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文档简介
1、蒙泰集团范家村煤矿2110回风顺槽掘进作业规程刖 目 1第一章地质概况 2一、掘进巷道地质概况 2二、编制作业规程的依据 3第二章工程概况 4一、巷道布置平面图 4二、巷道概况表 4三、巷道开口坐标、方位 4第三章巷道施工 5一、施工方法 5二、施工工序 19三、施工设备 20四、循环组织 18第四章通风管理 22一、局部通风 22二、监测监控 22三、防尘和防灭火 25四、人员定位 25第五章生产系统与经济指标 26一、系统线路与说明 26二、主要经济指标 27第六章供电系统 28一、概 述 29二、负荷统计 31三、高压系统的设备选型计算 324、 高压开关的整定 345、 低压线路电缆的
2、选择 36六、低压系统电压损失校验 37七、低压系统选择及保护整定分断能力校验 39八、信号、照明、通讯系统 43九、安全技术措施 44十、保护接地系统 44第七章安全技术措施 46一、施工前准备工作 46二、测量管理 46三、顶板管理 46四、一通三防管理 55五、机电、运输安全措施 62六、车辆运输安全技术措施 76七、掘进机的使用措施 79八、挪移机尾管理 86九、超前钻探管理 102十、其它安全技术措施 109H一、矿压观测与成巷维护 112十二、职业病防护 114十三、避灾路线 116第八章风险评估与危险源辨识 119一、 风险评估 118二、危险源辨识 120三、工作面系统危险源辨
3、识 121四、 年度风险辨识清单 126第九章其它内容 127一、作业环境管理 126二、施工图牌板管理 126三、油脂管理 127四、通讯及信号系统管理 128五、隔爆水棚管理 128六、语音广播系统管理 128七、煤质管理措施 129八、压风、供水自救装置管理 131九、其他: 132第十章附图 134蒙泰集团范家村煤矿2110回风顺槽掘进作业规程刖 百一、本规程所适用的掘进工程名称:2110回风顺梢及辅助碉室。二、预计总工程量:2110回风顺梢及辅助碉室工程量约 1980.2m。三、预计工期:预计工期165天。四、巷道概况:2110回风顺梢外段断面为宽X高=5000X 4000mm矩形巷
4、道,设计 长度753.5m, 2110回风顺梢里段断面为宽X高=5000X 4000mm矩形巷 道,设计长度1125.7m,里-外段联巷断面为宽X高=5000X 4000mm矩 形巷道,设计长度101nl支护形式为锚网索支护。2110回风顺梢沿煤层底板施工。当围岩条件发生变化,原支护设计 不能满足安全生产要求时,及时与矿生产技术部联系变更支护设计,施 工单位及时编制补充安全技术措施并严格执行。五、编制目的:编制此规程是为了指导、统一和规范巷道在施工中 应遵守的安全及工程质量要求,保证施工质量符合安全生产标准化规定, 有效指导井下安全生产。第一章地质概况、掘进巷道地质概况概况煤层名称4-1水平名
5、称二水平采区 名称二水平 北翼采区巷道名称2110回风顺槽地面标高(mm+ 1428-1443工作面 标高+1271-1274地面位置为麻黄湾社中部。井下位置及 四邻采掘情 况2110回风顺槽东部为 2110回风顺槽,四部为 2110切眼,南部未征迁 无工作面,北部为 2110运输顺槽。煤 层 情 况煤层总厚(m)3.8 4.1倾向长(m)217.8煤层倾角0° -3°42煤 层 顶 底 板 情 况顶板名称顶板岩 性厚度(m)岩性特征基本顶浅灰色 细-粗 砂岩3.67-10.98以石英、长石为主,云母次之7.33直接顶砂质泥 岩-粉 砂岩2.2-3.5深灰色,块状,含植物化
6、石2.8伪顶泥岩局部发育一层伪顶, 泥岩,深灰色,水平层理直接底砂质泥 岩粉 砂岩1.21-1.74深灰色砂质泥岩或粉砂岩, 泥质胶结,水平层 理1.48基本底细砂岩2.04-7.62浅灰色粉砂岩,泥质胶结,局部含人母伸片4.83水 文 地 质充水 因素主要水源为侏罗系中下统延安组孔隙、裂隙承压水含水层,该含水 岩组在煤田内广泛发育,层位稳定,富水性弱。根据范家村水文地质 类型报告,4-1煤层顶部发育第三隔水层,范围分布广,层位及稳定, 隔水性好。无其他明显导水构造。掘进期间,仅在局部地段有顶板滴淋 水现象。防治措 施在H作面迎头建立完善的排水系统。一一 .一3最大涌水量(m/h )15正常涌
