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    东翼轨道巷巷道掘进作业规程.docx

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    东翼轨道巷巷道掘进作业规程.docx

    1、东翼轨道巷巷道掘进作业规程贵得金公司检槽田煤矿东翼轨道巷掘进工作面作业规程编号:掘20154号编制单位 :技 术 科编 制 人 :总工程师:矿 长:编制日期:2015年9月检槽田煤矿作业规程(措施)会审表会审内容贵得金公司检槽田煤矿东翼轨道巷掘进工作面作业规程会审日期2015年9月12 日会审地点矿调度会议室主 持 人蔡金福参加会审人员施工单位调 度 室通 防 科通防副总安全矿长生产矿长机电矿长总工程师矿 长会审意见:1、该作业规程编制符合东翼轨道巷掘进工作面实际情况,同意严格贯彻执行。2、开工前应首先按照设计形成独立的通风系统,及时编制有关安全措施并认真贯彻执行。3、由于巷道上部距离1160

    2、1采面较近,应认真实施探放水工程,严防透水事故发生。4、必须加强顶板管理,严防顶板事故发生。5、在生产过程中,根据实际情况及时修改和补充相关内容。检槽田煤矿规程(措施)学习记录表贯彻人贯彻时间学习人员签名姓名手印姓名手印检槽田煤矿作业规程学习和考试记录序号姓名分类备注 目 录第一章 工程概述 8第一节 概述 8第二节 编 写 依 据 8第二章 地面位置及地质情况 9第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 9第二节 煤(岩)层赋存特征 9第三节 地质构造 11第四节 水文地质 12第三章 巷道布置及支护说明 15第一节 巷道布置 15第二节 巷道支护设计 16第三节 支护工艺 18第四章 施工工

    3、艺 20第一节 施工方法 20第二节 打眼方式 21第三节 爆破作业 22第四节 装载与运输 26第五节 管线敷设 27第五章 生产系统 28第一节 局部通风系统 28第二节 压风系统 31第三节 瓦斯抽采系统 32第四节 综合防尘 32第五节 防灭火 35第六节 安全监控与通讯系统 37第七节 供电系统 40第八节 排水系统 42第九节 视频监控系统 43第十节 人员定位系统 44第六章 劳动组织及主要技术经济指标 45第一节 劳 动 组 织 45第二节 作业循环 45第三节 主要技术经济指标 46第七章 工程质量标准及要求 47第八章 安全技术措施 48第一节 一通三防 49第二节 顶板管

    4、理 55第三节 爆破管理 60第四节 防治水措施 64第五节 机电管理 65第九章 管理制度 75第十章 避灾路线 79第一章 工程概述第一节 概述一、巷道布置东翼轨道巷布置在距16#煤层底板38m的底板岩层中,巷道自主平硐底处开口,以运输下山巷道开口点以里5m为中心,按照方位57、30%流水坡度施工平巷180m达到设计位置,作为现在东翼采区的轨道运输巷,使采区生产系统得到优化。附图1:巷道布置平面图。二、巷道用途:服务于16#煤层的通风、轨道运输、行人。三、总工程量:巷道设计长度180m,其中:按照方位57、30%流水坡度施工180m。四、工期要求:该巷预计2015年9月15日开工,2015

    5、年12月31日竣工。五、服务年限:约6.5年。六、工程结构特点:巷道开口标高:1350m,巷道终点标高:1350.6m。七、附近开采情况东翼轨道巷东部为矿区三区边界,西部为一采区上山煤柱,南部为11601采面采空区,北部为及东翼运输巷保护煤柱,上部为16#煤层采空区和11603回风巷巷道。第二节 编 写 依 据一、织金县猫场镇检槽田煤矿生产地质报告;二、织金县猫场镇检槽田煤矿开采方案设计(变更);三、织金县猫场镇检槽田煤矿安全设施设计(变更);四、煤矿安全规程及其他有关技术规范。第二章 地面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一、地面相对位置、建筑物及其它东翼回风巷相对应地表为

    6、夏家庄东部村庄、山坡、空地,标高+1361.6+1392.46m之间;开口位置地表对应于夏家庄,标高+1345.5m,整条巷道距地表3060米不等,巷道掘进区域内无地表水体及岩溶裂隙,地面为低山地形,无建筑物和水体。掘进期间爆破震动可能对夏家庄西南边几户有影响;该巷位于16#煤层,上部14#煤层局部采空,与下部21#煤相距32米左右,掘进对相邻煤层无影响。二、井下临近采掘情况及对掘进巷道的影响东翼轨道巷东部为矿区三区边界,西部为一采区上山煤柱,南部为11601采面采空区及老窑,北部为及东翼运输巷保护煤柱,上部为16#煤层采空区和11603回风巷巷道。巷道大部分上方存在采空区,因此在施工过程中应

