,10号、11号煤层的煤尘具有爆炸性。
3.煤的自燃:根据山西省煤炭工业局综合测试中心对10、11号煤层煤尘爆炸性测定结果显示,10号煤层煤的吸氧量为0.80cm3/g,自燃倾向性等级为Ⅰ,自燃倾向性属容易自燃。11号煤层煤的吸氧量为0.63cm3/g,自燃倾向性等级为Ⅱ,自燃倾向性属自燃。
4.地温、地压:据调查,煤矿在开采工程中,地温一直保持在正常值内,一般为16~17℃之间,地压也未见异常。
安全技术措施
1.掘进过程中若煤层及顶板比较破碎,加强顶板管理,过断层、遇老巷或采空区期间,编制专项安全技术措施。
2.施工过程中严格按设计的方位和坡度要求进行掘进。
3.加强排水设施的管理工作,顶板少量淋水及时排入水沟。
4.加强掘进工作面的通风管理工作,严禁微风和无风作业。
5.施工过程中要做好防火、防尘工作,及时降尘。
地层综合柱状图
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
副井反掘在原副井井底车场FJ6点处(底板标高+799.901m)开门,按真方位88、5‰上坡掘进70m车场后,再按16上坡掘进,与原副井FJ2点贯通,长度约200m。
副井反掘工程量共计200 m。
副井反掘平面布置图见图(1:2000)
副井反掘剖面图见图(1:500)
第二节 支护设计
一、巷道围岩稳定性分类结果及支护技术设计
1.巷道围岩稳定性分类
分类指标
单位
数值
说 明
顶板单向抗压强度
MPa
13.9
取各煤层顶板的平均值。
煤层单向抗压强度
MPa
10.0
取各煤层的平均值。
底板单向抗压强度
MPa
27.8
取各煤层底板的平均值。
巷道埋深H
m
42
巷道所在位置至地表的垂直距离, 煤层上下山取两端埋深的平均值。
护巷煤柱宽度X
m
100
巷道一侧煤柱的实际宽度,沿空留巷时X=0,巷道两侧为实体煤时X=100。
采动影响系数N
4
N=直接顶厚度/采高(当N>4时, 取N=4。
围岩完整性指数D
24
以直接顶初次垮落步距代替。
薄煤层影响系数K
1
为煤层采高与巷道高度的比值, 薄煤层条件下K值等于实际比值, 其它条件下K=1。
将以上指标输入计算机处理,得出巷道围岩分类结果:ⅴ 类
2.巷道支护技术选择
巷道支护:根据煤层巷道围岩分类及合理支护技术选择,参照锚杆支护技术选择表,V类围岩情况: 副井反掘采用锚网喷+U29型钢+喷浆支护,使用Φ182000mm金属全螺纹钢等强锚杆,锚杆锚固力不小于70kN;配6#钢筋网,网孔100100mm,最下排锚杆与水平线夹角为30~45,每根锚杆配二块Z2335型锚固剂加长锚固,锚杆螺母拧紧力矩不低于200N.m;然后套U29型棚加强支护,棚与喷体之间用12块半圆木接顶、两侧直墙各用3块半圆木腰帮,每架棚合计用半圆木18块,半圆木规格:100010050mm,喷浆时要与棚体喷平,棚体覆盖30mm,总喷厚250mm,强度C30,棚与锚杆要错开布置,不得重叠。
二、巷道断面
副井反掘断面形状为拱形锚网喷+U29棚+喷浆支护,车场:净宽4700mm,净高3750mm,S荒 =18.41m2,S净 = 15.25 m2,荒断面周长14.205m。井筒:净宽4000mm,净高3400mm,S荒 =14.86m2,S净 = 11.88 m2,荒断面周长10.07m。详见巷道支护断面图。
副井反掘(井底车场)永久支护断面图
比例:1︰50
说明:
1.掘进断面:18.57m2;净断面15.25m2;掘进断面周长11.364m。
2.水沟:布置在上山方向的右侧,水沟规格:300300mm,水沟周边砼砌筑100mm。
3.采用锚网喷+U29U型棚+喷浆联合支护,使用¢182000mm全螺纹钢等强锚杆,锚杆间排距800800mm,每根每根配2根Z2335锚固剂,锚固长度不低于700mm,锚杆锚固力不低于70KN,扭矩力不低于200N.m,全断面铺挂6#钢筋焊接制成21m、网孔100100mm金属网。每架棚使用18根半圆木接顶腰帮、总喷厚250mm。
4.采用初喷+前探梁做临时支护,详见临时支护说明。
5.掘进期间铺设临时轨道,轨型不低于18kg/m,枕木间距不大于0.8m。
6.每根棚腿拱基线下1200mm位置各打两根2000mm,每根用30020010mm铁板将棚腿固定.
