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文档简介

1、贵州国源矿业有限公司锦源煤矿2201运输巷掘进作业规程 贵州国源矿业有限公司锦源煤矿2201运输巷掘进作业规程 第一章概况第一节概述巷道名称及位置本作业规程掘进的巷道名称为2201运巷掘进作业规程(原1211北翼运输巷)2201运巷布置在矿井北翼2#煤层当中,北至矿井北部边界,南至矿井主井石联络巷,东至矿井东部边界,西至2201 风巷。二、掘进目的及用途 掘进目的是为了形成 2201回采工作面的进风、运输、行人通道属机轨合一巷道,保证 2201采煤工作面能进行正常回采。、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度:548米, 服务年限为11个月。四、预计开、竣工时间本掘进工作面自2012年10月开工,

2、预计2013年3月底竣工。第二节编写依据1、2201掘进地质说明书。锦源煤矿二采区开采设计方案 原矿井北翼1211采区设计。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、待掘巷道相应的地面位置:2201巷位于矿区北翼边界,对地表总体为北咼南低,咼差 为:1550至1500米;地表是荒坡地,无村寨、水体、及其它 保护地。因此,巷道施工不受地面因素的制约。二、掘进巷道附近采掘情况及影响:2201运输巷布置在2 #煤层号、5号、6号上、下煤层未开采,巷道周围无其它采掘巷道布置。附:地面相对位置及邻近采区开采情况见表井上、下对照关系情况表工作面名称2201运输工作面标高+142

3、5+1428该巷道位于矿井北部边界,该巷道穿越的地形总体特征为北高南地面位置低,工作面对应范围内地面标高在 +1550+1500m之间;设计巷道布置范围内地表无建筑物及河流、公路等公共建筑设施,巷道与地表的最大落差为:122m,最小处落差为:75m ;对地表无影响,平均埋藏深概况度为100米。巷道施工不受地面因素的制约。井下位置 及四邻采 掘情况下覆3仁5#煤层距该煤层间距分别为8米和21米,其对应上投影位置无空区;下覆6-1 *煤层距该煤层间距为50米,其对应投影位置无空区;但因受断层制约,故应加强 2201工作面顶板管理和防治水工作。548巷道长度(m)第二节煤(岩)层赋存特征本巷道掘进煤

4、层为 2 #层煤,煤层走向为170 倾向:260 ,平均倾角7。,该巷道在设计范围内煤层厚度较稳定,其煤厚在1.62.0 m之间,平均厚度:1.8米。二、煤层顶、底板情况2#煤层的伪顶为泥岩厚约10厘米,一般随煤而落;直接顶为中厚状粉砂岩厚约1至1.5米,老顶为中粗粒状砂岩厚约7.4米左右;直接底为铝泥岩厚约 30厘米左右,遇水易膨胀; 老底为粉砂岩。具体情况见表二表二煤层情况表煤层总厚(m)1.62.0煤层结构(m)煤层倾角(度)3111.81.6-2.01.87煤层为灰黑色、黑色、粉状、粉粒状、块状为主。断口为贝壳状、参差状。以半暗半亮型似金属光泽为主,少量光亮型。煤层镜质体最大反射率为2

5、.972.99 %左右,显微硬度为3.363.37 N/mm2,变质程度为无烟煤 i阶段。单一煤层,厚度2.2-2.8米。厚度较稳定,属结构简单的较稳定型煤层。 2#煤层的伪顶为泥岩厚约 2厘米,一般随煤而落;直接顶为中厚状粉砂岩厚约 1至1.5米,老顶为中粗粒状砂岩厚约 7.4米左右;直接底为铝泥岩厚约30左右厘米,遇水易膨胀;老底为粉砂岩。附1 : 2201运巷综合柱状图 三、煤层瓦斯涌出量、煤层自燃倾向性、煤尘爆炸性等 1、煤层瓦斯根据贵州省煤炭管理局文件(黔能源煤炭2011 : 833号)对对六盘水市煤矿 2011年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复锦源煤矿矿井绝对瓦斯涌出量18.12m 3

6、/min,矿井相对瓦斯涌出量 29.19m 3/t。表 矿井2011年度的瓦斯涌出量情况表煤矿名称年度相对瓦斯涌出量(m3/t)绝对瓦斯涌出量(m3/min)锦源煤矿2011年度29.1918.122、煤层自燃发火期及自燃倾向性根据六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司实验室2009年8月26日提供的煤炭自燃倾向性鉴定报告2#、煤层的自燃倾向性为三类。附:煤层自燃倾向等级鉴定结果表煤层编号St.d(%)全硫Mad(%)水份Ad(%)灰份vdaf(%)挥发份煤吸氧量(cm3/g)干煤鉴定结论20.20.620. 112.26三类3、煤尘爆炸指数及煤尘爆炸危险性根据六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公