    7、加强探放水、瓦斯治理、顶板管理工作。第二节 煤(岩)层赋存特征一、地质柱状地质柱状详见附图2地质柱状图。二、煤层顶底板岩性特征1、顶板:伪顶黑色炭质页岩,强度低;直接顶板为粉砂岩、泥质粉砂岩,易风化崩解,遇水易膨胀、软化,厚度36m,为不稳定顶板。间接顶板为灰岩,坚硬,裂隙发育稳定。2、底板:直接底板为灰色页岩、粉砂岩、泥质粉砂岩,易风化崩解,遇水易膨胀、软化,为不稳定底板。三、煤层情况1、16#煤层:位于龙潭组第二段(P3l2)中下部,上距14#煤层2535米,下距21#煤层3035m。最小厚度1.11m,煤层最大厚度2.48m,平均厚度约1.66m。夹矸02层,夹矸厚度0.100.38m之

    8、间。夹矸多为黑色砂质泥岩或炭质泥岩,属中厚煤层,层位稳定,全区可采。2、地层走向4658,倾角812,平均倾角为10。东翼轨道巷16#煤层特征表工作面(巷道)地面标高+1350+1350.6m煤(岩)层倾角-8-12煤厚平均1.8米煤坚固系数1.3直接顶岩性粉砂质泥页岩厚度f老 顶粉砂质页岩厚度f最大涌水量2m3/h正常涌水量0.5m3/h绝对瓦斯涌出量1.6m3/min相对瓦斯涌出量2.65 m3/t煤与瓦斯突出推测瓦斯含量2.65m3/吨,按有突出危险性对待煤尘爆炸指数煤尘无爆炸危险性 煤的自燃倾向类不易自燃地温情况本矿区范围地温正常,无异常地温区主要地质构造根据临近巷道东翼运输巷掘进情况

    9、分析,此巷掘进施工基本不受地质构造的影响(东翼运输巷揭露有3条落差在0.6-1.2米的斜交断层,但基本不影响巷道施工)煤层层间距上部16#煤层局部采空,16#21#约28-32米老巷老空、钻孔封闭情况东翼回风巷布置在16煤层中,上部14#煤大部分采空,16#煤层有不同程度的采空现象,东翼回风巷范围内无封闭不良钻孔。施工中应特别注意的问题煤层鉴定在+1350m标高以上无煤与瓦斯突出危险性,该巷施工最低标高为1300m,在施工中若遇到断层需要揭煤时制定专项揭煤措施。施工中要做好探放水和顶板管理工作。第三节 地质构造一、褶皱整个矿区为一直立倾伏背斜褶曲,两翼倾角相等,倾伏端指向N20W,褶曲的枢纽约

    10、10。二、断层从矿区的西部到东部,区内地层走向由NE逐渐变为SE向,倾向由315逐渐变为45,倾角为812,一般为10。煤层产状与地层产状一致,地层沿倾向有一定的波状起伏,对东翼回风巷掘进无影响。矿区内构造复杂程度属中等类型。地质构造类型确定为类。矿区主要断层特征表断层编号位置断层性质断层产状备注走向倾向(度)倾角(度)断距(米)F1矿区西部,走向长2170m。逆断层NESWNW6050mF2矿区西部,走向长约920m。逆断层SNE6050mF3矿区西部,走向长3300m。逆断层NWSENE不明不清楚三、节理及裂隙矿区内地层露头观察表明:节理裂隙主要发育于次级褶皱轴部及翼部,走向与褶皱轴基本相

    11、近,充填物多为石灰岩,少量无充填物,轴向延伸不长,其规模较小。产出形态有两种,一是紧闭型,二是宽缓型,在勘探区内具有不均一分布特征。上述节理裂隙出露部位会导致煤层频繁起伏,给采煤活动带来较大影响。第四节 水文地质一、矿区充水因素1、充水水源(1) 地表冲沟、溪沟水区内四层可采煤层位于北北东向展布的缓坡及冲沟口,季节性的冲沟水沿途接受泉水及煤窑水、山坡紊流的补给,雨季还有较大面积大气降水汇入,水量较大,这些冲沟多位于含煤地层露头地带,冲沟附近的网状、脉状裂隙密集,它们与煤层风化、氧化带直接接触,冲沟水可能沿风化裂隙、老窑及原矿井浅部采空区渗入或突入矿井,为矿井开采的直接充水水源。另外,矿区南部及

