32轨道上山一车场作业规程Word格式文档下载.docx
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第三章:
工程支护说明书------------------------------------2
第四章:
施工工艺------------------------------------------6
第五章、通风防瓦斯、防尘及防水、防火-----------------------11
第六章:
正规循环劳动组织及主要经济指标-------------------19
第七章:
动力供应及排水供水系统---------------------------20
第八章:
工程质量及文明生产-------------------------------21
第九章:
安全技术措施-------------------------------------26
第十章:
避灾路线和安全自救-------------------------------48
第一章工程概况
一、工程名称:
32轨道上山一车场。
二、工程用途:
主要担负32采区的运输、通风、行人等任务。
三、工程服务年限:
约30年。
四、工程位置:
位于三水平北翼地区,开口位置在32轨道上山变坡点向下152.1m处,掘进时先掘甩车场及绕道23.18m,然后变平掘进平车场67.59m,巷道将与3205岩中巷(未掘)相通;
标高位于-588.4m至-591.4m水平。
(附图一、巷道平、剖面图)。
五、规格尺寸及支护结构:
1、巷道形状:
为直墙半圆拱形。
2、甩车场及绕道规格尺寸及支护结构:
规格尺寸:
净宽×
净高=3400×
3600mm。
支护结构:
锚网喷、锚索加钢筋梯联合支护,锚杆为Φ20mm,L=2000mm的树脂螺纹钢锚杆,树脂药卷型号ZS-2835,每根采用树脂药卷3卷,间排距:
700×
700mm,每排13根;
金属网为Φ6mm点焊网,网片规格1500×
800mm,网孔80×
80mm,锚索为Φ15.24×
8000mm,沿巷道中心对称布置每排四根、树脂药卷型号ZS-2335,每根采用树脂药卷5卷,间排距:
1000×
2000mm,钢筋梯采用Φ16mm钢筋焊接,规格1800×
70mm,喷浆厚度150mm,砼强度C20。
道岔采用DK624-4-12号道岔。
3、车场规格尺寸及支护结构:
净高=4200×
3400mm。
700mm,每排15根;
8000mm,沿巷道中心对称布置每排5根交替布置、树脂药卷型号ZS-2335,每根采用树脂药卷5卷,间排距:
巷道成巷之后在距离底板200mm处打底角锚杆,角度-45°
,间距500mm,距离扒岩机不得落后30m。
如遇顶板破碎时可采用锚网喷、锚索加U型棚联合支护,净断面不变,棚距600mm,柱窝深度200mm,每棚用三根铁拉杆,帮顶用金属网、板梁背严背实。
如有支护设计变更,严格按照变更设计执行。
4、信号硐室规格尺寸及支护结构:
净高=2000×
2000mm,长度3m。
支护结构:
锚网喷支护,锚杆间排距700×
700mm,每排9根。
锚杆为Φ20mm,L=2000mm的树脂螺纹钢锚杆,Φ6mm点焊网,网片规格:
1500×
80mm。
混凝土喷厚100mm,强度不低于C20。
5、水沟规格尺寸及支护结构:
净高=300×
300mm。
采用砼砌筑,壁厚100mm。
六、工程量:
共计90.75m.其中甩车场及绕道23.17m,车场67.58m。
七、资金来源:
矿生产资金。
八、作业规程编写主要依据:
1、八矿地测部门提供的地质资料。
2、鹤煤公司八矿32采区岩巷布置修改(2010.12.13)。
3、2010年3月1日实施的《煤矿安全规程》。
4、2007年河南省煤炭工业管理局颁布的《煤矿安全质量化标准及考核评级办法》(试行)。
5、《鹤壁煤电股份有限公司生产矿井技术管理规范》(开拓专业)。
第2章地质及水文地质
一、地质情况
根据地质部门提供的地质资料,巷道一般在页岩、砂岩中掘进,颜色呈灰色及褐色,以石英石为主,含暗褐色矿物,裂隙充填大量鲜石脉,少许有深灰色泥岩条带,分选性差,钙泥质胶结。
掘进时,如果遇到不明的地质构造,应先打地质钻孔,探明情况后,方可掘进。
二、地压情况
32轨道上山上部煤层未开采,受采动影响不大,但是32轨道上山已掘进情况来看,由于受上部岩层的压力,所掘巷道部分有轻微变形损坏,地压对巷道有一定影响,掘进时需加强顶板管理。
三、水文地质情况
根据有关地质资料表明,本地区地质构造较简单,有出水现象,对巷道施工有一定影响,掘进时需加强排水管理。
但是在掘进过程中要谨慎预防,地质部门要加强预测预报,坚持“有掘必探,先探后掘,边探边掘”的原则,加强防治水工作,严防水患。
四、瓦斯涌出情况
本工作面位于矿井深部,三水平中部采区内,本采区的煤层瓦斯绝对涌出量为0.43m3/min,在本地区上部曾有煤与瓦斯突出,所以,在掘进过程中要加强通风和瓦斯管理,严防误揭煤,扼制煤与瓦斯事故的发生。
五、地质柱状图
附图二、综合柱状图。
第三章工程支护说明书
一、支护选型依据
根据设计图纸要求,采用锚网喷、钢筋梯、锚索支护,施工中若遇地质变化,可改变支护设计,采用锚网喷、锚索加U型棚联合支护.