7、水量(m/h)10影 响地温矿井平均地温梯度 1C/100m,地温正常。掘 进 的 其 它 地 质 因 素地压该工作向离地向较近,预计压力较大。瓦斯矿井为低瓦斯矿井,瓦斯涌出量0.28 m /min。煤尘煤层煤尘有爆炸性危险, 煤尘爆炸性因素的复杂程度可评定为 “中等”。煤的自燃属自燃煤尘,最短发火时间 41天。问题及建议(1)掘进期间加强构造超前探查。(2)加强通风管理及对有害气体的监测监控,避免瓦斯局部积聚或一氧化碳超限,威 胁安全。(3)加强水文地质观测,坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则。 提前编制超前钻探设计,并严格按设计施工探水孔。在巷道低洼点施工水仓,配备排 水
8、能力不低于20m3/h的风泵和相应能力的排水管路。(4)加强顶板管理和两帮支护,定期对围岩进行监测,预防顶板和片帮事故发生。(5)掘进过程中严格按设计跟底施工,禁止丢底煤。(6)顶底板为软弱岩层,遇水易软化,需及时硬化后路底板。二、编制作业规程的依据根据作业规程编制通知书、掘进工作面设计平、剖、断面图、掘进 地质说明书、“一通三防”设计、掘进工作面供电设计、井巷掘进各 工种操作规程及岗位责任制、煤矿井巷工程施工规范(GB50511-201。、煤矿井巷工程验收规范 (GB50213-201。、煤矿井巷工程质量检验评定标准(MT5009-94)、煤矿安全规程2016版。21第二章工程概况、巷道布置
9、平面图(见附图1)、巷道概况表序号巷道 名称巷道 功能施工层位设计工程量(m)12110回风顺槽外段回风沿煤层施工753.5m22110回风顺槽里段回风沿煤层施工1125.7m3里-外段联巷回风沿煤层施工101m施工顺序:开口位置位于二水平北翼2110回风顺槽HC转点(X=4414790.544 , Y=37483152.64),设计方位 269° 12' 55。三、巷道开口坐标、方位巷道名称坐标方位XYZA2110回风顺槽4414790.54437483152.641271.622269° 12' 55"第三章 巷道施工一、施工方法1、破岩方式(
10、1)综掘截割(见附图2)(2)综掘掘进综掘机操作顺序:启动油泵电机、打开喷雾装置,开动第一运输 机与铲板部,将截割部处于水平和机器中心位置,启动截割电机,开动 履带行走机构,让机器慢速推进,使截割头逐渐插入煤岩体,插入深度 300400mm推动截割部回转油缸操作手把,使截割部向左向右横扫, 再推动升降油缸,使截割部向上向下截割。利用截割头上下、左右移动 截割,可截割出初步断面形状,如此截割断面与实际所需要的形状和尺 寸有一定的差别,可进行二次修整,以达到断面尺寸要求。综掘机通过其截割头完成对煤岩体的截割和破碎,截割头首先在 断面内挖掘一个窝梢(即截割头插入煤岩体中先进行扩窝),窝梢深度 以半个
11、截割头为宜。窝梢开掘工作完成后,关闭行走电机,让装载臂与 刮板机工作,运走割下的岩石。截割头沿断面宽度水平摆动开掘梢,截 割头移动到位后,使其升高一个距离,接着驱动截割头水平摆动,多次 重复以上动作,直到完成整个断面的工作。从上往下依次截割,先割好上部,刷齐顶和上部帮,等顶板及上 部帮支护结束后再割下部帮,保证帮、底脚刷齐,底板浮货出净再进行 下一循环作业。综掘机截割完成后,炮头落地,停电闭锁,加护罩保护。(3)质量要求切割后巷道成型达到帮顶平直,局部超挖不大于100mm不得欠挖,由于层理、节理发育造成局部超挖,每循环不超过两处。岩层不应有明显的切割台阶,切割后肝石块度、堆积便于运输。截割速度
12、适中,不宜过快,如遇松软煤层或断层破碎带要适当放 慢截割速度。(4)保证措施一般情况,当截割硬度较小(f<6)的煤壁或岩石时,采用左右 循环向上的截割方法。当截割岩石硬度不同时,先选择较软的岩石进行 掘进,然后采用由下而上左右截割的方法;当截割煤层硬度大(6<f <10)且为同种煤层时,应将截割部处于水平和机器中心位置进行掘进, 可根据岩石硬度和节理发育情况决定掘进深度,但最大一次掘进深度不 得超过220mni然后截割头扩窝后再继续进行掘进。切割时截割头最大 参与切割长度不得超过700mm综掘机司机应根据岩层的变化情况及时调整截割速度,避免发生 截割电机过载或压刮板输送机等现
13、象。严格按切断面割轨迹图进行切割,不得随意切割。综掘机完成一个整断面截割工作后,进行二次断面修整时,严格 按中线刷帮挑顶,先顶后帮,刷帮挑顶紧跟迎头。刷帮挑顶必须保证帮顶平直,无明显的凹凸现象。钢筋网紧贴岩 壁。如有不实,则必须打锚杆充填接实。严禁空帮空顶,否则不准继续 施工。2、巷道支护(1)临时支护(见附图3)临时支护使用掘进机机载临时支护装置,配置在掘进机切割部,在 不影响掘进机正常截割作业的前提下,利用掘进机液压系统为动力源, 实现临时支护。机载超前支护装置施工流程:掘进机完成上部截割、出煤作业后,停在巷道中部,两侧预留出 安全通道,将炮头放在预留下部煤研上(方便顶部锚杆、锚索施工)、
