顺利煤矿集中运输巷作业规程文档格式.docx
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第四节防治水
第五节机电
第六节运输
第七节其他
第八章安全技术操作规程
第九章灾害应急措施及避灾路线
作业规程学习记录
第一章
工程概况
第一节
概
述
一、巷道名称
本作业规程掘进的巷道为1201集中运输巷。
二、掘进目的及用途
掘进目的是为了1201集中运输巷行人、运输用。
三、巷道设计长度及服务年限
1、巷道设计长度:
100m。
2、服务年限:
13.3a。
四、预计开竣工时间
预计开工时间为2012年月日,竣工时间为2012年月日。
第二节
编写依据
一、四川省煤炭设计研究院编制的《XX矿业有限公司顺利煤矿扩建初步设计终稿(代可行性研究报告)》。
二、四川省地质矿产勘察开发局化探队编制的《四川省荣县原荣县普查区顺利煤矿资源贮量核实报告》。
三、《四川省经济委员会关于同意核准荣县顺利煤矿技改扩能工程的通知》(川经煤炭函[2005]431号)
四、《煤矿安全规程》、《煤矿开采技术规范》。
五、本矿实际情况。
第二章
地面相对位置及地质情况
地面相对位置及邻近采区开采情况
井上下对照关系表(附表1)
水平
+313m
工程名称
地面标高
+536m__+551m
井下标高
+314m__+356m
地面的相对位置建筑物、小井及其他
该掘进工作面地面为耕地(土)和慌坡、无塘库堰河,无重要建筑物
井下位置
及四邻采掘情况
此巷相邻巷道均为已掘巷道,所以对其他巷道影响较小。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
根据上述情况,水文地质条件简单,无水患,但矿压明显,要加强该工作面支护。
煤层赋存及煤质指标(附表2)
煤层名称
下元碳
煤岩类别
半亮型
厚度(m)
平均1.6
煤尘爆炸性
无煤尘爆炸危险性
煤层结构
简单
煤的自燃
无煤自然危险性
煤层倾角
1~6°
地温
无异常
品种
/
地压
中等
容重
瓦斯
工作面相对瓦斯涌出量为1.5m3/t
硬度(f)
2~6
煤层顶底板情况(附表3)
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
石英砂石
19
硬脆、透水性强
直接顶
伪顶
炭质页岩
0.26
软、易冒落
直接底
炭质页岩,泥质砂岩
1.0
较软、易底鼓
老底
灰岩
未见底
硬、含水
1201集中运输巷综合柱状图见附图1
二、煤层瓦斯及自燃
根据该矿井地质报告,该矿井属低瓦斯矿井。
根据瓦斯鉴定报告提供资料,证明该煤层无煤与瓦斯突出危险性,本区煤尘无爆炸危险性;
煤属无自燃危险煤层。
第三节
地质构造
本矿区位于四川台坳、川中隆起之威远背斜(资威穹隆)构造北西翼,走向近于南北向,倾向240°
—270°
,倾角1°
—6°
,平均3°
。
矿区西侧见一条南北向的回龙场断裂(F2)。
但矿区离此断裂带较远,构造相对简单,煤层稳定,呈向西倾斜的单斜煤层,区内无岩浆活动。
因此,本矿区地质构造复杂程度为简单类型。
第四节
水文地质
1、水文地质情况
矿区内地下水含水层主要为须家河组第二、四、六段长石石英砂岩,砂岩孔隙和裂隙均为地下水的良好储水构造和运移通道;
隔水层为须家河组第一、三、五段的泥岩,泥岩遇水后堵塞裂隙,形成不透水层。
矿区内未见断裂构造,岩层呈单斜产出,倾斜方向与区内主要河流向西流的方向近于一致。
所以,上述含隔水层水力联系少,含水层对矿井开采威胁较小。
矿区内皮匠沟、陡沟从南向北流,水量不大,注入矿区北部由东向西流向的溪沟内,流量比皮匠沟、陡沟大,但本矿设计的三个井口标高都比此溪沟洪水期水面标高高30m以上。
矿区及其周围地表有小型堰塘分布,无渗漏现象,加之隔水层阻隔,包括矿区北部溪沟均与井下工作面相对高差大,超过140m。
因此,地表水对本矿井下开采威胁较小,影响不大。
本矿区内大气降水,地表水部分以面流形式汇入沟谷,部分则渗入地下补给地下水。
地下水多沿岩层层面(隔水层顶板)或裂隙径流,在地形低洼处以泉的形式排泄于地表或沟谷中,经矿区北部溪沟向西排出矿区。
因此,本矿井下开采涌水量较小,一般不大于25m3/d,矿区水文地质条件简单。
