1101运输联络巷掘进作业规程Word下载.docx
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第三节爆破管理34
第四节先探后掘38
第五节机电41
第六节运输42
第七节其它安全技术措施47
第八章灾害应急处理及避灾路线50
第一节应急处理50
第二节避灾路线51
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
1101运输联络巷
二、掘进目的及用途
服务于1101工作面回采期间的进风、运料及行人。
三、巷道位置与相邻煤(岩)层、相邻巷道的关系
1101运输联络巷布置在二片回风石门,开门于二片回风石门13号测点前35m处,开门口标高为1771.2m。
目前该巷北为111809采空区,南为1053回风巷,西为1021工作面(回采结束已封闭),东面为二片回风石门,上邻M10煤层地表风氧化带,上覆1021和1053采空区及地表,下覆有原范家寨煤矿M20煤层的111801采空区和原明锦煤矿M20煤层的111802采空区。
四、巷道相关设计参数
该巷道设计为全煤,1101运输联络巷二片回风石门13号测点前35m处中西帮开窝,以229°
12′为中线方位,巷道坡度+18°
,掘进31m停头,预计工程量为31m。
五、开、竣工时间及服务年限
预计开工日期:
2017年3月份预计竣工日期:
2017年3月份
预计总工期:
15天巷道服务年限:
1年
六、巷道掘进过程中的重点
1101运输联络巷掘进过程中的重点是掘进期间必须加强现场揭煤和探放水工作的安全管理。
七、巷道平面布置图
第二节编写依据
1、国家安全生产监督管理总局令 第19号《防治煤与瓦斯突出规定》;
2、国家安全生产监督管理总局令 《煤矿安全规定》(2016年版);
3、本工作面设计施工图;
4、本工作面掘进地质说明书;
5、《煤矿防治水规定》(2009);
6、本工作面水文地质预测预报;
7、《煤矿井工开采通风技术条件》(AQ1028—2006);
8、《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1026—2006);
9、《煤矿瓦斯抽放规范》(AQ1027—2006);
10、《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》(AQ/T1047—2007);
11、《煤层瓦斯含量井下直接测定方法》(AQ1066—2008);
12、《预抽回采工作面煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出措施效果检验方法》(MT/T1037-2007);
13、《矿井瓦斯涌出量预测方法》(AQ1018—2006);
14、《关于进一步加强煤矿瓦斯治理工作意见》(黔府办发电〔2013〕4号);
15、《煤矿操作规程》。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及地质情况
一、巷道地面相对位置
1101运输联络巷对应地表高程2075m-—1900m之间,对应地表最大埋深约303.8m,最小埋深约128m,结合井上下对照图等相关资料分析,巷道上方无河流、湖泊、建筑物,对应地表为陡坡地形和沟溪,对巷道掘进无较大影响。
二、1101运输联络巷布置在二片回风石门,开门于二片回风石门13号测点前35m处,开门口标高为1771.2m。
目前该巷北为111809采空区,南为1053回风巷,西为1053工作面(回采结束已封闭),东面为1102工作面(正在回采),上邻M10煤层地表风氧化带,上覆1021和1053采空区及地表,下覆有原范家寨煤矿M20煤层的111801采空区和原明锦煤矿M20煤层的111802采空区。
