14505轨道巷炮掘掘进作业规程Word格式.docx
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巷道设计长度:
巷道分一号轨道巷975m和二号轨道巷403m,共1378m(平距)。
服务年限:
5年
四、预计开、竣工时间
本掘进工作面2014年1月下旬开工,预计2014年10月底竣工。
第二节编写依据
一、工作面设计说明书及批准时间
工作面设计说明书名称为《朱家河煤矿14505掘进工作面设计说明书》,批准时间为2014年1月。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《朱家河煤矿14505掘进工作面地质说明书》,批准时间为2014年1月。
三、其他编写依据、矿压观测资料
《煤矿安全规程》、《煤矿操作规程》、断层附近围岩应力分布。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
采区名称
四采区
地面标高(m)
+931.00m~+933.00m
井下标高(m)
+646.00m~+708.20m
地面相对
位置及建筑物
井下位置及掘进对地面设施的影响
该巷道位于马窑正断层以北,四采集中轨道上山以西,14503运输巷以南,六采集中运输巷以东之位置,对地面无较大影响。
邻近采区
开采情况
工作面东邻一采区(已闭采),西邻六采区(正在进行开拓布置)。
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚硬系数、层间距
1、煤层赋存
该工作面煤层赋存较稳定,煤层厚度在3.2~5m之间,平均厚度4.2m。
根据已掘巷道揭露情况和煤层底板等高线可知,该工作面煤层倾角较小。
煤层倾角在0°
~5.2°
之间,平均2.58°
左右,煤层中夹矸0~3层,厚度0~0.4m,岩性以泥岩为主。
煤质特征表
煤种
工业牌号
硬度
发热量
灰份
硫份
贫煤
PM
0.85
20MJ/Kg
2.6%
2.8%
2、巷道围岩特征
直接顶:
粉砂岩,深灰色,含较多云母片,质不均,夹砂岩条带显示缓波状层理,含黄铁矿结核。
老顶:
中粗粒粉砂岩,灰黑色,含白云母碎片,质不均,产植物碎屑化石,含黄铁矿结核,底部为炭质泥岩。
直接底:
深灰色泥岩,砂质泥岩。
老底:
K3石英砂岩,灰色细粒,致密坚硬,硅质胶结,含黄铁矿结核。
煤系地层综合柱状图
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤尘爆炸指数
本矿属瓦斯矿井,煤不易自燃,但煤尘有爆炸危险,爆炸指数为22.56%,故需加强“一通三防”管理工作。
瓦斯绝对涌出量2.31m3/min,相对涌出量0.89m3/t,二氧化碳绝对涌出量为4.6m3/min,相对涌出量为1.77m3/t。
第三节地质构造
该掘进工作面地质构造比较简单,从煤层底板等高线来看,为一倾角较小的单斜构造。
第四节水文地质
该巷道南邻马窑正断层,预计掘进期间会遇到马窑正断层所派生的许多小断层,因此在掘进期间必须做好地质勘察工作。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
14505轨道巷布置在5-2煤层中,两段总长度1378m(中-中)。
在四采皮上距14508一号辅助巷向外(中-中)10m处以250°
方位开口施工14505一号辅助巷(中-中)67m(其中一号辅助巷与四采轨上上下交错形成风桥系统),然后以340°
