8#层轨道下山作业规程.docx
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8#层轨道下山作业规程.docx
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8#层轨道下山作业规程
四川煤矿基本建设工程公司鸿福项目部
掘进工作面作业规程
工作面名称:
轨道下山
编制人:
孙建元
项目部经理:
张大成
项目部技术负责人:
胡玉珏
日期:
2011年11月
轨道下山作业规程
山西华润鸿福矿会审签名
部门人员
签名
日期
矿长
总工程师
生产矿长
安全矿长
机电矿长
通风副矿长
生产技术部
机电部
通风部
安监部
会审意见
轨道下山作业规程
川煤矿建鸿福项目部会审签名
部门人员
签名
日期
法人
项目经理
技术副经理
基建副经理
安全副经理
机电副经理
通风副经理
生产技术部
施工队长
编制
目录
第一章概述3
第一节概述3
第二节依据4
第二章地面相对位置及水文地质情况5
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况表5
第二节煤(岩)层赋存特征5
第三节地质构造6
第四节水文地质6
第三章巷道布置及支护说明7
第一节巷道布置7
第二节支护设计9
第三节支护工艺12
第四章施工工艺18
第一节施工方法18
第二节凿岩(煤)方式19
第三节爆破作业19
第四节装载与运输22
第五节管线及轨道敷设22
第六节设备及工具配备24
第五章生产系统25
第一节一通三防25
第二节压风30
第三节瓦斯排放31
第四节综合防尘32
第五节防灭火33
第六节安全检测系统33
第七节供电系统36
第八节排水系统36
第九节运输系统37
第十节通讯系统37
第六章劳动组织及主要技术经济指标38
第一节劳动组织38
第二节主要经济技术指标41
第七章安全技术措施42
第一节“一通三防”管理42
第二节顶板46
第三节爆破47
第四节防治水53
第五节机电56
第六节运输57
第七节其它58
第八章“四位一体”防突措施60
第九章灾害应急措施及避灾路线62
第一章概述
第一节工程概况
轨道下山:
跟煤层底板掘进,位于胶带下山的西侧,与胶带下山平行,净宽3.5m、净高2.6米,净断面积9.1m2,矩形断面,锚网喷支护,斜长442米,担负矿井辅助运输任务,在巷道右侧设置水沟,水沟净宽0.3米,深0.3米,巷道内铺设30kg/m型号的钢轨。
第二节编制依据
一、编制依据
根据《矿山安全法》、《矿山安全条例》、《矿山安全监察条例》、《煤矿安全规程》、《煤矿操作规程》、《国有煤矿安全质量验收标准》、《工种岗位责任制》、2010年7月批准的《山西华润鸿福煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计》等。
二、工程说明:
1、轨道下山开窝位置为现轨道下山变电所门口处;
2、支护方式为锚网喷。
3、方位N45°,跟煤层底板,巷道净宽3.5米、净高为2.6米,净断面9.1平方米,形状为矩形,总工程量约442米;
4、采用2部皮带转载运输,迎头安设一部30刮板运输机跟窝。
第二章地面相对位置及水文地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况表
巷道
名称
轨道下山
地面
标高
1167
井下
标高
1030
地面的相对位置及建筑物
地面为荒山
井下位置及掘进对地面设施的影响
掘进对地面基本无影响
井下位置及与四邻关系
