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文档简介

山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业有限公司

回风大巷

编制人:_______________________

技术负责人:_______________________

批准人:________________________

施工单位:________________________

编写日期:2013.2.20

前言...............................................................2

第一章:矿井概况...................................................2

第二章:巷道布置及技术特征.........................................8

第三章:施工方法...................................................10

第四章:施工作业..................................................10

第五章:永久支护................................................16

第六章:顶板支护质量监测........................................25

第七章:通风工作................................................30

第八章:供电、供水、排水、供风设备及能力........................35

第九章:施工组织管理............................................37

第十章:主要经济技术指标........................................38

第十一章:主要安全技术措施及避灾路线............................39

第十二章:工程质量标准..........................................54

附图:

-1-

1/..—J—.

刖e

山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业有限公司矿建一期即将完成,按照上级批复计

划,现开始施工二期矿建工程,掘进回风大巷,为采掘工作面形成通风系统,为保

证回风大巷工程顺利施工,特制订本作业规程。

编制依据:

1、山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业有限公司初步设计。

2、山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业有限公司2013年底矿建工程

衔接计划。

3、山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业有限公司二期工程施工图

第一章矿井概况

第一节井田地理位置及交通情况

井田地理位置:山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业有限公司位于泽州县巴公镇

西南北连氏西头村口,井田外东部为凤凰山矿和古书院煤矿,北部与山西晋煤集团

泽州天安靖丰煤业有限公司相接,四临关系相对简单。

交通情况:该矿距巴公镇约8km处,东距长晋高速5km,距泽州北高速入口约

3km,距207国道约7km,北东距太焦铁路北板桥站约9km,距井田内东部陈大(陈

沟-大阳)公路线L5km,交通运输十分便利。

第二节地层及地质构造

(一)、区域地质

本井田位于沁水煤盆地东南缘,居新华夏系第三隆起带(太行山隆起),受不

-2-

同时期、不同方向应力的叠加作用,形成了现存的构造形迹。新华夏系构造控制本

区的构造格局,井田构造形态与其密切相关。

区域地层为古生界奥陶系、石炭系、二叠系、中生界三叠系、新生界上第三系、

第四系。

(二)、井田地层

井田位于山西省沁水煤田晋城国家规划井田东南部,白马寺I区精查勘探区西

部外约1km,井田内第四系中更新统(CD黄土大面积覆盖,井田东北部有奥陶系中

统峰峰组(Of)地层带状出露,井田外东部大面积出露二叠系上统上石盒子组(P2S)

地层。根据矿井井筒实际揭露及钻孔资料•,井田内赋存地层由老到新依次有:奥陶

系中统峰峰组(02f),石炭系中统本溪组(C2b),石炭系上统太原组(C3t),二叠系

下统山西组(P,s),二叠系下统下石盒子组(Px),二叠系上统上石盒子组(P.s),

第四系中更新统(Qz),现依次叙述如下:

1、奥陶系中统峰峰组(Ozf)

为含煤地层之基底,埋藏于井田深部;岩性为深灰、青灰色厚层状石灰岩,夹

灰黄色、黑灰色泥灰岩,含次生石膏及侵染状黄铁矿,下部裂隙岩溶发育,并为方

解石脉充填,局部为角砾状石灰岩,平均厚度约100m。

2、石炭系中统本溪组(C2b)

平行不整合于下伏奥陶中统峰峰组地层之上,岩性、岩相及厚度变化较大,一

般有灰色鲍状铝土岩、铝土质泥岩、灰黑色泥岩组成,偶有灰黑色粉砂岩、夹菱铁

矿及硫铁矿等组成,底部局部见“山西式”铁矿。全组厚度2〜12.0m,平均5.0m。

3、石炭系上统太原组(Cst)

连续沉积于下伏本溪组之上,为本区主要含煤地层之一。主要由灰黑色、黑色

-3-

泥岩,灰黑色、灰色中细粒砂岩,粉砂岩夹石灰岩及煤层组成,灰岩中常含燧石结

核及少量生物碎屑,灰岩下常有煤层或煤线,为一套海陆交互相含煤沉积建造。沉

积厚度较稳定,本组厚度55.35〜111.65m,平均86.51m。根据其岩性组合特征自

下而上可分为三段:

