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邻近20104胶带巷、1#辅运巷已掘进超过本工作面,现已停工对本工作面掘进无影响。
第二节 煤层赋存特征及地质情况
一、2#煤层赋存特征见表2
表2:
2#煤层特征表
项 目
指 标
煤层厚度(最小-最大/平均(m)
3.08-6.25/4.37m
赋存稳定,全区可采
煤层倾角(最大-最小/平均(0)
40-80/60
煤层硬度F
2-4
煤层层理(发育程度)
比较发育
煤层节理(发育程度)
发育
绝对瓦斯量/m3/min-1
2.5
煤尘爆炸指数
无爆炸性, 不自燃
夹矸
一至四层0.03~0.5m
二、地质情况:
根据《沁城煤矿检查孔地质报告》所提供的地质资料及已掘煤巷实际揭露2#煤层顶底板情况,2#煤层顶板为6m厚泥岩,其中伪顶为0.80m左右的粉沙泥岩,易风化开裂,直接顶为1.7m左右深灰色泥岩。
老顶为3.5m左右厚灰色泥岩。
煤层底板为4m左右黑色及灰色泥岩。
煤层中夹有2层0.2m左右炭质页岩和泥岩。
顶板岩石完整性较好。
详见地质柱状图(附图2)
第三节 地质构造
在本区2#煤层赋存较为稳定,根据地质资料和已掘煤巷实际揭露情况,本区无断层显示。
局部可能有落差不大于1m的错落构造和裂隙、层理,对巷道施工影响不大。
第四节 水文地质
根据《沁城煤矿检查孔工程补充抽水试验报告》所提供的水文地质资料和已掘巷道水文地质情况,2#煤层顶底板岩(煤)层不含水。
第五节 煤层瓦斯情况
根据沁城煤矿地质报告和初步设计,沁城煤矿为高瓦斯矿井,矿井相对瓦斯涌出量为16.21m3/t,并经对2#煤层煤与瓦斯突出单项指标检测,2#煤层遇软分层时具有突出危险性,根据已掘煤巷实际揭露情况煤层透气性差,瓦斯吸附性强。
煤巷掘进应按双突工作面管理。
在本巷掘进时应加强防突预测和通风管理。
第三章 道布置及支护说明
第一节 巷道布置
本工程位于20104工作面一号辅运巷南侧,从20101工作面一号辅运巷179m开口进入,南北向布置,173°
方位角,与20104工作面胶带巷贯通,设计长196m,巷道沿煤层顶底板掘进,坡度随煤层坡度变化。
断面呈矩形,净宽为4m,净高3.5m,断面积为S净=14m2,详见巷道平面位置图(附图1)和断面图(附图3)
第二节 支护工艺
一、支护形式
(1)巷道顶板采用锚、网、索、钢筋梯梁联合支护。
(2)两帮均采用锚、网、钢筋梯梁联合支护。
二、支护材料及规格
1、锚杆支护材料
采用φ22mm×
2200mm成套左旋螺纹钢高强树脂锚杆150×
150×
8mm蝶形钢托盘,MSK23/35型和MSE23/60型树脂锚固剂各一支。
2、金属网片材料:
采用网格50×
50mm的10#铁丝菱形网,规格4m×
1.1m。
3、钢筋梯梁:
顶部使用3.9m×
80mm×
φ14㎜,帮部使用2根1.7m×
φ14㎜钢筋梯梁。
4、锚索支护材料
锚索采用φ17.8mm×
7300㎜,钢托板300×
300mm×
16mm
成套钢绞线锚索。
每根使用MSK23/35一支和MSZ23/60两支树脂药卷。
5、木垫板:
规格250㎜×
250㎜厚度大于50㎜。
三、锚杆安装要求:
1、锚杆均呈矩形布置,顶部间排距均为900×
900mm,每排5根,帮锚杆间排距为750×
900㎜,每排10根。
详见锚杆布置图(附图4)
2、每根锚杆使用MSK23/35和MSZ23/60锚固剂各一支,锚固力不小于100KN,扭矩力:
顶锚杆不小于300N.m,帮锚杆不小于150N.m。