轨道下山右侧为原8#层皮带下山煤柱,左侧为8#层采空区。
第二节煤(岩)层赋存特征
一、施工岩体性质
轨道下山在8#层煤层中施工,8#层平均厚4.5米,倾角平均18°,煤层的直接顶板为砂岩,颜色为灰、黄灰色,煤层的直接底板为砂质泥岩。
第三节地质构造
8号煤层位于山西组下部K3砂岩之下,煤层厚度2.31~7.24m,平均4.39m,为稳定大部可采煤层,煤层顶板为石灰岩,底板为砂质泥岩、泥岩,结构简单。
巷道所在区域为一单斜构造,地层较平缓,岩层倾角平均18°,走向平均N120°,局部有变化,区内小断层较发育,巷道在掘进工程中预计要穿透老空区多次,要做好探放水及防治瓦斯、防灭火的管理。
第四节水文地质
一、水文情况
1、矿区含水层主要为砂岩、粉砂岩、碳酸盐岩,而涌水层主要为泥岩,粉砂质泥岩隔水性能好,透水性能差。
在矿区山西组内页岩、泥岩、粉砂质泥岩、钙质泥岩及煤分布广泛,连续稳定,隔水性能好,采区内构造较为简单,岩溶裂隙不发育,因此地下水对矿区的采掘活动影响不大。
为防止断层水通过断层裂隙涌入掘进工作面造成水灾,应在巷道掘进时施工探防水孔,严格执行“有掘必探”的原则。
2、发现地质构造时,及时向调度室汇报。
3、严格按照设计要求施工。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
轨道下山布置在8#煤层中,开口位置在轨道上山8点前6米,方位为N度,跟煤层底板施工,支护方式为锚网喷,巷道净宽3.5米、净高为2.6米,净断面9.1平方米,形状为矩形,总工程量约442米。
附巷道平面图:
第二节支护设计
一、支护类型及材料规格
巷道名称
断面形状
支护方式
断面
(m2)
宽度
(m)
高度
(m)
开窝位置
腰线
(度)
工程量
(m)
轨道下山
矩形
锚网喷
9.1
3.5
2.6
轨道下山开窝位置为现轨道下山变电所门口处
跟煤层
442
二、支护设计
1、采用矩形断面锚网喷支护。
2、支护材料及技术要求
帮、顶均采用安装直径18×1700mm的螺纹钢锚杆,采用MQT-120型锚杆钻机按设计位置钻孔,钻孔规格为直径28×2000mm,安装直径18×2000mm的螺纹钢锚杆。
锚杆包括杆体、150×150×8mm的凸形托盘,尼龙垫,螺母等,锚网规格为1000×2400mm,锚固剂(树脂药卷)选用ck2350锚固,每根锚杆用2支药卷,锚杆间距为1000mm,排距为1000mm,允许误差为±50mm。
附巷道支护断面图
附前探临时支护平面图、剖面图
说明:
超前临时支护(吊挂式前探梁)采用2根4米长直径2吋的厚壁钢管,在距两端间隔300mm处各钻三个18mm的钻孔用16mm的螺丝穿入其中,以防下滑,背板采用新鲜槐木3块,规格为2000×300×40mm,用丝帽、吊环将钢管吊挂、拧紧在顶部锚杆丝头上。
使用时,将吊挂式前探梁伸进爆破后的空顶区内,上面放置背板,人员在护身板下进行找掉险石活矸、出货。
在施工顶部锚杆眼时,将吊挂式前探梁后移,人员站在原施工好的锚网下进行操作锚杆机,确保安全。
第三节支护工艺
一、支护工艺和有关技术参数
1、支护机具
顶部采用MQ-120型锚杆机打眼、锚固锚杆。
2、施工工序
⑴、主要施工工序
爆破后架设临时支护,出货后打锚杆孔,铺网,组装锚杆、放置并搅拌树脂药卷,待药卷固化后,上紧螺母等。
钻锚杆孔时,要满足设计位置及深度的要求,顶部眼用钻机打好后,将连接件与钻机连接好,开动钻机,用锚杆将药卷边推边搅拌直至把锚杆送入眼底,时间大约20-30秒,停转等药卷固化约30秒,再开动钻机上紧螺母,锚固长度为1.0m,然后关闭旋转及气腿开关,放下钻机,一根锚杆安装完毕。