方位施工二号辅助巷(中-中)20m,再以70°
方位开口施工14505一号轨道巷外段巷道(中-中)30m与四采轨上贯通,再以250°
方位继续开口施工14505一号轨道巷里段巷道945m,然后以340°
方位角施工二号切眼(中-中)30m,最后再以250°
方位角施工二号轨道巷403m。
14505轨道巷平面布置示意图
第2节支护设计
一、巷道断面:
1.正常断面为圆角矩形锚网支护,其S掘=9.7㎡,S净=8.9㎡。
断面特征
掘进断面
净断面
支护形式
排距
面积m2
上宽m
下宽m
高m
锚网支护
0.8m
圆角矩形
9.7
1.6
3.8
2.7
8.9
3.6
2.6
2.支护说明表:
掘进断面
9.7m2
锚杆名称
锚杆规格
锚固剂型号
数量
净断面
8.9m2
锚索
Φ15.24×
6m钢绞线
K2360
两节
巷道形状
左旋螺纹钢
Φ20×
2500mm
排距
800mm
A3圆钢
Φ16×
1600mm
Z3530
一节
间距
600mm/700mm
玻璃钢锚杆
Φ17×
1700mm
网目尺寸
50×
50mm
金属菱型网
4000×
900mm
铁托盘
120×
120mm
T型钢带型号
GD130∕18-1600∕700-Φ30
木托板
350×
200×
3.巷道断面支护示意图:
二、支护方式
(一)、临时支护:
采用两根DWB26-30/100型外注式玻璃钢单体支柱与T型钢带配合菱形网进行临时支护。
钻爆法施工断面尺寸达到设计要求后,用长把工具将迎头活石活矸处理掉,在确认顶板无安全隐患的情况下,迅速用单体支柱将菱形网和T型钢带顶至顶部,连网护住顶板,临时支护打好后,及时用大锨拉完迎头浮煤,最后进行永久支护。
工作面最大空顶距为1000mm,最小空顶距200㎜。
同时工作面备用两根单体支柱,根据实际情况做点柱使用。
临时支护示意图
(2)、永久支护:
14505工作面轨道巷采用锚网(索)+T型钢带联合支护,锚杆排距0.8m,锚杆间距0.7m(弧拱部0.6m),锚索布置形式1-2-0,锚索长度为6m。
支护参数计算依据《朱家河煤矿大断面、大跨度煤巷锚杆支护设计》。
1、理论计算
本巷锚杆排距拟定为800mm。
主要依据非弹性区理论和组合拱理论进行设计计算。
设计原始参数:
煤层普氏系数?
=0.85;
煤层容重γ=20KN/m3;
岩体容重γ′=23KN/m3;
煤层粘聚力c=2.0MPa;
内摩擦角δ=30°
;
P为累计地应力6.4MPa。
顶板支护分析:
按非弹性区理论计算顶板稳定层位置。
、巷道宽B=3.8m,半跨a=1.9m,高h=2.7m,
等效圆半径:
r0=
=2.3m
则不支护时煤巷内部最大非弹性区半径R0为:
R0=r0
=2.3×
=2.74m
两帮非弹性区深度:
a1=2.74-1.9=0.84m
顶部非弹性区深度:
a2=2.74-1.35=1.39m
冒落拱高度:
b=
=
=2.73m
冒落拱内锚杆承受煤体的重量:
G1=γ·
S·
D
式中:
γ为煤层的容重;
S为冒落拱包络线内煤体截面积;
D为锚杆排距,取0.8m。
G1=20×
1.5×
3.8×
2.73×
0.8=248.976KN
顶锚杆参数
由于每排顶锚杆的设计荷载值为50KN,则每排顶锚杆的数量为:
248.976/50=4.97952根,取5根/排。
锚固长度:
L1=
注:
1、式中d为钻孔直径;
2、τ为岩体与锚固剂的抗剪强度,取
3、m取值1.2~1.5。
则锚固长度为L1=
=0.225m,计算中取值600mm.