二、工程支护图
附图三、巷道支护图。
(附图三
(一)、甩车场及绕道断面支护图)
(附图三
(二)、平车场断面支护图)(附图三(三)、平车场断面支护图)
3、支护参数
32轨道上山一甩车场
名称
单位
数据标准
围岩坚固系数(f)
4-6
喷 厚
mm
150
设计掘进宽度
3700
设计掘进高度
3750
掘进断面积
m2
13.69
净断面积
11.09
巷道掘进周长
m
10.21
锚杆间排距
700
基础深度
100
32轨道上山平车场
4500
3550
15.16
12.38
10.27
信号硐室
2200
4.78
3.57
6.05
四、材料规格
(一)材料
水泥:
32.5#普通硅酸盐水泥。
砂子:
中细砂。
石子:
粒径2~5mm。
锚杆:
采用Φ20mm,L=2000mm的树脂锚杆。
金属网:
采用Φ6mm点焊网,网孔80×
锚索:
为Φ15.24×
8000mm钢绞线.
钢筋梯:
采用Φ16mm钢筋焊接,宽度70mm,长度1.8m。
(二)混凝土配合比
沙子:
石子=1:
2:
2
五、临时支护及超前支护
(一)爆破后,严格执行敲帮问顶制度,用不小于3.5m长的长柄工具找顶,检查顶帮围岩情况,找净活矸危岩,确保工作环境安全。
(二)在掘进后安设超前支护,需用工具:
2吋3.2m长度钢管5根,吊环及楔子10套。
其施工方法:
掘进前,在上一循环永久支护的前端打一排楔子眼,在巷道正顶部1个眼,然后以正顶部为基准,向两帮各2个眼,间距1000mm,眼深:
硬岩400mm,软岩600mm,然后距前排向后1.6m处再打一排同前排的楔子眼,要求前后两楔子眼连线的方向与巷道方向一致,两排楔子眼中间用2吋管子穿在吊环上,管子与岩面之间的距离不得超过200mm,管子上面用钢筋网木料背紧顶板,防止顶板矸石冒落。
(三)掘进时,若巷道顶板特别破碎的情况下,掘进前必须向巷道前方打一排超前锚杆,数量不得少于5根,方向与巷道的方向成45°
位置为巷道顶部,每眼间距500mm,放炮后采用上述支护。
六、每米巷道材料消耗量及巷道特征
(1)每米材料消耗:
甩车场材料名称
锚杆
点焊网
树脂药卷
水泥
砂子
石子
速凝剂
根
卷
T
m3
指标
20.8
62.5
0.3
0.6
0.015
车场材料名称
21.7
65.1
0.31
0.62
0.012
信号硐室材料名称
12.6
37.8
0.12
0.24
0.006
(二)巷道特征
半圆拱型,锚网喷支护,净宽4.2m,净高3.4m,水沟300×
第四章施工工艺
一、施工方法
(一)采用钻爆法破岩,耙岩机装矸,绞车牵引、人工推车运输,风镐切底根,锚网喷支护,一次成巷。
(二)设备配备
4台YT—28型凿岩机,1台ZYP—17型耙斗装岩机,1部风镐,1台转子Ⅴ型喷浆机,30辆一吨矿车。
二、破岩方式
(一)爆破器材、爆破材料
采用煤矿许用三级乳化炸药,1—5段毫秒电雷管,DF—100型发爆器。
(二)钻眼爆破参数的确定
序号
项目
单位
甩车场
1
单位炸药消耗量
kg/m
17.56
炮眼深度
掏槽眼1.7m,其它1.5m
3
炮眼数目
个
58个
4
周边眼距
0.35m
平车场
17.9
掏槽眼2.0m,其它1.8m
62个
0.43m
10.15
33个
0.38m
(三)采用光面爆破法。
光爆法是沿断面轮廓线上打较密的炮眼,少装药,辅助眼与周边眼的距离等于或稍大于周边眼距,爆破顺序为首先爆破掏槽眼,其次是辅助眼,最后是周边眼,由内向外顺序起爆。
一、光面爆破技术要点
1、合理确定周边眼间距。
一般情况下,周边眼间距为350~450mm。