    12、西部均有常年性溪沟水,开采过程中,受地下采煤工程活动的影响,其溪沟水可能通过裂隙等进入矿井,从而对矿床形成充水。(2)第四系孔隙水(3)矿区内覆盖的第四系,含水性弱,加之厚度不大,蓄水量有限,对煤矿开采影响小。(4)龙潭组弱裂隙含水层该组主要为碎屑岩,富水性总体微弱,在构造裂隙带及应力破坏影响的地段,含水量相对会较大,矿床开采到这些地段,矿井出水量会比正常出水量增大。该组为煤矿床开采的直接充水水源。(5)采空区积水上部16#煤层已开采形成采空区,其采空区常年排出有积水,雨季变化较大,不会存在大面积积水。故要提前探放水,避免老窑、采空区突水的危害。2、充水通道(1)岩石天然节理裂隙矿区内的直接充

    13、水的龙潭组含煤地层在接近地表附近,岩石风化节理、裂隙很发育,而深部发育成岩或构造节理、裂隙,它们是地下水活动的通道,并沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系。(2)人为采矿冒落裂隙采煤活动产生大量的采矿裂隙,四层可采煤层的顶板和底板均为软弱岩组,矿井及采空区易坍塌,地压对围岩破坏严重,易诱发突水通道。(3)断层破碎带矿区断层破坏了地层的完整性、连续性,降低了岩石的力学强度,塑性岩石中断层破碎带含水性和导水性不强,刚性岩石中断层破碎带有一定含水性和导水性,可能连通含煤地层上部的中强含水层或地表水,加之未来矿床开采中,人工采矿裂隙大量出现,改变了断层带附近应力场和地下水的天然流场,地表水、地下水更可能

    14、沿断裂带进入矿井。在历年的开采过程中,多出发现断层,应在今后生产工中引起重视。(4)老窑采空区矿区内老窑多分布于14、16#煤层中,为当地居民开采自用煤形成,多为平硐及斜坑,采坑长20m至40m不等,由于时间较长,现又进行了封闭,均汇聚了一定的老窑积水,是矿床充水水源之一,对矿坑的安全构成一定的威胁。据本次老窑水调查,老窑水水质类型为SO42-Ca2+,具有较强的腐蚀性。矿井现处于生产阶段,采空区及生产系统影响区面积约0.03km,现正常日排水量527m,充水水源主要为龙潭组裂隙水。(5)岩溶管道矿区内各组灰岩含水层局部地段可能发育岩溶管道,当它们被断层沟通与下伏煤层联系时,也会成为矿井充水通

    15、道。3、充水方式由于矿区内直接充水含水层多为粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩,此类岩石接受大气降水补给不强,为中等弱含水层,充水通道主要以岩石原生和采矿节理、裂隙为主,规模一般不大,少量为老窑、采空区巷道、岩溶管道导水,因此目前矿井充水方式主要以渗水、滴水、淋水为主;矿井进一步向深部开采后,有从上部采空区积水及下部承压水突水的可能。4、地表水、地下水动态变化本区地表水、地下水受大气降水影响,其流量、水质变化均与降水的季节和强度相对应,雨季流量增大,矿化度减少,枯季则相反。地下水以泉或分散流形式补给溪沟,各含水层无直接的水力联系,且地下水动态变化显著,周期性较明显,并具滞后现象。2、水文地质类型 矿

    16、区直接充水水源主要为龙潭组裂隙水和老窑采空区积水、地表溪沟水,局部区域承压水也可能突入,故本矿区属于以裂隙岩溶充水为主,水文地质条件复杂程度为中等复杂。综上所述,本区水文地质类型属裂隙-岩溶充水矿床,水文地质条件属中等复杂类型。三、涌水量预计涌水量为:正常涌水量为5m3/h,最大涌水量为10m3/h。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置东翼轨道巷布置在距16#煤层底板38m的底板岩层中;巷道自主平硐底处开口,以运输下山巷道开口点以里5m为中点,按照方位57施工平巷180m,然后调整方位为297施工平巷40m进入16#煤层。第二节 巷道支护设计1、永久支护:东翼轨道巷支护采用3