三、煤层瓦斯涌出量、煤层自燃发火及煤层爆炸指数情况
1、该巷预计掘进期间最大瓦斯涌出量1.85m3/min(煤巷段),最小涌出量0.368m3/min(岩巷)。
2、煤层突出危险性:
已作煤层突出危险性性鉴定,按突出矿井进行管理;
上覆M5煤层1051工作面和M2煤层1021工作面开采以及下保护层M20煤层111801、111802工作面开采,均起到很好的保护作用。
3、煤层自然发火倾向:
Ⅲ级(不易自燃)。
4、煤尘爆炸指数:
无爆炸危险。
5、地温:
无地温异常。
6、瓦斯治理情况:
上覆M2煤层1021工作面开采和下保护层M20煤层111801、111802工作面开采,均起到很好的保护作用,瓦斯得到充分释放。
1102运输巷布置的顺层抽放钻孔已覆盖该巷的煤巷段,抽采时间大于2个月,抽采效果达标。
7、该巷顶板为粉砂岩,底板为灰色粘土岩。
在施工过程中加强顶板的护顶管理。
第二节煤(岩)赋存特征
一、煤(岩)赋存情况
M2煤层:
在ZK206及ZK223钻孔可采,是B1标志层之下的第一煤层。
煤层较稳定,常夹2—3层隐晶高岭石夹矸。
一般厚0.40—1.17米,平均厚0.83米,直接顶板常为黑色泥岩或泥灰岩薄层,底板为灰色粘土岩。
M5煤层:
在ZK206及ZK223钻孔可采,位于P2L4上部,在B2标志层之上3—6米,紧邻M2,两煤层间距一般3—6米,煤层较稳定,常夹2—5层隐晶高岭石夹矸。
一般厚0—1.74米,平均厚0.79米,直接顶板常为细砂岩,底板为灰色粘土岩。
M10煤层:
全区稳定可采,位于P2L4中部,在B3标志层之下5—10米,是B3标志层之下第一个可采煤层,常夹1—3层隐晶质高岭石泥岩夹矸。
一般厚1.12—1.76米,平均厚1.38米,直接顶板常为粉砂岩,底板为灰色粘土岩。
上距M5煤层32.62—34.27米,平均厚33.45米。
二、地层综合柱状图
第三节地质构造
根据在二片轨道石门开门口附近布置的地质钻孔资料和已施工结束的1102运输巷巷地质资料综合分析,预计该巷掘进前方无地质构造影响,局部地点小的地质构造对施工影响不大。
第四节水文地质
1101运输联络巷对应地表高程2075m-—1900m之间,对应地表最大埋深约303.8m,最小埋深约128m,结合井上下对照图等相关资料分析,巷道上方无河流、湖泊、建筑物,巷道水文地质条件比较简单,水源主要来源于大气降水通过断层裂隙渗水。
施工过程中应提前做好排水工作,该巷施工过程中不受水害威胁,矿区水文地质条件属中等。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道布置
1101运输联络巷设计为岩巷,工程量全长约31m(斜距)。
二、施工顺序
首先在二片回风石门开门口补打锚索进行加固,采取多打眼少装药的形式开小炮开门。
掘进一段距离后安装滑行溜槽或者刮板机出货。
三、巷道开门口施工
巷道开门采取打眼爆破一次成巷,采用锚网+锚杆联合支护,巷道开门前必须在开门口前后5m段的支护全面检查和加固,采用补打锚索进行加固支护。
第二节矿压观测
一、观测对象:
二、观测内容:
巷道施工锚杆(索)锚固力抽检
三、观测方法:
严格按照MT5009—94标准(即每300根锚杆或少于300根,取样不得少于一组,每组不得少于3根,顶部和两帮各一根进行拉拔试验,顶部锚杆锚固力不得低于50KN,两帮锚杆锚固力不得低于30KN,锚索的锚固力不得小于100KN。
四、数据处理:
如果发现锚杆(锚索)实际锚固力与实际值相差较大,必须对参数进行调整或修改,发现不合格的锚杆,应在其周围补打锚杆(或锚索)。
第三节支护设计
一、巷道断面
1101运输联络巷设计拱形断面,净高为2.7m(中高),净宽为3.4m,S净=8m2。