⑵、锚杆安装顺序
锚杆施工时,应由外向里逐个逐排进行,不得在所有的锚杆眼施工完后再安装锚杆。
二、锚网质量标准
1、巷道成型规整,净高、净宽符合设计要求,允许误差0-100mm。
当巷道宽度大于设计400mm时,应增打锚杆。
必要时打单体锚杆加木托板进行加固。
2、锚杆与巷道巷壁垂直,或夹角大于等于80度,托盘紧贴巷壁,锚杆外露长度+10-+50mm,锚杆按线布置,株距均匀,安装牢固。
3、锚杆扭力矩不低于100Nm,每班必须对安装好的锚杆进行扭力测试,每组3个,如果其中有1个达不到要求,则将螺母重新拧紧;如有2个以上达不到要求,应将所有的螺母重新拧紧一遍。
安装好的顶锚杆拉拔力不小于60kN,帮锚杆拉拔力不小于40kN,每30排要测试一组,每组3个,拉拔力必须达到设计锚固力的90%,拉拔测试后应及时重新拧紧螺母,如果锚杆失效应及时补打。
4、顶部网搭接压茬200mm,连网间距200mm,网与网之间用12号铁丝单股连接。
锚网时要把托盘压在网搭接压茬上,使支护形成
一整体。
5、锚杆间、排距允许误差±50mm。
6、锚杆深度误差在0-50mm之间。
7、锚网要紧贴巷壁、张紧,若出现兜网现象及时处理。
8、严格按技术科给定的中线跟底板施工。
9、每排锚杆应在同一平面上。
10、锚杆要安装牢固,且锚杆要打在网搭接压茬上,托盘密贴壁面不松动。
11、根据现场施工实际,原则上帮顶折到那锚到那。
需要增加锚杆的及时补打。
四、该巷施工须专用二吋管路供水,保证供水清洁、无杂质,确保机械运行正常。
五、供水水压确保0.2MPa以上。
确保在冲洗眼孔时有足够的压力,把眼孔内的煤岩粉冲净。
六、锚杆机在钻眼时,必须有足够的风压,风压不小于0.6MPa,确保机械正常运转。
七、钻机联接压风前,应先敲击风管,把风管内的杂物吹净,确保压风内无杂物。
八、风、水管路和电缆分别吊挂在巷道两帮,离地高度为1.5m,如须吊挂一帮时,电缆与风水管路间距不少于0.3m,且电缆在上。
九、锚杆钻机操作要求
1、使用锚杆钻机前,应先检查维护,出现问题及时处理,不准带病作业。
2、开始钻眼时,钻杆转速不可过快,气腿推力适当调小一些,当钻进30mm左右时,打开进水阀,方可逐渐加快转速,加大推力,进入正常钻孔作业。
3、钻孔到位后,关闭气腿进风阀,调小出水量,减慢钻杆转速,使机子靠自重力平稳的带着钻杆回落。
4、停机后,关水前先用水冲洗机子外表,然后空转一下,以达到去水防锈的目的。
十、注意事项
1、停机后,将锚杆机竖直放置在安全场所,不准乱丢乱放或平置于地面,以防受炮崩或被溜子带走,发生事故。
2、钻孔前,必须在顶板与煤帮稳定的情况下打眼,确保安全。
3、钻孔时,不准戴着手套试握钻杆,以免缠住手套伤人。
4、钻孔时,不准突然加大气腿推力,以免降低钻杆速度,造成卡钻、断钎、崩裂钻头,出现伤人事故。
5、钻机回落时,手不准扶在气腿上,以防伤手。
6、连接风水管路时,连接头及管内砂石异物冲洗干净,以免进入杂物堵塞排气、进水通道,使机子不能正常运转。
7、安装进气、进水接头前,锚杆机转柄必须处于关闭位置。
8、钻眼时,做到有人钻眼有人监护,确保安全。
十一、安装锚杆前,要将钻孔内的煤、岩粉吹净或用水冲净以免影响锚固深度及锚固力。
十二、锚杆搅拌停止后,严禁晃动或移动杆体,否则影响锚固效果。
当班施工结束后,要对锚杆进行紧固,扭力矩符合要求。
十三、喷浆要求:
⑴、初喷要紧跟迎头,喷射表面平坦,保证砼均匀密实,在正常的工作风压下,喷嘴和喷面最好保持垂直,最低夹角不小于75度。