副井反掘(井筒)永久支护断面图
比例:1︰50
说明:
1.掘进断面:14.86m2;净断面11.88m2;掘进断面周长10.07m。
2.水沟:布置在上山方向的右侧,水沟规格:300300mm,水沟周边砼砌筑100mm。
3.采用锚网喷+U29U型棚+喷浆联合支护,使用¢18*2000mm全螺纹钢等强锚杆,锚杆间排距800800mm,每根每根配2根Z2335锚固剂,锚固长度不低于700mm,锚杆锚固力不低于70KN,扭矩力不低于200N.m,全断面铺挂6#钢筋焊接制成21m、网孔100100mm金属网。每架棚使用18根半圆木接顶腰帮、总喷厚250mm。
4.采用初喷+前探梁做临时支护,详见临时支护说明。
5.掘进期间铺设临时轨道,轨型不低于18kg/m,枕木间距不大于0.8m。
6.每根棚腿拱基线下1200mm位置各打两根2000mm,每根用30020010mm铁板将棚腿固定。
三、支护方式
1.临时支护:
顶板完整时,放炮后摘除顶帮悬矸,初喷迎头及迎头正面砼30~50mm,并按规定使用速凝剂。顶板破碎时,采用初喷+吊环式前探梁做临时支护,共4根专用方木(规格:1200120100 mm)接实顶板,但至少要初凝20分钟后,方可进入迎头作业;工作时随时检查顶帮情况,随时进行一次敲帮问顶,发现问题及时处理,防止片帮、冒顶事故,确保人身安全。
超前支护图
2.永久支护:
副井反掘断面使用Φ182000mm的金属全螺纹钢等强锚杆配6#钢筋网,网孔100100mm,每根锚杆配二块Z2335型锚固剂加长锚固,锚杆锚固力不小于70kN,锚杆螺母拧紧力矩不低于200N.m。放炮后执行敲帮问顶作业制度,摘除顶帮悬矸,锚杆间排距800800mm。然后加U29棚加强支护,总喷厚度250mm,强度C30,棚距800mm,棚与喷体之间用12块半圆木接顶、两侧直墙各用3块半圆木腰帮,每架棚合计用半圆木18块,每根棚腿拱基线下1200mm位置各打两根2000mm每根用30020010mm铁板将棚腿固定;喷浆做到墙直拱圆,复喷至设计厚度。
3.过断层、煤层时,必须及时补充有针对性的措施。
四、锚网喷工程质量规定
1.巷道净宽误差范围符合GB50213-2010的要求:锚网(索)、锚喷、钢架喷射混凝土巷道有中线的0~100mm,可缩性支架巷道有中线的0~100mm。
2.巷道净高误差范围符合GB50213-2010的要求:钢架喷射混凝土、可缩性支架巷道-30~100mm。
3.巷道坡度等符合GB50213-2010的要求,掘进坡度的偏差不得超过1‰
4.巷道水沟误差应符合以下要求:中线至内沿距离-50~50mm,腰线至上沿距离-20~20mm,深度、宽度-30~30mm,壁厚-10mm。
5.锚喷巷道喷层厚度不低于设计值90%(现场每25m打一组观测孔,一组观测孔至少打3个且均匀布置),喷射混凝土的强度符合设计要求,基础深度不小于设计值的90%。
6.光面爆破眼痕率:硬岩不应小于80%、中硬岩不应小于50%、软岩周边成型应符合设计轮廓;煤、半煤岩巷道超(欠)挖不超过3处(直径大于500mm,深度:大于250mm、帮大于200mm)。
7.锚杆(索)安装、螺母扭矩、抗拔力、网的铺设连接符合设计要求,锚杆(索)的间、排距偏差-100~100mm,锚杆露出螺母长度10~40mm,锚索露出锁具长度150~250mm,锚杆应与井巷轮廓切线或与层理面、节理面裂隙面垂直,最小不应小于75,抗拔力、预应力不应小于设计值的90%。
8.刚性支架、钢架喷射混凝土、可缩性支架巷道偏差:支架间距≤50mm、梁水平度≤40mm、支架扭矩≤50mm、立柱倾斜度≤1,水平巷道支架前倾后仰≤1,窝深度不小于设计值。
9.各种支架及其构件、配件的材质、规格,背板和充填材质、规格符合设计要求。
10.锚杆(索)的杆体及配件、网、锚固剂、喷浆材料等材质、品种、规格、强度符合设计要求。
第三节 支护工艺
一、支护材料:
1.锚杆及锚固剂:锚杆采用φ182000金属全螺纹钢等强度锚杆,每根锚杆使用2块Z2335型树脂锚固剂,锚固长度不少于700mm,锚杆外露长度为10~40mm,锚杆盘为圆形,尺寸不小于φ110mm,应采用球墨铸铁制作;树脂锚固剂直径为23mm,每块长度为350mm,锚杆均使用配套标准螺母紧固,锚固剂型号为Z2335,每根锚杆锚固力不小于70kN。
2.U29棚,车场:棚梁长度5165mm,棚腿长度3546 mm,井筒棚梁长度4650mm,棚腿长度,水沟侧3550 mm、另一侧3350mm,半圆木规格:100010050mm。
3.钢筋网:使用6#钢筋焊接制成,网格尺寸100100mm,网格均匀,网的规格为长宽=20001000mm,网对接严密,网间每20cm用10#铁丝扭接一处,连接点要均匀布置。
4.混凝土必须用标号不低于425#水泥,砂为纯净的中粒砂,含泥量不大于3%,石子粒径5~10mm,石子过筛,并用水冲洗干净,水灰比1︰2,砼强度不低C30,配比为水泥︰砂:石子=1︰2︰2;速凝剂型号为J85型、掺入量一般为水泥重量的2~4%,速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。洒水养护不少于28天,实行潮料喷浆,拌好的料存放时间不超过2小时,复喷时严格拉线,做到墙直,砼抗压强度的平均值不低于标准要求,其最小值不低于标准值的85%为合格。