第三章
巷道布置及支护说明
巷道布置
此巷开口处布置在1201集中运输巷600米处,沿原巷道方位角以水平掘进,巷道水平标高约为+314m—+356m,巷道规格为:
3.4×
2.8m的半圆拱断面,掘进断面积8.277m2,净断面积7.539m2,设计长度为100m,工程量827.7m3。
1201集中运输巷平面布置图见附图2
矿压观测
一、锚杆锚固力检测
自开口位置开始,每隔50m随机抽取3棵锚杆做拉拔力试验,以检验顶板支护效果,并将检测结果记入专用记录本中备查。
抽检指标为:
顶锚杆锚固力不得低于60KN。
发现不合格锚杆,必须在其周围200mm的范围内补打合格锚杆。
二、巷道表面位移观测
施工过程中,要对巷道表面位移情况及时进行观测,碛头掘进10m后设一组检测断面,两组检测断面之间的距离为30m,每组检测断面设4个检测点,即顶、底板及两帮腰线处各设一个。
每24小时检测一次,并将检测结果记入专用记录本中备查。
每个检测点自设立之日起,连续检测时间不少于7d,之后按每7d检测一次再检测一个月。
支护设计
一、巷道断面
1、1201集中运输巷断面为半圆拱断面,其断面尺寸为:
巷道规格为3.4m×
2.8m的梯形断面,掘进断面积8.277m2。
1201集中运输巷断面图见附图3
二、支护方式
(一)永久支护
1:
支护设计
根据本矿的矿压观测资料和实际情况,决定采用锚杆、锚网、喷浆支护。
顶板采用MQT-130/2.8型锚杆钻机打眼,配MSCK-23-40树脂锚固剂、2000mm×
1000mm钢筋网;
帮壁采用YT-28型凿岩机打眼,配MSCK-35-40树脂锚固剂、900mm×
1000mm锚网;
锚杆采用18#螺纹钢,锚盘为8#150mm×
150mm钢板,喷浆为C20水泥砂沙浆喷浆,巷道掘进延伸,同时做好锚杆支护。
喷浆在巷道掘进完工后进行,采用PZ-5型喷浆机喷浆,喷浆厚度为不得低于100mm。
2:
喷浆工艺,具体施工过程如下:
1我矿采用C20配料标准:
水泥强度:
32.5Mpa卵石混凝土水泥富余系数1.00粗骨料最大粒径20mm塔罗度35~50mm
每立方米用料量:
水:
190kg水泥:
404kg砂子:
542kg石子:
1264kg配合比为:
0.47:
1:
1.342:
3.129砂率30%水灰比:
0.47
井上混料。
采用锥形混合机,一次混料l.0m3,该设备的主要特点是物料混合均匀,物料混合时不产生分层离析现象。
该设备安装时采用钢铁支架式结构,将各种物料按比例称量好后,用提升机运到混料机平台上,然后倒入混合机,盖好加料口,打开搅拌开关低速搅拌大约5分钟后经过放料阀放人包装袋,然后装入矿车运输到井下作业地点使用。
在井上混料阶段需要两名工人进行各种操作。
②运输。
袋装的喷浆材料装入矿车,运输到井下经机车牵引至施工地点,摆放整齐。
③喷浆机组。
该喷浆机组由PZ-5型喷浆机喷浆。
④喷浆及锚网工作应遵循自上而下,先顶后帮的顺序。
每次扩帮长度不得超过1.5米。
空顶距离不得大于0.4米,严禁人员直接在空顶下施工。
施工必须用条布包裹好电缆管路等设施,防止溅上砂浆。
喷浆时喷头应垂直受喷面,喷头距受喷面不得大于1.5米,喷头呈圆形或椭圆形轨迹做螺旋式缓慢移动。
严格控制水灰比和风压及速凝剂的用量,尽可能减少回弹。
喷层厚度不得小于100毫米,并保证成形美观,喷层密实,表面平整,无赤脚、穿裙现象。
1201集中运输巷支护形式图见附图3
(二)按悬吊理论计算锚杆参数
1、锚杆长度计算:
L=KH+L1+L2
式中:
L—锚杆长度,m;
H—冒落拱高度,m;
K—安全系数,一般取2;
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.4m;
L2—锚杆外露长度,一般取0.1m。
其中:
H=B/2f=3.4/2×
3=0.567m
B—巷道掘进跨度,m
f—普氏岩石坚固性系数,取3
则:
L=2×
0.567+0.4+0.1=1.634m
施工时取L=1.8m。
2、锚杆直径的确定:
根据材料力学计算锚杆直径为:
D=√4.4P/π×
Jb
D—锚杆直径,mm
P—锚杆截面载荷,取105kn。