7、司实验室2009年8月26日提供的煤尘爆怍性鉴定报告附表煤尘爆炸性鉴定报告结果表煤层编号Mad(%)水份Ad(%)灰份vdaf(%)挥发份火焰长度(mm)抑制煤尘爆炸最低岩粉量(%)鉴定结论20.62.112.265060有爆炸性4、煤与瓦斯突出危险性鉴定该矿井接煤与瓦斯突出矿井管理。5、其它 本井田属地温正常,无热害影响;同时地质资料中未提供冲击地压的相关资料,该矿井及周围矿井也未发生过冲击地压。第二节地质构造、区域地质区域地层关系由新到老分别为:第四系、下侏罗统、中叠统、下三叠统、上二叠统;巷道布置在二迭中段统龙潭组当 中,总厚在400米左右;巷道布置区域属矿井的北部,而矿井 南部有几条走

8、向正断层,但都位于该巷道开口以北,对该巷道 掘进影响不大。北部无大的断层构造,因此该巷道布置区域地 质构造稳定。二、区域水文地质1)该巷道布置范围内所属工作面上水平有该煤层的采空区 因此在掘进过程中,应加强探放水和排水工作;严格执行“不探 不掘、先探后掘”的探放水原则。2 )巷道地表对应处无河流及泉水点与落水洞等,故对其掘 进过程无影响。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置、巷道布置2201运输巷布置在 2 #号煤层中,在 丫1点开口,方位:0 度;沿煤层顶板导向层掘进;巷道设计长度为548米。附图:2201风巷巷道布置平面图二、巷道设计形状与断面 巷道形状为梯形,宽3.6米,中高2.5米;

9、设计巷道净断面:9平方米.(附图2:支护图、断面图)、巷道支护方式巷道支护方式为锚联网支护;开口处和地质构造带处采用锚联网+锚索支护。第二节支护设计、锚联网永久支护设计达到支护顶板效果的条件,1)顶锚杆通过悬吊理论作用,满足:L况什L2+L3式中L锚杆总长度,LiL2锚杆外露长度(包括钢带、托板、螺母厚度), 有效长度(顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b);L3 锚入岩(煤)层内深度, 其中围岩松动圈冒落高度B(-+ H tan 452Ib=f顶2丿=(2.4+2.5 0.122)/4=1.35 m式中B、H巷道掘进荒宽、荒高;f顶一一顶板岩石普氏系数;蛍=arctan( f顶)一一两帮围岩的似内摩

10、擦角,实际操作时取锚杆长度为2.5米,大于L=1.35+0.1+0.4=1.85m;理论计算值1.85米.2 )校核顶锚杆间、排距:应满足式中aL2锚杆间、排距, 锚杆设计锚固力,k安全系数,一般取 有效长度(顶锚杆取-岩体容重m ;kN/根;2 ;(松散系数)a= J11063 = /1.587 =1.25m;实际锚杆间距取值:0.8m,小于计算理论3)锚杆直径:a1=GiQr20mm式中P单根锚杆的设计锚固力,110KN ;P 31为螺纹钢的屈服强度,350Mpa根据以往经验,结合计算取锚杆直径为20mm总结:根据以往同类煤层顶板支护的成功经验及岩性和用药量类比,该巷采用锚杆 +锚索+钢筋

11、网支护,开口处锚索间排距 正常情况下为1400mm X1400mm,特殊情况下(地质构造变化 带)锚索间排距可改为 800mm X800mm ;,锚杆间排距为800mmX800mm ;锚索规格为 15.24mm、L = 5300mm 或 L = 7300mm,锚杆规格为20mm、L = 2000mm,锚杆每眼用 2 节药卷,锚索每眼用 4节药卷,药卷型号为 K2335,规格为 23mm X350mm;1)采用1.2米的交接顶梁进行支护,两组交接顶梁沿巷道4.8米;间距:1.4米;二、临时支护设计走向进行平行布置,交接顶梁的长度; 最大控顶距:2.4米;2)顶梁上沿巷道倾向布置三根方木挑顶(具体