5.U29棚,车场:棚梁长度5165mm,棚腿长度3546mm,井筒棚梁长度4650mm,棚腿长度,水沟侧3550 mm、另一侧3350mm,半圆木规格:100010050mm。
6.由于反掘副井巷道压力较大为防止棚腿挤进,在每根棚腿的下部(拱基线1300mm位置)各打2根锚杆用26010010mm的钢板固定。
二、锚杆安装工艺
1.打锚杆眼
打眼前,首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格,不符合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,找掉活矸、危岩,确认安全后、方可开始工作,锚杆眼的位置要准确,眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钎子上
做好标志,严格按锚杆长度打眼,锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时,必须在临时支护掩护下操作。打眼的顺序,应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。
(车场)锚网喷+U29棚+喷浆支护巷道工程质量规定
项 目
质 量 标 准
(mm)
部 位
巷道规格及名称
正常断面
巷
道
净
宽
右
帮
主要巷道0~+100
优良,0~+150合格。
拱 基 线
500mm
墙 中
500mm
墙 脚
500mm
左
帮
拱 基 线
4200mm
墙 中
4200mm
墙 脚
4200mm
腰 线 下
1400mm
高
3750mm
锚 固 力
岩
70kN
喷浆及砼强度
C30
喷射
厚度
墙
局部
≮ 10%
左
250mm
右
250mm
拱
左
250mm
右
250mm
锚 杆 布 置
(间排距)
100
拱
800800mm
左
800800mm
右
800800mm
锚 杆 规 格
Φ182000mm
锚 杆 安 装
人工安装
喷 射 质 量
喷射均匀、无裂隙
水 沟
30
深 度
300mm
宽 度
300mm
20
腰线至水沟底
1700mm
50
中线至内沿
3800mm
-10
壁厚
100mm
复喷距迎头
30~50m
工 业 卫 生
清洁卫生
(井筒)锚网喷+U29棚+喷浆支护巷道工程质量规定
项 目
质 量 标 准
(mm)
部 位
巷道规格及名称
正常断面
巷
道
净
宽
右
帮
主要巷道0~+100
优良,0~+150合格。
拱 基 线
500mm
墙 中
500mm
墙 脚
500mm
左
帮
拱 基 线
3500mm
墙 中
3500mm
墙 脚
3500mm
腰 线 下
1400mm
高
3400mm
锚 固 力
岩
70kN
喷浆及砼强度
C30
喷射
厚度
墙
局部
≮ 10%
左
250mm
右
250mm
拱
左
250mm
右
250mm
锚 杆 布 置
(间排距)
100
拱
800800mm
左
800800mm
右
800800mm
锚 杆 规 格
Φ182000mm
锚 杆 安 装
人工安装
喷 射 质 量
喷射均匀、无裂隙
水 沟
30
深 度
300mm
宽 度
300mm
20
腰线至水沟底
1700mm
50
中线至内沿
3800mm
-10
壁厚
100mm
复喷距迎头
30~50m
工 业 卫 生
清洁卫生
2.安装锚杆
安装前,应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人,把2块树脂锚固剂送入眼底,把锚杆插入锚杆眼内,使锚杆顶住树脂锚固剂,外端头套上螺帽,用带有专用套筒的风煤钻卡住螺帽,开动风煤钻,使风煤钻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,方可撤去风煤钻,搅拌旋转30秒,卸下螺帽,挂好网,上好托盘,拧上螺帽,12分钟之后,拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力,拧紧力矩不小于100N.m。
三、喷射混凝土
㈠准备工作
1.检查锚杆安装和金属网铺设是否符合设计要求,发现问题及时处理。
2.清理喷射现场的矸石杂物,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,在巷道两帮应安设喷厚标志。
5.喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。
㈡喷射混凝土的工艺要求
1.配拌料
⑴利用筛子检查粗细骨料配比是否符合要求。
⑵检查骨料含水率是否合格。