3、顶锚杆要求与顶板岩面垂直,遇裂隙时,锚杆要尽量垂直于裂隙面;
帮锚杆垂直于巷帮布置。
4、顶锚杆安装顺序为铺金属、钢筋托梁、压托盘、紧固螺母。
5、安装时在眼孔内依次放入快速、中速用锚杆顶住轻轻送入孔底,启动搅拌器,边旋转边搅拌,边匀速推进到孔底,顶眼搅拌时间为15-25S,等待90-180S,卸下搅拌器上托板,拧紧螺母。
6、锚杆孔深均为2100mm,打顶部锚杆孔和安装均使用MQT-120B型风动锚杆机,帮锚杆使用型号ZMS-30型风动帮锚钻机,φ28mm三星钻头。
锚杆眼孔φ28㎜,并与φ22㎜锚杆,φ23㎜的树脂药卷达到“三径”匹配。
7、顶部锚杆均边掘边锚,锚网支护紧跟工作面,打锚杆时必须先顶后帮,及时支护。
8、如果煤壁松软,锚杆托空时,可在托板下垫木垫板,增加预紧力。
四、金属网铺设要求
顶网沿巷道横向铺设,帮网沿巷帮竖向铺设,相邻网片搭接长度为100mm,每隔200mm用12号双股铁丝连接一道,拧紧不少于3圈。
联络巷在开口5m处用HBPP20-20MS型塑料双向拉伸护帮网设置全断面绝缘隔断,断开距离为2m。
五、锚索支护要求
1、锚索支护呈矩形布置形式,每排2根,间排距为2000×
1800mm,每间隔2排锚杆打一排锚索。
2、打锚索使用MQT-120B风动锚杆钻机,打眼前先送水后开钻,严禁无水开钻,推力要适当,严禁猛升造成钻杆打折。
3、锚索眼深为7050mm,锚固使用一支MSK23/35和两支MSZ23/60两支。
锚固力230KN以上,张拉预紧力为120KN。
4、锚索应与巷道轮廓线垂直布置,外露不超过300mm。
5、锚索施工滞后掘进工作面最大不超过5m,如果顶板节理发育、松软、压力大地段加密锚索布置,并紧跟工作面。
六、支护工艺及要求
1、临时支护
(1)临时支护采用钢管前探梁,每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上,前探梁上用木板梁(3.5m-4m×
50mm)维护。
木板梁两侧超出前探梁不小于200mm。
(2)前探梁用直径75.5mm,长3m以上厚壁钢管制作。
吊环由直径125mm,长120mm钢管制作。
(3)吊环用顶锚杆螺帽固定在顶锚杆上,螺母必须拧满扣。
2、临时支护工艺、工序及要求
(1)在放炮掘进后,操作人员站在永久支护下,用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮活矸,并进行敲帮问顶。
确保无问题后,在永久支护下,挂联一片顶网。
顶网联好后,在紧靠工作面的两排锚杆上上好吊环,穿入前探梁,施工人员及时顶起网片和用前探梁托起一根钢筋梁,前移前探梁,打入工作面煤壁。
前探梁上及时用木板梁维护顶板,按中线调整好钢筋梁位置,木板梁与前探梁用木楔背紧。
穿梁时必须有专人监护顶板及煤帮。
顶板维护好后,及时由外向里打顶锚杆。
(2)上前探梁时,不少于5人,1人观察顶板并协调指挥,2人顶起网和钢筋梁,2人穿前探梁。
(3)前探梁移到工作面迎头后,在最后一个吊环的上面用木楔与钢管背紧。
(4)加强顶板管理,发现顶板压力大,顶板离层,顶板有响声,要立即停止作业,撤出工作面人员,待顶板稳定后,由外向里加戴帽柱支护后方可继续施工。
(5)打锚杆时必须由外向里,由中间向两边,有前探梁占据锚杆位置,可以先打其他锚杆后,抽出前探梁再打剩余锚杆,必须是打完所有顶锚杆后,再打帮锚杆。
3、锚杆支护工艺及要求
(1)打眼放炮够一排锚杆距离→敲帮问顶处理顶板→开始吊联顶网→上前探梁→打顶锚杆→上好托板紧固螺母→用扭矩扳手检查扭力矩是否合格→打帮锚杆。
