轨道上山作业规程.docx
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轨道上山作业规程
目录
第一章概况3
第一节概述3
一、巷道名称3
二、掘进用途3
三、设计长度、工程量、坡度、服务年限3
四、开竣工时间3
第二节编写依据3
一、采区设计说明书及批准时间4
二、其他技术规范4
第二章地面相对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4
第二节煤(岩)层赋存特征5
第三节地址构造7
影响煤层采掘7
第四节水文地质7
第三章巷道布置及支护说明9
第一节巷道布置9
第二节支护设计9
一、临时支护9
二、永久支护10
三、锚杆支护验证10
第三节支护工艺11
一、支护材料11
二、锚杆安装工艺12
第四章施工工艺13
第一节施工方法13
第二节凿岩方式13
一、打眼机具14
二、降尘方法14
第三节爆破作业14
一、爆破器材14
二、装药结构14
三、起爆方式15
四、爆破说明书及炮眼布置图15
五、施工质量技术要求16
第四节装载运输16
一、装载运输机具16
二、装运路线及安全要求16
第五节管线及轨道敷设17
第六节设备及工具配备18
第五章生产系统18
第一节通风18
一、通风方式及供风距离18
二、风量计算19
二、局部通风机的选型及安装地点19
第二节压风25
第三节瓦斯防治25
第四节综合防尘26
第五节防灭火27
第六节安全监控28
一、技术数据28
二、技术措施28
第七节供电29
第六章劳动组织及主要经济技术指标29
第一节劳动组织29
第二节作业循环30
第三节主要技术经济指标30
第七章安全技术措施31
第一节一通三防31
一、通风管理31
二、防尘管理33
三、防火管理33
第二节顶板34
第三节爆破36
第四节防治水41
第五节机电42
第六节运输42
第七节其他45
第八章灾害应急措施及避灾路线46
一、应急措施47
二、避灾路线47
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本作业规程使用于西翼1442中4煤层1平巷至1452中2回风巷轨道上山掘进作业。
二、掘进用途
1442中4煤层02回采工作面回风巷至中2煤层轨道上山使用于以后西翼回采期间的材料运输以及西翼采区通风系统所用。
三、设计长度、工程量、坡度、服务年限
轨道上山设计全长70m,10m全岩巷道,沿02回采工作面第一运输巷同一水平布置,方位角为偏北221°;60m全煤巷道,坡度为20°,与岩石巷相同方位。
四、开竣工时间
本掘进工作面自2013年8月4日开工,预计2013年8月17日竣工。
附图1:
巷道布置平面图
第二节编写依据
一、采区设计说明书及批准时间
根据山东省地质测绘院2009年编制《新疆巴里坤县石炭窑煤矿区》天顺煤矿延深勘探报告编写,2009年武汉设计院编制采煤方法改造设计进行编制。
二、其他技术规范
依据《煤矿安全规程》要求编写。
第二章地面相对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
1442中4煤层1平巷至1452中2煤层回风巷轨道上山地面位于南邻工人居住区,西为博大公路。
其他二方位均为戈壁滩。
地面标高+1635m。
1442中4煤层1平巷至1452中2煤层回风巷轨道上山井下位置为:
巷道位于矿井西翼采区,北为西邻中2准备开采煤层,巷道与相邻煤岩层间关系,附近已有的采掘情况对工程的影响
巷道上部为采空区,经地质资料分析,矿井涌水量为:
分析老;
表2:
井上下对照关系表
水平、采区
+1442水平、西翼采区
工程名称
轨道上山
地面标高
+1635水平
井下标高
+1442水平~+1452水平