⑶按设计配比把水泥和骨料送入拌料机,上料要均匀。水泥︰砂︰石子,初喷为1︰2︰1.5,复喷为1︰2︰2,人工拌料时采用潮拌料,水泥、砂和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。
⑷检查拌好的潮料含水率,要求能用手握成团,松开手似散非散,吹无烟。
⑸速凝剂按水泥含量的2~4%在喷浆机上料口均匀加入。
2.喷射工作
⑴开水开风,调整水量,保持风压不得低于是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,最合适的水灰比是0.4~0.5之间。
⑵喷射手操作喷头,自上而下冲洗岩面面。
⑶送电,开喷浆机拌料机,上料喷浆。
⑷根据上料情况再次调整风水量,保证喷面无干斑,无流淌,粘着力强,回弹料少。
⑸喷射手分段按自下而上先墙后拱的顺序进行喷射。
⑹喷射时喷头尽可能垂直受喷面,夹角不得小于70度。
⑺喷射时,喷头运行轨迹应呈螺旋形,按直径200~300mm,一圆压半圆的方法均匀缓慢移动。
⑻一次喷射混凝土厚度50~70mm,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。
⑼应配两人,一人持喷头喷射,一人辅助照明并负责联络,观察顶帮安全和喷射质量。
3.停机
⑴喷浆结束后,按先停料、后停水再停电最后关风的顺序操作。
⑵喷射结束卸开喷头,清理水环和喷射机内外部的灰浆材料,盘好风水管。
⑶清理收集回弹料,并应就当班拌料用净。
⑷喷射砼2小时后开始洒水养护,28天后取芯检测强度。
4.喷射质量
喷射前必须清洗岩帮,清理浮矸,按腰线挖出至少100mm的墙基础,拉好线,喷射均匀,无裂隙,无“穿裙,出脚”,表面平整度不大于50mm。
5.注意事项
⑴分次喷射时,复喷应在前一次砼终凝后进行,若终凝2小时后进行喷射时,应先用水清洗喷层表面。有超挖或裂缝低凹处,应先补喷平整,然后再正常喷射。
⑵严禁将喷头对准人员。
⑶喷射过程中,若发生堵管、停风、停电等故障时,立即停电并关闭风水门,将喷头向下放置,以防水流入输料管内;处理堵管时采用敲击法输通料管。
⑷喷射过程中,喷浆机压力表指针突然上升或下降,摆动异常时,应立即停机检查。
⑸喷射人员要配戴防尘口罩、乳胶手套和眼镜。
⑹喷射工作结束后,喷层在七天以内,每班洒水一次,7天以后,每天洒水一次,持续养护28天。
⑺喷浆机司机必须经过专门培训,熟悉喷浆机性能结构和工作原理,并能排除一般故障,进行日常维修和养护。
四、架棚施工
1.施工中不得使用下列支护材料及支架:
⑴不符合作业规程规定的支护材料。
⑵腐朽、劈裂、折断、过度弯曲的坑木。
2.施工时,必须按照作业规程规定采用前探梁支护或其他临时支护形式,严禁空顶作业。其支护材料、结构形式、质量应符合作业规程规定。
3.支护过程中,必须对工作地点的电缆、风筒、风管、水管及机电设备妥善加以保护,不得损坏。
4.严禁将棚腿架设在浮煤浮矸上。
5.放炮崩倒、崩坏的支架应及时修复或更换。修复支架前,应先找掉危石、活矸,做好临时支护;扶棚或更换支架,应从外向里逐架依次进行。
6.在倾斜巷道内架棚,必须有一定的迎山角,迎山角值应符合作业规程的规定。支架必须迎山有力,严禁支架退山。
7.架棚巷道支架之间必须安设牢固的拉杆或撑木。工作面10m内应敷设防倒器或采取其他防止放炮崩倒支架的措施。
8.工程质量坚持班检和抽检制度,隐蔽工程要填写“隐蔽工程记录”单。
9.在压力大的巷道架设对棚时,对棚应一次施工,不准采用补棚的方法,以免对棚高低不平,受力不均。
10.巷道支护高度超过2m,应有脚手架或搭设工作平台。
11.架棚后应对以下项目进行检查,不合格时应进行处理。
⑴梁和柱腿接口处是否严密吻合;⑵梁、腿接口处及棚腿两端至中线的距离;⑶腰线至棚梁及轨面的距离;⑷支架有无歪扭迈步,前倾后仰现象;⑸支架帮、顶是否按规定背紧、背牢。
12.背帮背顶材料要紧贴围岩,不得松动或空帮空顶。顶部和两帮的背板应与巷道中线或腰线平行,其数量和位置应符合作业规程规定。梁腿接口处的两肩必须加楔打紧,背板两头必须超过梁(柱)中心。
13.底板是软岩(煤)时,要采取防止柱腿钻底的措施。在柱腿下加垫块时,其规格、材质必须符合作业规程要求。
14.采用人工上梁时,必须手托棚梁,稳抬稳放,不要将手伸入柱梁接口处。
15.架设梯形金属棚时应遵守下列规定:
⑴严禁混用不同规格、型号的金属支架,棚腿无钢板底座的不得使用。⑵严格按中、腰线施工,要做到高矮一致、两帮整齐。⑶柱腿要靠紧梁
五、支护材料每米用量
车场和井筒的每米支护材料消耗见下表。施工中备用材料不少于2天的用量,并在专用料场中挂牌管理,码放整齐。
车场材料每米消耗表
序号
材料名称
单位
数量
备注
1
锚杆
套
23.75
2
树脂锚固剂
根
48
3
金属经纬丝网
㎡
14.205
4
水泥
t
2.132
5
石子
m3
3.222
6
砂子
m3
2.511
7
速凝剂
kg
85kg
8
U29
㎏
361.26
9
半圆木
根
18
10
棚卡
副
4
11
拉杆
根
5
井筒材料每米消耗表
序号
材料名称
单位
数量
备注
1
锚杆
套
21.25
2
树脂锚固剂
根
42.5
3