14、 盖上炮头罩。班队长进行“敲帮问顶”后,找净顶、帮浮研,一人找顶,一人 监护,确认顶帮安全。先检查支护装置各部位零部件管路是否正常,再把两位三通阀打 到支护位置,打开掘进机泵站开关,给支护供油。支护工把绑扎好的钢筋网放在顶架上,量好两侧尺寸并分中,使 用铁丝把钢筋网片固定在顶架上。掘进机司机操作支护装置的支撑缸和折叠缸液压控制阀手柄,使 主架和顶架由折合状态慢慢平稳打开, 主架打开后前倾30左右,顶架 保持在水平状态时,松开两操作手柄;操作主架的升降油缸操作阀手柄 使主架升起达到巷道顶部,调整好高度,与巷道掘进坡度一致。班队长 对着激光中线再次量分中,调整好网片搭接长度,然后掘进机断电。掘进机
15、断电后,在机载临时支护装置保护下,支护工根据设计定 眼位,打锚杆、锚索、联网,锚杆施工顺序由中间向两边依次进行。拱 部锚杆施工好以后才能进行帮部挂网,打设锚杆的施工。待支护工作完毕后,通过反向拉动多路换向阀手柄,先把主架降 到最低位置,然后折合顶架,直到顶架全部落到综掘机上为止,本循环 施工完成。推动二位三通阀切换到掘进机掘进所需的油路,继续进行掘进作 业,截割下部煤、出货。(2)永久支护(见附图4)支护形式2110回风顺梢外段、2110回风顺梢里段、里-外段联巷断面:宽X 高二5000X 4000mm矩形巷道。支护形式均为锚网索支护,如更改支护形 式以矿技术业务联系单为准。1)顶板锚杆选用中
16、18XL2500mrnfe旋无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆托盘 型号为TPF120X 120 X 10mm每根锚杆选用2支MSCK2350寸脂锚固剂, 顶板锚杆间排距800X 1000mm每排7根顶锚杆。2)非采煤帮(左帮)采用中16XL1600mnO通钢筋麻花锚杆,锚杆 托盘型号为TPF120X 120X 10mm每根锚杆选用1支MSCK283树脂锚固 剂,锚杆间排距750X 1000mm每排5根帮锚杆。3)采煤帮(右帮)采用中20XL2000mmi截割的全螺纹式玻璃钢锚 杆支护,锚杆托盘为。160mmffl形托盘,每根锚杆选用1支MSCK283树 脂锚固剂,锚杆间排距750X 1000mm每排5根
17、帮锚杆。4)锚索选用中17.8 XL6500mm;冈绞线,锚索托盘型号为TPF300X 300 X 12mm每根锚索选用3支MSCK2350寸脂锚固剂,锚索间排距2400X 4000mm (采用“五花”布置)5)顶板采用中6mml接钢筋网覆盖,长X宽=5000X 1100mm网格100 x 100mm6)两帮使用10献丝制作的菱形网覆盖,长X宽=4000X 1100,网格 55 x 55mm7)综掘机割窑前最小控顶距0.3m,割窑后最大控顶距2.3m。遇顶板 及两帮破碎及过断层时,一掘一锚,割岩后最大控顶距1.3m。(3)支护设计根据煤矿安全规程、GB/T 35056-2018煤矿巷道锚杆支护
18、技 术规范等相关文件规定,结合范家村煤业公司实际岩层情况,特编制 2110回风顺梢支护设计以指导生产。A锚杆长度计算按悬吊理论计算,顶锚杆通过悬吊作用,帮锚杆通过加固帮体作用, 达到支护效果的条件,应满足:L> L1+L2+L3式中L锚杆总长度,mL1锚杆外露长度(包括网片、托板、螺母厚度)取 0.04m;L2有效长度(顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b,帮锚杆取帮破碎深度c) mL3锚杆锚入稳定岩层的深度,=(dx抗拉强度)+ (4X锚杆与 锚固剂黏强度)=0.419m, 一般按经验取0.5m。锚杆与锚固剂黏强度取5MPA锚杆抗拉强度取465MPA其中围岩松动圈冒落高度:b= (B/2+c)
19、 /f 顶=B/2+Htan (45 - 3/2 ) /f 顶式中B、H-一巷道掘进宽度和高度,B=5.0m, H=4.0m;f顶顶板岩石普氏系数取4;-两帮围岩的似内摩擦角, =arctan (f顶),计算得二76 。b=5.0/2+4.0 xtan (45 -76 /2 ) /4=0.79mc=Htan (45 12) =4.6 x tan (45 -76 /2) =0.565m经计算 b=0.79m c=0.565m贝U: L 顶=0.04+0.79+0.5=1.34m , L 帮=0.04+0.565+0.5=1.105m ,现在 用顶锚杆长度2.5m> 1.39m,帮锚杆长度2
20、.5m> 1.105m符合要求,顶部 锚杆和帮部锚杆都能能满足支护要求。顶锚杆间排距验算按顶锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距每根锚杆悬吊岩体重量 G=t L2 %2,锚杆锚固力应能承担 G的重量。KG< Q式中:丫岩体容重,KN/m3, 丫 =22 KN/m3; 锚杆间、排距,物K式一安全系数取K=2;Q锚杆锚固力,取50KNL2式一有效长度(顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b,帮锚杆取帮破碎深度c) m =0.81m计算得 = (Q/K丫 L2)1/2= (50/ (2X22X0.84) ) "2=1.18m,锚杆间排距 =分别为1m 0.8m< %设计=1.18m,因