地面的相对位置建筑物、小井及其他
南邻工人居住区,西为博大公路,其他二方位均为戈壁滩。
无其他建筑物。
井下相对位置对掘进巷道的影响
巷道位于矿井西翼采区,北为西邻中2准备开采煤层,施工。
对其他煤层的开采无影响。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
无影响
第二节煤(岩)层赋存特征
西翼1442轨道上山沿1442中4第一平巷9号点后5m开口,穿中2与中4俩煤层之间的岩石10m,到中2煤层后开始沿20°走上坡至1452中2回风巷为止。
巷道沿中4煤层1442水平顶底板之间掘进,煤层平均厚度6m,煤层结构简单,有不稳定加矸,随着掘进逐步前移,煤层顶底板有明显的变化,煤层发育结构为急倾斜煤层,坚固性系数在1.3之间。
表3:
煤层特征情况表
指标
参数
备注
煤层厚度(最大~最小/平均)/m
6
煤层倾角(最大~最小/平均)/(°)
65°~78°/71.5°
煤层硬度f
1.3
煤层层理(发育程度)
中等发育
煤层节理(发育程度)
中等发育
自燃发货期/d
3—6月
绝对瓦斯涌出量/(m³/min)
0.54
全矿井
相对瓦斯涌出量/(m³/t)
0.61
全矿井
煤尘爆炸指数/%
32.02
全矿井
地温/℃
恒温带40m左右,地温梯度2.3~2.4°C/100m
全矿井
表4:
煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度
岩性
顶板
基本顶
直接顶
细砂岩
2.5--3
1.2--1.3
碎
伪顶
底板
直接底
泥质粉砂岩
2.5
基本底
附图1:
综合柱状图
第三节地址构造
煤层产状要素(走向、倾向、倾角、)东东走向,南北倾向,倾角60°—78°之间变化。
表4:
断层情况表
编
号
断层
名称
性
质
走
向
倾
角
倾
向
落差/m
对工程的影响
2
F9
平移断层
北东55°
50
南东145°
20~30
影响煤层采掘
3
F10
平移断层
北东60°
50
南东150°
30~40
影响煤层采掘
4
F石1~F石3
平移断层
北东70°
50~67
南东160°
20~30
平推距断层带宽150~180m
5
F朱
平移断层
北东50°~70°
50
南东160°
50~80
影响煤层采掘
附图2:
地质平面图、剖面图
第四节水文地质
一、主要水源:
因该地区属中温带大陆性气候区,其气候特点是缺水、少雨、多风,水源来源于大气降水和雪的融化,一般是在基岩中的无压水,以层流形式流动,经过风化的基岩裂隙直接补给。
二、有影响的含水层厚度:
矿区基岩含水层主要是厚层砂岩和煤层本身,岩层之间仅有水力联系,主要划分了两个含水带:
头屯河砾岩含水带:
主要以砾岩、砂砾岩为主,中粗砂岩次之总厚度43米,最大层厚51.4米。
八道湾砂岩含水带:
主要由粗细不均的砂岩和煤层组成,分上煤组、上中砂岩组、中煤组、中下砂岩组和下煤组五个含水带。
(1)上煤组含水带厚148米。
(2)上中砂岩含水带厚36米。
(3)中煤组含水带厚184—243米。
(4)中下砂岩汗水带厚40—70米。
(5)下煤组含水带:
厚70米。
三、涌水形式:
受南山断层石炭纪基岩构造水带、高山裂隙水、沿地表流动和第四系砂砾石层形成潜水渗透性强,在开采过程中要注意防治水。
四、涌水量:
通过本井田内开采(原22号矿井第二水平)矿井其昼夜涌水量在160立方米,随着矿井开采深度的增加预计正常涌水量在203立方米/昼夜。
五、补给关系:
主要补给大气降水、雪融化水顺煤层、岩石侵入矿井,开采后采空区积水。
六、影响程度:
该地区属中温带大陆性气候区,其气候特点是缺水、少雨、多风,昼夜气温变化较大,冬季寒冷,气候干燥,年均降水量199毫米,平均蒸发量1716毫米。