金属经纬丝网
㎡
12.59
4
水泥
t
1.964
5
石子
m3
2.9734
6
砂子
m3
2.308
7
速凝剂
kg
75.56
8
U29
㎏
334.95
9
半圆木
根
18
10
棚卡
副
4
11
拉杆
根
5
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
1.施工准备
施工前将压风及防尘管路延至迎头后10~15m,安设好控制总阀门及分阀门;安设好双风机双电源,保证自动切换、供电正常、停电方便;通讯、运输设施完好、齐全、路线畅通。
2.施工方法
根据现场地质条件、技术装备确定采用钻眼爆破法施工,YT24M风钻进行湿式凿眼、风煤钻安装锚杆,光爆锚网喷+U型棚支护。副井反掘(下段)在原副井车场FJ6点处(底板标高+799.901m)开门,先按真方位88、5‰上坡掘进70m车场后再按16上坡掘进与副井FJ2点处贯通,巷道此段长约200m。
3.迎头爆破的煤矸由P-30B型扒装机装入1t“V”矿车,由一部JD-25kW绞车倒拉牛提升至副井井底车场,人工推车到主副联巷40T溜子处,进入集中运输巷皮带,经皮带运输到地面。
第二节 凿岩方式
本规程所施工的巷道均采用打眼放炮的方法破岩。
一、钻眼机具:
采用YT24M型风钻打眼,ZMS60风煤钻安装锚杆,风源来自地面压风机房。
二、降尘方法
降尘方法采用湿式打眼,潮料喷浆,定炮时使用水炮泥,放炮前后对放炮地点30m范围洒水降尘、冲刷两帮,并做好记录。冲击波水幕距迎头10~30m,放炮后自动喷雾,净化水幕距迎头不大于50m,水幕要雾化良好,能封闭全断面,在扒装过程中边扒装边洒水。防尘管路吊挂平直,每50m设一三通水门配洒水软管,个人配带防尘口罩,每天设专人进行一次全巷道防尘,并做好记录,迎头防尘水压不低于1.0MPa,隔爆水袋距迎头60~200m,其它执行本规程安全措施。
三、钻眼爆破:
1.施工前的准备工作:首先检查工作面的支护情况,随时敲帮问顶,确定无支护问题后,安监员、班组长首先将中腰线延至迎头,根据荒断面划出巷道轮廓线,根据炮眼布置图画好眼位。
2.钻眼方法:采用YT24M型风钻湿式打眼,做到定人、定钻、定眼位,掌握”准、平、直、齐”四要点,周边眼在荒断面轮廓线上点眼。
第三节 爆破作业
一、爆破材料:
1.炸药:使用煤矿许用二级乳化炸药;
2.雷管:使用毫秒延期电雷管1~5段,总延时≤130毫秒,躲炮时间不低于15分钟;
3.母线:采用铜芯线缆,严禁使用裸线和铝芯线;
4.发爆:MFd-200型防爆发爆器。
二、爆破方法:
1.定炮:采用反向定炮,全断面必须一次起爆。炮眼深度大于(或等于)1.0m每眼水炮泥长度不小于0.2m,剩余炮眼用炮泥填满封实。
2.联线:采用串联,根据爆破说明书进行联线定炮。
爆破说明书
炮眼
名称
眼号
眼深(m)
眼距(m)
角度()
药量(kg)
爆破顺序
连线方法
炮泥长度
水泡泥数
备
注
水平
垂直
每眼
眼数
总量
掏槽眼
1~4
1.7
1.0/0.4
80
90
0.4
4
1.6
1
串联
封满填实
8
辅助眼
5~10
1.5
0.5
90
90
0.3
6
1.8
2
12
辅助眼
11~13
1.5
0.5
90
90
0.3
3
0.9
3
6
周边眼
14~26
1.5
0.5
85
85
0.2
13
2.6
4
26
底眼
27~31
1.5
0.5
90
86
0.4
5
1.5
5
10
合计
31
8.4
62
段号
项 目
单 位
数 量
煤巷
半煤巷
岩巷
1
岩石种类及坚硬程度
普氏(f)系数
1.2
5~6
2
煤矿二级乳化炸药
kg
4.4
3
毫秒电雷管
发
16
4
雷管号数
段
1~5
5
循环进度
m
1.5
6
炮眼利用率
%
96.77
7
爆破体积(实体)
m3
5.2
8
台阶式掘进,上下台阶不得超过6米,全断面必须一次定炮一次起爆。
三、爆破指标
第四节 装、运岩(煤)方式
一、装岩(煤)方式
扒装:1.型号:P-30B型 2.扒装方式:机械扒装
二、运输方式
1.掘进期间铺设临时轨道,轨型不低于18kg/m,轨枕规格:1200120100mm,间距800mm。
2.小绞车固定:用8根锚杆固定,所用的锚杆Φ182000mm,锚深≥1700mm。每根锚杆用两块Z2335型树脂锚固剂,每根锚杆锚固力不小于50kN/根。
三、扒装机的固定
扒装机的固定:采用四个卡轨器将四个角同轨道卡在一起不准松动。并在后轮前方各设一个阻轮器,用直径不低于20mm的”U”型螺栓穿入扒装机车轮用专用夹板与轨道固定在一起。另外在扒装机卸料槽两侧各设一根后支撑,后支撑要向两侧外插,支撑有力;当装两辆矿车时,必须在卸料槽两侧的顶板上各打一处专用镢子眼,用矿制铁镢子锚入岩石深度不得低于0.5m,将扒装机卸料槽吊起,与后支撑配合使用。
四、扒装机的移动
1.移机:移动扒装机前,扒斗必须放在底板上,司机要检查好按扭、闸把等装置,移机时必须用绞车牵引,要安排专人负责信号,非工作人员进入躲避硐内,机前方和两侧不得有人,然后方准移机。
2.移机注意事项:
⑴人员全部进入躲硐, 绞车司机听信号工指挥,缓慢开车将绳绷紧,然后,刹紧绞车闸并闭锁,坚守岗位。
⑵卸掉三级保护、扒装机溜绳、四个卡轨器后,再缓慢提机至露出机下轨道后,刹紧绞车闸并闭锁,坚守岗位。
⑶轨道铺好,到预定位置停稳后将扒装机按规定固定好,经班组长、安监员检查无误后,方可解掉绞车绳。
3.扒装机必须安设在顶板完整,支护完好、能够满足装岩高度的位置处;扒斗以上高度不小于200mm。
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。电缆勾每隔1m一个,电缆垂度不超过50mm。风水管要接口严密,不得出现跑、冒、滴、漏现象,风、水管距迎头20m范围内使用1吋高压风水管、20m外使用φ50钢管,要随工作面前进及时延长,以备迎头正常供风、供水。风筒要吊挂平直,环环吊挂,不漏风,风筒出风口距5~10m,材料工具码放整齐,挂牌管理。
迎头掘进临时轨道的敷设必须符合《掘进轨道铺设质量要求》中的规定:
1.轨距误差+10~-5mm;2.水平不大于10 mm;3.轨缝不大于5mm;4.接头平整度不大于2 mm;5.轨枕间距不大于0.8m,轨枕标准、统一;6.轨型一致且不小于18kg/m,磨损锈蚀不超限;7.构件齐全,紧固有效;8.使用底、拱弯道,曲线平滑,无折线点,曲率半径不低于6m。
第六节 设备及工具配备(图表)
设备及工具配备表
序号
名 称
规格型号
单位
数量
备 注
1
扒装机
P-30B
台
1
2
风 钻
YT24M
部
5
备用2部
3
风钻钻杆
长短套钎
根
12
4
锚杆钻机
ZMS60
部
1
安装锚杆
5
绞车
JD-25kW
部
2
6
溜子
T40
部
1
7
专用扳手
40cm以上
把
2
紧固锚杆
8
扭矩扳手
MC-300
把
1
检测锚杆
9
锚杆拉力计
MLK-20.0
台
2
备用一台
10
放炮器
MFd-200
台
3
三班各一
11
放炮母线
铜芯绝缘线
米
200
12
炸药箱
个
3
三班各一
13
雷管盒
个
3
三班各一
14
瓦斯报警仪
便携式
台
3
一班配三
15
镢子/套子
副
8
16
炮泥箱
个
1
17
水炮泥箱
个
1
18
炮头箱
个
1
19
炮棍
根
4
20
大锨/尖锨
张
6/6
21
大 锤
8磅
把
2
22
手镐/风镐
把
4/2
23
喷浆机
PZ-6
说明:以上工具为施工所必备,共用者实行交班,私用者设兼职保管员,矿统一管理的设备,执行矿统一规定。
第五章 劳动组织与主要技术经济指标
第一节 劳动组织
1.采用“三八”制组织施工,按综合掘进队的形式组织生产,掘进班设班长1名,组长1名,其余分别为打眼工、爆破工、扒装工、推车工、绞车司机、信号工、溜子司机等,人员配备见《劳动组织配备表》。
2.所有特种作业人员,必须经有资质的机构培训考试合格,取得煤安机构颁发的证书,持证上岗,正规操作。
3.施工中,要严格按循环进尺组织施工,严禁随意变更循环进度,确保巷道施工质量。
劳动组织图表
工 种
出 勤 人 数
延 续 时 间
备 注
夜
早
中
计
1
2
3
4
5
6
7
8
打眼工
5
5
5
10
放炮工
2
5
2
4
一人主管,一人协助
支护工
4
4
4
12
打眼工兼
喷枪手
1
1
1
3
拌料工
2
2
2
6
装岩机司机
1
1
1
3
组长兼
喷浆机司机
1
1
1
3
机电工兼
绞车司机
1
1
1
3
摘挂钩工
1
1
1
3
机电维修工
1
1
1
3
推车工
2
2
2
6
组长
1
1
1
3
局扇司机
1
1
1
3
机电工兼
溜子司机
1
1
1
3
班 长
1
1
1
3
合 计
20
20
20
60
第二节 循环作业
一、循环作业方式
作业方式:“三、八制”作业方式。
正规循环方式:掘进班每班一循环,每天三循环。循环进尺:0.8m;班进:0.8m;日进:2.4m;月进尺:0.832490%=52m;90%为正规循环率。
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。
循环图表
第三节 主要技术经济指标
技术经济指标图表
序号
项 目
单 位
单价(元/)
数量
备 注
1
巷道总长度
米
200
2
应出勤人数
人
69
3
实出勤人数
人
60
4
出勤率
%
87
5
循环进度
米
0.8
6
每班循环次数
个
1
7
日循环次数
个
3
8
日进度
米
2.4
9
月进度
米
52
10
效率
米/工
0.04
11
坑木消耗
根/m
18
12
枕木消耗
根/m
1.25
13
炸药消耗
kg/m
18.8
14
雷管消耗
发/m
46
15
炮泥消耗
kg/m
16
水炮泥袋消耗
个/m
46
18
锚杆消耗(Φ18)
套/m
23.75
19
树脂锚固剂消耗
根/m
48
20
钢筋网消耗
m2/m
14.205
21
水沟盖板消耗
块/m
22
砂子消耗
m3/m
1
23
石子消耗
m3/m
1.289
24
水泥消耗
t/m
2.132
25
速凝剂消耗
kg/m
85
26
风钻消耗