21、而顶锚杆间排距参数能满 足计算结果。帮锚杆间排距验算 a b=Q/K( maxab为间排距,Q锚固力,取40KN K-安全系数取K=2; (max巷帮支护所需提供的最大支撑力,(max=rB/2+Htan (45 -川/2) +fHtan (45 -3/2)/f 式中:r 煤容重=13 KN/m3;B:巷道宽度,H巷道高度,f式一煤普氏系数取2;煤层内摩擦角,取 76 。计算得:(max=9KN,Ab=2.2m锚杆间排距 =分别为1ml 0.75m< %设计=2.2m2,因而帮锚杆间排距 参数能满足计算结果。锚索长度验算L=La+Lb+Lc+LdL锚索总长度,mLa锚索深入到较稳定岩层中
22、锚固长度,m;Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度,取 3Lc上托盘及锚具的厚度,取 0.05m;Ld需要外露弓K拉长度,取 0.25m。锚索锚固长度La按下式确定:La n Kx d1fa/4fcK安全系数,取K=2;di锚索钢绞线直径,取17.8mmfa钢绞线抗拉强度,N/mrm (1860 N/mnn);fc 锚索与锚固剂的粘合度,取10 N/mm2。La>2X 17.8 x 1860/40=1655.4mm取 La=1.66m,贝U L=1.66+3+0.05+0.25=4.96m。设计取专苗索长为 5m 本设计巷道采用锚索长为6.5m,满足要求。锚索排距验算结合悬顶理论,根据公式L=n
23、P断/ BH< 丫-(2F1sin 0 )/L1 =1X357+ 5X2.5 X20- (2X50X sin75 ) +1 =2.18m式中L锚索排距,mB-一巷道掘进最大冒落宽度,取 53H巷道冒落高度,按锚杆长度,取 2.5m; 悬吊岩石平均容重,20KN/n3;L1锚杆白排距,1m;F1锚杆的锚固力,50kN;P 断一一锚索的最低破断力,357KN 一角锚杆与巷道顶板的夹角,75 ;n 锚索排数,取1;L=2.18m锚索排距2nl符合要求。锚索间排距(密度)验算=锚索+锚设L米长巷道有n根锚索,根据悬吊理论:悬吊岩石自重 杆由 K BHy L x 7X Fsin 0 w nP断L1
24、KL BHy -7 x F1sin 0+L1 w nP断得 K BHy -7 X F1sin 0 + L1 +P断wfn >0.57L式中设L米长巷道有n根锚索,匚代表每米多少根锚索 LB巷道掘进最大冒落宽度,取 5H巷道冒落高度,按有效锚杆长度,取2.4m;断一一悬吊煤层、岩石平均容重,20KN/R3;Li锚杆白排距,=1mi每排7根锚杆;Fi锚杆的锚固力,50kN;P断一一锚索的最低破断力,357KN 一角锚杆与巷道顶板的夹角,75 ;K为安全系数,取2得:nA 0.57,实际支护设计为每4米施工3根锚索,(=0.75 符合要求。通过以上计算,确定该巷道的支护参数能够满足巷道支护强度
25、要 求。(4)支护断面图(见附图4)(5)质量要求1)中线至任意一帮不大于设计值100miT!不得小于设计值;净高不 大于设计值200mm不小于设计值。2)菱形网、钢筋网的焊接、铺设必须符合设计标准的规定。3)菱形网、钢筋网搭接100mm扎丝200mm-道,交叉绑扎(注意: 为保证本循环与下一循环间钢筋网搭接符合要求,特要求本循环最后一 排排距缩小至900mm以便于与下一循环第一排钢筋网搭接。)4)锚杆眼要按线布置,顶部锚杆沿激光分中布置,顶锚杆、。17.8 x 6500m前苗索紧跟迎头,两帮上部三根紧跟迎头、下部两根锚杆滞后迎 头不超过15米。当顶板破碎时,帮部锚杆紧跟迎头,锚杆允许偏差-1
26、00 +100mm5)顶板、帮部、肩窝及底脚锚杆与岩面的夹角475° ,或垂直于巷道轮廓线,锚杆外露(露出螺母)1050mm6)锚索钻孔轴线与设计轴线的偏差角2° ,锚索外露150250mm 7)顶锚杆锚固力不小于50kN,帮锚杆锚固力不小于40KN锚索预 紧力不小于140kN,后期恒阻锚索施工预紧力不少于 250KN锚杆安装 后,必须采用风动搬手或其他机械搬手,及时对所有锚杆进行二次紧固, 顶锚杆螺母扭矩不小于150N.m,帮锚杆螺母扭矩不小于100N.ni(6)保证措施锚网索支护材料严格按设计要求选用,产品质量符合要求,符合 行业标准,锚杆、锚固剂及其配套产品必须具有出