(2)锚杆间排距按设计要求进行布置,扭矩力和锚固力达到要求。
(3)锚杆眼孔必须用压风将煤粉吹干净。
4、锚索支护工艺及要求
(1)准备工作→号眼、打眼→上药卷安装锚固钢绞线→上托板及锁具→用千斤顶预紧钢绞线。
(2)接、卸钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。
(3)搅拌器一定要插入钻机底,钢绞线要插进搅拌器底部,注药卷过程中要有人护住钢绞线,以防甩脱伤人。
(4)钢绞线锚固后,及时上托板预紧。
(5)张拉时,千斤顶应与钢绞线保持同一轴线。
(6)如巷道较高需搭设架时,必须搭设牢靠稳固。
(7)巷道是丁字口,十字口均应打锁口锚索补强支护。
七、 巷道支护标准参数参考表(附表3)
附表3:
巷道支护质量参考表
项目
质量标准
巷道规格及名称
优良/mm
合格/mm
联络巷
煤巷锚网
净宽
中线至左帮
0~+200
﹣50~+250
2000
中线至右帮
净高
0~+250
3500
锚杆
间排距/mm
顶
±
100
900×
900
帮
750×
锚杆规格
¢22
¢22×
2200
角度(°
)
≤15°
90°
锚固力(kn)
≥100
外露长度/mm
≤50
孔深/mm
0~+50
2150
锚索
1500×
1800
锚索规格
∮17.8×
7.3
≤3°
90%
230
≤300
7050
文明施工
巷道无淤泥积水、无杂物,材料工具码放整齐。
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
一、巷道采用打眼放炮光面爆破,锚网支护单行作业,人工攉煤、机械转载、矿车运输的施工方法。
二、工艺流程:
钻眼准备→钻眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯→撤人放警戒→爆破→检查瓦斯及爆破效果→敲帮问顶→临时支护→打顶锚杆支护→出煤运输→打帮锚杆支护。
第二节 凿岩方式
一、掘进凿岩使用YT-28型凿岩机打眼。
二、炮眼布置:
1、本工程按光面爆破布置炮眼。
巷道周边眼间距不大于400mm,斜眼掏槽,槽眼比其他眼深100mm。
2、炮眼布置详见附图5
三、打眼要求:
1、钻眼前,必须详细检查工作面10m内的支护,发现问题及时处理。
2、必须依据中线在工作面按炮眼布置标定眼位。
3、严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼,必须湿式钻眼。
第三节 爆破作业
一、本工程均使用装药放炮,电雷管起爆、远距离放炮爆破作业。
1、爆破材料用煤矿许用三级乳化炸药,规格∮35×
200mm×
200g,毫秒延期电雷管1-5段。
2、放炮地点设在201盘区2#辅运巷避难硐室中。
二、本工程按光面爆破要求装药爆破。
三、爆破条件及预期爆破指标见附表4。
附表4:
20104工作面运输联络巷爆破条件及预期爆破指标
名称
数量
煤层硬度(f)
2-4
炮眼利用率%
掘进断面/m2
14.4
炸药消量kg/m-1
6.73
掏槽方式
斜眼
雷管消耗量m-1
42
循环进度/m
1.5
雷管型号
毫秒延期电雷管
炸药种类
三级乳化炸药
循环炮眼深度
96.9
四、爆破说明书见附表5。
附表5:
20104工作面运输联络巷爆破说明书
炮眼
眼深
(m)
装药量
角度(0)
爆破顺序
连线方式
眼数/个
每孔装药量/块
总装药量/块
总装药量/KG
编号
掏槽眼
1-5 (5)
1.7
5
2
10
75
I
串
联
辅助眼