一、永久支护方式
根据1101运输联络巷围岩情况、相邻巷道矿压观测资料、及施工现场实际情况,1101运输联络巷永久支护采取锚网+锚杆联合支护;
锚杆采用Φ=20mm,L=2500mm,间排距=800×
800mm;
金属网片采用Φ=6.5mm圆钢加工制作,网片规格1500×
1000mm,网孔规格:
100×
100mm。
二、支护设计(工程类比法)
锚杆参数验算:
当在较均质而偏软的岩体中开掘巷道,而沿巷道周边按径向以等间距布置锚杆时,要求锚杆长度与间距之比大于2,以便在周围岩体中形成较均匀的压缩拱带。
故按悬吊理论校核锚杆支护参数:
1、锚杆长度验算:
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K=2.5;
L1——锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.4m;
L2——锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m。
其中:
H=B/2f=3.4/(2×
4)=0.425
式中B——巷道开掘宽度,取3.4m;
f——岩石坚固系数,按泥质粉砂岩和粉砂质泥岩取4。
则:
L=KH+L1+L2=2.5×
0.425+0.4+0.1=1.5625m
施工中取2.5m。
2、锚杆直径验算:
d=35.25
=35.25
=18.68mm
式中θ------锚杆所承受最大载荷。
σ------锚杆破断强度。
故选用φ20mm的左旋无纵筋螺纹钢筋锚杆符合要求。
3、锚杆间、排距验算,设计令锚杆间排距为a,则
a={Q/(KHr)}1/2
式中a——锚杆间排距,m;
Q——锚杆设计锚固力,50KN/根;
r——被悬吊岩石的容重,取最大值30KN/m3
K——安全系数,取K=1.8(K=1.7-1.8)
a={50/(1.8×
0.475×
30)}1/2
=0.975
通过验算施工中锚杆间排距取800mm×
800mm,可以满足顶板支护要求,遇围岩破碎或地质构造带时,根据现场情况另行补充措施进行施工。
三、临时支护
1、巷道迎头煤(岩)层较稳定时,放炮后及时利用永久支护的锚杆网片作为工作面迎头的临时支护,锚杆网片要求先顶后帮由外向里支护到迎头,然后全部打上锚杆,锚杆间排距均为800mm。
掘进下一个循环时按此方法依次进行。
2、巷道迎头如遇煤(岩)层破碎带、断层、裂隙、岩溶时,放炮后先采用戴帽圆木点柱进行临时支护,然后挂网打锚杆(锚索)为永久支护。
每次放炮后由外向里先找下顶帮活(悬)矸,及时打上木点柱,木点柱上方用方木(或大板)等木料将巷道顶部封严接实牢固,严格执行敲帮问顶制度,确认安全无误后再进行锚网支护。
圆木选用长度为1.7~2.5m(最小头直径不得小于160mm)抗弯、抗压强度较好的新鲜圆木,圆木数量不得少于3棵,同时备足一定数量长短不一的方木(或大板)、半圆木等支护材料,根据现场实际情况能及时选用。
3、临时支护最大控顶距为1.8m,最大空顶距不超过0.3m,打眼放炮前,永久支护必须紧跟迎头不大于0.3m的位置,若永久支护距迎头大于0.3m又不够一张网(或一棚)的距离,必须采用圆木点柱作临时支护,使最大空顶距不大于0.3m,放炮后,出矸和永久支护必须在临时支护的掩护下进行,严禁空顶作业。
4、工作面迎头必须配备足够数量的圆木、方木、大板等一定数量的临时支护材料,便于工作面迎头煤(岩)层发生变化时能及时支护顶板。
日常施工期间,临时支护材料必须紧跟工作面迎头不得超过20m的巷道较宽敞的靠帮部的地点码放整齐,随着工作面向前掘进而前移。
5、每班交班前以及工作面竣工或长时间停头之前,必须将永久支护支到迎头,严禁使用临时支护长时间托顶。