根据矿井现有开采情况其涌水量不大,水量只能满足洒水降尘,所以水害对工程影响不大。
七、巷道区域相邻老巷:
该巷道布置在中4煤层顶板,东翼采区开拓布置区,上层煤层巷道已开采。
八、老空积水:
由于本井田东低东高该矿井开采于东部,本地区属少雨、气候干燥、蒸发份较大,塌陷坑封填。
经过矿井开采现状涌水量小,在掘进后期通过22#井采空区时,严格执行探放水制度,防范22#井老空积水。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
依据矿总工办对西翼运输、通风系统改造初步设计,该轨道上山开口定位于1442中2煤层第一平巷9号点以里5m,方位偏北221°,起初穿中4与中2煤层之间10m的岩石巷,然后从中2煤层眼倾斜度20°坡度走上山与1452中2回风巷打透。
总工程量为岩巷10m,煤巷60m。
断面为宽2.6m,高2.4m,为矩形巷道。
中线距离巷道两帮各1.3m,腰线距离巷道底板1.2m。
附图3:
巷道剖面图、巷道断面大样图
第二节支护设计
根据巷道围岩性质,充分利用矿压观测资料,依据施工现场实际情况选择科学的支护方式,确定巷道支护形式:
采用全断面挂网、锚索支护。
一、临时支护
采用前探梁做临时支护,前探梁使用两根直径为50mm,长7m的钢管。
吊环采用直径150mm×100mm的钢圈6个,排列三组,每组间距1.5m,排距2m。
安装时:
先将吊环拧在锚杆外露端,每根前探梁采用3个吊环悬挂,由外向里推移,至工作面后,用剎顶木前后将前探梁背紧,爆破后安装前探梁,打锚杆,永久支护到位后将临时支护后移,确保工作面不存在空顶作业。
二、永久支护
永久支护采用锚杆加锚索联合支护,锚杆采用树脂锚杆,直径18mm,长1.8m,锚固剂规格:
MSCK23×35;锚索采用直径18mm,长6米,全断面挂网,锚杆布置方式为每组3根,间排距为800mm×1000mm;锚索布置方式为棱形装状,对角距离为1800mm×4000mm。
附图4:
巷道支护平面图、断面图和临时支护平面图、剖面图
三、锚杆支护验证
1、采用普氏平衡拱理论进行锚杆支护参数设计:
C=[krHBcos(a/2)/(1000fckc)-1]×htan(45°-δ/2)
=0.203m
边坡点潜在跨度高度
b=(a+c)cos/(kyfy)
=1.56m
2、锚杆参数:
(1)锚杆长度:
L=L1+L2
=1.05m施工中取1.8m
(2)锚杆排间距:
锚杆施加预应力后,在岩层中以45°形成压应力区,因此锚杆的最大排间距为:
Lj=2×1/2(L-L2)tan45°
=1.55m
通过以上计算,西翼轨道上山布置3排锚杆,锚杆排间距为800mm×1000mm,可以满足顶板支护,爆破前永久支护到工作面的距离不大于1.2m,爆破后永久支护到工作面的距离不得大于2.6m,如遇顶板破碎,应缩小锚杆排间距,补打锚索加强支护。
第三节支护工艺
一、支护材料
树脂锚杆:
Φ18mm×1800mm的端头锚固式麻花头锚杆。
锚杆托盘:
140mm×140mm×10mm,中心孔径Φ20mm。
锚索绳:
21mm×6000mm
树脂锚固剂:
MSCK-2332,Φ23mm×32mm。
每根锚杆使用2卷树脂药,锚杆锚固力不得小于5t。
支护材料见技术指标表。
二、锚杆安装工艺
(一)打锚杆眼
打锚杆眼使用即可型锚杆机,永久支护每次爆破前距离工作面不得大于1.2m,爆破完后,立即在永久支护的掩护下将前探梁伸到工作面,保证前探梁到工作面距离为零,并用长柄工具在永久支护下将零皮、活矸、马棚、伞檐等不安全隐患处理掉,确保安全无误后,立即用半圆木和木楔子将前探梁刹紧打牢。
打锚杆眼时将相应的前探梁退后一根,打完后将前探梁推至工作面,再将相邻的前探梁退后,周而复始将永久支护支护到距离工作面不大于1.2m的范围,剎顶木规格为:
1200mm×120mm×150mm。
(二)锚杆的安装方法
锚杆孔钻好后,用锚杆井树脂药慢慢的送入眼底,再用锚杆机进行搅拌,搅拌时间为20s左右5s误差,凝固后取下锚杆机,15min后将锚杆托盘上好拧紧,要求托盘与煤、岩面贴紧,确保支撑效果,避免顶板离层。
(三)支护质量要求
1、打注锚杆必须严格按照规程规定,照好中线找好锚杆位置画眼,间排距误差100mm。
2、锚杆要求与岩层层面或只要裂隙面垂直,锚杆与顶板或巷道轮廓线夹角不小于75°,锚索不小于80°。
3、锚杆必须带双帽并拧紧,螺纹外露长度10-30mm,托盘紧贴顶板,一垫两帽紧固有效。
4、锚杆锚固力必须达到5t以上,不合格的必须重新补打。
5、每隔100m巷道锚杆必须做拉力试验,并做好标记。
6、锚杆托盘必须用孔径20mm的,否则加双垫片。
7、紧固锚杆螺母是必须使用力矩扳手,拧紧力矩不小于100N.m。
第四章施工工艺
第一节施工方法
轨道上山采用全断面一次成巷方法,掘进与支护顺序作业。
1、掘进采用钻眼爆破,全断面一次起爆。
2、永久支护采用树脂锚杆支护,工作面临时支护必须采用前探梁支护,支护紧跟工作面。
3、安技术科给定的腰线、中线施工。
4、装载运输采用22刮板机至溜煤下山直接到输送机的方法运输。
5、交接班后必须先进行“四位一体”的安全检查,发现隐患必须立即处理,确认安全无误后方可开工,然后进行打眼、装药、爆破等工作,当工作面炮烟吹散后,由班组长、爆破员、瓦检员进入工作面由外向里一次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况,确认安全后前移前探梁进行支护,用剎顶木、木楔使其接顶,并打紧背牢,然后进行腾根、打锚杆、出煤,一次为一个循环。
第二节凿岩方式
本规程所施工巷道均采用爆破的方法破岩。
一、打眼机具
打煤眼采用ZMS-12B型湿式煤电钻1台,打锚杆眼采用型号锚杆机一台,分别配1.0m、2.0m风钎杆及麻花钻杆,打岩石眼采用7655型凿岩机一台,电力来源于1350变电所,经过350开关,使用不同平方的电缆经过综合保护开关,供工作面煤电钻用电。
二、降尘方法
采用湿式打眼、水炮泥定炮、放炮前后洒水降尘、运岩过程中开放水幕的方法降尘。
第三节爆破作业
掏槽方式为楔式掏槽法,周边眼与巷道轮廓线距离为200mm。
一、爆破器材
使用2号煤矿乳化炸药,药卷规格为20mm×200mm,重200g,1~5段毫秒延期电雷管引爆,MFB-200型隔爆电容式发爆器起爆。
二、装药结构
全部炮眼统一采用正向连续柱状装药,装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底,不得错装雷管段号,不得弄断雷管脚线,有水时要使用防水套,以免受潮拒爆。
三、起爆方式
爆破网络采用大串联全断面一次起爆。
四、爆破说明书及炮眼布置图
炮眼数目和转药量的确定
根据下列公式可以计算出一次爆破所需的总炸药量:
、
Q=qSLn
式中:
q-单位炸药消耗量q=1.5kg/m³
S-巷道断面积㎡
L-炮眼深度取1.9m
n-炮眼利用率0.85
根据下列公式可算出每茬炮所需炮眼数目:
N=q×S×m×n/(х×p)
式中:
N-炮眼数目个
m-每个药卷长度m=0.2m
х-炮眼装药系数0.5—0.7取0.5
p-每个药卷重量取0.2kg
根据以上两公式,确定茬炮进尺所需炸药量和炮眼数量分别为:
Q=
N=
五、施工质量技术要求
1、打眼前必须由跟班队长、班组长、验收员共同画好施工中线,并找到巷道周边轮廓标出炮眼位置,严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。