⑵、喷射前必须先用水冲洗巷邦,喷射后洒水保养,保养时间不少于一周,喷射厚度要达到设计要求,喷厚不够的要进行二次复喷。
⑶、喷射作业应分段进行,每段1--1.5m,喷射顺序先墙后拱,从下向上进行,先凹后凸分次喷射。
⑷、喷射时,喷头距岩壁不得超过1m。
喷射手应配两人,一人持枪喷射,一人辅助照明,观察顶板及喷射情况,以保证安全和喷射质量。
⑸、喷射手要搞好个人保护。
准备工作就绪后,喷射手掌好喷头后,才可开动喷浆机。
喷射过程中,如发现异常情况,必须立即停机。
⑹、操作喷浆机应遵守给风、开机、给水、上料的顺序,结束时正好相反,停料、停水、停机、停风。
上料时做到连续均匀。
⑺、向喷浆机上料的人员要注意所处位置的安全。
⑻、处理堵塞的喷浆管路时,先停风停电,且有人值守,在喷枪口前方及附近,严禁有其他人员,以防突然喷射和管路跳动伤人。
第四章施工工艺
第一节施工方法
掘进方式为炮掘,出货方式使用采用30刮板机经联络巷刮板机转载至皮带下山皮带运输机,然后运至中央煤仓到地面。
1、爆破器材:
选用QGT---100型电熔式发炮器起爆,双芯胶质母线,放炮线长不少于100m。
2、炸药、雷管的选择:
炸药选用II型煤矿安全乳化炸药,F型1、2、3、4、5段毫秒段发电雷管。
总延期时间不超过130毫秒。
3、封孔材料:
黄泥及水泡泥,封孔长度不少于500mm。
4、联线方式:
采用串联,一次装药一次起爆。
5、炮眼联线图
第二节凿岩(煤)方式
1、凿岩(煤)方法
该巷钻眼选用7655型风钻两台、一字型钻头,中硬碳素钢六棱钎杆1.6米钻眼,MQT-120型锚杆钻机一台,1.0m、1.5m、1.8m麻花钎子各一根,锚杆机钻杆B19-1m、B19-1.6m、B19-2m各一根,MZ煤电钻一台,2.0米麻花钎杆,麻花钻杆等。
2、机具性能
⑴、风钻
①、型号:
7655
②、性能:
以压缩空气为动能,使用六棱钻杆配一字型岩石钻头,适用于打岩石炮眼。
⑵、锚杆钻机
①型号:
MQT-120
②性能:
以压缩空气为动能,使用B19-1m、B19-1.6m、B19-2m钻杆,旋转式钻眼,适用于钻、锚顶部眼。
第三节爆破作业
1、爆破器材:
选用QGT-100型电熔式爆破器起爆,双芯胶质母线,爆破线长度不少于150m。
2、炸药、雷管选择:
炸药选用Ⅱ级煤矿许用乳化炸药;F型1、2、3、4、5段毫秒段发雷管。
3、封孔材料:
水炮泥、黄泥。
4、联线方式:
采用串联一次装药一次起爆。
5、轨道下山爆破说明书
爆破原始条件(表1)
序号
项目
单位
数量
序号
项目
单位
数量
1
掘进断面
m3
9.1
5
岩石系数
f
3-4
2
炮眼深度
m
2.0
6
瓦斯等极
低
3
炮眼数目
个
62
7
涌水量
低
4
雷管数目
个
62
8
炸药用量
Kg
眼布置及装药量(表2)
眼序
炮眼
名称
炮眼
深度
炮眼
长度
装药量
炮眼角度
起爆
次序
联线
方式
卷/眼
Kg/眼
水平
垂直
1-4
掏槽眼
2.2
2.2
4
0.8
22°
90°
Ⅰ
串并联
5-24
辅助眼
2.0
2.0
4
0.8
22°
90°
Ⅱ
25-52
周边眼
2.0
2.0
2
0.4
22°
87°
Ⅲ
53-60
底眼
2.0
2.1
5
1
22°
83°
Ⅳ
61-62
水沟眼
2.0
2.1
4
0.8
22°
83°
Ⅴ
合计
173.8
55.4
预期爆破效果(表3)
序号
项目
单位
数量
序号
项目
单位
数量
1
炮眼利用率
%
0.85
5
每m炸药消耗
Kg/m
30.8
2
循环进尺
m
1.8
6
循环炮眼长度
m
173.
