201运输顺槽掘进作业规程Word文件下载.docx
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面
概
况
煤层名称
Ⅲ煤层
下水平
+1407m
采区名称
Ⅱ采区
工作面名称
201运输
顺槽
地面
标高
(m)
+1650
-
+1700
工作面
+1400
+1412
井下位置及四邻采掘
情况
西邻201材料上山和Ⅱ采区回风平巷,南邻101与102回风平巷,北邻201区段运输平巷,东方向无巷道相邻。
地面位置
巷道位于矿工业广场北部,地面相对位置是山脉和沟壑,工作面东边附近有一条南北走向矿级公路,无其它设施。
巷道规格
巷道净宽
2.60m
巷道净高
2.40m
巷道坡度
沿煤层底板坡度掘进
巷道总长
400m(根据见煤情况调整)
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤层产状
马鞍段Ⅲ煤层是区内局部块段可采煤层。
综合见煤情况统计:
Ⅲ煤层的可采含煤率为74%;
煤层厚度按储量计算采用厚度统计为0~10.32m,平均厚3.25m;
对钻孔中Ⅲ煤层全层厚度统计0~10.49m,平均3.39m;
储量计算块段中可采点的计算采用厚度和可采点与不可采点的插点厚度0.40~10.32,平均厚1.70m。
马鞍组煤层走向大致为西北~东南走向,倾向为由北东向西南倾斜,煤层倾角平均为7°
,煤层厚度按储量计算采用厚度统计为0~10.32m,平均厚3.25m。
二、煤层顶板
煤层的直接顶板为煤系岩层中泥岩,层位稳定,抗风化能力弱,力学强度低、岩体节理裂隙发育,整体稳定性差。
其上为泥岩、泥质灰岩,具隔水性能。
岩石在饱和状态下,抗压抗剪断强度较高,本次采取矿层的直接顶底板岩矿石物理力学试验样的测试结果,饱和单轴极限抗压强度5.1~19.4MPa。
煤矿层间接顶板为二叠系栖霞组灰岩段第三层的灰岩,具较高的抗压抗剪强度。
岩石的饱和单轴极限抗压强度11.2~201.5MPa。
若没有断裂破坏是稳定性较好的硬质岩层。
三、煤层底板
煤矿层直接底板为为细粒砂岩,层状构造,致密坚硬。
节理裂隙不发育,整体稳定性好。
煤矿层间接底板为石炭系黄龙组的灰岩,具较高的抗压抗剪强度。
煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度m
岩 性
顶板
直顶
泥质灰岩
4-6
14.45
灰黑色,松软、易碎
伪顶
泥岩
2-4
0.2
底 板
直接底
细粒砂岩
6-8
3.53
灰白色,较硬
老底
灰岩
7
39.86
浅灰色、厚层状粉晶灰岩、白云质灰岩
第三节 地质构造
巷道布置在马鞍段Ⅲ煤层直接顶板或底板中,从101回风平巷揭露的岩层来看,巷道在掘进过程中很有可能会遇到裂隙、溶洞或构造带。
第四节 水文地质
由于本矿区工业矿层均埋藏于当地侵蚀基准面以下,矿床地下水均与区域地下水有密切水力联系;
在矿坑排水疏干过程中,周边的地下水降落漏斗将可以自由扩展。
根据矿区水文地质特点,未来矿坑水主要为底板直接进水、顶板间接进水和承压转无压的完整井,并属无限补给的水文地质边界。
另外,又因矿区一带矿床主要充水层岩溶发育程度较强,地下水类型主要属岩溶裂隙承压水,虽不排除其含、富水性存在局部不均一的情况,但为简化计算,故在按地下水动力学法对未来矿坑涌水量计算中,仍采用均质、层流运动的数学模型予以计算。
巷道掘进范围内无小煤窑开采,但该区可能存在溶洞及裂隙导水,掘进过程中必须加强探水,坚持有疑必探,先探后掘,防止发生透水事故。
根据地质及水文地质资料,矿井水文地质条件属中等类型,矿井+1410m水平正常涌水量为40m3/h,最大涌水量为80m3/h。
第五节瓦斯、煤层自燃、煤尘爆炸情况
一、瓦斯