6、每班必须安排专人检查临时支护材料完好情况,发现腐烂或损坏必须及时更换。
第四节支护工艺
一、支护材料及要求
1、锚杆采用Φ20mm螺纹钢树脂金属锚杆,L=2500mm,间排距为800×
800mm,金属托盘规格为140×
140×
5mm,锚杆外露长度30~50mm,每根锚杆使用MSK2335型锚固剂2节。
2、金属网采用Φ=6.5mm圆钢加工制作,网片规格为1500mm×
1000mm,网孔规格100mm×
网片铺满巷道,网片与网片之间端头必须用专用工具扭接,且扭接长度不得少于一圈半。
二、锚杆、锚索施工支护工艺
选用MQT-120锚杆钻机完成打眼和锚杆安装工作。
作业顺序为:
定位、钻眼、装锚固剂、装锚杆、紧固锚杆。
1、打眼:
采用7655型气腿式凿岩机打炮眼,顶部锚索及帮锚杆打眼均采用MQT-120型风动帮锚杆钻机;
顶部锚索、锚杆和帮锚杆均采用MQT-120型锚索钻机进行安装,采用湿式钻眼。
为保证巷道的支护效果,施工期间按下列规定进行施工;
2、每组锚杆与锚索的安装顺序:
挂钢筋网片→施工锚杆(索)眼→锚固锚杆(索)→封孔→安装锚索托板并拉紧。
三、锚杆、锚索安装工艺
(一)打锚杆眼
1、打眼前,首先严格按照中线检查巷道规格,不符合设计要求时必须先进行处理;
打眼前先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮、找掉活矸危石,确认安全后方可作业。
2、打眼必须在前探临时支护下进行,严禁空顶作业。
3、锚杆眼位要准确,眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15°
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钻杆上做好标志,严格按锚杆长度打锚杆眼。
打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。
4、打锚杆眼使用锚索钻机(型号MQT—120)),钻头采用PCD-φ28,使用时要先送水、后送风、停机要先停风、后停水。
(二)安装锚杆
锚杆孔钻好后,用锚杆将树脂药卷轻轻送如眼底,再用锚索钻机进行搅拌,搅拌20s±
5S凝固后取下钻机,要求托盘紧贴岩面,确保支护有效,避免顶板离层。
四、支护质量要求
1、锚杆要求与岩层层面垂直,锚杆与顶板或巷道轮廓线夹角不小于75°
。
2、锚杆外露长度为10mm~50mm。
锚索外露长度小于或等于100mm。
3、网片与网片之间端头必须用专用工具扭接,且扭接长度不得少于一圈半。
4、锚杆网片支护要求紧跟迎头不得大于300mm,锚索支护要求滞后迎头不超过3m,若遇地质构造带或顶板破碎段增加锚索数量且支护必须紧跟迎头。
5、每300根锚杆进行一组(一组三根)锚杆拉力试验,整个巷道作一次抗拔力试验,顶部锚杆锚固力不得低于50KN,两帮锚杆锚固力不得低于30KN,锚索的锚固力不得小于100KN,拧紧力矩不小于100N.m,不合格的必须重新补打。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法
1、施工前矿技术科必须提前标定开门位置、标定巷道中线,施工单位严格按中线施工。
2、开门前,应提前按照设计要求,安设好局部通风机、接好风筒,准备好各种支护材料。
3、开口时掘进采用手镐破口,然后采用风钻打眼爆破成巷。
4、工艺流程:
安全检查→打眼→检查瓦斯→装药→撤人警戒→检查瓦斯→放炮→检查瓦斯(撤警戒后)→敲帮问顶→临时支护→出货→永久支护(打锚杆挂网)成巷。
二、特殊条件施工方法
(一)地质柔软带的施工方法
工作面遇到地质软弱带时,采用“短掘短支”的方式,在围岩破碎带采用工字钢架棚支护。
1、在地质软弱带掘进时,钻设炮孔采用弱爆破处理,避免顶、底板岩石松动,造成坍塌或冒顶现象。