2、保证炮眼质量。
打眼时,准确看线,抡尺定位;
预量钎长,长钎打眼;
三定(定人、定机、定位);
三点一线(钎头、机头与气腿三点成一直线);
炮眼质量达到准、平、直、齐,眼距要整齐均匀,眼口距应尽可能近些,炮眼方向要稍向外偏,以防越掘越小,所有炮眼都要严格打在轮廓线上,轮廓线的曲线段炮眼要比直线段稍密一些。
打眼过程中,必须正确使用导向棍,将导向棍插到眼底,每类炮眼使用一根,导向棍长2.5m,不使用时,保持干净整洁,统一摆放在距离迎头80~100m范围内巷道右帮,挂牌管理。
3、周边眼采用合理的装药结构。
4、当工作面有软岩(煤)层或易冒落破碎的岩石时,可根据实际情况在周边加打空眼,或将周边眼加密。
5、光面爆破的眼位、眼深及其方向,应力求准确。
在硬岩中,周边眼口应在轮廓线上,眼底不宜超过轮廓线100mm;
在软岩中,眼口应在轮廓线内100mm处,眼底应正好落在轮廓线上,当工作面处在易冒落破碎的软岩夹层(无瓦斯)时,可在软岩夹层上打空眼,起导向作用。
6、装药量。
光爆周边眼应合理控制装药量,切忌多装药放大炮的做法。
二、光面爆破效果,应符合下列规定
1、眼痕率:
硬岩不应小于80%,中硬岩不应小于60%。
2、软岩中的巷道,周边成型应符合设计轮廓。
3、两炮的衔接台阶尺寸:
眼深小于3m时,不得大于150m;
眼深为5m时,不得大于250m。
4、岩面不应有明显的爆震裂隙。
5、巷道周边不应欠挖,平均线性超挖值应小于200mm。
其中,眼痕率为可见眼痕的炮眼个数与不包括底板的周边眼总数之比;
当炮眼眼痕大于孔长的70%时,可算为一个可见眼痕炮眼。
爆破必须按以下要求执行:
①严格执行敲帮问顶制度,敲帮问顶时工作面不准进行其它工作;
②爆破必须采用分次装药、分次爆破,二次起爆前必须认真进行敲帮问顶工作;
③严禁空顶作业,最大控顶距离为1.6m,爆破后必须安装超前支护,再进行其它工序;
④若工作面围岩裂隙较发育应缩小循环进度,最大不超过1.4m,并要加强超前管封锚杆支护。
三、炮眼布置三视图及爆破说明表
掏槽采用垂直楔形掏槽方式,眼数为6个,眼距根据断面大小适当调整,眼底距离为200-300mm。
联线方式:
采用串联,联线时必须将雷管的两个接线头扭结成短路并悬空,裸体脚线部分不得与岩石接触。
装药结构:
采用正向连续装药结构。
起爆方式:
分次装药、分次起爆。
附图四
(一)、甩车场炮眼布置图;
爆破说明书。
附图四
(二)、平车场炮眼布置图;
附图四(三)、信号硐室炮眼布置图;
(四)爆破条件和爆破经济技术指标
附表一、a.甩车场爆破条件;
b.平车场爆破条件;
c.信号硐室爆破条件。
附表二、a.甩车场爆破经济技术指标;
b.平车场爆破经济技术指标;
c.信号硐室爆破经济技术指标。
三、装岩与运输
(一)装岩设备及主要技术参数
装岩设备:
ZYP—17型耙斗装岩机装岩。
主要技术参数:
长×
宽×
高=6600×
2045×
1915mm,轨距600mm,轴距930mm;
钢丝绳牵引速度:
主绳1.2-1.73m/s,副绳1.68-2.05m/s;
电动机功率17KW;
耙斗容积0.3m3;
生产率30-50m3/h。
(二)矸石、材料运输路线
矸石:
掘进工作面→32轨道下山→北翼一轨道下山→-195大巷→主轨道下山→立井→地面。
材料:
地面→立井→主轨道下山→-195大巷→北翼一轨道下山→32轨道下山→掘进工作面。
附图五、出矸供料路线图。
四、支护工艺要求及施工机具的主要技术参数
(一)支护工艺
甩车场及平车场:
锚杆、锚索加钢筋梯联合支护,锚杆为Φ20mm,L=2000mm的树脂螺纹钢锚杆,间排距:
700mm,金属网为Φ6mm点焊网,网片规格1500×
8000mm,间排距:
2000mm,钢筋梯采用Φ16mm钢筋焊接,宽度70mm,喷浆厚度150mm。
如遇顶板破碎时可采用锚网喷、锚索加U型棚联合支护,净断面不变,棚距600mm。
信号硐室:
锚杆加钢筋梯支护,锚杆为Φ20mm,L=2000mm的树脂螺纹钢锚杆,间排距:
80mm,钢筋梯采用Φ16mm钢筋焊接,宽度70mm,喷浆厚度100mm。
(二)凿岩机、喷浆机参数
凿岩机为YT—28型,其参数:
冲击频率:
1800次/分;
耗风量:
<2.9m3/分。
喷浆机为转Ⅴ型,其参数:
拌料能力:
5—7m3/h;
压风消耗:
5—8m3/min;
输料距离:
水平300m,垂直60m。
5、工艺流程图
(一)掘进班
安全检查→抡尺定眼位→黄泥标眼→打眼→爆破→找顶→临时支护
(二)出矸班
安全检查→组织车辆→将空车运到扒岩机处→扒岩机扒矸装车→将重车运走。
(三)成巷班
安全检查→挂线抡尺→整修断面→黄泥标眼→打锚杆眼→安装锚杆及挂网→巷帮冲洗→拌料喷砼。
第五章掘进通风、防瓦斯、防尘、防火、防水
一、掘进通风参数计算及局扇选择
1、工作面需用风量计算
(1)按巷道内最多人数计算:
Q1=4N=4×
31=124m3/min。
N-掘进工作面同时工作最多人数(施工人员27人,检查人员4人)。
(2)按瓦斯涌出量计算:
Q2=100qk=100×
0.43×
2=86m3/min。
q-掘进工作面瓦斯绝对涌出量(q=0.43m3/min);
k-掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数(k=2)。
(3)按爆破装药计算:
Q3=25A最大=25×
13.8=345m3/min。
A最大-掘进工作面一次爆破的最大炸药用量(A最大=13.8kg,按照最大量)。
(4)按工作面配风量核算:
QPH=15.8÷
τ×
(AS2L2÷
p2)1/3
=15.8÷
20×
(13.8×
12.382×
1002÷
1.52)1/3
=166.69m3/min
式中QPH-压入式通风时工作面所需供风量,m3/min;
A-同时爆破炸药量,kg,A=13.8kg;
S-巷道断面,m2,S=12.38m2;
(按照最大净断面)
L-炮烟稀释长度,m,取100m;
P-风筒进出风量比,即局扇风量与风筒末端风量之比,取1.5;
τ-通风时间;
取10min;
2、局扇工作量计算及选型
2×
15KW对旋式局扇供风量为380m3/min。
根据计算数据选用2台2×
15KW对旋式局扇,一台正常使用,一台备用。
3、风速校验
风速V=380/60/12.38=0.51m/s。
则0.15m/s<V<4m/s,符合有关规定。
故:
选用局扇型号合理。
二、通风系统图附图六、通风系统图。
三、局扇及瓦斯管理制度和措施
1、通风方式
采用压入式局部通风方式。
2、局部通风机的安装位置
①局扇及启动装置,必须安装在进风巷道中,距掘进巷道回风口不得小于10m,全风压供给该处的风量必须大于局扇的吸风量的110%,且保证局扇进风口与巷道回风巷口之间风速符合规程规定。
②局部通风机和启动装置安装在北翼一轨道四偏上新鲜风流内。
掘进过程中如通风系统调整、变化时,必须及时调整局部通风机的安设位置并编写补充措施。
3、局扇管理
①局部通风机应指定专人负责,挂牌管理,保证正常运转。
②局部通风机的设备齐全,吸风口有风罩和整流器,高压部位(包括电缆接线盒)有衬垫(不漏风)。