    17、.042.62(梁腿)梯形工字钢支护,巷道上净宽2.8m,巷道净高2.35m,掘进断面9.12,净断面8.0。顶部背板6道,每间隔600mm用(80120)800mm半圆木背顶1道;两帮各背板4道,每间隔660mm用(80120)800mm半圆木背帮一道,棚距0.6m。过断层等地质构造、顶板破碎、帮顶压力大易造成支护变形时,棚距可缩小至0.30.5m.帮顶围岩破碎时,铺设金属网护帮、护顶,金属网采用钢丝直径3.2mm、网格宽度5050mm、网片长度1.6m、宽度0.8m的编制金属网;网与网搭接不小于100mm,用12#铁丝绑扎连接,扎点间距小于等于200mm。附图3 巷道支护断面图。2、临时支

    18、护施工中必须坚持正确使用临时支护,临时支护采用两根11#工字钢梁做为前探梁。前探梁每根长度3.6m,每根前探梁配三道吊环,均匀分布,前探梁分别挂在棚梁中心两侧各0.8m处。附图4 巷道支护平面图。第三节 支护工艺一、临时支护工艺1、上前探梁时先将3个前探梁吊环按间距1.2m(2架棚)均匀挂置在棚梁上,人工抬起前探梁将前探梁用吊环吊挂,连接好卡环,上好螺丝。上梁时每头不少于三人,2人抬梁,1人上吊环。2、前探梁与棚梁间用背板或木楔备背紧背牢。背板为长度800mm,宽度6070mm,度厚4050mm的木板;木楔尺寸为28010080mm(长宽厚)三角楔。3、爆破后前探梁向前移动时,去掉前探梁与棚梁

    19、间的背板或木楔,先将后侧的前探梁吊环移挂在最前一架永久支护上,两端各2人拖住前探梁向前推移0.6m,逐根移动到位后,放上棚梁,将前探梁推移到循环进尺位置,背好顶板,在前探临时支护下挖柱窝、载腿子。二、永久支护工艺爆破后安全检查、敲帮问顶后,延好中心,使用好临时支护,在临时支护上临时固定棚梁,背好顶板,在临时支护掩护下出货至设计高度,挖出柱窝、载好腿子,背好两帮,打齐撑木,形成永久支护。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、 施工顺序东翼轨道巷自主平硐底处开口,以运输下山巷道开口点以里5m为中心,按照方位57施工平巷180m,然后调整方位为297施工40米平巷进入16#煤层。二、施工方法1、采用普

    20、通钻爆法施工,打眼采用YT28型气腿式凿岩机打眼,毫秒延期电雷管正向装药,串联联线全断面一次起爆。2、工作面跟SGB320/17B刮板运输机,人工攉装渣入刮板运输机外运出渣。后期人工装岩,人力推车,0.75T型矿车。3、按给定的中腰线架设3.042.62(梁腿)梯形工字钢支护顶板。三、施工工序交接班安检开工准备打眼装药、联线爆破、通风前探支护上梁出渣挖柱窝载腿子出碴安检第二循环开始。附图5 施工工艺流程图检查瓦斯交接班工作准备临时支护敲帮问顶 清理炮眼打眼 装药检查瓦斯加固支护掩护设备 设岗撤人跑后炊烟、检查瓦斯联线放炮检查瓦斯洒水降尘、敲帮问顶前探支护出矸 质量验收铺溜锚杆支护、工字钢支护

    21、交班 四、工作制度采用“三八”制作业方式,每班工作时间8小时。第二节 打眼方式一、打眼方式采用炮掘施工方式,人工用YT28型气腿式凿岩机,配1.5m六棱钻杆、41mm岩石钻头打眼。风源来自地面压风机经压风管路与钻机连接。二、施工设备列表打眼设备情况表序号机械、钻具名称型号数量动力配套方式备注1气腿式钻机YT28型2风2钻杆1.5m4风3手镐5人力4尖锹6人力第三节 爆破作业一、爆破器材1、炸药:使用三级煤矿安全许用乳化炸药,药卷直径35mm,长度200mm,重量200g/卷。2、雷管:使用15段煤矿许用毫秒延期电雷管,2m长脚线引爆。最后一段延期时间不得超过130ms。3、发爆器:使用MFB-

    22、100/200型隔爆电容式发爆器起爆。二、装药结构采用正向连续柱状装药结构装药,炮眼有水时使用防水套,引药外放置2个水炮泥后黄土炮泥封孔。要求炸药和雷管的聚能穴均指向眼底;封泥长度不小于0.5米;雷管脚线必须纽结。图6 装药结构示意图 三、起爆方式起爆使用MFB一100型发爆器全断面一次起爆。采用直眼掏槽方式掏槽,正向装药,起爆顺序依次为掏槽眼辅助眼底眼周边眼。4、联线放炮放炮母线使用绝缘双线,联线采用串联联线。放炮前必须在通往放炮地点的所有通道的警戒处设好警戒,放炮警戒距离规定为:在工作面防突风门之外有视频监控地点放炮。必须严格执行“一炮三检”制和“三人连锁放炮”制。附图7:爆破警戒示意图。