2、施工必须按要求掘进巷道,严禁拉底丢帮,巷道高度不小于2400mm、不大于2550mm,底板保持平整。
3、中线至任何一帮的距离偏差在允许的-100mm≤х≤100mm之间。
4、巷道施工过程中,每隔30m在巷道行人侧掘进一个躲避硐,规格(高×深×宽)为2.8m×2.0m×2.0m,躲避硐采用2排、4根锚杆支护,排间距为1.0m×1.0m。
附图5:
炮眼布置正面图、平面图、剖面图、装药结构示意图、炮眼说明表
第四节装载运输
一、装载运输机具
22t型刮板机一部;
600mm带式输送机4部,铺设长度多少m
二、装运路线及安全要求
1、在石门掘进时直接将渣从工作面用拉拉车→1452至1442溜煤眼→1442中4运输巷刮板机→1442运输巷至1420溜煤眼→1420中4皮带运输巷→西翼皮带运输巷→1420东大巷→煤仓→主立井→地面。
2、煤巷斜坡施工出煤系统:
由工作面拉拉车→1452中2回风巷→至1442中2溜煤眼→1442中2运输巷刮板机→1420中4皮带运输巷→西翼皮带运输巷→1420东大巷→煤仓→主立井→地面。
3、对运输路线的运输设备的前后加以固定,固定方式进行打固定楔,楔眼应高于煤堆800mm—1000mm,并略向下倾斜3°—10°,眼孔深度400mm—500mm,固定铁楔长500mm—600mm,打完楔眼后先将铁链或插入孔内,再用大锤将铁楔打紧打牢。
4、每个运输设备如刮板机、皮带运输机的前后尾全部加设防护栏,皮带头用两根地锚固定。
5、每班及时清理刮板机、皮带运输机前后尾的浮煤。
第五节管线及轨道敷设
在掘进巷道中说敷设的电缆、风水管路等,均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐,电缆钩每3m一个,电缆垂度不超过50mm,水管要接口严密,不得出现漏水现象,水管距离工作面20m范围内使用1寸胶管,20m使用2寸铁管,要随工作面前进及时延长,以备工作面正常用水。
第六节设备及工具配备
表5:
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
6
风钻
7
风镐
8
电钻
9
控制开关
10
馈电开关
11
综保
13
带式输送机
16
锚杆钻机
17
电话
18
铁锹
19
镐
20
锤
22
局部通风机
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式及供风距离
施工过程中采用局部通风机压入式供风,工作面供风距离初步设定为200m。
二、风量计算
表6:
风量计算表
项目
计算
单位
按瓦斯绝对涌出量计算
Q采=100Kq=100×0.54×1.8=97.2
m³/min
按同时工作最多人数计算
Q采=4N=4×10=40
m³/min
按一次爆破炸药量计算
Q采=25×A=25×6=150
m³/min
初次选定
Q采采=150
m³/min
按风速验算
最低风速
Q采>15S1>15×10=150
m³/min
最高风速
Q采<240S2<240×10=2400
m³/min
最后确定
Q采=150
m³/min
说明
Q采:
工作面实际需要风量,m³/min;K:
瓦斯涌出不均衡系数;q:
工作面绝对瓦斯涌出量,m³/min;v:
工作面平均风速,m/s;S:
工作面平均断面积,可按最大与最小平均值计算,㎡;n:
工作面同时工作最多人数,人;A:
工作面一次爆破最大炸药量,kg;S1:
工作面最大断面积,㎡;S2:
工作面最小断面积,㎡;
二、局部通风机的选型及安装地点
局部通风机的选择
1、局部通风机工作风量的确定
Qa=Qh/(1-L×Le100/100)=223.75/(1-924×2.0%/100)
=187.5÷(1-400×0.02÷100)
=203.81m3/min