6-21(16)
16
1
3.2
90
II
周边眼
27-56(35)
35
0.5
17.5
3.5
底眼
57-63(7)
7
1.4
合计
63
50.5
10.1
五、爆破要求:
1、爆破要严格执行“一炮三检”和“三人联锁”制度。
2、爆破采用先拉槽后刷帮压顶的方法,正向装药,串联式联线方式,每眼使用2个水泡泥。
3、爆破前班长必须派人在20101工作面2#辅运巷1#联络巷南口、201盘区2#辅运巷避难所门口、201盘区2#辅运巷3#交岔点处设置警戒。
每一警戒点设2人警戒,设好警戒后一人负责警戒,另一人返回通知已设好警戒。
只有每个警戒点的警戒员都通知后才可装药爆破,爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒。
4、爆破后30min后方可进入工作面检查。
第四节 装载与运输
一、装载:
采用人工攉到刮板运输机上转载煤矸。
二、运输
1、运煤矸:
工作面敷设两条SGB-420/30型刮板运输机将煤矸转载到20104工作面1#辅运巷的矿车中运到副立井到地面。
2、运材料:
材料及设备用1.1m3U型矿车从副立井运输到井底车场,通过运输石门、201盘区辅运大巷运、轨道上山、201盘区二号辅运巷、10104工作面1#辅运巷到工作面。
3、人员从副立井乘人车到电机车充电硐室门口步行到工作面。
三、运输设备铺设及安全设施
1、各运输巷道中铺设30kg/m、600mm轨距的轨道。
严禁不同轨型钢轨混用,枕木间距不大于1m并且安垫实。
2、在联络巷中铺设两条长100m的SGB-420/30型刮板运输机,并随工作面不断延伸而向前延伸。
3、绞车安装
小绞车根据巷道坡度变化需实时布置,型号为JD-25型,固定采用地锚固定,必要时在绞车底座上打压戗柱,地锚采用∮22×
2200mm树脂锚杆,药卷采用MSZ∮23/60树脂锚固剂进行全长锚固。
若地板松软必须用C20现浇砼固定地脚螺栓,基础坑1500×
1500mm地脚螺栓采用∮24×
1000mm元钢制作,砼在72h经试车无问题后方可投入使用。
绞车按巷道坡度确定提升数量,最多提煤5个矿车,提矸3个矿车。
4、运输线及车场要保持清洁无异物,并要保证道岔灵活可靠。
5、运输机机头、机尾距巷帮距离不小于700mm,中间部分不小于500mm。
刮板输送机必须铺在实底上,各部件齐全、可靠、有效。
机头、机尾必须打地锚固定。
四、安全设施及要求
1、斜巷运输“一坡三挡”必须齐全有效,并且灵活可靠。
2、斜巷运输,下部车场必须设置躲避硐。
3、绞车钩头和插销,必须使用试验合格产品。
4、绞车运输保险绳、车尾巴等安全设施必须齐全有效。
五、设备布置
1、设备布置详见巷道设备平、断面布置图附图6-7。
2、装载设备
见装载设备一览表附表6,
附表6:
20104工作面运输联络巷装载设备一览表
序号
型号
单位
配套方式
刮板输送机
SGB-420/30
台
电动
矿 车
1.1mU型
辆
待定
人力
3
调度绞车
JD-25
第五节 管线敷设
1、风筒、风管、水管、电缆及轨道按巷道断面布置图布置。
2、管线规格见附表7。
附表7:
管线及轨道敷设一览表
名称
规格型号
数量(m)
与工作距离(m)
轨道
30kg/m
风筒
∮800mm
1500
瓦斯管路
∮300mm
4
风管
∮80mm
20
水管
∮50mm
6
电缆
3×
50mm2
第六节 设备及工具配备
设备及工具配备见附表8
附表8:
设备及工具配备表
备注
刮板运输机
凿岩机
YT-28
绞车
JD-25KW.