    23、五、炮眼布置图及爆破说明书炮眼确定和爆破说明书按巷道架棚支护时的掘进断面9.12计算。1、炮眼数目和装药量的确定根据下列公式可以一次起爆所需的总炸药量:Q=qsln=1.259.121.20.95=13(kg)式中:q单位炸药消耗量,q=1.25kg/m3; s巷道断面积,m2,s=9.12 m2; l炮眼深度,m,l=1.2; n炮眼利用率,%,取95%。根据下例公式可算出每茬炮所需的炮眼个数:N=qsmn/(xp) =1.259.120.20.95/(0.350.2)30(个)式中:N炮眼个数,个; m每个药卷的长度,取m=0.2m; x眼的装药系数,取0.35; p每个药卷的重量,取0.

    24、2kg。根据上述公式计算,确定每循环爆破所需的炸药量为13kg,炮眼个数为30个。2、爆破说明书 (1)炮眼布置图:图8 炮眼布置图(2)爆破基本条件表。矿井瓦斯等级高瓦斯矿井掘进断面9.12 m2煤(岩)普氏系数F=1.3钻眼机具YT28型气腿式凿岩机炸药种类3#煤矿安全乳化炸药雷管类型毫秒延期电雷管(3)爆破说明表 炮眼名称炮眼编号炮眼深度m炮眼个数炮眼角度装药量雷管段别封泥长度连线方式水平( )垂直( )kg/眼合计(kg)掏槽眼1-41.4475-8575-85062.4不得少于0.5m串 联 连 线 正 向 起 爆辅助眼5-121.2888-90900.54周边眼13-231.211

    25、85-9080-900.44.4底眼24-291.2685-9080-900.42.4合计2913.2(4)爆破指标顺序指标名称单位数量序号指标名称单位数量1炮眼利用率%955一循环炮眼长度m35.62工作循环进度m1.26掘进一米炮眼长度m29.73一循环实体煤岩量m310.947掘进一米炸药消耗量kg12.0124掘进一米煤岩量m39.128掘进一米雷管消耗量发26.3 第四节 装载与运输一、煤(岩)运输:工作面安装一部SGB320/17B型刮板运输机,机尾跟迎头,机头撘主平硐SSJ-800型胶带运输机外运出煤岩。刮板运输机安装长度660m,随掘进工作面进度在机尾段加装溜槽延接,延接长度达

    26、到60m以内时,缩短刮板运输机延长胶带运输机。二、出渣系统:1、初期开口人工攉装渣至主平硐胶带运输机,开口6m后再安装刮板运输机,机头主平硐SSJ-800型胶带运输机,机尾跟工作面迎头。爆破落煤岩由人工用铁锹装至跟工作面的刮板运输机上,由刮板运输机转载外运出煤岩。2、前期工作面煤岩东翼轨道巷刮板运输机主平硐胶带运输机地面转载胶带运输机地面。巷道施工80米后,改为轨道运输,人力推车,0.75T型矿车,副平硐铺设21Kg钢轨。3、运料系统:工作面所需材料、设备自地面装车副平硐井底车场主平硐里段东翼轨道巷东翼轨道巷工作面。 装载设备运输方式表序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输距离备注1刮板运输

    27、机SGB320/171掘进工作面压柱60m2胶带运输机SSJ-8001主平硐运输上山地锚3、运输系统详见附图9 工作面设备和运输系统示意图。第五节 管线敷设一、风筒吊挂:采用12#扎丝绑扎在工字钢梁左侧后再吊挂风筒吊环。风筒吊挂距巷道底板不小于1.7m,要求接头合格、吊挂平直、逢环必挂,无漏风、无死弯,拐弯处加设弯头。二、供水管、供风管、排水管:敷设在巷道左侧靠帮吊挂,自上向下依次为供水管、供风管、排水管,最下一根管子距巷道底板1.2m,两管之间间距100mm。用8#铁丝在棚腿与管路间每根绑扎吊挂不少于一道。三、抽放管:在巷道左侧靠帮敷设,距底板不少于0.3m。四、电缆、通信线、监控线:敷设在巷道右侧


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