12、见附图 临时支护平、剖面图)第三节 支护工艺要求、锚杆、网、索安装要求1、锚杆安装要求: (1 )、锚杆间排距为 0.8m X).8m ;(2)、锚杆外露长度从托板算起不大于50mm。锚固力:顶锚杆不小于 70KN,帮锚杆不小于 30KN , 螺母扭力矩:顶锚杆不小于100N*m。(3 )、顶锚杆角度不小于 75。,帮锚杆垂直巷帮布置。、顶帮药卷均使用树脂药卷,每孔使用两根药卷。安 装锚杆时将锚固剂用锚杆体顶住送至孔底,启动搅拌器,边旋 转搅拌边匀速推进到孔底,搅拌时间1525s (快速型树脂锚固剂)。搅拌停止后,等待 90180s,卸下搅拌器上托板、拧 紧螺母。、锚杆间排距误差不超过 50m

13、m。、顶锚杆孔深为2.0m,打顶锚杆使用 MQT-120锚杆 钻机,钻头使用0.028m的羊角钻头。(7 )、帮锚杆孔深为2.0m ,打帮锚杆使用7655风动凿钻, 钻头为0.028m的羊角钻头。打好眼后,掏净岩粉,必须使用 风动板手紧锚杆。(8 )、顶帮锚杆均采用边掘边锚,即由外而里,不得滞后; 必须按照“先控顶、后控帮”的原则进行操作。2、铺联网安装要求: 网采用直径4mm的钢筋焊制的方格网,网的规格为长X宽=2000 xiOOOmm,网格为长X宽=100 xiOOmm,相邻网之间要 压茬连接。压茬长度不小于100mm,并用14#铁丝连接,相邻两连接点距离不大于 200mm。托盘规格为长X

14、宽X厚=300 X200X50mm。顶网长边垂直巷道中线铺设,帮网顺巷铺设。3、锚索支护要求:(1 )、开口处锚索支护形式为双排锚索跟紧锚杆支护。锚索间排距为1.4m X1.4m ;(2)、打锚索使用MQT-120型风动锚杆钻机,打眼前先送 水后开钻,严禁无水开钻,推力要适当,严禁突然升高钻杆。(3、锚索眼深6.2m,药卷搅拌时间按药卷使用说明书,严禁随意截短药卷或钢绞线。(4、锚索承载能力应在230KN以上,张拉预紧力为120KN 。(5)、锚索应尽量与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置,外露长度不超过0.10m。、如遇顶板节理发育、松软、压力大地段采用加密锚 索布置,并紧跟迎头支设。(7、锚索预

15、紧时,必须用张拉千斤顶。二、支护工艺及要求(一)、锚杆支护工艺及要求1、进行敲帮问顶用长柄工具从外往里处理顶帮活矸T前移前探梁T开始吊联顶网T打顶锚杆T每打一根上好托板紧固螺母T用扭矩扳手检查扭力矩是否合格T打起顶锚杆后T打帮锚杆。2、锚杆间排距按设计要求进行布置,扭力矩和锚固力达到 要求。3、锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净,不得有氧化皮,保证锚固质量。4、岩体锚杆眼必须用扫眼器将眼内岩粉扫净。5、锚杆带托板要贴紧岩面。(二)、锚索支护工艺及要求1台备用。6、准备2台锚杆机,其中1、准备工作:点眼、打眼一上药卷安装锚固锚索,上托板 用千斤顶预紧锚索一用切割器切掉锚索外露超长部分。2、搅拌器

16、一定要插入钻机底,锚索要插进搅拌器底部,注 药卷过程中要专人护住锚索,以防甩脱锚索发生伤人事故。3、锚索锚固后,及时上托板预紧。4、张拉时,千斤顶应与锚索保持同一轴线。5、手动泵操作人员应缓慢升压,严禁高压换向。第四章工程质量控制第一节巷道工程质量控制、巷道工程质量控制1、 巷道中线至两帮距离误差应控制在0100mm;(设计为 1700 mm )0150mm;(设计中高为2、巷道中高误差应控制在2500mm)3、水沟误差应控制在 +、-30 mm (设计水沟为宽 300 mm, 深 300 mm ;二、锚杆支护工程质量控制1、株排距应控制在正负 50 mm ;(设计为800 X800 mm )

17、 孔深应控制在 050mm mm ,(设计为 2000 mm ) 外露长度应控制在W 50 mm ;锚杆角度应控制在75度;锚固力应控制在大于 60KN ;一个循环内锚网距工作面距离100 锚杆抗拔力大于50KN ;三、锚索支护工程质量控制1、mm)2、株排距应控制在正负100 mm ,(设计为1400 X2000 孔深应控制在 050mm ,(设计为6200 mm )外露长度应控制在W 100 ;锚索角度应垂直巷道轮5、锚索承载能力应在 230KN以上,张拉预紧力为120KN第五章施工工艺第一节施工方法与工序一、施工方法与工序1 )施工方法:采用风钻打眼,15段煤矿许用毫秒电雷管 和3#煤矿