根据顶部挤压加固理论,锚杆长度为:
L顶=1.39+0.6+0.1=2.09m。
故由锚杆承载力可知顶部锚杆选择选取Φ20×
2500mm型左旋螺纹钢锚杆,排距为800mm,锚固长度600mm。
帮锚杆参数
由两帮非弹性区深度:
a1=0.84m,根据顶锚杆锚固长度计算,帮锚杆长度为:
L帮=0.84+0.6+0.1=1.54m
故煤柱侧锚杆选取Φ16×
1600mm型A3圆钢锚杆,排距为800mm,锚固长度为300mm;
煤墙侧锚杆选取Φ17×
1700mm型玻璃钢锚杆,排距为800mm,锚固长度为600mm。
锚索布置
锚索的计算主要是根据顶部悬吊作用,四采区巷道煤层最大厚度为5m,巷道高度2.6m,顶部锚索悬吊煤层最大厚度为2.4m,若排距为800mm,则锚索所承受的上部岩体重量为:
G2=γ·
D=20×
2.4×
0.8=145.92KN
直径Φ15.24mm钢绞线破断力为350KN,则每排选用145.92/350=0.417根,理论上每排800mm选取1根,即锚索布置方式为1-1-1。
锚固长度为:
L2=
=0.658m
取锚固长度为1200mm,锚索长度为:
L2=1.2+0.15+0.05+2.4=3.8m,理论上选取4m锚索满足支护设计要求。
锚杆间距计算
A=
,式中:
A——锚杆间距,m;
Q——锚杆设计锚固力,50KN/根;
H——冒落拱高度,取2.73m;
R——煤容重,取20KN/m3;
K——安全系数,一般取K=2;
A=
==
=0.676m,故拱角锚杆间距取600mm,同理可得,帮部锚杆间距取值为700mm。
、根据以上理论计算,锚杆支护设计同样能满足小断面支护要求,因此,根据朱家河煤矿地质条件煤层厚度实际情况,选取锚索长度为6m,锚索布置方式为1-2-0。
锚杆支护巷道工程质量规定表
项目
质量标准
部位
巷道规格及名称(毫米)
正常断面
净宽
0~+100mm
中线至左帮墙
1800mm
中线至右帮墙
净高
-50~+200mm
全高
2600mm
锚杆锚固力
50KN
45KN
玻璃钢
锚杆螺母扭距力
150N·
m
120N·
40N·
金属网及钢带施工质量
顶帮
网搭接紧密,压实,保证每隔200mm扭结一处,每扣扭结不小于一圈半,钢带压网紧贴岩面。
锚杆布置
间距
±
100mm
顶部
700mm
弧拱,帮
600/700mm
锚杆安装
安装牢固,托板紧贴壁面,未接触部位楔紧
锚杆(索)角度
锚杆(索)角度应与井巷轮廓的法面或与层理面、节理面、裂隙面垂直
锚杆(索)丝头外露
锚杆螺母外10~40mm之间,锚索露出锁具150~250mm
锚杆距迎头
≤200mm
螺母扭矩、锚固力
符合设计要求
锚索安装深度
5800mm
锚索预应力
100KN
第三节支护工艺
一、锚杆金属网联合支护材料:
(1)锚杆
顶部、弧拱部采用Ф20×
2500㎜左旋螺纹钢锚杆,保护煤柱帮部采用Ф16×
1600㎜A3圆钢锚杆,一号轨道巷里段开口向里5m内煤墙侧采用Ф16×
1600㎜A3圆钢锚杆,5m处向里煤墙侧采用Ф17×
1700mm玻璃钢锚杆。
(2)锚索
采用Ф15.24㎜钢绞线,长6m,布置形式1-2-0;
(3)锚固剂
锚索采用两节K2360树脂锚固剂锚固,锚固长度1200mm;
左旋螺纹钢锚杆采用两节K2360树脂锚固剂锚固,锚固长度1200mm;
A3圆钢锚杆采用一节Z3530树脂锚固剂锚固,锚固长度300mm;
玻璃钢锚杆采用一节K2360树脂锚固剂锚固,锚固长度600mm。
(4)加固网
采用12#铁丝加工的菱形金属网,网目50×
50㎜,规格4000×
900㎜,网目间逢孔必联。
(5)托板
采用铁、木双托板,木托板规格为350×
50㎜,中部孔径为Ф22㎜,铁托板规格为120×
8㎜钢板,孔径为Ф18㎜(A3圆钢锚杆配用)及Ф22㎜(左旋螺纹钢锚杆配用)。
二、锚杆金属网联合支护工艺:
锚杆、锚索安装工艺及技术要求:
1、打锚杆眼:
打眼前,首先按照中线严格检查巷道断面规格,不符合作业规程要求时必须先进行调整处理;
打眼前先要敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩情况,处理活石活矸,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50mm,眼向误差不得大于1°