根据2017年10月恩施州佳力矿业技术咨询服务有限责任公司矿井瓦斯等级鉴定结果,矿井瓦斯绝对涌出量为0.073m3/min,CO2绝对涌出量0.073m3/min,掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量0.041m3/min,属低瓦斯矿井。
二、煤层自燃倾向性和煤尘爆炸性
2016年5月,煤炭科学研究总院重庆研究院对马鞍段该煤层进行了煤的自燃倾向性鉴定,鉴定煤层的自燃倾向性等级为Ⅲ类,属不易自燃煤层。
2016年5月21日,煤炭科学研究总院重庆研究院对马鞍段该煤层进行了煤尘爆炸性鉴定,鉴定结果为:
无煤尘爆炸性。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
方位、沿煤层底板坡度掘进,巷道设计在马鞍段Ⅲ煤层中,由于巷道底板变化起伏较大,以及根据煤层底板等高线推断,巷道整体可能大致呈向斜结构,即前段和末端高、中部低,局部煤层较薄时需进行铲底或压顶达到巷道设计高度。
第二节 支护工艺
一、巷道支护形式
1、巷道断面
巷道采用梯形断面,巷道规格为上宽1800mm,下宽2600mm,净高2400mm,设计净断面积为5.28m2。
2、辅助设施规格
(1)巷道水沟设置在巷道左侧,上宽400mm,下宽300mm,净深300mm(以枕木面算起)。
(2)前期运输采用电耙扒渣时巷内无需铺轨;
巷内煤层情况较好时采用刮板运输机运煤;
若巷内为半煤巷道,距离远后采用轨道运输,轨道采用18kg轨道、600mm轨距,轨道敷设在巷道中央。
(3)动力电缆挂钩设在巷道左侧,距轨面1800mm,挂钩眼每2000mm设置一个;
信号电缆设在巷道右侧,距轨面1800mm,挂钩眼每2000mm设置一个。
(4)风水管挂钩设在巷道左侧(即靠水沟侧),距轨面500mm,风管在上方、水管在下方,风管距轨面500mm,水管距轨面300mm。
(5)风筒挂钩设在巷道右侧,同信号电缆挂钩共用挂钩眼。
3、施工技术要求
1、巷道中腰线误差不得超过100mm。
2、巷道掘进过程中,风筒电缆挂钩眼必须一次带出,挂钩眼布设于巷道两侧,高度1800mm,每2000mm一个,其深度要求不低于200mm为宜。
挂钩眼必须打成一条直线,并钉木桩后拉铁丝再吊挂。
3、巷道断面必须规格成形,内无误差,外误差不大于100mm。
4、水沟:
巷内采用简易水槽的形式布设于巷道左侧,由掘进爆破一次带出,由于巷道坡度不一致,巷内有积水时可能需在巷道较低点的巷帮设置临时水窝,采用水泵排入201材料上山水沟内。
5、轨道(若需铺轨):
轨距(内空)600mm,其误差最宽不超过5mm,最窄不超过2mm.夹板、螺丝、道钉配套齐全,坚固有效。
6、轻轨采用木轨枕,其长度要求为1200mm,直径要求为不低于140mm,并不得用腐质材料加工枕木,枕木必须一面整平(即平水),其厚度不得低于120mm,枕木间距不得超过500mm,两轨必须敷设于枕木中间,并与枕木垂直。
7、风、水管布设于巷道左侧下脚。
风筒吊挂巷道右侧。
8、出渣前期采用电耙直接扒渣入201溜煤仓内,中后期根据煤层情况,若为全煤巷道采用刮板输送机将煤直接运入201溜煤仓内,若为半煤巷道采用轮式挖掘式装载机分装渣和煤、使用绞车提升矿车运输,渣从201材料上山下放至+1380m水平,煤直接倒入201溜煤仓。
使用矿车提升运输时必须在巷内每隔40m在巷道左侧设置一个躲避硐,躲避硐规格:
净宽2.0m、净高2.0m、净深2.0m。
二、支护方式
(一)临时支护
临时超前支护裸巷时采用两组每组打2个锚杆钩悬挂1根4000mm长9#工字钢(或15kg轨道)做前探梁;
巷内有工字钢支护时,前探梁直接使用铁链挂在工字钢厢架上,每根前探梁设置3个悬臂点,两组前探梁间距1500-2000mm,用木板扩在两根前探梁上进行临时护顶,木板规格:
宽200mm×
长2000mm×
厚50mm;
用木楔将顶背紧。
临时支护的架设方法:
掘进后,将两根前探梁前移至工作面,作业人员站在安全地点将护顶大板横放在前探梁上,然后用木楔将顶背实、背牢,再进行其他等工作。