下段(C3t1)

自氏石英砂岩底至及石灰岩底,厚6.6-15.39m,平均12.5m。由及石英砂岩、

粉砂岩、泥岩、铝土质泥岩和15号煤层组成,局部发育一层石灰岩,不稳定。15

号煤层位于该段顶部,本区厚度0.60~2.49m,平均厚1.70m,煤层顶部有0.10~

0.20m的黑色泥岩伪顶,为全区大部可采煤层之一。

中段(C3t2)

自(石灰岩底至冗石灰岩顶,厚20.25~41.4m,平均31.1m。本段主要由K2>

及、兄石灰岩与泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩及11号、12号、13号煤层组成。及石

灰岩厚8~12.0m平均10.2m,为全区最稳定之石灰岩,含生物碎屑、方解石条带

及隧石结核,底部见炭质泥岩。及石灰岩厚0〜8.3m,平均3.20m,及石灰岩为13

号煤层直接顶板,为灰色生物灰岩,含丰富的生物化石碎屑及细脉状小团块状黄铁

矿。及〜及石灰岩之间厚度一般7.80m,由细粒砂岩、粉砂岩和泥岩组成。13号煤

层层位稳定,为不可采煤层。Ki石灰岩厚2.15〜3.60m,平均3.00m,为11号煤层

直接顶板,该石灰岩层位稳定,为黑灰色燧石灰岩,含有较多黄铁矿。及〜冗石灰

岩层之间厚一般为6.9m,以中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩及11号、12号煤层组成。

11号、12号煤层为不稳定的不可采煤层。

上段(C3t③)

自冗石灰岩顶至左砂岩底,厚28.5〜54.86m,平均42.91m。由中细粒砂岩、

-4-

粉砂岩、泥岩、及石灰岩及5号、7号、8号、9号煤层组成,常以方解石条带充填。

凡〜及石灰岩之间主要以粉砂岩和7号、8号、9号煤层组成。7号、8号煤层为不

稳定的不可采煤层,9号煤层为局部稳定可采的薄煤层,厚0.50〜1.56m,平均厚

1.llfflo及灰岩为含团块状燧石灰岩,底部含泥质成分较多,一般厚3.50m。及灰岩

常相变为砂质泥岩或褐色燧石层,一般厚4.90m°K5石灰岩〜(砂岩之间主要以泥岩、

粉砂岩、细粒砂岩及5号煤层组成,顶部厚层状泥岩中含菱铁矿结核,5号煤层为

不可采的稳定煤层。

4、二叠系下统山西组(Rs)

除砂岩底至L砂岩底,连续沉积于太原组之上,为区内主要含煤地层之一。主

要由灰色、深灰色中〜细粒砂岩夹黑色泥岩、粉砂岩及煤层组成,沉积厚度稳定,

其中3号煤层位于本组地层底部。本组厚度39.7〜56.62m,平均48.0m。3号煤层

厚1.70〜6.02m,平均厚4.40m,含煤系数9.17%。

5、二叠系下统下石盒子组(Px)

L砂岩底至及。砂岩底,连续沉积于山西组地层之上,井田内本组地层遭受剥蚀,

据邻区资料,本组地层厚度50.0-98.2m,平均厚75.1m主要由黄绿色中细粒砂岩、

粉砂岩、砂质泥岩、铝土质泥岩组成。底部砂岩中斜层理发育,含岩屑成分高,该

砂岩在地表铁质晕圈发育,球形风化明显,为良好的标志层。下部泥岩颜色为灰黑

色,向上渐变为黄绿色,到顶部为紫红色含镒铁质结核或鲍粒的铝土质泥岩,其层

位俗称“桃花泥岩”,稳定而特征明显,为本区上、下石盒子组地层分界的辅助标

志,与下伏山西组地层呈整合接触。

6、二叠系中统上石盒子组(Pzs)