。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钎杆上做好标记,严格按锚杆长度打眼。
打眼应按照先顶后帮、先中间后两帮的顺序依次进行。
2、安装锚杆:
安装前,应将眼孔内的煤粉清理干净。
然后把树脂锚固剂用锚杆送入眼底,锚杆外端头套上专用搅拌器,顶拱部锚杆用锚杆钻机(帮部锚杆用煤电钻)卡住专用搅拌器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,其搅拌时间为10~15s,初凝1.5~3min后方可上好托盘旋紧螺母。
3、锚杆安装技术要求:
①顶部及弧拱部锚杆采用MQT-120型风动锚杆钻机(B19-1×
8配套钎杆,Ф28㎜钻头)配2.2M内六方上锚器搅拌药卷并紧固。
帮部锚杆采用MZ-1.2型煤电钻配合专用内六方上锚器进行安装,使用活口扳手进行紧固。
②工艺流程
打眼→安装树脂药卷及锚杆→连接特制连接器(头部为Ф24内六方或Ф16螺母内丝)→开锚杆钻机(煤电钻)搅拌10~15s→停机等待90~180s→上好托板→开机上紧螺母。
③锚杆丝头外露10mm~40mm。
药卷凝固5min后左旋螺纹钢锚杆扭矩不低于150N·
m,A3圆钢锚杆扭矩不低于120N·
m,玻璃钢锚杆不低于40N·
m(力矩扳手检测)。
④锚杆的锚固力左旋螺纹钢不得低于50KN,A3圆钢不得低于45KN,使用MLY-B型锚杆拉力计读数时左旋螺纹钢不低于17Mpa,A3圆钢不低于15MPa。
⑤锚杆间、排距误差±
100mm,托板、网与顶板必须紧贴煤壁。
⑥锚杆角度应与井巷轮廓的法面或与层理面、节理面裂隙面垂直。
⑦帮部锚杆永久支护距工作面迎头最大可滞后两排。
⑧搅拌机械的转速不低于150r/min,搅拌时间必须在凝胶时间内完成。
4、锚索安装技术要求
A、锚索安装工艺流程
打锚索孔→送入锚固剂和锚索→连接钻机锚固锚索→安装锁具→安装张拉千斤顶→风动加压→风动回油卸压→取下张拉千斤顶。
B、技术要求
①采用MYT—120型风动锚杆钻机(Ф28mm钻头、B19-1×
8组合钻杆)配合圆孔锚索连接器安装。
②锚索眼深5.8m,树脂药卷按规定的数量、规格逐条放进眼口,用锚索顶住药卷,轻轻将药卷送至眼底,安装过程中搅拌时间控制在15~20s,要求一气呵成,绝不能反复搅拌,否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏,导致锚固失效。
③锚索外露长度150~250mm。
④安装15min后张拉预紧力必须达到100KN以上,使用MSY-160型千斤顶预紧时SYB型手动油泵的压力表读数必须在34MPa以上。
5、施工质量和要求:
①锚杆应严格按支护设计规定布置,锚杆排距800m;
顶部、弧拱部间距600mm;
帮部间距700mm;
锚杆间排距允许误差土100mm。
锚杆角度(特殊角除外)垂直于该点巷道轮廓的法面,允许误差0o~1o。
托板紧贴岩(煤)面,接触面积不小于70%;
锚杆丝头要求从螺母外计量外露长度10~40mm。
三、支护材料备用量规定:
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。
第四章施工工艺
第一节施工方法
本巷道采用钻爆法施工,锚杆金属网联合支护。
施工前,首先按由外向里对施工点处前后各10m范围内的支护进行安全检查,确认安全后,方可开始施工。
施工工艺流程为:
安全确认
打眼
延长溜子
爆破
净化风流
临时支护
大锨拉煤
永久支护
小锨清煤。
第二节凿岩方式
本巷道采用MZ—1.2型煤电钻配合煤钻杆进行钻爆法施工。
第三节爆破作业
一、掏槽方式为:
楔形掏槽法
二、炸药、雷管
使用二级煤矿许用乳化炸药、毫秒延期电雷管,电雷管必须编号。
三、装药结构:
正向装药结构。
四、起爆方式:
起爆使用MFB—200型发爆器,铜芯爆破母线,其连线方式为串联连线。
爆破顺序:
掏槽眼
辅助眼
压眼
底眼
底角眼
顶眼
周边眼。
炮眼个数增减不超过10%,超过时,另行补充安全技术措施。
打眼工必须严格按标定的眼位打眼。
爆破后眼痕率不小于50%,装药量可作适当调整,调整量0.1kg,确保巷道成形。
炮眼布置示意图
装药结构示意图
爆破说明书
眼号
名称
炮眼
深度
倾角
装药量
爆破顺序
雷管段数
连线方式
水平(°
)
垂直
(°
节/眼
Kg/眼
1、2
掏槽
1.0
63
90
2
0.4
1
串