根据需要
锚杆钻机
MQT-120B
帮锚钻机
2MS-30
局部通风机
FDI-2×
45KW
控制开关
QC83-2252
8
馈电开关
DW-350
9
综保
2×
2-II-4
电话
KTH13
部
11
激光指向仪
12
锹
张
13
镐
把
14
锤
15
锚索涨拉器
第五章 生产系统
第一节 通风
一、通风方式与供风距离
工作面供风均采用压入式通风,最长供风距离<
500m。
二、掘进工作面风量计算
201盘区回风巷抽放后计算确定的炮后瓦斯绝对涌出量为2.5m3/min。
1、按瓦斯涌出量计算:
Q掘=100×
Q炮后×
K掘=100×
2.5×
1.6×
1.5=600m3/min
式中:
Q—掘进工作面实际需要风量m3/min
100—单位瓦斯涌出量稀释所需风量
K—掘进工作面瓦斯涌出不均匀系数取1.6
Q炮后—掘进工作面的瓦斯涌出量m3/min,暂按201盘区涌出量,再考虑煤壁涌出量乘1.5倍系数确定。
2、按炸药消耗量计算:
Q=25×
A=25×
10.1=252.5m3/min
A—最大炸药消耗量:
Kg
3、按人数计算:
Q=4N=4×
20人=80m3/min
N—掘进工作面同时工作的最多人数
4、按最低风速测算。
V=Q/S=600m3/min÷
14m2÷
60=0.71m/s>0.25m/s
根据计算的最大需要供风量Q需=600m3/min选用一台45KW双对旋风机平均供风量为680m3/min验算风量。
V实际=Q/S=680m3/min÷
14÷
60=0.81m/s>
0.25m/s
符合《煤矿安全规程》101条规定:
0.25m/S<
0.81m/S<
4m/S。
三、局扇选型及安装地点:
风机选用2×
45KW对旋风机一台,平均供风量为680m3/min。
备用一台2×
45KW对旋风机,平均供风量为680m3/min。
风筒选用∮800mm抗静电胶质阻燃风筒向工作面压入式供风。
风机安装在20104工作面1#辅运巷无极绳绞车硐中。
四、通风系统:
1、20101工作面运输联络巷通风系统图详见附图8。
2、随各贯通点贯通通风系统及时进行调整。
第二节 压 风
本工作面压风均来自副立井工业广场压风机房,从20104工作面一号辅运巷形成的压风系统中接入。
第三节 综合防尘
1、放炮后应向工作面洒水降尘。
装煤时应向煤体洒水降尘,在溜机头机尾搭接处安装喷雾装置。
2、在工作面回风流中每隔50m设置喷雾洒水装置。
第四节 防灭火
2号煤层无自然发火倾向,但应在巷道中每隔50m设置洒水支管和阀门。
在电器开关、配电点处配备2个灭火器和一个砂箱。
第五节 安全监控
在20104工作1#辅运巷安装KJF-1环境监测仪,工作面及巷道安装2枚KGJ100A高低甲烷传感器,用于监测巷道及工作面瓦斯情况。
详见附图井下通风、供电系统图中分站、探头布置及断电范围。
第六节 供 电
供电系统详见附图10:
供电系统图
本工程电源从20104工作面1#辅运巷的供电系统中接入即可。
第七节 供排水
本工作面无涌水,不影响生产,如遇巷道积水临时采用风泵排出,打钻及防尘用水从20104工作面1#辅运巷已有的压力水管系统中引入。
第八节 运 输
1、运煤系统:
工作面→本巷刮板运输机→20104工作面1#辅运巷矿车→201盘区2#辅运巷→辅运大巷、石门→副立井井底车场→地面。
2、运送材料:
副立井场地→井底车场→辅运石门、大巷→201盘区2#辅运巷→20104工作面1#辅运巷→工作面。
第九节 照明、通信和信号
工作面安装一部KTHB型矿用本质安全型壁挂电话机通过地面40门交换机与调度室、绞车房、车场及项目部领导、施工队相通。
掘进工作面的提升信号及刮板运输机采用127V矿用防爆声光往返电铃信号装置。
无照明。
第十节 瓦斯抽放与压风自救系统
1、瓦斯管路从201盘区回风大巷已有的抽放主管路分支接入到抽放钻场,并随钻场的前移不断延伸,将煤层中瓦斯通过风井井口抽放泵抽出排放到地面。
2、巷道每延伸50m,做一组压风自救系统,每组自救系统的自救器应不少于8个,压风从给工作面供风的压缩空气管路中引出,压风供给量每人不得少于0.1m3/min。
设在人行道一侧。
安装高度不低于1.6m。
第六章 劳动组织与主要技术经济指标
第一节 劳动组织
1、劳动组织各工种各班队配备见附表9
附表9:
劳动力组织表
工种
在册人数
出勤人数/人
一班
二班
三班
计
打眼工
18
刮板运输机司机
推车工
质量安全员
放炮员
班长
队长
52
说明:
(1)、跟班队长兼质量安全员。
(2)、打眼工负责掘进打眼安装锚杆、锚索。
(3)、如需要装绞车时另行安排绞车工与信号把钩工。
2、作业方式:
实行“三、八”工作制,综合班组作业,出勤率80%。
3、本工程每个班1个正规循环,循环进尺1.5m,正规循环率85%。
详见正规作业循环图表。
(附表10)
4、严格执行交接班制度
第二节 主要经济技术指标
附表11:
主要经济技术指标表
项目
运输联络巷
工作面长度
m
196
掘进断面
m2
净断面
人
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