(2)永久支护
由于巷道所处煤层底板起伏变化较大,巷道围岩条件会随着掘进进行变化,因此需根据巷道围岩条件及时改变永久支护方式,具体如下:
一、工作面顶板情况条件较好时,采用锚杆挂网支护。
1、锚杆支护参数的计算及核定
依据《采矿工程设计手册》,采用解析法计算螺纹钢锚杆参数。
(1)、锚杆直径(d)(按杆体承载力与锚固力等强度原则计算):
式中Q——锚杆的锚固力(KN),按锚固力拉拔试验数据的平均值,取80KN,选用螺纹钢锚杆;
—锚杆杆体抗拉强度(MPa),取335MPa。
代入数据
=0.0174m,即17.4mm。
根据实际情况,选d=18mm。
(2)锚杆长度(L)(按单体锚杆悬吊作用计算):
L=L1+L2+L3
其中L1—锚杆外露长度(cm)L2—巷道顶板岩体破碎带高(cm),
①L1=铁托盘厚度+外露长度
铁托盘厚度取2.8cm,
外露长度3-5cm(包括螺母厚2.5cm),取5cm
则L1=2.8+5=7.8cm,
②巷道顶板岩体破碎带高度(mm)按普式免压拱高公式,
当f≥3时,L=B/2f(mm);
当f≤2时,
(mm);
其中B—巷道掘进宽度,(mm);
f—巷道顶板普式岩石坚固性系数;
取2
H—巷道掘进高度(m);
取2800mm
—两帮岩层的似内摩擦角(°
)。
取自《采矿工程设计手册》63°
26′。
根据本巷道顶板岩石的实际情况
B=4200mm,f=2,H=2800mm,
=63°
26′,带入数据,得
=1380mm
③L3取30cm
④L=L1+L2+L3=7.8+138+30=175.8cm,
根据实际情况及现场施工经验,选用顶板锚杆长度L=2000mm。
(3)锚杆间距a(mm)(按单体锚杆悬吊作用计算):
其中:
d—锚杆杆体直径(mm),取18mm;
—杆体抗拉强度(MPa),取335MPa;
K—安全系数,一般取1.5~1.8,本设计取1.8;
r—岩体容重(KN/m3),取17.32KN/m3;
L2—巷道顶板岩体破碎带高度(m),取1.38m;
代入数据,得:
=1393mm
根据井下实际情况及现场施工围岩条件变化,选取锚杆间距为800mm-1300mm之间。
锚杆间排距相等。
2、锚杆施工要求
(1)打设锚杆必须严格按照规程中规定,排间距误差为±
100mm。
(2)锚杆与巷道轮廓线夹角不小于75°
。
(3)锚杆必须拧紧螺母,螺纹外露长度不大于50mm,托盘紧贴岩壁。
(4)锚杆锚固力必须达到80KN以上,不合格必须重新补打。
(5)紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手,扭矩力不小于100N.m
(6)锚杆安装方法:
按设计位置点好眼位,眼位误差不得超过50mm,采用风动锚杆钻机打设顶部锚杆:
严格按照设计角度施工。
(7)顶部采用锚杆机打眼。
A、打眼顺序:
应先施工紧靠有永久支护的一排锚杆眼,且一般以巷道中间向两帮依次施工为宜,应打一眼注设一根锚杆,不得跳跃式打眼。
采用组合式钻杆(L=1000㎜),Φ28mm钻头打眼。
钻孔时,锚杆机升起,使钻头插入相应的钢筋托梁孔中,然后开动锚杆机进行钻孔。
开眼时应轻打,当钻进300㎜左右时方可逐步加速。
钻孔够深后钻机要反复升落2-3次,以防孔内碎渣堵孔卡钻。
孔深要求为2000±
30mm,并保证钻孔角度。
钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机,同时清孔,清除岩粉和泥浆。
B、利用锚杆杆体将树脂锚固剂轻推送入顶眼孔底。
锚杆体套上托板及球垫、尼龙垫后带上搅拌锚杆螺母,杆尾通过搅拌器与钻机机头连接,升起并开动钻机,搅拌树脂锚固剂,搅拌过程连续进行。
搅拌时间控制在20-30秒,中途不得间断,使化学药剂充分与孔壁和杆体胶结凝固成一体。