Jb—螺纹钢锚杆屈服点,取410MPa
D=√4.4×
105×
103/3.142×
410=18.9mm
施工时取D=18mm。
3、锚杆间、排距计算:
a=√Q/KHγ
a—锚杆间、排距,m;
Q—锚杆设计锚固力,Q=18.5f-12=43.5KN。
γ—被悬吊砂岩的重力密度,取22.54KN/m3。
a=√43.5/2×
0.63×
22.54=1.24m
施工时取a=1000mm,<1.24m,间、排距选择合理。
4、锚杆支护密度校核验算:
⑴沿巷道掘进方向煤层顶板选取2.7m的支护断面进行验算,锚杆支护密度为1000mm×
800mm,则该范围内有0.8排共计12根锚杆(每根锚杆设计锚固力为43.5KN),因此总锚固力为:
F总=12×
43.5/9.8=53.27t。
⑵该范围内2m厚悬吊围岩重量(该顶板多为砂质泥岩或粉砂岩,选取最大密度为2.3g/cm3)为:
G围=2.7×
3.1×
2×
2.3=38.5t。
⑶F总﹥G围,故所选支护密度适合。
通过以上计算,选用直径18mm、长度为2000mm的等强度螺纹钢锚杆,锚杆间、排距均为1000mm×
800mm能满足支护要求;
㈢临时支护
⑴巷道岩性较好、顶板较完整时,爆破后及时用长把工具找掉碛头悬矸危岩后,采用临时支护形式。
前探梁临时支护形式、材料、规格及要求:
采取前探梁临时支护。
前探梁为2400mmπ型钢梁,中心线左右600mm处各一根;
每根前探梁必须使用二个在一条直线上(该直线与巷道中心线平行)的前探梁钩悬挂,且前端前探梁钩距碛头距离不大于500mm。
掘进工作面必须至少备用一根前探梁、两个前探梁钩及10根符合要求的半圆木。
前探梁拆下后,必须整齐码放在巷帮部距工作面不得超过10m。
⑵临时支护后为永久支护。
永久支护距碛头最大控顶距2.0m,最小控顶距0.4m。
⑶临时支护与永久支护的关系:
当控顶距<0.8m时,只采用临时支护;
当控顶距≥0.8m时,必须在临时支护的掩护下进行永久支护。
㈣锚索加强支护
施工过程中,根据围岩变化情况或在开口口及过断层时要采用锚索加强支护。
支护工艺
一、锚喷支护
(一)支护材料
1、锚杆及锚固剂:
锚杆采用等强度螺纹钢锚杆,直径为18mm、长度为1800mm,锚杆间、排距为1000mm×
800mm。
每根锚杆均使用两卷树脂锚固剂锚固,锚固长度不小于700mm。
锚杆必须出扣,外露长度≤50mm。
托盘为正方形,规格为8#150mm×
150mm,用10mm钢板压制成弧形。
树脂锚固剂直径为23mm,每卷长度为400mm,型号为MSCK-23-40。
锚杆均使用配套标准螺母紧固。
树脂锚固剂使用前应检查其质量是否合格,以手感柔软为合格,过期、硬化、破裂等失效的锚固剂及锈蚀、弯曲等不符合要求的锚杆严禁使用。
严禁出现将锚杆锯短注入的现象。
2、锚网为直径2mm的焊网,网的规格为长2000mm,宽1000mm,网格度为100mm×
100mm,网要压茬连接,压茬长度为100mm,并做到每道必连且连接牢实。
喷浆为C20水泥砂沙浆喷浆
(二)锚杆安装工艺:
1、打锚杆眼:
打眼前,首先严格按中线检查巷道断面规格,不符合设计要求时必须先进行处理;
打眼前要先按照由外往里的顺序检查顶帮,找掉悬矸危岩,确认安全后方可作业。
锚杆眼位置要准确,眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15°
锚杆眼深度要以比锚杆杆体长度短50mm为宜。
打眼及安装锚杆时应按照由外往里、先顶后帮的顺序依次进行。
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,眼孔方向严禁有人。
然后铺网,用锚杆顶住树脂锚固剂把锚固剂缓缓送入眼底,注意不要用力过猛或反复抽拉锚杆,以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。
锚杆外端头套上托盘、螺帽,用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽,开动锚杆钻机,使锚杆钻机带动锚杆杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,搅拌时间为25~40s,直至锚杆达到设计深度。