27、厂质量验收合格;凡 不合格的支护材料严禁入井、使用;锚杆的杆体、锚固剂、托盘、螺母 等性能、强度与结构必须相互匹配。迎头锚杆打眼安装工要经专业培训,专人操作。施工中严格执行“五不准”制度:1)巷道断面不符合设计,危岩活石不处理,隐患问题未排除,班组 长不准划眼位。2)班组长不划眼位,打眼工不准打眼。3)不按规定打眼或打眼不合格,不准安装锚杆。4)锚固剂质量不合格,不准使用。5)锚杆杆体及其附件不符合规格、质量要求,不准使用。锚杆布置:打锚杆眼前必须按支护图表的规定看线、 定点、量尺、 画眼位;中顶锚杆沿中线,帮锚杆与巷道坡度一致;打锚杆时必须遵守 三径匹配的原则,即锚杆眼孔径应与锚杆直经、树脂
28、药卷直径合理匹配; 锚固剂的环形壁厚应控制在 410mm孔径允许时,应尽量选用大直径 树脂卷;麻花锚杆采用中32钎花配中16mms杆配28mnW脂药卷,玻 璃钢锚杆采用中32钎花配20mm®杆配28mmW脂药卷,顶锚杆采用28钎花配中18m摘杆配中23mmW脂药卷,眼深必须与锚杆长度相匹 配。严格按施工程序操作。1)顶板锚杆施工:A)按规定进行敲帮问顶后,找尽活肝危岩后,采用机载临时支护装 置配合铺设钢筋网进行临时支护。B)打顶板锚杆孔:锚杆钻机按设计由中间向巷帮、由外向里依次打 锚杆眼。C)送树脂药卷:穿过钢筋网眼向锚杆孔装入树脂药卷,用组装好的 锚杆慢慢将树脂药卷向孔底推入。D)
29、搅拌树脂:用搅拌接头将钻机与锚杆销钉螺母连接起来,然后升 起钻机推进锚杆,至顶板岩面 300-500mm寸开始搅拌,缓慢升起钻机并 保持搅拌20-30S后停机。E)紧固锚杆:锚杆安装后,必须采用风动扳手或其他机械扳手及时 对所有锚杆进行二次紧固,确保锚杆螺母拧紧力矩达到设计要求。2)帮锚杆施工:A)按规定进行敲帮、找尽活肝危岩后,按设计部位打帮部锚杆孔: 采用风动锚杆钻机或风煤钻钻机,帮锚杆施工采用由外向里顺序施工。B)送树脂药卷:锚杆孔装入树脂药卷,用组装好的锚杆慢慢将树脂 药卷推入孔底。C)安装锚杆:用搅拌接头将风钻与锚杆螺母连接起来,然后推动风 钻,锚杆至帮岩壁300-500mm寸开始搅
30、拌,边搅拌边推进至设计位置 20-30S后停机。D)紧固锚杆:锚杆安装后,必须采用风动扳手或其他机械扳手及时 对所有锚杆进行二次紧固,确保锚杆螺母拧紧力矩达到设计要求。3)锚索施工:A)用锚索将树脂药卷送至孔底后,边搅拌边推进,搅拌2030秒停 转,等待2分钟后再落下钻机。B)10分钟后将锚索盖板和锁具先后套入钢绞线底端, 预留好设计外 露长度后,方可进行预紧力工作,锚索预紧力140KNC)安装前所有锚杆眼都要用压风扫孔,清除积水、岩渣。并对使用 的锚杆和锚固剂等材料进行检查,不合格的材料或过期变质的锚固剂严 禁使用。D)锚杆安装要牢固树立“初锚力第一”的观念。必须使用锚杆钻机, 使树脂锚固剂
31、充分搅拌混合,并使用快速安装工艺,即搅拌树脂锚固剂、 上托盘、拧紧螺母一次完成,严禁用锤击或风锤搅拌的方法安装锚杆, 顶锚杆锚固力不小于50kN,帮锚杆锚固力不小于40KN小孔径预应力锚 索预紧力不小于140kNL锚杆安装后,必须采用风动搬手或其他机械搬 手,及时对所有锚杆进行二次紧固,确保顶锚杆螺母拧紧力矩达到设计 要求。E)严禁用支护锚杆(索)或其它护表构件进行起吊等工作。如需使 用,必须单独施工。F)建立健全监测制度,认真落实班组自检、区队日检、矿井抽检制 度。区队技术员负责班组自检、区队日检资料的收集整理工作。a)班组自检内容要求:初锚扭矩、锚固剂用量等。班长负责安排业 务熟悉人员对当
32、班安装的锚杆抽查,不足的必须及时紧固,确保符合要 求。b)区日检内容要求:初锚扭矩、锚拔力等。区长负责指定业务熟悉 人员对当天施工的锚杆进行抽测,初锚扭矩抽测不少于5%c)矿井抽检内容要求:初锚扭矩、锚拔力、锚杆测力计、顶板离层和围岩变形量等。生产技术部负责对当月施工的所有巷道的监测工作,每30m抽测初锚扭矩3排、锚拔力1组(顶1根、两帮各1根)。装载运输1、装载、运输设备及方式装载设备:EBZ-200型掘进机。运输设备:皮带机、防爆胶轮车。运输方式:支护材料及机电设备、配件利用防爆胶轮车运输。2、出煤路线:(见附图5)2110回风顺梢:迎头一综掘机一运、二运一 2110回风顺梢-2110 回
33、风顺梢联巷一二水平北翼主运大巷一二水平主运转载巷-主斜井一地 面。3、运料路线:(见附图5)2110回风顺梢:地面-1#副斜井一一水平辅运大巷一一、 二水平辅 助运输斜巷一二水平北翼1联巷一北翼辅助回风巷一2110回风顺梢一迎 头材料、设备采用无轨胶轮车运输,料场及时前移,人工运料距离不 超过300m风筒、电缆、管线吊挂1、规格型号风、水管路均采用 DN8抚缝钢管,阻燃风筒直径为1000mm MYP3 x95+1X70mmt用电缆、4X1mm!氯乙烯绝缘监控线、MYP3< 2.5+1 X 1.5mm言号线均为阻燃电缆。皮带靠巷道右帮铺设(面向迎头方向)。2、吊挂要求压风管路、水管均放在巷