C、利用钻机拧紧螺母,使锚杆具有一定的预紧力,然后用专用的风动板手拧紧,预紧力矩不小于100N.m。
(9)帮部锚杆及时紧跟迎头,两人一组,操作风动锚杆机按设计角度及位置打设帮眼,眼深1500±
30mm采用Φ28mm钻头,帮部锚杆安装用风动帮锚钻机搅拌药卷,使用2支树脂锚固剂锚固,帮锚杆用加长板手上紧,预紧力矩不小于100N.m。
二、工作面顶板情况较差时,如遇破碎带、断层、陷落柱等地质构造时,采用工字钢架厢支护。
工字钢架厢采用11#矿用工字钢由矿机电车间人员制作,为方便安装,一组完整工字钢架分横梁、两个柱腿共三个部分,其中左侧柱腿长度为2800mm,右侧柱腿长度为2600mm,横梁内空为1800mm。
工字钢架厢间距不得超过1米,每棚厢之间不少于七根撑筒,使用木条、木板或废木料背帮严实。
第四章施工方式
第一节 施工方法
本工作面采用YT-28型凿岩机打眼,采用直眼掏槽爆破法破岩,前期采用电耙直接扒渣入201溜煤仓内,中后期根据煤层情况,若为全煤巷道采用SGB320/17型刮板输送机将煤直接运入201溜煤仓内,若为半煤巷道采用ZWY-80/16T型挖掘式装载机分装煤和渣、JTB-0.8×
0.6提升绞车提升矿车运输,煤直接倒入201溜煤仓,在+1380m主运输大巷内装车,采用CTY5/6GB防爆特殊型蓄电池电机车运至井底主煤仓,由主斜井JTP-1.6×
1.2P矿用提升绞车提升侧卸式矿车运至地面煤场(后期主斜井采用DTL80/30/2×
185型固定式带式输送机运煤);
渣车运至201材料上山,采用JTPB-1.0×
0.8矿用提升绞车下放重车至+1380m主运输大巷,采用CTY5/6GB防爆特殊型蓄电池电机车运至副斜井井底车场,由副斜井JK-2.0×
1.5P矿用提升绞车提升串车出井至地面渣场。
第二节 施工工艺
一、工艺流程
交接班→安全确认→打眼→装药→连线→放炮
收尾←支护←出渣←超前临时支护←安全检查(敲帮问顶)
二、工作面炮眼布置
1、掏槽方式:
菱形直眼掏槽
2、爆破材料:
二级煤矿许用炸药,毫秒延期电雷管(Ⅰ-Ⅳ段)。
3、装药结构:
正向装药,封泥长度不小于600mm,见下图。
4、起爆方式:
使用MFB-200型发爆器起爆,联线方式串联。
5、炮眼布置:
按位置分掏槽眼、辅助眼和周边眼(详见下图)。
(1)掏槽眼的布置
掏槽眼布置在巷道断面的中心偏下0.3m,采用菱形直眼掏槽,炮眼5个(含空眼1个),长度2.20m。
(2)辅助眼的布置
辅助眼布置在槽眼与周边眼之间,炮眼11个,长度2.00m,眼间距一般为0.5-0.6m,辅助眼的眼口及眼底应均匀的布置在槽眼与周边眼的眼口及眼底之间。
(3)周边眼的布置
周边眼决定巷道成型的炮眼,炮眼17个,长度2.00m,眼间距一般为O.5—0.6m。
底眼眼口高出巷道底板水平0.15m,以防眼内积水;
眼底低于底板标高0.2m左右,便于铺轨。
6、爆破相关参数见下表。
表4-4爆破原始条件
名称
单位
数量
爆破毛断面
㎡
6.38
净断面
5.28
炮眼深度
m
2.2
电雷管数
发
33
炮眼数目
个
34
总装药量
Kg
34.80
岩石普式系数
4
工作面瓦斯情况
低
表4-5炮眼布置及装药量表
眼号
炮眼
深度
个数
炮眼角度
装药量(g)
封泥长度
起爆
顺序
联线
方式
垂
直
水
平
卷/眼
小计(卷)
小计
(kg)
1
空眼
0°
90°
2~5
掏槽眼
5
20
6.00
0.7
Ⅰ
串联
6~7
扩槽眼
2.0
2
8
2.40
0.8
Ⅱ
8~16
辅助眼
9
3
27
8.10
1.1
Ⅲ
17~27
帮眼
11
0/+5°
±
6°
9.90
Ⅳ
28~33
底眼
6
-6°
24
7.20
水沟眼
1.20
单放
合计
116
表4-6预期爆破效果表
序号
每循环炮眼数
每循环炮眼总长
69.00
炮眼利用率
%
89%
每循环进度
2.00
每循环炸药耗总量
kg
每循环爆破岩石总量
m3
17.86
炸药单位耗