Qa-局部通风机工作风量(m3/min);
Qh-掘进工作面的需风量(m3/min);
L-风筒全长(m);
Le100-风筒百米漏风率(%),
风筒漏风量占局部通风机工作风量的百分数:
取2.0%
2、风筒通风阻力计算
R=6.5α×L/d5+(n×ζj0+∑ζbei+ζin)×[ρ/(2S²)]
=6.5×0.0041×400÷0.65+(40×0.13+1.25+0.55)×[1.2÷(2×0.08)
=189.59(Pa)
R-风筒总风阻(N.s2/m8);
α-摩擦阻力系数(N.s2/m8);
L-设计风筒全长(m)
d5-风筒直径5次方
n-风筒全长接头数
ζj0-风筒接头局部阻力系数
∑ζbei-风筒拐弯局部阻力系数
ζin-风筒入口局部阻力系数
ρ-标准大气压空气密度
S²-风筒断面积
3、局部通风机风压的确定
Ht=RQaQh+hv
=189.59×203.81×187.5+1.2×112/2
=2135.34(Pa)
Ht-局部通风机全压(Pa);
R-风筒风阻(N.s2/m8);
Qa-局部通风机工作风量(m3/min);
Qh-掘进工作面的需风量(m3/min);
hv-风筒出口动压(Pa);h=ρv2/2,
ρ-空气密度(kg/m3),v-风筒出口风速(m/s)
根据以上计算,确定局部通风机的型号为FBS—6.0/2×7.5
局部通风机参数
供风量(m3/min)
全风压(pa)
功率(kw)
240~180
700~3200
2×7.5
备用局部通风机
型号
供风量(m3/min)
全风压(pa)
功率(kw)
FBS—6.0/2×7.5
240~180
700~3200
2×7.5
.4、安设局扇巷道的配风量:
为防止局扇发生循环风和瓦斯积聚,安设局扇巷道地点至掘进巷道回风口内的配风量应为局扇吸入风量的1.43倍,即安设局扇巷道的配风量应为:
Q巷=Qf×I+60×0.25S
式中:
Q掘—掘进工作面需风量
Qf-局扇实际吸风量,180m3/min;
I-局扇台数,取1台;
0.25—有瓦斯涌出的煤巷、岩巷、半煤岩巷允许的最低风速;
S—风机吸风口至掘进工作面回风口断面积,取6.6㎡;
则:
Q巷=210×1+60×0.25×8.0=330m³/min
即:
通过计算得知,在安装局扇至掘进巷回风口配风量不小于330
m³/min时,该处风流的稳定性正常。
1.3.1风筒的选择
①风筒的种类
掘进通风使用的风筒有金属风筒和帆布、胶布、人造革等柔性风筒。
柔性风筒重量轻,易于贮存和搬运,连接和悬吊也简单,胶布和人造革风筒防水性能好,且柔性风筒适于压入式通风,因此可选用直径为600㎜的胶布风筒。
风筒特性如表5-4。
表5-4 风筒特性表
风筒类别
风筒直径㎜
接头方式
百米风阻Ns2/m8
节长
胶布风筒
400
单反边
131.32
10m
胶布风筒
600
双反边
15.88
30m
L风筒全长=360mn=360/30=12节
选用风筒要与局部通风机选型一并考虑,其原则是;
(1)风筒直径能保证最大通风长度时,局部通风机供风量能满足工作面通风的要求,
(2)在巷道断面容许的条件下,尽可能选择直径较大的风筒,以降低风阻,减少漏风,节约通风电耗;一般来说,立井凿井时,选用600-1000mm的铁风筒或玻璃钢风筒;通风长度在200m以内,宜选用直径为400mm的风筒,通风长度200-500m,宜选用直径500mm的风筒;通风长度500-l000m,宜选用直径800-l000mm的风筒。
2)风筒漏风
正常情况下,金属和透气性极小的塑料风筒的漏气主要是发生在接头处,胶皮风筒不仅接头而且全长的壁面和针眼都有漏风,所以风筒漏风量属连续的均
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