3
循环爆破岩石实体
m3
16.38
7
单位体积雷管消耗
个/m3
3.78
4
单位体积炸药消耗
Kg/m3
3.38
8
每m雷管消耗
个/m3
34.4
装药结构示意图
第四节装载与运输
一、装岩(煤)安全注意事项
1、洒水防尘,检查迎头支护情况。
2、敲帮问顶,巷道两帮杂物及碎岩。
3、迎头出岩时,要注意检查有无拒爆炮眼。
如发现拒爆,必须在班组长的指挥下由爆破工进行处理,严禁自行掏出或处理。
未处理之前,不准进行装岩工作。
4、遇到大块矸石必须破碎。
用大锤砸大块矸石时,周围禁止站人,以防掉锤或粉碎的煤、矸石飞溅伤人。
5、临时轨道应铺设在巷道中心,铺设要跟巷道坡度一致,不得有起伏,要直。
二、运输方式
掘进方式为炮掘,出货方式使用采用30刮板机经联络巷刮板机转载至皮带下山皮带运输机,然后运至中央煤仓到地面。
第五节管线及轨道敷设
一、管线敷设要求
1、电缆吊挂距巷道底板1.5米(一帮吊挂),电缆要吊挂整齐。
2、风、水管路吊挂在一帮,距巷道底板1.0米。
3、风袋吊挂巷道一帮,距巷道底板1.8米,逢环必挂。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备表(表四)
序号
设备、工具名称
型号规格
单位
数量
备注
1
风钻(附钻架)
7655
台
2
2
风镐
台
2
3
煤电钻
BZ80-2.5
台
2
4
控制开关
QBZ-80
台
2
5
馈电开关
QBZ-225
台
1
6
综保
QBZ-2.5
台
1
7
手持式气动钻机
ZQS-22/2.0
台
8
局部通风机
11×2
台
1
9
锚杆钻机
MQT-120
台
1
10
电话
部
1
11
掀
把
5
12
镐
把
2
13
锤
把
1
14
激光指向仪
台
1
第五章生产系统
第一节一通三防
一、掘进工作面风量计算
1、施工过程中,采用压入式通风;局部通风机必须安装在煤仓上口,离回风出口大于10米,严禁喝循环风。
供风距离650米;
2、局部通风机必须安装在专用台架上,离地面高度不少于0.3m,风袋必须环环吊挂,吊挂时要“两靠一直”,不得挤压和损坏,发现风袋破口要及时粘补,以免影响迎头风量。
3、风量计算
⑴、按甲烷绝对涌出量计算掘进工作面实际所需风量:
Q掘需=100qk需(m3/min)
式中:
Q掘需—掘进工作面实际需要风量,m3/min
q—掘进工作面甲烷绝对涌出量,m3/min,取0.2m3/min
k掘需—掘进工作面甲烷涌出不均衡系数,根据实际观测结果确定一般取1.5-2.0
Q掘需=100q×k需
=100×0.2×2
=40(m3/min)
⑵、按一次爆破炸药量计算,掘进工作面需要风量
Q炸=15×A(m3/min)
式中:
A=工作面一次爆破消耗最多炸药量kg,取11.4。
Q炸=15×A
=15×11.4
=171(m3/min)
⑶、按工作面出勤最多人数所需风量计算:
Q需=4×N
=4×15
=60(m3/min)
⑷、按风速验算:
按最低风速:
Q=60×V掘×S掘
式中:
V掘-工作面风速,岩巷取0.15m/s
S掘-掘进巷道净面积m2
Q掘=60×V掘×S掘
=60×0.15×9 =81m3/min
⑸、掘进工作面局扇吸风量计算:
Q掘吸=Q掘×P (m3/min)
式中:
Q掘-掘进工作面需风量m3/min,按最大取171m3/min
P-风筒风量比,柔性风筒风量比可参照下表(表五)
风筒长m
100
200
300
400
500
600
800
1000
风量比p
1.04
1.06
1.10
1.15
1.22
1.32
1.64
2.50
Q掘吸=Q掘×P
=171×1.32=225.7(m3/min)
⑹、风机选型:
根据掘进工作面配风参考表和通风工区测风员现场测定,选取一台11kw对旋风机供风,风筒选用直径600mm,阻燃风筒,能满足以上计算要求。
(7)、局部通风机实际吸风量表(表六)
风机功率(kw)
吸风量
5.5—8
160
11
200
11×2对旋
250
(8)、风速校核:
V需=Q掘配/60S净
=225/60/9=0.0.42(m/s)
V小<V需<V大(V小=0.15m/s,V大=4m/s)
0.15<0.42<4
根据以上核算,风速符合《规程》规定,能够满足工作面风量需要,故确定选用一台11KW对旋风机。
风机安装地点巷道断面为20m2,且为煤巷,Q需=所选局扇吸风量+局扇安装地点巷道需风量=250+20*0.25*60=550(m3/min)
4、供风方式:
采用压入式供风。
二、局部通风机安装地点和通风系统
1、局部通风机安装地点
局部通风机应安装新鲜风流中,离开开窝点大于10米,严禁喝循环风。
2、通风系统
⑴、新鲜风流
新鲜风流由地面→主井→局扇→8#轨道下山→迎头
⑵、乏风
乏风由迎头→8#轨道下山→轨道巷→井底车场→副斜井→地面
附:
通风系统及局部通风机安装位置图
第二节压风
1、风源来自地面压风机,压风机风压为1.0MPa,迎头风压最小为0.6MPa。
2、压风系统
⑴、压风由地面压风机房内的AED13ZA_1.0空压机通过管路→轨道下山迎头。
⑵、压风管径采用5寸风管到轨道下山迎头。
⑶、技术特征:
型式:
风冷式
排气量:
21.8m3/min
额定排气压力:
1.0MPa
电机功率:
132kw
电压:
380V
第三节瓦斯排放
1、计算排放瓦斯量,预计排放所需时间。
2、风流混合处的瓦斯浓度不得超过1%,严禁“一风吹”。
3、排放瓦斯流经的路线:
迎头→地面。
4、撤出8#层轨道下山迎头所有人员及瓦斯流经路线的所有施工人员,警戒位置设在8#层轨道下山局部通风机处。
5、切断8#层轨道下山回风流经过地点的所有动力电源。
6、检查回风流经过地点的瓦斯浓度,复电时瓦斯浓度不超过1%。
7、排放瓦斯负责人由当班瓦斯员负责。
8、在计划排放瓦斯时,必须派救护队员配用4小时氧气呼吸器,检查排放巷道内气体、支护、积水等情况。
然后根据检查提供的实际情况,制定排放瓦斯安全措施。
9、凡是受排放瓦斯影响的硐室、巷道和被排放瓦斯的风流切断安全出口的采掘面,都必须停工撤人。
在工作面进出口及与排放瓦斯区域相通的道口,都必须指定人员设立警戒,禁止其他人员进入。
10、被排放瓦斯流经巷道内的电器设备,必须指定专人在采区变电所和配电点两处同时切断电源,并设警示牌和设专人看管。
11、排放瓦斯时严禁局扇喝循环风。
排放瓦斯浓度达3%及以上时,必须由救护队实施。
12、只有在一切准备工作就绪,经排放瓦斯的组织领导同意后方准开始排放瓦斯。
排放结束后,经检查证实,整个独头巷道内风流中的瓦斯浓度小于1%,氧浓度不低于20%,二氧化碳浓度不超过1.5%,且稳定30分钟后,风流中气体浓度无特殊变化时,才可以恢复局部通风机正常供风。
13、巷道恢复通风后,必须由电工对巷道中的电器设备进行检查,证实完好后,方可人工恢复局部通风机供风巷道中的一切电器设备的电源,然后方可通知矿调度室,宣布排放结束,撤消警戒。
第四节综合防尘
1、防尘水源
防尘水源来自地面静压水池。
2、防尘系统
防尘水由地面静压水池→主井→8#层轨道下山迎头。
3、防尘设备
采用3吋钢管
⑴、防尘员对分管区域的防尘管路要及时延接,每50米留一个三通,便于洒水防尘。
⑵、转载点、耙装机必须装置喷雾降尘设施。
⑶、掘进工作面迎头50米内有水针,便于装水炮泥,2
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