kg/m3
1.95
kg/m
17.40
电雷管单位耗
发/m3
1.85
发/m
16.50
三、打眼
打眼使用YT-28型凿岩机打眼,打眼前必须认真检查机械是否完好,并处理好顶、帮的活石浮矸,掌钎人必须认真检查钎子是否有裂口等,不准带手套,工作服必须扎紧,钻眼时严禁站在钎子的下面。
四、爆破
爆破工作从领药、运输、装药、放炮由专职放炮员担任。
1、领药、运药
放炮员到爆破材料库领当班需要的炸药、电雷管并办好相关手续,雷管必须放在专用防爆雷管箱内,由放炮员一人运送。
炸药由放炮员指定人员运送,并由放炮员亲自押运。
但不得在上下班的时间运送。
当班未使用完的炸药、雷管必须退回到爆破材料库。
2、炸药、雷管箱的放置
炸药、雷管运送到工作面后,炸药、雷管必须放置在顶板完好、支架完整,避开电器设置的地方,离作业点20m以外。
3、装配引药
装配引药,必须在安全的地点进行,装配数量以当时需要量为限,从成束的电雷管中抽出单个电雷管时,应将成束雷管脚线理顺,然后拉住雷管前端0.2m地方将脚线抽出,并扭结短路。
电雷管只许从药卷的顶部装入,雷管必须全部装入药卷内,并用脚线将雷管捆牢。
4、炮眼装药和装药结构‘
装药时,把药卷放入炮眼,药卷要彼此密接,有水的炮眼必须使用防水带和使用防水炸药。
炮眼的封泥量不得低于0.6m,封泥使用水炮泥。
装药结构:
采用正向装药,不得装“盖药“或”垫药”。
药卷的传爆方向一致。
5、连线
连线只准一人操作,严格按爆破图表的起爆顺序连线。
6、放炮
严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制度”。
①放炮前,检查并加固工作面的支架,检查放炮地点2Om以内的瓦斯浓度。
②放炮员放炮时必须进入躲避硐进行,距放炮点的距离不得小于l50m
③放炮前必须设置警戒线和清点人数。
④放炮后,必须将放炮母线从放炮器上摘下。
等炮烟吹散后,瓦检员、安全员、放炮员进入工作地点检查确认安全后,方可允许进入。
⑤发现瞎炮,必须待2O分钟后方可进行处理,如瞎炮系由于连线不良或连线错误所造成,可重新连接起爆,否则,应在距瞎炮O.3m处钻一个平行炮眼,重新装药起爆,严禁手拉或掏挖炮眼。
第三节 装载与运输
一、装岩方式
巷道在掘进施工中,前期采用电耙装岩(煤);
中后期根据煤层情况采用SGB320/17型刮板输送机或ZWY-80/16T型煤矿用挖掘式装载机装煤(岩)。
二、运输方式
前期采用电耙直接扒渣入201溜煤仓内,中后期根据煤层情况,若为全煤巷道采用SGB320/17型刮板输送机将煤直接运入201溜煤仓内,若为半煤巷道采用ZWY-80/16T型挖掘式装载机分装煤和渣、JTB-0.8×
第四节 设备及工具配备
所需设备、工具的名称、型号、数量等见表。
设备、工具名称
规格型号
备 注
凿岩机
YT-28型
台
2台作业
1台备用
锚杆机
ZM15D(A)
防爆开关
QBZ-80/660(380)
扒渣机开关
QBZ-120/660(380)
1(5)
绞车(或刮板机)开关
局扇开关
QJZ-2×
80/1140(660)SF
本安双电源
局 扇
FBD№4.5/2×
5.5
扒碴机
ZWY-80/16T
绞车
JTB-0.8×
0.6
刮板输送机
SGB320/17
第五章生产系统
第一节通风系统
一、通风方式
采用局部通风机压入式供风。
二、风量计算
按《煤矿安全规程》规定,独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯或二氧碳涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算,并选取其最大值。
1、按工作面人员数量计算
Q掘=4nj
=
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- 201 运输 掘进 作业 规程