③局部通风机必须吊挂,离地高度大于1.5m。
④局部通风机必须采用“三专两闭锁”供电,即专用开关、专用线路、专用变压器,采用风电闭锁和瓦斯电闭锁装置及自动倒台装置,必须经常检查风电闭锁、瓦斯电闭锁装置完好状况,发现问题,及时处理。
⑤使用局部通风机通风的掘进工作面,不得停风;
因检修、停电、故障等原因停风时,必须将人员全部撤至全风压进风流处,并切断电源。
恢复通风前,必须由专职瓦斯检查工检查瓦斯,只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可由指定人员开启局部通风机。
⑥正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后,当电源恢复时,正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动,必须人工开启局部通风机。
⑦正常工作的局部通风机故障,切换到备用局部通风机工作时,该局部通风机通风范围内应停止工作,排除故障;
待故障被排除,恢复到正常工作的局部通风后方可恢复工作。
⑧每10天至少进行一次甲烷风电闭锁试验,每天进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验,试验期间不得影响局部通风,试验记录要存档备查。
四、风筒传感器
风筒传感器的设置标准:
①岩巷作业线工作面风筒传感器的设置位置:
距离风筒出风口不大于50m处;
②耙矸机作业工作面风筒传感器的设置位置:
耙矸机尾轮对应的风筒处;
③风筒传感器设置时必须将上面的铁环用铁丝绑在吊挂风筒的铁丝上防止传感器脱落。
五、瓦斯管理制度和措施
(一)、便携式甲烷报警仪的配备和使用
1、队干、跟班负责人和班长入井必须携带便携式甲烷报警仪,并对巷道内的瓦斯进行检测,如果有报警现象,必须停止工作面作业并进行处理。
2、爆破工下井时必须携带便携式甲烷报警仪,当检测瓦斯超限时不得装药、连线、爆破。
3、电钳工进行机电维修工作时必须携带便携式甲烷报警仪,检查工作地点附近20m范围内瓦斯浓度,瓦斯浓度大于1%时不得进行检修工作。
(二)、瓦斯监控设备及其布置
1、为及时监测瓦斯浓度,工作面应安装瓦斯断电仪。
2、瓦斯监测系统的安装位置:
局部通风机开关前方新鲜风流内。
3、瓦斯断电仪的安装位置:
岩巷施工时安装在耙矸机耙斗运行范围内,在巷道正顶中心处不大于300mm的位置。
4、监测线的敷设:
监测线敷设在风筒对帮,敷设在电缆钩侧,位于电缆上方,并且与供电电缆相距100mm。
或者监测线与供电电缆分别敷设,分别敷设时也必须保持间距不小于100mm。
监测线接线盒、瓦斯传感器避应免处于巷道淋水位置,不能避免应采取防护措施。
异径监测线缆、通讯线缆必须使用接线盒连接。
5、瓦斯断电仪的断电范围:
巷道内全部非本质安全型电气设备,包括耙矸机、喷浆机、绞车、照明综保等所有电气设备。
(三)、瓦斯断电仪的维护
1、爆破前,班组长负责安排专人将瓦斯断电仪挪放在警戒线以外的安全地方,防止爆破时崩坏。
爆破后,班组长再安排专人将瓦斯断电仪安放在规定位置。
2、跟班副队长、班组长、验收员每班必须检查瓦斯断电仪及通信电缆是否正常。
当出现故障时,必须及时汇报,接到汇报后监测部门应及时处理。
3、掘进工作面局部通风机应设置开停传感器,被控设备开关的负荷侧应设置馈电状态传感器。
4、由信心中心负责瓦斯监控设备的维护与检查工作。
5、信息中心对局部通风机开停传感
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