34、道右帮(面向迎头方向),风水管路 L 钩距掘进底板1600mm压风管每隔100m安装一个KJ19直通,静压水管每隔50m安设一个KJ19直通,每300米安装一组主闸阀。管路需及时延 接,固定采用L勾配合“S”挂钩。L勾采用0 30圆钢力口工,长500mm 预埋深度300mme殊地段L勾根据现场实际另行加工)每3米一组,“S' 挂钩采用0 12圆钢加工,长600mm每3m一组。风筒放在巷道右帮(面向迎头方向),风筒距地坪高度为2500mm 吊挂整齐,逢环必挂不漏风,迎头风筒不落地。电缆、监测、信号线悬挂在风筒对侧。电缆放在电缆钩上,电缆 钩打眼固定成线布置,电缆钩最下端距地坪1800mm
35、监测及信号线位于 电缆上方,采用扎线排好,距电缆上方不小于150mm电缆钩间距1000mm 当电缆位于风水管路上方,距风水管上方不小于 300mm二、施工工序1、开口位置及加固开口位置位于二水平北翼 2110回风顺梢HC转点(X=4414790.544, Y=37483152.64),设计方位269 12' 55。开口处将形成三岔门,跨 度较大,及时补打锚索桁架梁加固(具体见附图)。顶板补强支护选用 17.8 XL8300m愉苗索,间排距 2000X2000mm锚索托盘型号为 300X 300X 12mm每根锚索选用3支MSCK2350寸脂锚固齐I。锚索桁架梁3m 长,间排距2X2m,
36、共计14根4道,加固范围:长X宽=15X 4m,满足开 口处围岩整体加固要求。施工前,首先按由外向里的顺序,对开门口处 10m范围内的支护进行检查加固确认安全后,方可开口掘进。2、施工工艺流程交接班、安全确认一校核激光中线、挪移机尾一截割上部岩体、出 研一敲帮问顶、临时支护一定眼位、挂顶部钢筋网一打装顶部锚杆(索) 及左右帮上部三根锚杆一截割下部煤体一出货清底一定眼位、挂帮部菱 形网一打设左右帮下部2根锚杆一环境卫生整治一清理、班后评估。三、施工设备施工地点设备名称型号使用量备用量单位合计备注2110回风顺槽掘进机EBZ-2001台1探水钻机ZDY4200LP翎煤矿用履带式全液压坑道钻机1台1
37、胶带输送机DSJ80/40/2 X 751部1防爆胶轮车1台1电滚筒皮带37KW2部2锚杆钻机MQT-13021台3锚杆钻机钎子1.Om73根10局部通风机2X45kw11部2风煤钻ZMS-1603部3风煤钻钎子1.6/211根2瓦斯报警仪3台3沙箱11个2消防锹2个2灭火器1010个20铁锹4把4风镐、大锤各2把8扭矩扳手AC(60-300N.m)11个2液压锚杆钻车CMM2-241台1四、循环组织1、工作制度:三八制。2、循环方式:掘支顺序作业3、劳动组织工种在册人数出勤人数备 注A班第二班第三班合计锚杆机司机123339综掘机司机(副队长)41113机电维修工4/3/3皮带机司机8222
38、6探放水工4/3/33-4天施工一次清理工41113队长11机电技术贝11掘进技术员11合计39304、正规循环作业图表。(见附图6)蒙泰集团范家村煤矿2110回风顺槽掘进作业规程第四章 通风管理一、局部通风(见附图 7)1、通风方式该工作面为单巷掘进,采用局部通风机(一主一备)压入式通风,局部通风机安设在二水平北翼辅运巷, 距回风口大于I0mfc,离地高度大 于0.3m。风机出口接1节。1000mlM筒分流器。在需要拐弯时必须安装骨 架风筒进行拐弯。2、风量计算S-掘进 巷道断 面(m2)D-风筒 直径 (mm)L一最远 通风距 离(m)N工作 面最多 同时工 作人数QCH4瓦 斯绝对 涌出
39、量 (m3/min)KCH4孔 斯涌出 不均衡 系数Vmin-最 低允许 风速 (m/s)Vmax-最 高允许 风速 (m/s)20 m210001980m32人(交 接班)0.51.80.2541、按照瓦斯涌出 量计算Q1= 100q 瓦 x K瓦=100X0.50 x 1.8=90 m3/min式中:Q1掘进工作面需风重,m3/min ;100按掘进,作向回风流中的瓦斯浓度小应超过1%勺换算系数;q瓦瓦斯绝又涌出重取0.50m3/min 。K瓦一一为瓦斯涌出不均衡系数,取1.8。2、按人数计算Q2=4X N=4X 32=128m3/min式中:Q2-掘进工作面需风量,m3/min ;N掘进