心砂岩底至K”砂岩底,与下伏下石盒子组整合接触,按岩性特征分为上、中、

-5-

下三段,在井田内仅出露下段地层。底部Ku,砂岩为浅色、灰色厚层状含砾砂岩,其

上以浅灰绿色泥岩为主夹细粒砂岩及粉砂岩薄层,该层在区内保留厚度约120m,分

布于井田外山梁。

7、第四系中更新统(QD

中更新统离石组黄土,厚0〜40m,平均厚20.0m,多为耕植土,其上部为黄色

粉质粘土、砂土等组成,含钙质结核与砂砾石,与下伏地层呈角度不整合接触。

(三)、井田构造

井田位于沁水复式向斜(沁水块坳)的东翼南段,晋获褶断带中。受区域构造

晋(城)一获(鹿)褶断带的控制,井田内总体表现为一单斜构造,局部发育褶曲,地

层总体走向NW,倾向NE,倾角一般7°〜10。,在断层附近倾角变陡,约10°〜

20°,主要发育有三条区域大断层,未见陷落柱构造。

1、上寺河逆冲断层(F.):据凤凰山井田精查勘探报告资料•,该断层属白马寺

逆冲断层的一部分,穿越井田东部,是晋(城)T(鹿)断裂带的组成部分。位

于下寺河村东一上寺河村一二仙掌村一线。走向NE12°〜15°,倾向NW,倾角

65°〜70°,落差约200m,井田内延展长度约500m。

2、正断层(F2):据野外地质填图,北部陈沟乡村西,南部位于与南连氏村东

与壁落寺之间东头间,走向NE6°〜10°,倾向NW,倾角70°,落差250〜350m,

井田内延展长度约2800m。

3、逆冲断层(F3):位于井田西部边界外100m左右,走向NE7〜10。,倾向

NW,倾角约70°,落差约350mo

断层构造特征一览表

断层位置性质走向倾向倾角断距延伸出露

-6-

编号(°)(m)(m)岩性

NE

件井田东部逆12°〜NW65~70200500

15°

NE

250~

井田东部6°〜NW702800

F2正

350

10°

井田外西NE7〜

F3逆NW70350

部10°

综上所述,本次勘查工作经过野外地质填图,井田内地层稳定、走向变化不大,

对照DZ/T0215-2002《煤、泥炭地质勘查规范》,井田构造属中等类型。

第三节水文地质情况

井田位于沁水煤田东南边缘,地貌类型属侵蚀低山区,以丘陵为主,井田内地

形总体西北高东南低,冲沟发育。井田内为白水河上游冲沟,井田内无水库等大的

地表水体,主要水源为大气降水。雨季时节,沟谷有短暂洪流出现,流径不长,向

南汇集注入西河,西河向东南注入白水河。井田内地形总体西北高东南低,冲沟发

育,井口标高约899m,工业广场标高约895〜900m,工业广场附近沟谷标高约887m,

低于工业广场标高近10m,据访问当地人员,井口及工业广场周边标高均高于历史

最高洪水水位,不存在洪水危险。

回风大巷沿3#煤层掘进,3号煤层顶板以上含水层主要为二叠系下统山西组砂

岩裂隙含水层,受裂隙发育程度的不同,含水性变化较大,单位涌水量0.0246L/S.m,

该含水层为3号煤层开采的主要直接充水水源,矿井顶板冒裂带将沟通其影响高度

-7-

范围内各含水层之间的水力联系,使地下水进入矿井,成为矿井充水的主要来源,

特别是在断层沟通了上下各含水层的联系。在施工实际作业中应密切注意涌水量变

化,做好防水排水准备工作。

第二章巷道布置及技术特征

第一节工程概况

丁工口

工程名称回风大巷-L桂里879m

用途为三期工程总回风煤岩别煤

工期施工掌握中线左2.15m右2.15m

沿煤层顶

坡度施工掌握腰线2m下2.15m

板掘进I:

起点实测坐标终点设计标高

装运方式工作面刮板运输机运至主皮带运输机内

支护方式锚网喷+W钢带

所需设备风镐、刮板运输机、皮带运输机等

第二节施工条件

1、回风大巷沿煤层顶板掘进。

2、掘进前必须探放水,做好预防水的准备。

3、根据相邻工作面的实际情况,在掘进过程中局部瓦斯涌出量较大。

7、运输过程中要加强运输管理。

第三节巷道布置

巷道布置及与附近巷道关系:

附图一:回风大巷巷道布置示意图

第四节巷道技术特征

1、该巷均采用锚网喷+W钢带联合支护。

-8-

2、①工程量为879m,矩形断面,毛宽4300mm,毛高4150mln,净宽4000mm,净

高4000mm;采用锚网喷支护,顶部支护间、排距800mln,两帮排距为800mln,间距

750mm。喷浆厚度150mm,矩形布置,喷射位强度等级为C25;②锚杆规格为“20mm

X2200mmII级无纵肋螺纹钢(HRB335),托板规格为150mmX150mmX10mm;③金属

网用(bGmmI级普通钢筋(HPB235)焊接而成,规格为2000mmX1000mm,网孔尺寸为

lOOmmX100mm,网片各边搭接长度不小于100mm;④锚索采用直径17.8mm的钢绞线

制成,锚深5.4m,托板采用300nlmX300mmX16mm,矩形布置。根据围岩情况锚索

至少锚入坚硬岩层2m;⑤顶部和帮部均采用DW-280-4型W钢带,⑥安装钢带时同

时安装塑料网片。(见附图二:巷道支护图);

四、支护材料规格型号:

1、锚杆及锚固剂:锚杆采用为d)20mmX2200mm无纵肋螺纹钢,锚杆托板规格为

150mmX150mmX10mm;顶部支护间、排距800mli1,两帮排距为800mm,间距750mm。

矩形布置,锚固剂选用MSK2335型、MSZ2360型树脂锚固剂各一支;单根锚杆锚固力

不小于80KN,预紧力不小于120N•m。

2、金属网用d)6mmI级普通钢筋(HPB235)焊接而成,规格为2000mmX1000mm,

网孔尺寸为lOOmmX100mm,相邻两块网之间要用齐头侧压住毛头侧,搭接100mm,

将毛头网上的毛头勾回勾紧齐头网,另一侧用12#铁丝连接,双丝双扣,连接点要

均匀布置,间距100mm。

3、锚索采用直径17.8mm的钢绞线制成,锚深5.4m,托板采用300mm义300mm

X16nun,根据围岩情况锚索至少锚入坚硬岩层2m;锚固剂选用树脂锚固剂,MSK2335

型一支、MSZ2360型两支;单根锚固力不小于200KN,预拉力不小于120KN。

-9-

4、喷射碎等级强度为C25,原材料采用P.042.5普硅水泥、中粗黄沙、5-10mm

石子、J85型速凝剂和中性水按照1:2.01:2.01:0.06:0.45进行配比(重量比)。

第三章施工方法

一、施工方法

1、作业方式

三八作业制。

2、施工组织

(1)、回风大巷从原回风大巷迎头开始施工。

(2)、探水作业按照回风大巷探放水设计执行,探60米,允许掘进30米。

3、掘进方式:人工风镐落煤。

4、循环方式及循环进度

循环方式:三八制作业方式。

采取单排循环作业方式:一班施工一排,循环进度0.8m,每天三班生产,每

月按30天计算可掘进72米,每月保证完成72米。

5、中线:采用激光指向仪施工。

二、施工工艺

施工工艺流程如下:

现场安全检查一人工风镐掘进上段一清除浮煤(砰)一临时支护一打顶部锚杆

(索)孔一上钢带、安装顶部锚杆(索)一打帮部锚杆一人工风镐掘进下段一打两

帮锚杆孔、清孔一上钢带、安装帮部锚杆一清煤

三、运输作业

1.运料

-10-

1.1运输设备及轨道:

回风大巷:单轨吊、一吨或一吨半矿车、轨道(30Kg/m)和调度绞车,木轨枕:

1200mmX150mmX120mm^轨距:600mm,枕距700mm。

L2运料系统:主斜井一单轨吊车一工作面料场(工作面料场到工作面采用人

工运料)。

2,运煤

2.1运煤设备

SGW-40T刮板输送机、皮带运输机。

2.2运煤系统

回风大巷:SGW-40T刮板输送机一联络巷一胶带大巷皮带运输机一胶带机头胴

室刮板运输机一主斜井皮带运输机

3.运输作业方式

运煤:装、运煤连续作业。

运料•:人工装卸、主斜井、轨道运输,绞车牵引。辅运用单轨吊运输,若副斜

井形成系统,从副斜井轨道运输到井底车场,在用单轨吊运输。

第四节临时支护及控顶距要求

1、临时支护

a、支护形式:采用锚网、板梁加单体液压支柱作为临时支护。

b、支护材料:单体液压支柱,网片规格:①6mm钢筋网,长X宽=2000mmX

1000mm、网格100mmX100mm,木板规格:长义宽X厚=2000mmX200mmX150mm。

c、支护参数:单体液压支柱,布置二组,沿巷道掘进方向垂直架设,组间距

500mmo单体液压支柱距两帮500mm。

-11-

d、金属网用I级普通钢筋(HPB235)焊接而成,规格为2000mmX1000mm,

网孔尺寸为100mmX100mm,网片各边搭接长度不小于100mm,相邻两块网之间

要用12雌丝三角连接,双丝双扣,连接点要均匀布置,每个200mm联网2道。

e、临时支护平、剖、断面示意图(附后)

2.临时支护架设方式

临时支护必须及时有效,掘进完成后,经过敲帮问顶排除顶帮危石活煤(研)

后,迅速将提前已连接好的钢筋网顶起接顶,架设单体液压支柱和木板前必须提前

铺设钢筋网,单体液压支柱和木板与网片顶板之间空隙处必须用木楔勾顶,使其受

力均匀;单体液压支柱必须迎山有力,防止推倒;柱脚必须放置在稳定的岩石上,

并铺设垫板。

3.临时支护工序:

人工掘进一敲帮间顶一架设临时支护

4临时支护安全技术措施

①、开挖后,及时进行敲帮问顶。把危肝、活肝及时处理掉,找顶人员必须站

在永久支护下进行。

②、架设支柱板梁前必须提前铺设钢筋网,板梁与网片顶板之间空隙处必须用

木楔勾顶,使其受力均匀;支柱必须迎山有力,防止推倒;柱脚必须放置在稳定的

岩石上,并铺设垫板,受力侧间隙用木楔打紧。支柱与板梁连接处必须用把钉或用

铁丝固定。

③、必须停止其它作业,专人观顶。

5、验收制度:

每次临时支护后,都必须经班长检查合格后方准进入下一道工序。

6、控顶距要求:

锚杆最大控顶距不大于1100mm最小控顶距不大于300mm

-12-

附图:最大、最小控顶距示意图

(2)永久支护

A、支护材料:

a、锚杆及锚固剂:锚杆采用为4)20mmX2200mm无纵肋螺纹钢,顶部支护间、

排距800mm,两帮排距为800mm,间距750mm。矩形布置,锚固剂选用MSK2335型、

MSZ2360型树脂锚固剂各一支;锚固力不小于80KN,预紧力不小于120N•m。

b、锚杆托板规格为150mmX150mmX10mm,锚固剂选用MSK2335型、MSZ2360

型树脂锚固剂各一支;