在施工时段内,设置专职安全人员监督工作面的围岩稳定情况。
2、支护施工:
根据施工段围岩的具体情况,及时支护,不能空顶。
3、严重渗水段施工:
对于地下水施工主要采取引、堵、排、截等方式进行处理。
4、坍塌处理,施工过程中一旦出现坍塌情况,立即停止工作面掘进施工,疏散施工作业人员,并分析情况及时制定处理方案。
5、架棚处理坍塌:
首先要进行临时支护(打顶柱或木垛),必要时采用超前管棚加强支护。
(二)断层破碎段施工方法
1、断层前后除破损以外还可能有大量的瓦斯聚集、涌出、施工过程中容易造成顶板及瓦斯突出事故,因此,采取“超前预测,抽、排、堵相结合”的辅助措施,采用“短掘短支”,确保断层安全通过。
2、采取Φ750型超前钻孔。
使用钻探手段探明断层、构造,瓦斯情况确认工作面与断层法线的准确距离。
3、当准确掌握断层到工作面距离后,将工作面掘进至断层法线距离10m的位置停止掘进,并在巷道两侧布置穿透断层不小于2m的钻孔,进行瓦斯压力,瓦斯初散速度指标预测其突出性,在钻孔过程中,专人记录并观察有无喷孔,及钻速变化等突出预兆,钻孔施工完毕立即堵孔。
4、当瓦斯大时,必须进行瓦斯抽放。
5、根据瓦斯抽放的参数比较,确定无突出性时,按相似揭突出煤层的方法进行施工,采用远距离放炮。
6、掘进过程中严格控制循环进尺,并且实行“先探后掘、短探短掘”方式掘进,打10m的探眼掘进7m的安全措施。
(三)坍塌、断层开挖安全措施
1、保证坍塌工作面道路畅通,无积水。
2、动力线路、起爆线路和信号线路不得挂在坍塌地点或在活矸下面,避免坍塌的石头砸坏电线造成事故。
3、清理干净工作面的危石,发现有危险时人员必须立即撤离现场。
4、架设支护时必须背实靠牢,不能撤除的支架要有钢结构或其永久性结构,其背塞可用一定钢度的碎石块。
5、在处理过程中,若发现有的矸石不能坠落,且暂时不能处理的要用临时支柱顶住危岩。
6、拆除临时支护时应划定警戒范围,保证施工人员撤退条件。
7、拆除临时支护时,拆除的支护材料要随时运到指定地点堆放,不得任意堆放在工作面,确保巷道后路畅通。
8、坍塌开挖过程中,必须经常检查、支护,保证良好的受力状态,如果发现支撑破损、弯曲、折断、倒塌、应及时修复加固。
9、处理冒顶事故,首先应支护塌穴两端,防止坍塌继续增大,并详细调查研究,确定坍塌范围和处理方法。
(具体过断层等措施另行编制)
第二节施工工艺
一、凿岩方式
巷道采用打眼放炮进行。
二、施工工序及工艺流程
“先探后掘”专项措施落实(物探、钻探探明地质、水文、瓦斯情况)→水害消除、瓦斯抽采消突及校验→巷道掘进(打眼→放炮→临时支护→永久支护→出矸)。
三、先探后掘流程及钻孔设计
1101运输联络巷掘进施工前,必须先对巷道进行物探施工(提供目标)→及时编制物探分析报告→根据物探成果设计前探钻孔→报总工程师审批(定稿后)→施工前探钻孔(对物探成果进行钻探验证)→绘制前探钻孔成果图(必须对巷道掘进前方煤层赋存、瓦斯、老空区、地质构造及水害威胁等情况进行详细描述)→报总工程师及集团公司审批(同意掘进后)→对掘进工区下达允许掘进通知书→接通知书后工区立即组织人员在安全控制范围内掘进→施工到停掘位置→对施工队下达停掘通知书→施工下一循环前探钻孔,按钻探、掘进,再钻探、再掘进的循环顺序进行施工。
根据物探分析报告以及巷道预想剖面图,原则上设计布置7个前探钻孔(当物探分析报告显示掘进前方有多处异常区或异常区域范围较大时,必须增加前探钻孔的数量,并重新绘制前探钻孔设计图报总工程师审批),这7个钻孔设计呈扇形布置,分别控制巷道顶、底板及两帮轮廓线外30m的距离,钻孔长度按投影后为60米设计,为作为巷道探放水孔,用于分析巷道掘进前方有无老空区及水患威胁;