40、工作面同时工作最多人数,32人(交接班时)。3、接取低、取同 允许风速验算Q> 60x 0.25S=60 x 0.25 x 20=300 (m3/min)Q< 60X4.0S=60 X 4X21.5=5160 (m3/min)4、确定局部通风 机的型号及台数根据以上计算及有关配风规定,确定掘进工作面的需风量为300 (m3/min)Qa=Qh/(1-L/100 XLe100)=300/ ( 1-1980/100 X 1.5%) =427m3/minLe100一一柔性风筒的百米漏风率,选取1.5%。按上述计算后,选用一组(一主一备)2X45 KW勺对旋局部通风机额定吸风量为500-7
41、50(m/min ),实际吸风量为 500(m3/min)。满足供风需求。风筒选用直径为1000m面静电、阻燃软质风筒,风筒要吊挂平直,弹簧风筒拐弯,保证风流畅通5、无轨胶轮车尾 气需要风量验算Q=E4Pn=4x 75=300 m3/min。式中:4柴油机车稀释尾气需要的风量,m3/min; Pn柴油机车功率,取 75Kwa6、按局部通风机 实际吸风量计算 掘进工作面的需 风量Q掘=、掘>< Ii+60 X0.15XS掘=698m3/min式中:Q扇一一掘进工作面局部通风机选FBN7.1/2 X45型,额定风量500750m3/min ,局部通风机实际吸风量取500m3/min;0
42、.15一一无瓦斯涌出的岩巷允许的最低风速;S一一局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,取22m2二、安全监测监控矿井选用一套KJ90X矿用安全监测系统,本系统由地面中心站、通 讯卡、监测分站和传感器组成。依照矿井灾害种类及灾害程度,本系统监测井下瓦斯、一氧化碳、 风机开停传感器、风量传感器等参数。1、工作面监测监控系统布置掘进工作面:甲烷、一氧化碳、粉尘传感器。掘进工作面回风流中增设甲烷、一氧化碳、粉尘传感器。(见附图8)设备 名称监测分站甲烷传感器一氧化碳 传感器粉尘传 感器温度传 感器风筒传 感器断电仪设备 型号KJ90KG9701BGTH1000GCD1000A、GWP200GF
43、K30KDG3D数量1台2台2台1台1台1台1台2、监测点的设置要求1、掘进迎头瓦斯传感器:报警值A 1.0%CH4断电值A 1.5%CH4复电值 1.0%CH42、回风流瓦斯传感器:报警值A 1.0%CH4断电值A 1.0%CH4复电值 1.0%CH43、机载瓦斯断电仪(综掘机):报警值A 1.0%CH4断电值A 1.5%CH4复电值 1.0%CH43、风电、瓦斯电断电范围断电范围:掘进巷工作面及其回风流内全部非本质安全型电气设备。4、传感器吊挂要求掘进工作面瓦斯传感器在支护完成后挂在非风筒侧前方,离迎头5m范围内,距顶板不大于300mm距巷帮不小于200mm对工作面瓦斯进行 实时监测。掘进
44、工作面回风流瓦斯传感器吊挂在距回风口10-15m处,距顶不大于300mm帮不小于200mm对回风流瓦斯进行实时监测。5、安装两闭锁在配电点安装瓦斯电闭锁、风电闭锁及故障闭锁,保证停风或瓦斯 超限时设备停电使其不能运行。6、系统的管理及维护1)掘进队负责本工作面传感器、传输电缆的延伸工作;分站电源、 综掘机上安设有机载式断电仪器及被控设备瓦斯电闭锁电缆的接线、拆 除工作。2)安全监控设备定期进行调试、 校正,每月至少1次。甲烷传感器 每15天进行调校;每15天必须对甲烷超限断电功能进行测试。3)安全监控设备发生故障时,必须及时处理,在故障期间必须有安 全措施方可作业。4)工作面甲烷传感器由瓦检员
45、负责检查, 每班至少检查2次,使用2蒙泰集团范家村煤矿2110回风顺槽掘进作业规程便携仪甲烷检测报警仪与甲烷传感器进行对照,并将记录和检查结果汇 报监测监控值班员,当两者读数误差大于允许误差时,先以读数较大者 为依据,采取安全措施并必须在 8h内对2种设备调校完毕。5)班组长及以上管理人员、流动电钳工和单岗作业人员必须携带便 携式瓦斯检测报警仪。三、防尘和防灭火防尘设备及 安装要求1、钢管。2、2110回风顺槽防尘用水为地面供水管路卜至,作面,供水管路为DN80无缝具体见第七章:一通三防规定综合防尘措施。防火要求1、在施工过程中,杜绝避免因敲打、撞击、摩擦、电气设备失爆或电缆损坏漏 电等现象可
46、能产生的火花或明火。2、电气设备、缆线着火时,首先切断电源,用沙子、岩粉灭火。3、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾,用黄沙直接扑灭。4、距迎头100m范围内、皮带机头要安设一组灭火器(不低于2个)。5、具体见第七章:一通三防规定防火火措施。四、人员定位系统本矿设置一套KJ139型井下作业人员定位管理系统。该系统配置应用软件,实现对井下人员的位置、出/入井时刻、出/入重点区域和限制 区域时刻、工作时间、活动路线、井下和重点区域人员数量等情况的监 测、显示、打印、存储、查询、报警、管理等功能。井下人员定位系统必须满足煤矿井下作业人员管理系统通用技术 条件(AQ6210-2007),并取得煤