c、金属网用I级普通钢筋(HPB235)焊接而成,规格为2000mmX1000mm,

网孔尺寸为lOOmmX100mm,相邻两块网之间要用齐头侧压住毛头侧,搭接

100mm,将毛头网上的毛头勾回勾紧齐头网,另一侧用12#铁丝连接,双丝双扣,

连接点要均匀布置,间距100m。

d、喷射碎等级强度为C25,原材料采用P.O42.5普硅水泥、中粗黄沙、5-10mm

石子、J85型速凝剂和中性水按照1:2.01:2.01:0.06:0.45进行配比(重量比)。

e、塑料网片均匀铺设在W钢带上,并在锚杆、锚索托盘上面,并捆绑到网片

±o捆绑用12#铁丝,间隔不大于100mm,塑料网片的网格为40*40nlm。塑料网宽度

500mm、长度和巷道宽度、高度一样。

f、支护材料技术参数

锚杆间、排距锚栉械蜥锚固力预勒^0蝌

(l)20mmX2

顶部800两帮K2335、2000X

400040002200mm无纵肋280KN120N.150C25

(750)X800Z23601000

螺纹钢m

说明:以上长度单位均为毫米。

B、锚杆安装工艺

a、打锚杆眼

-13-

打眼前,首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格,不符合作业规程要求时必

须先进行处理;打眼前要先敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩情况,找掉活研、危岩,

确认安全后、方可开始工作,打锚杆眼用2.5m长钎和628锯齿钻头湿式打眼,锚

杆眼的位置要准确,眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15度。锚杆眼

深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打眼,深

度2.15m,锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时,必须在支护

的掩护下操作。打眼的顺序,应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。

b、安装锚杆

安装前,应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时,操作人员应站在

孔口一侧,眼孔方向不得有人。

(a)把树脂药卷和锚杆推入规定的孔位。人工用锚杆将树脂药卷推入眼底,注

意在上推时严禁旋转,严禁把托盘死死压在顶板上。

(b)开动锚杆机迅速旋转锚杆15-20秒,顺势上推锚杆使锚杆托盘贴近顶板(托

盘离顶板的间隙5mm左右)。

(c)停:完成搅拌后停止60-120秒钟左右让树脂充分凝固。

(d)上紧螺母:旋转搅拌器上紧螺母。在紧螺母时应给最大扭矩而不要施加

上推力以最大限度的上紧螺母。

(e)用手动加长扳手,进一步上紧螺母,达到规定的安装预应力。

锚杆安装可以总结为:一推(推树脂入孔到规定位置),二转(旋转搅拌树脂),

三等(等树脂充分凝固)四紧(紧固螺母)