联
3、4
辅助
0.8
70
1.5
0.3
3
5、6、7
79
8、9
10、11
18~22
5
12~17、23~28
周边眼
0.2
27~32
空心眼
/
合计
43
8.6
爆破经济技术指标表
煤层硬度系列
7
循环进度
0.8m
炮眼数目
34个
8
炸药
矿用2#乳化炸药
炮眼深度
9
雷管
毫秒延期电雷管
4
周边眼距
0.4m
10
炸药耗量kg/m
10.75kg/m
最小抵抗线
0.6-0.75m
11
雷管耗量发/m
35发/m
6
炮眼利用率
82%
第四节装、运煤(岩)方式
一、煤(岩)装载方式:
14505轨道巷掘进工作面采用人工大锨拉煤,小锨清煤方式进行装载。
二、煤(岩)运输系统:
1、运输方式:
14505轨道巷工作面采用3部40T刮板输送机、4部胶带输送机进行运输。
2、路线:
14505轨道巷→14505二号辅助巷→14505一号辅助巷→四采皮上→四采煤仓→西部运输大巷→地面。
第五节管线敷设
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。
电缆每隔1m吊挂一处,电缆垂度不超过50mm。
水管要接口严密,不得出现“跑、冒、滴、漏”现象,水管距迎头20m范围内使用Ф16mm与Ф10mm高压胶管,20m外使用2寸无缝钢管,风管距迎头20m范围内使用Ф25mm与Ф16mm高压胶管,20m外使用2寸无缝钢管,要随工作面前进及时延长:
以备迎头正常用水用风。
第五节设备及工具配备
设备配备表
设备名称
型号
功率(KW)
使用(台)
局部通风机
FBDY№5.6/2×
11×
刮板输送机
SGW-40T
55
皮带输送机
SPJ-800
煤电钻
MZ-1.2
综保
ZBZ-4-4.0M
馈电
KBZ20-400
真空开关
QBZ-120
第五章生产系统
第一节通风系统
本工作面采用FBDY№5.6/2×
11型局部通风机进行压入式通风,局部通风机安设在四采轨上14508联络巷口处的新鲜风流中,详见通风系统示意图。
一、掘进工作面风量计算:
1、按掘进工作面瓦斯涌出量计算:
Q掘=100q1×
K掘进m3/min=100×
0.07×
2=14m3/min
100——单位瓦斯涌出量配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值;
q1——掘进工作面绝对瓦斯涌出量,0.07m3/min
K——掘进工作面瓦斯涌出量不均衡系数,取值1.5~2。
2、按CO2涌出量计算:
Q掘=100q2×
K掘通
q2—掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量,m3/min,取最大值0.25m3/min;
Q掘=100×
0.25×
2=50(m3/min)。
3、按迎头最多人数计算:
Q掘>4N(N取15)=60m3/min
4——每人每分钟应供给的最低风量m3/min;
N——掘进工作面同时工作的最多人数。
4、按局扇实际吸风量计算:
Q煤掘=Q扇×
Ii+60×
0.25Sm3/min=345.5m3/min
式中:
Q扇——局部通风机实际吸风量,取200m3/min;
Ii—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,取1;
S—局部通风机安装处巷道面积,取9.7m2
综上可知:
Q煤掘=345.5m3/min
二、掘进工作面风速验算:
1、按最低风速验算
Q煤掘>60×
S(9.7)=145.5m3/min
2、按最高风速验算
Q煤掘<60×
4×
S(8.9)=2136m3/min
3、根据工作面回风流中的瓦斯不超过1%验算
CH4浓度=q/Q掘×
100%=0.89/345.5=0.00241<1%
由以上计算和验算可知,掘进时迎头最大所需风量345.5m3/min。
选用FBDY№5.6/2×
11型局部通风机(其额定供风量为200~400m3/min)满足风量要求,采用双风机双电源,实现风电闭锁,并符合有关规定,风筒直径选用φ600mm阻燃抗静电风筒。
三、局部通风机安装地点和通风系统
1、局部通风机安装地点及要求
安设在四采轨上14505联络巷口的新鲜风流中,使用局部通风机必须实行
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