其中1#钻孔至5#钻孔兼作为地质钻孔使用,根据钻孔现场施工见煤(岩),有无瓦斯动力现象(喷孔、顶钻、卡钻),分析掘进前方煤层赋存、有无地质构造和瓦斯应力集中区。
四、岩、煤出货方式
1、排矸(煤)运输系统为:
工作面→1101运输联络巷→二片回风石门→二片联络巷→二片轨道石门→主斜井→地面。
2、进料系统为:
地面→副井→二片车场→二片轨道石门→二片联络巷→二片回风石门→1101运输联络巷→工作面。
第三节爆破作业
一、爆破的条件
掘进断面按8m2进行爆破设计。
煤硬度系数f=2~4,岩石硬度系数f=4~6,施工中根据煤和岩石情况及时调整,经试验选取最佳爆破参数。
1、炮眼数量和装药量的确定
根据以下列公式可算出一次爆破所需总炸药量:
Q=qsln
式中q---单位炸药消耗量q=2.0Kg/m3
S----巷道断面积,取8m2
L----炮眼深度,m,取1.8m
n----炮眼利用率,取0.85
根据下列公式可算出每茬炮所需炮眼数目:
N=qsmn/(x×
p)
式中N----炮眼数目
S----巷道断面积,取8m2
m----每个药圈长度,取0.3m
x----炮眼装药系数,取0.5
p----每个药圈重量,取0.3kg
根据以上两公式计算出所需炸药量和炮眼个数分别为:
Q=2×
8×
1.8×
0.85=24.48(Kg),实际取27.0
N=2×
0.3×
0.85/(0.5×
0.3)=27.2,实际取36
2、炮眼深度
正常情况下炮眼深度为1.8m,取炮眼利用率0.85,则L=1.8×
0.85≈1.53m。
3、炮眼布置
采用楔形掏槽方式布眼,然后依次布置辅助眼、周边眼、顶底眼。
共布置炮眼36个,炮眼深度1.8m,总装药量27.0kg。
详见炮眼布置图。
周边眼眼底落在掘进轮廓线上。
辅助眼:
均匀布置于掏槽眼和周边眼之间。
放炮地点:
一片主副井联络巷。
3、放炮母线采用铜芯专用放炮电缆,MFD-200型发爆器。
1)起爆电流计算:
R线=ρL/S=0.189×
310/(2×
0.75)=39.06(Ω)
R=R线+nR雷管=39.06+39×
6=273.06(Ω)
R——总电阻R线——放炮线电阻
R雷管——雷管电阻n——炮眼个数ρ——放炮线电阻系数
L——放炮线长度S——放炮线横断面积
选用MFd-200型发爆器起爆,根据MFd-200型发爆器的技术参数:
允许最大负载电阻为1220Ω、起爆电压为2900V、起爆电流>3A,引爆能力为200发。
2)起爆电流验算:
I=U/R=2900V/273.06Ω=10.62>3A
所以采用MFd-200型发爆器可满足要求。
二、爆破方式
采用7655风钻打眼。
2、爆破:
选用三级煤矿许用乳化炸药和安全许用毫秒雷管(Ⅰ-Ⅳ)段。
为了满足中深孔爆破,选用3m长脚线,段别为1-4段的毫秒延期电雷管(总延期不超过130ms),中深孔光面爆破。
采用楔型掏槽,正向连线装药。
三、炮眼布置图
附:
爆破图表
预期爆破效果表
指标名称
单位
数量
炮眼利用率
%
85
单位体积炸药消耗
kg/m3
1.495
循环进尺
m
1.7
单位体积雷管消耗
个/m3
2.16
循环岩(煤)实体
m3
17.28
单位进尺炸药消耗
kg/m
16
每循环炸药消耗量
kg
27
单位进尺雷管消耗
个/m
23
每循环雷管消耗
个
32
第四节装载与运输
一、运输方式
1101运输联络巷运料:
采用副斜井绞车房绞车下放至二片车场,人工推车至二片回风石门与1101运输联络巷交岔处,人工搬运到1101运输联络巷掘进工作面。
1101运输联络巷出煤、矸运输系统:
采用人工攉煤、矸进入1101运输联络巷溜子(或溜槽),经二片回风石门溜子、二片联络巷溜
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- 1101 运输 联络 掘进 作业 规程