部/百米
27
钢丝绳消耗
kg/m
4
28
钢轨消耗
kg/m
36
29
油脂消耗
kg/m
30
U29棚
kg/m
361
总 计
第六章 生产系统
第一节 通风系统
一、通风方式及供风距离
施工中采用压人式通风方式,局部通风机安设在地面副井口附近,最长供风距离460m,局部通风机要挂牌管理。
二、通风系统
新鲜风:局部通风机及风筒→副井反掘工作面。
乏风:副井反掘工作面→集中轨道巷→集中轨道巷与总回风巷联巷→总回风巷→地面(见通风系统)
三、掘进工作面风量计算:
计算依据:《矿井风量计算细则》
掘进工作面迎头实际需要的风量,应按瓦斯涌出量、人数、风速等规定分别进行计算,取其中最大值作为工作面迎头的需要风量。
1.按同时工作的最多人数计算
Q=4N=434=136m3/min
式中:
4—每人每分钟不低于4m3的配风量;
N—掘进工作面同时工作最多人数,N=34;
2.按瓦斯涌出量计算:
Q=100qk=1000.21.8=36m3/min
式中:
Q—掘进工作面实际需要风量m3/min
100—单位瓦斯涌出量配风量,以回风流瓦斯浓度不超过0.8%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值。
q—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,根据运输顺槽实测取0.2m3/min
K—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数,根据实测取1.8
3.按二氧化碳涌出量计算:
Qcf=67qcckcc=670.85m3/min1.15=65.5m3/min
式中:
qcc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量m3/min
Kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1个月,日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值,(一般取1.11~1.15)本次计算中取最大值1.15.
67—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度,不应超过1.5%的换算系数。
4.按温度计算:
Q掘i=60V掘iS掘i=600.315.25=274.5m3/min
式中:
V掘i—第i个掘进工作面风速,m/s;
S掘i—第i个掘进工作面的平均断面积。车场的断面15.25㎡,井筒的断面11.88㎡,计算选用车场断面。
5.按风速进行验算:
经过以上计算对比,按温度选用计算的风量274.5m3/min为最大值,故施工副井反掘需要风量为274.5m3/min。
⑴按最低风速验算:
用施工巷道的最大断面验算最低风量(Q煤掘i)
Q掘 ≥15S掘,m3/min≥1515.25≥228.8m3/min
式中:
S掘i—煤巷或半煤岩巷掘进工作面的断面积,m2。
⑵按最高风速验算:
用施工巷道的最小断面验算最高风量(Q掘i)
Q掘≤240S掘i, m3/min ≤24011.88=2851.2m3/min
式中:
S掘—掘进工作面的断面积,m2。
经风速验算274.5m3/min符合规定。
四、局部通风机的选型
根据风量计算,工作面需风量为274.5m3/min m3/min,计划风量185m3/min,设计通风距离451m。选用两台FBD№6.0215kw对旋风机,一台为备用,选用直径600胶质阻燃风筒,吸风量465~290m3/min,取358m3/min;能够满足供风需求,并符合《煤矿安全规程》的规定。为保证工作面正常供风的需要,选择双风机,双电源,开关自动切换的方式供风。
附:通风系统图
通风系统图
第二节 压风系统
供风地点:地面压风机
供风距离:460米
供风系统:地面压风机_Φ108风管 副井井筒 Φ108风管 迎头。
要求迎头风压不小于0.5MPa,迎头风量不小于25m3/min
见压风供水系统示意图
第三节 防尘系统
供水地点:地面水池泵房
供水距离:460米
供水系统:地面水池泵房 Φ50水管 副井井筒 Φ50水管 副井反掘迎头。
要求迎头水压不小于1.0MPa。
防尘措施:采用湿式打眼,潮料喷浆及除尘风机,定炮时使用水炮泥,放炮前后对放炮地点30m范围洒水降尘、冲刷两帮,并做好记录,距迎头5-10m内安设炮区喷雾,净化水幕距迎头不大于50m,放炮后自动喷雾,水幕要雾化良好,能封闭全断面,在扒装过程中边扒装边洒水。防尘管路吊挂平直,每50m设一三通水门配洒水软管,个人配带防尘口罩,每天安专人进行一次全巷道防尘,并做好记录,迎头防尘水压不低于1.0MPa,隔爆水袋距迎头60-200m。
附:压风供水系统示意图
防尘系统示意图
第四节 防灭火
副井反掘(下段),采用风钻打眼,锚网喷支护,防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。上车场有备用的用砂子,可直接用于灭火。控制风流、调节风流控制火势蔓延。防火水源来自地面水池泵房。