再等3min左右,开动锚杆钻机拧紧螺帽再给锚杆施加一定的预紧力后方可撤去锚杆钻机。
锚杆锚固力不低于60KN。
15min后可进行锚杆拉拔力测试。
3、质量要求:
锚网必须贴紧岩面,不得出现网兜。
锚杆应垂直于巷道轮廓线,靠帮两根与巷壁间的夹角不得小于75°
锚杆必须横成排、纵成线。
锚杆托盘必须将菱形网压紧、压平,螺帽拧紧,严禁松动。
喷浆厚度必须达到100mm。
二、巷道工程质量规定
检查项目
质量标准
部位
巷道规格
优良
合格
巷道宽
巷道中线至任一帮距离
0~100mm
0~150mm
上宽
2600
下宽
3200
巷道高
巷道顶底距离
腰线至顶板
锚杆
间、排距/mm
±
100
顶板
1000×
1000
孔深/mm
0~1750
锚杆规格
全长
Ф18×
1800
外露长度/mm
≤50
角度
≥75°
顶板夹角
锚固力/kn
60
60KN/根
距工作面距离/mm
0-800
锚杆至碛头
≯2
工业卫生
巷道无杂物、无淤泥、无积水,材料工具按规定码放整齐,挂牌管理
第四章
施工工艺
第一节施工方法:
巷道开口施工方法:
1、此巷开口处布置在1201集中运输巷600米处,沿原巷道方位角以水平掘进,巷道水平标高约为+313m—+356m,巷道规格为:
2.8m的半圆拱断面,掘进断面积:
8.277m2,净断面积7.539m2,设计长度为100m,工程量827.7m3。
2、开口前,由于扩帮部位原巷道断面增大,必须补打锚杆进行有效支护。
3、开口前,机电科、通风工必须提前按设计要求,安设好局部通风机,接好风筒,并三班派专职瓦检员现场跟班,检查通风、瓦斯情况,严禁无风、微风及瓦斯超限作业。
安检科必须派安检员跟班监督检查,确保施工安全进行。
4、施工单位必须提前将所需各类施工用料下运到1201集中运输巷规定堆料位置,分类堆放整齐,挂牌管理,严禁乱丢乱放。
第二节爆破及凿岩方式
本规程所施工的巷道均采用钻爆法破落煤岩。
1、钻眼机具:
采用YT-28型凿岩机打眼,打锚杆眼及安装锚杆采MQT-130/2.8型锚杆钻机。
2、该巷道掘进碛头采用侧卸式装载机装煤、矸于矿车,绞车下放,人工摘挂钩,机车牵引至车场。
3、降尘方法:
打眼前进行洒水湿润煤体、水炮泥装药、爆破前后及出货过程中洒水,爆破时使用水雾。
爆破作业
掏槽方式为直眼掏槽法。
1、炸药种类:
采用煤矿安全许用二级乳化炸药。
雷管:
采用毫秒延期电雷管1—5段。
2、装药结构:
正向装药结构。
3、起爆及联线方式:
使用QBZ-120型发爆器起爆,∮6mm两芯胶质专用放炮电缆作放炮母线,采用一次打眼、一次装药、一次起爆的起爆方式;
联线方式为大串联。
4、巷道周边眼布置在巷道轮廓线以内200mm,眼距控制在350mm,眼距误差不超过50mm。
周边眼周边眼距辅助眼500mm,辅助眼距掏槽眼600mm,周边眼和辅助眼应成三花眼布置,眼距误差不超过50mm。
周边眼眼深1.8m,装药量为2节药卷。
辅助眼、底眼眼深1.8m,装药量为3节药卷。
为了保证爆破效果,将槽眼加深0.2m.掏槽眼眼深2.0m,装药量为4节药卷。
每节药卷重量为200g/卷,每眼只准使用一个电雷管。
实际施工时应按照当时的煤岩软硬程度及地质条件变化情况适当增减装药量,以达到最佳爆破效果。
1201集中运输巷炮眼布置图附图4
1201集中运输巷爆破说明书附图5
1201集中运输巷装药结构图附图6
第四节
装载与运输
一、装载
采用人工装岩入矿车,由YBJ25-4绞车下放,人工摘挂钩至1201运输巷溜煤眼,再由CCG3/600型机车牵引至井底车场,主绞车提升到地面。
二、运输
运输路线
该巷道掘进碛头采用人工装矸配合1t矿车运输,碛头采用人工装矸把矸石装到矿车上,人工挂钩,由YBJ25-4型绞车下放至1201运输巷溜煤眼,再用CCG3/600型矿用防爆柴油机运至井底车场+308m主运输石门,利用JTP-1.2*1/24型主提升机提升至地面。
第五节
管线敷设
水管、监测线、电缆布置在巷道人行道一侧,风筒、放炮母线布置在巷道非人行道一侧。
监测线固定在腰线上0.8m处,电缆固定在腰线上0.6m处,用崩直的6#铁丝生根吊挂,每隔3m一吊挂,电缆垂度不超过50mm。