47、矿矿用产品安全标志。定位分站、基 站等相关设备应符合相应的标准。系统传输线路均采用矿用阻燃电缆。煤矿紧急避险设施入口和出口应分别设置人员定位系统分站,对进、出安全避险设施的人员进行实时监测。名蒙泰集团范家村煤矿2110回风顺槽掘进作业规程第五章 生产系统与经济指标、系统线路与说明系统 名称线路说 明进风地面一 1# 2#副斜井一一水平辅助运输大巷一一、二水平辅助运输斜巷一二水 平北翼辅运大巷一 2110回风顺槽局部通风机一 2110回风顺槽一工作面回风工作面一 2110回风顺槽一北翼辅助回风巷一二水平北翼十联巷一二水平北翼 回风大巷一二水平总回风巷一回风立井一地面监测 监控二水平北翼4#联巷配
48、电点一二水平北翼主运大巷一二水平2110回风顺槽联巷一 2110回风顺槽一工作面防尘 供水地面- 1#副斜井一管子道一二水平变电所一二水平北翼主运大巷一2110回风顺槽一工作面供电二水平北翼4#联巷配电点一二水平北翼主运大巷一二水平2110回风顺槽联巷一 2110回风顺槽一工作面压风地面- 1#副斜井一管子道一二水平变电所一二水平北翼主运大巷一2110回风顺槽一工作面排研迎头一综掘机一 2110回风顺槽一 2110回风顺槽联巷一二水平北翼主运大巷一 二水平主运转载巷一主斜井一地面。运料地面一 1#副斜井一一水平辅助运输大巷一一、二水平辅助运输斜巷一二水平北 翼1联巷一北翼辅助回风巷一 2110
49、回风顺槽一工作面排水工作面一 2110回风顺槽一二水平北翼主运大巷一二水平中央水泵房一主斜井 一地面通讯掘进头直通电话一矿调度、各生产单位人员 定位二水平北翼4#联巷配电点一二水平北翼主运大巷一二水平2110回风顺槽联巷一 2110回风顺槽一工作面语音广 播二水平北翼4#联巷配电点一二水平北翼主运大巷一二水平2110回风顺槽联巷一 2110回风顺槽一工作面#蒙泰集团范家村煤矿2110回风顺槽掘进作业规程二、主要经济指标1、支护材料消耗表材料名称 消耗量 巷道名称2110回风顺槽循环消耗量每米消耗顶锚杆18*2500 (根)147帮锚杆16*1600/20*2000 (根)10/105/5锚固剂
50、MSCK2350/2835型(支)32.5/3016.25/15锚索 17.8 X65001.50.75钢筋网(m2)115.5一、, 一2麦形网(m )17.68.82、主要经济指标项目单 位数 量/E贝定额人数人39出勤人数人30出勤率%77循环要求循环进度m2月循环次数个180每月按30天计算循环率%100进度要求班进度m6日进度m12月进度m360每月按30天计算第六章 供电系统一、概述2110回风顺梢由外段、里段及回风里-外段联巷组成,2110回风顺 梢外段设计长度753.5m,里段设计长度1125.7m,里-外段联巷设计长度 101m支护形式为锚网索支护。总设计长度1980.2米,
51、为综掘掘进。根 据实际供电条件和设备性能技术参数进行选择,低压供电设计为2100米。使用EBZ-200型悬臂式掘进机。因2110回风顺梢施工供电中, ZDY6500LP解水钻机(90KW、潜水泵可不与综掘机同时使用,本设计 不考虑其负荷计算。根据现场实际情况使用二水平北翼 4#联巷 KBSGZY-1000KVA/10/1.2K砥动变电站,高压输入电压等级 10KM 输出 低压电压等级1140V,总功率为587 KW高压电源引自二水平中央变电所 3#高压柜,高压线路约为1600米。低压电源通过低压开关引出,低压开 关设有短路、过载、漏电等保护装置。由低压开关引出的1140V电源用橡套电缆接至真空
52、开关,再输送给各用电设备。根据现场实际情况及相关单位业务联系单在二水平北翼辅运大巷4#联巷前30米安装两台局部通风机(FBDNo.7.1/2X45KW/1140V 。局 部风机专供电源由二水平泵房 KBSGZY-630/10/1.2KV移动变电站引出, 低压供电距离1600米。高压输入电压等级10KV,低压输出电压等级 1140M备用风机电源由4#联巷KBSGZY-1000/10/1.2KV动变电站引出, 高压输入电压等级10KY输出低压电压等级1140V。风机电源通过低压 侧开关引出。低压开关设有短路、过载、漏电等保护装置。由低压开关 2s蒙泰集团范家村煤矿2110回风顺槽掘进作业规程引出的1140V专供电源用橡套电缆接至2X80SF电源真空开关,再供给 局部通风机。掘进面照明、皮带机信号电源由配电点照明综合保护装置获得。皮 带机必须有沿线急停语音闭锁装置及配套的堆煤、烟雾、温度、速度、 防跑偏、纵撕保护,且温度保护应
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