18、许用乳胶炸药爆破, 锚联网为永久支护,前探梁为临 时支护;2)主要工序:交接班、危岩处理、打眼、检查瓦斯、装药 连线、检查瓦斯、爆破、通风、检查瓦斯、危岩处理、临时支护、出碴、永久支护、下一循环、交班等。第二节爆破作业、爆破作业 )、掏槽方式为:楔形掏槽法。1、炸药、雷管:使用三号煤矿许用乳化炸药、矿用毫秒延 期电雷管,电雷管必须编号。2、装药结构:正向装药结构。3、起爆方式:起爆使用 MFd 100型发爆器,煤、岩分次全断面一起爆,联线方式为:串联。4、采用先抽煤后抽岩的先后顺序, 对煤、岩实行分次打眼、 分次装药、分次爆破。5、正向装药示意图附后5)6、炮眼布置三视图(附图7、爆破作业说明

19、书(附表8、爆破流程图表第三节装载与运输、装载与运输方式1、装载方法:工作面煤、矸分次由人工攉至延伸到迎头的SGB-420/30溜子,然后再由2201运输巷溜子运输至 2201皮带运巷至北翼 下山主井皮带运巷,再北翼联络皮带运至暗主井皮带,由暗主 井皮带运输至煤仓,最后由主井皮带运输至地面。材料通过副井到一水平联络石门至北翼石门至北翼轨道运输下山至2201运输巷至工作面。(附:运输系统图)二、运输设备的铺设及安全设施 1、轨道的铺设: 、采用15Kg/m的轨道铺设,且每隔 150200米处,要设置一个临时叉道车场;以便存车、存物。、严禁在同一条运输线上架设“异型”轨道。、轨道运输沿线及水平车场

20、要保持清洁无异物,并且要 保证道岔使用灵活可靠。2、溜子的铺设与搭接要求: (1)、溜子辅设在巷道的中间, 辅设时要放线时要放线辅设;溜子与溜子头的搭接处要有“回煤坑”溜子的纵横弯弧不得大于 3度。3、提升运输安全设施安装 溜子的机头、机尾要安装可靠的压车柱。副井提升时一水平以上的防跑车装置与跑车防护装置必齐全。第四节管线及轨道敷设、各类管线、运输设施的布置及要求1、风筒、风管、水管、电缆、带式输送机、枕木及轨道按巷道断面图布置。5m。2、风筒吊挂靠巷道的左上帮,顶锚杆外端吊挂、做到逢环 必挂,风筒距迎头不大于3、 风管、水管用铁丝捆绑在左帮帮锚杆上直径分别600和500mm,每隔35m捆一道

21、,悬挂高度不低于 0.5m,距工作面 不超过20m 。4、各类电缆必须悬挂在巷道左帮上角处的钢角线上的电缆5、信号、钩上,且每钩只准挂一根电缆。监控等低压电缆要挂在另一条钢角线的电缆钩上,两条钢角线之间平行间距不小于300mm.6、瓦斯抽放管布置在巷道的右下角,距巷道底部必须高于30公分,采用3寸的PVC管。7、 轨道枕木必须铺在实底上,轨道使用22kg/m单轨铺设, 轨距0.6m ;要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效,接头间隙不超过0.01m,内错差不超过 0.005m,道枕间距不大于 1.0m, 并且轨枕必须垫实。第五节设备及工具配备、见设备及工具配备表,如下:序号名 称型号单位数量备注1带

22、式输送机SDJ-60012刮板输送机SGW-40部23绞车14锚杆钻机MQT-120台25风钻7655台26局部通风机FBD M 6.0-2 X22KW台27移变8控制开关BKD-400台69馈电开关KBZ-400311综保ZXZ-4台112电话部113激光指向仪114锹把1215镐把816锤把217风泵台2备用18风筒做0*10m节800米第六章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织及循环作业图表、劳动组织表工种需出勤第一班第二班第三班备注班队长3111放炮员3111打眼工9222攉煤工9222支护工9222综合工12222队长11合计31101110说明:采用三八制作业,每班完两个循环,

23、第个循环进尺:1.8 米。20贵州国源矿业有限公司锦源煤矿2201运输巷掘进作业规程 贵州国源矿业有限公司锦源煤矿2201运输巷掘进作业规程 第二节技术经济指标、主要技术经济指标序号项目单位数量序号项目单位数量1巷道类型准备11锚杆消耗根/m13.752巷道方向0 000 12锚索消耗根/m0.353巷道坡度顺煤层顶板掘进13水泥消耗m3/m4巷道长度m54814沙子消耗m3/m5巷道净断面915出勤人数人/天316巷道荒断面9.7216开工日期2012年10月上旬7支护方式锚网+锚杆+锚索17完工日期2013年3月底8单循环进度m1 . 8189循环个数个/天61910循环进度m/天10 .