水管固定在腰线下0.2m处,接头严密,不得出现“跑、冒、漏、滴”现象。
风、水管距碛头20m范围内使用一寸胶管。
并随碛头的推进及时延长。
风袋吊挂在腰线上0.3m,风筒出口距碛头不的超过5m。
第六节
设备及工具配备
序号
设备工具名称
型号规格
功率/kw
单位
数量
备注
1
局部通风机
FBDY№5.6/2×
11
11
台
2
一台备用
风动凿岩机
YT-28
2
一台备用
3
锚杆钻机
MQT-130/28
4
提升绞车
YBJ25-4
25
1
5
矿车
1t
部
6
锚杆拉力计
MSL—200
7
张拉千斤顶
MS15—180
8
馈电开关
QBZ-80/660
台
第五章
生产系统
通风
采用压入式通风,用局部通风机供风。
1、风量计算:
(一)按瓦斯涌出量计算:
Q=100qk=100×
1.5×
1.2=180m3/min
q-为掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量1.5m3/min
K-为掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数
(二)按炸药使用量计算:
分五次起爆的最大装药量计算:
Q掏=25A=25×
4.5=112.5m3/min
Q辅=25A=25×
6.8=170m3/min
Q帮=25A=25×
2.7=67.5m3/min
Q顶=25A=25×
4.95=123.75m3/min
Q底=25A=25×
5.25=131.25m3/min
A-为一次性爆破使用的最大炸药量
25-为使用1kg炸药的配风量
(三)按人数计算
Q=4n=4×
12=48m3/min
n-为该掘进碛头同时工作的最多人数
4-为每人每分钟供风标准m3/min
根据以上计算,碛头所需风量取最大值为170m3/min。
2、风速验算
(一)按最低风速验算
岩巷掘进工作面的最低风量(Q最低):
Q最低=0.15×
60×
S=0.15×
8.327㎡=74.9m3/min
Q需>Q最低
V-为该掘进工作面允许最低风速
S-为该掘进工作面断面积
Q需-该掘进工作面需风量
(二)按最高风速验算
岩巷、煤巷或半煤巷掘进工作面的最高风量(Q):
Q最高=4×
S=4×
8.327=1998.5m3/min
Q需<Q最高
V-为该掘进工作面允许最高风速
(三)按掘进工作面温度和炸药量验算
炸药量/kg
<
5
5-20
>
20
温度/℃
16以下
16-22
23-26
需要风量m3/min
40
50
80
按我矿井下掘进工作面温度和炸药量验算,一般温度为16-22度,需要的风量为80m3/min,符合要求。
(四)按有害气体的浓度验算
回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过0.5%,其他有害气体符合《煤矿安全规程》规定
P瓦/Q掘=0.6/202×
100=0.297%<1%
经过验算该掘进工作面实际需风量202m3/min,符合《煤矿安全规程》要求.
四、局部通风机选型及安装地点
根据对该作业点的需风量计算和风速验算,确定选用型号FBDY№5.6/2×
11局部通风机额定风量200m3/min-400m3/min即可满足该掘进工作面供
风,根据实际情况应采用二级供风。
型
号
功
率
吸入风量
漏风风量
FBDY№5.0/2×
7.5
7.5Kw
180m3/min—300m3/min
30m3/min
11Kw
200m3/min—400m3/min
35m3/min
FBDY№6.3/2×
30
30Kw
260m3/min—630m3/min
48m3/min
2、三种型号局扇供到掘进碛头的实际供风量:
根据公式:
Q实=Q吸-Q漏
得出:
号
率
吸入风量
漏风风量
实际供风量
7.5Kw
240m3/min
30m3/min
210m3/min
11Kw
320m3/min
- 配套讲稿:
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- 顺利 煤矿 集中 运输 作业 规程