┌→侧式供水水管
├→巷道内水幕
├→扒装洒水管
├→装水炮泥水管
└→冲刷岩帮水管
第五节 安全监测系统
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用:
1.区长、技术员、跟班区长、机电区长、安全员下井时必须携带便携式甲烷报警仪,对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测,如有报警现象(甲烷报警点为0.8%)必须进行处理。
2.爆破工下井担任爆破工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作,并做好记录,上井后由发放人员填制“一炮三检”报表。
3.当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪,并把常开的报警悬
挂在掘 进工作面5m范围内无风筒一侧,距顶板不得大于300mm,报警时停止工作,进行处理。
4.流动电钳工下井担负机电维修工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度,有报警现象时,不得通电或检修。
二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用
1.掘进工作面甲烷传感器T1安设在距迎头不大于5m的巷道内,其报警浓度为≥0.8%,断电浓度为≥1.2%,复电浓度为<0.8%,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。甲烷传感器应布置在巷道的上方,垂直悬挂在风筒的另一侧,距顶板≯300mm、距离巷道帮≮200mm,严禁用新鲜风流直接吹甲烷传感器。甲烷传感器放炮前由班组长按规定移动到安全位置,放炮后恢复到正确位置。
2.掘进工作面回风流甲烷传感器T2应安设在回风口的10~15m处,其报警浓度为≥0.8%,断电浓度为≥0.8%,复电浓度为<0.8 %,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。甲烷传感器应布置在巷道的上方,垂直悬挂在风筒的另一侧,距顶板≯300mm、距离巷道帮≮200mm,风筒传感器的应装在第二节风筒头,第一节风筒尾。
3.工作面传感器应每天除尘,保持干燥,避免洒水淋湿和摔打碰撞。
4.甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采用载体催化元件的甲烷检测设备,每7天必须使用校准气样和空气样调校一次。每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。安全监控设备发生故障时,必须及时处理,在故障期间必须有安全措施。
5.监控系统必须安排专人值班、专人维护;备用电源正常工作不能少于2h。
6.矿井必须设置专职瓦检员,配备光干涉瓦斯检定器并配备CO检测仪,每班检查次数不少于3次。
7.记录工作地点瓦斯检测数据,及时填写瓦斯检查记录牌板、手册,做好瓦斯日报记录,做好瓦斯检查“三对口”工作。
8.瓦检员认真做好交接班工作,严禁空班、漏检、造假数等。
9.按矿井制定的巡检路线进行巡检。
10.每天必须检查安全监控设备及电缆是否正常,使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照,并将记录和检查结果报监测值班员;当两者读数误差大于允许误差时,先以读数大者为依据,采取安全措施并必须在8h内对2种设备调校完毕。
11.矿井安全监控系统的监测日报表必须报矿长和技术负责人审阅。
安全监控设备配置表
设备种类
瓦斯检
测分站
瓦斯传感器
馈电传
感器
开停传感器
断电器
电源箱
风筒状态传感器
型号
KJF23B
KGJ10
KGT16
KGT2A
BK201
AP2B
KJF-0306
数量
1台
1台
1台
1台
1台
1台
1台
安设位置
迎头5米以内
被控设备开关负荷侧
主要风机电缆线上
用电设备开关处
副井反掘风筒上
控制区域
副井反掘内全部非本质安全型电气设备
信号电缆
吊挂平直,专用
电源电缆
吊挂平直,专用
备注
三、开停传感器的配备和使用:
开停传感器安设在主要局部通风机的电缆线上。
四、馈电传感器的配备和使用:
馈电传感器安设在掘进工作面被控设备开关的负荷侧。
五、风筒状态传感器的配备和使用:
风筒状态传感器安设在至迎头10-15m范围的风筒上,并固定牢固。
附:安全监测仪器仪表示意图
安全监测仪器仪表示意图
第六节 供电系统
该迎头掘进施工中,采用双回路电源,1号风机供电电源来自地面变电站,2号风机供电电源来地面变电站。1号、2号风机实现风机自动切换。供电方式为集中供电,经DW80-200开关阻燃橡胶电缆接至风电闭锁、供电开
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