24、820第七章生产系统第一节通风系统、通风方法与通风系统布置1 )该工作面采压入式通风方法;北翼轨道下山2012)新风:主斜井一北翼石门 运巷 一*局扇及风筒 一工作面。3)泛风:工作面一 北翼风巷*回风斜井。(附图7:通风系统图)二、工作面风量分配计算与局扇选型1 )工作面风量计算(1)按瓦斯涌出量计算注:Q掘一掘进工作面实际需要的风量:337.5m3/min ; Q瓦一K高Q 掘=Q 瓦 K/C= 1.5 X1.8/0.8%=337.5m3/min瓦斯绝对涌量:1.5m3/min ; C 回风流中瓦斯的允许浓度; 瓦斯突出矿井取涌出不均衡系数最大值:1.8。(2)按工作面人数计算Q 掘=4N

25、=4 X11=44m3/min注:Q掘一掘进工作面实际需要的风量,m3/min ; N 掘进工作面同时工作的最多人数;4每人供给的最小风量(含领导检查人数)。按炸药消耗时计算Q 掘=25A=25 X7.3=182.5m3/min( 全断面一次爆破)按掘进工作面温度和炸药量验算,见表-2炸药量/ kg 20温度/C16以下1622232616 以下1622232616 以下16222326需要风量m3/min-14050605060806080100表-2掘进工作面温度和炸药量取值为温度1620C0 ,炸药为520kg,所需风量为:80m3/min ;上述四项计算取最大值:337.5m3/min

26、 进行验算;(5 )按风速进行验算Vmin X Sv Q 掘v Vmax x S=18 X8.5 337.5 突出危险工作面 6O.8m。4)按要求施工,严禁超宽、超高。5)执行“敲帮问顶”制度,随时找掉悬岩、活石、危石,严禁空 顶作业。第十章 灾害分析、预防、自救及避灾路线第一节 灾害分析、预防、自救、灾害分析该巷道在施工根据本工作面的地质状况和开采技术条件,过程中,瓦斯治理、防治水、防火、顶板管理作为施工过中重中之 重工作。事故预防 加强工作面局部通风管理,杜绝瓦斯超限;2)突出头。不掘做好区域防突为主, 局部防突为辅的四位一体工作,坚持先抽后掘的原则,确保掘进头瓦斯有效释放。防止巷道掘进

27、过坚决做到逢掘必探,制定巷道穿过陷落柱时透水预案。 采取直接灭火与间接灭火相结合的方法,程中的内、外因火灾。加强顶板监测,做好离层监测、抗拔拉力测定等顶板动态 移近量的分析与总结工作;及时改变适应现场安全条件的支护形 式。三、自救互救现场灾害或事故发生后,处于事故现场以及受威胁区域的 人员,在按规定将事故情况报告给调度室的同时,应沉着冷静,遵 循“灭、护、撤、躲”自救原则 和“三先三后”互救原则,进行自救 与护救。1、根据现场条件,在保证自身安全的前提下,及时采取有效措施进行抢救,将事故消灭在初始阶段或控制在最小范围。在抢救时,必须保持统一指挥,严禁各行其是和单独行动。2、当现场不具备抢救条件

28、或抢救危及人身安全时,应在现场 区(队)班长或有经验的老工人带领下,根据实际情况,尽量选择安全条件好、距离最短的路线,迅速撤离危险区域。3、如无法撤退时,应迅速进入就近安全地点,等待救援。第二节避灾路线及其它、避灾路线运巷1、火灾(瓦斯及煤尘爆炸):迎头71302风巷7 15022、水灾:迎头7南翼回风巷7副井石门一7副井筒7地面 3、本作业规程不足之处按煤矿安全规程执行。第一章概第一节第二节编写依据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、待掘巷道相应的地面位置:二、掘进巷道附近采掘情况及影响:第二节 煤(岩)层赋存特征三、煤层瓦斯涌出量、煤层自燃倾向性、煤尘爆炸性等第三节地质构造、区域地质、区域水文地质第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置巷道布置 巷道设计形状与断面巷道支护方式第二节支护设计锚联网永久支护设计 临时支护设计第三节支护工艺要求锚杆、网、索安装要求2、铺联网安装要求:10、支护工艺及要求1

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