在安装过程中要严格按安装步骤安装。否则会出现“长尾锚杆”或打不开阻尼

现象。这会大大影响锚杆支护效果甚至失效。拧紧力矩不小于120N-M。支护锚杆

每300根必须做一组锚杆抗拔力检测,检测时必须使用专用锚杆拉力器。

C、喷射混凝土

a、准备工作

-14-

①检查锚杆安装和金属网铺设是否符合设计要求,发现问题及时处理。

②清理喷射现场的研石杂物,接好风、水管路,输料管路要平直不得有急弯,

接头要严密,不得漏风,严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。

③检查喷浆机是否完好,并送电空载试运转,紧固好磨擦板,不得出现漏风现

象。

④喷射前必须用高压风水冲洗岩面,在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。

⑤喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。

b、喷射混凝土的工艺要求

喷射顺序为:先墙后顶,从墙基开始自下而上进行,喷枪头与受喷面应尽量保

持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8〜1.0m为宜,喷浆可以滞后迎头20米。

人工拌料时采用潮拌料•,水泥、沙和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。

喷射时,喷浆机的供风压力在0.4MPa,水压应比风压高(MMPa左右,加水量

凭射手的经验加以控制,最合适的水灰比是0.4〜0.5之间。喷射过程中应根据出料

量的变化,及时调整给水量,保证水灰比准确,要使喷射的湿混凝土无干斑,无流

淌,粘着力强,回弹料少,一次喷射混凝土厚度30〜50mm,并要及时复喷,复喷

间隔时间不得超过2个小时。否则应用高压水重新冲洗受喷面。

c、喷射工作

喷射工作开始前,应首先在喷射地点铺上旧皮带,以便收集回弹料,喷射工作

结束后,喷层必须连续洒水养护28天以上,7天以内每班洒水1次,7天以后每天

洒水1次,一次喷射完毕,应立即收集回弹物,并应将当班拌料用净。当班喷射工

作结束后,必须卸开喷头,清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。

开机时必须先开风,后开水,再开机,最后上料;停机时,要先停料,后停机,

再关水,最后停风。喷射工作开始后,严禁将喷射枪头对准人员,喷射中突然发生

堵塞故障时,喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。

d、喷射质量

-15-

喷射前必须清洗岩帮,清理浮肝,喷射均匀,无裂隙,无“穿裙,赤脚”。

e.最大空顶距和最小空顶距

根据施工要求,最大空顶距为1100mm,最小空顶距为300mm。

附图:最大、最小控顶距示意图

四、质量检验标准

1、锚杆安装应牢固,托板密贴壁面、不松动。锚杆的拧紧扭矩不小于120N-mo

2、锚杆的抗拔力最低值不小于设计值的90%。

3、锚杆的间、排距允许误差为±100mm。

4、锚杆孔的深度应不大于锚杆设计有效长度的50mm,且不小于锚杆设计有

效长度。

5、锚杆孔的方向与井巷的轮廓线的角度应不小于75°或与层理面、节理面、

裂隙面夹角不小于75°。

6、锚杆外露长度(不含托盘和螺母)螺母向外10mm~40mm;

7、锚索外露长度(不含托板和锁具)锁具向外150mm—250mm;

7、净宽(中线至任一帮距离)允许偏差:0〜+150;

8、净高(腰线至顶、底板距离)允许偏差:0〜+150;

9、喷射混凝土厚度应不小于设计值的90%。

第五章顶板支护质量监测

一、日常监测

锚杆预紧力矩、锚固力的检测方法和要求

1、采用示值力矩扳手对锚杆预紧力矩进行抽检。采用LDZ200型锚杆拉拨计对

锚杆进行锚固力抽检,抽检时只做非破坏性拉拔。

2、要求锚固力顶锚杆不小于80KN、帮锚杆不小于80KN;预紧力矩顶锚杆不小

于120N,m,帮锚杆不小于120N,m。

-16-

3、对锚杆预紧力检查,要符合以下规定:

(1)、采用力矩扳手进行锚杆预紧力抽检。

每小班顶帮各抽样一组(3根)进行锚杆螺母扭矩检测,每根锚杆螺母拧紧力

矩应符合设计要求。

⑵、每组中有一根锚杆螺母扭矩不合格,就要再抽查一组(3根),若仍发现有

不合格,应将本班安装的所有螺母重新拧紧一遍。

4、锚杆锚固力日常抽检要符合以下规定:

(1)、采用锚杆拉拔计进行井下锚杆锚固力抽检。

⑵、锚杆锚固力抽检抽样率为1%,每300根顶(帮)锚杆抽样一组(3根)进

行检查,不足300根时,按300根考虑。

⑶、抽检中发现不合格锚杆,应在其附近300mm范围内补打合格锚杆,并加倍

抽检,如仍发现不合格锚杆,应报告技术室分析原因,采取措施。

⑷、抽检时位移量不应超过20mm,超过视为失效锚杆。

⑸、抽检结束后应及时重新拧紧螺母。

5、锚索预应力的检测方法和要求

(1)、采用MS17-300/40型锚索张拉仪对所有锚索进行预应力检查。

⑵、要求锚索预应力达到120KN。

(3)、巷道掘进施工过程中,由专人对锚索预应力进行检查,涨拉过程中一旦发

现不合格锚索,必须在其周围300mm范围内补打合格锚索,否则不得向前掘进。检

查时要现场做好记录,上井后报交技术室。

6、顶板离层仪的使用和管理

(1)、安设距离:巷道每掘进30-50m安设一个LBY-3型顶板离层指示仪。

-17-

⑵、当巷道尺寸、掘进工艺发生变化、巷道交岔点、断层带、围岩破碎带、顶

板淋水、胴室等特殊条件地段必须安设顶板离层指示仪。

⑶、当由于围岩地质条件发生变化,暴露的顶板总宽度超过设计宽度1500mm

(包括1500mm)时,必须在该处的适当位置安设顶板离层仪,该处顶板离层仪的监

测频率:在距工作面迎头50m范围内,监测频率为每班一次,距迎头50m范围外,

监测频率为每三天一次,当巷道趋于稳定后,按正常巷道监测要求执行。

7、顶板离层仪的观察方法:专人每班对掘进工作面50m内的顶板离层仪进行

观测和记录,在50m以外,离层未有明显增长的趋势,顶板离层仪观测频度可减少

为每周1-2次,其他人员也应随时,注意观察离层仪刻度坠颜色(离层指示仪以红、

黄、绿三种颜色表示离层松动的严重程度,绿色表示顶部松动离层值较小,处于较

稳定的状态;黄色表示离层松动已达到警戒值;红色表示顶板离层松动值较大,已

进入危险的状态),以便及早发现异常现象,及时采取措施,确保施工安全。

二、综合监测:

当巷道掘出一定距离时,在巷内建立综合测站。

综合监测内容如下:

测站布置如图,副斜井进风措施巷设两个测站,巷道掘出30m后设置第一个测

站,巷道掘出120m后设置第二测站。

每个测站包括两个巷道表面位移监测断面,一个顶板离层监测断面,一个锚杆

受力监测断面。

具体见附图及说明

&12

-18-

-----►

支护巷道11

(距离,m)

30m120m

巷道表面位II11

1

移1

顶板离层1

锚杆受力1

综合监测测站布置

(-)巷道表面位移

1、采用十字布点法安设表面位移监测断面(图3)。在顶底板中部垂直方向和

两帮水平方向钻深400mm的孔,将(|)29mm、长400mm的木桩打入孔中。顶板

和上帮木桩端部安设弯形测钉,底板和下帮木桩端部安设平头测钉。两监测断面沿

巷道轴向间隔0.6-L0m。观测方法为:在C、D之间拉紧测绳,A、B之间拉紧钢卷

尺,测读AO、AB值;在A、B之间拉紧测绳,C、D之间拉紧钢卷尺,测读CO、CD

值;测量精度要求达到1mm,并估计出0.5mm;采用皮卷尺测量监测断面距掘进工

作面的距离。

测量频度为:距掘进工作面50nl之内,每天观测1次,其它时间每周观测1次。

|30mm

n

30mm

CD

-19-

0

n

图3巷道表面位移监测断面布置

(-)顶板离层

1、采用LBY-3型顶板离层指示仪测试顶板岩层锚固范围内外位移值。

2、离层仪的安装方法和步骤及安装注意事项执行本章第二项第6、7条。

(三)锚杆受力

1、采用CM-200型测力锚杆测试顶板锚杆受力(图4)。进风措施巷每一观测断

面布置14根测力锚杆。在施工时,将正常安装的锚杆换成测力锚杆。

13579J1-----

zd匚

2681012

图4测力锚杆示意图

2、测力锚杆的安装方法和步骤:

安装前,在井下测完初读数;

安装时,先将安装搅拌接头旋入保护套内,由上端套上托盘,将树脂药卷放入

孔中,用杆体将其推至孔底,然后,将安装搅拌接头插入锚杆机输出轴上,开机搅

拌药卷。安装时必须保证杆体上的应变片朝向两帮。

-20-

搅拌结束待树脂固化后,拧紧螺母,用两把扳手分别卡住保护套和搅拌接头卸

下搅拌接头,立即测读并记录第一次读数。

测读时,将测力锚杆与YJK4500型静态电阻应变仪相连,依次读出各个位置的

读数。

三、管理制度:

1)、顶板离层仪安装在巷道顶板中部两排锚杆中间,距离工作面迎头不超过

1.5m,安装时初始读数大于0mm且不超过10mm。

2)、每个顶板离层仪都必须挂监测牌板,挂在巷道行人侧,距底板高度不低于

1.4mo

3)、每次监测后监测人员要将顶板离层的读数记录在牌板上,上井后及时将监

测数据记录在离层仪记录表上,报交队技术员及技术室。监测过程中一旦发现异常

情况,监测人员要立即与技术室联系并汇报队值班长,以便采取相应措施。

4)、所有存在缺陷、表面模糊不清的离层指示仪应立即更换,原指示仪更换后,

要记录其读数,并标明其已被更换。

5)、队技术员每十天进行一次顶板情况分析,以保证施工过程安全和进一步完

善支护设计。

第六章通风工作

根据晋煤集通字[2007]116号文件要求,按照《晋城煤业集团矿井风量计算方

法》计算。

第一节风量计算

1.按瓦斯涌出量进行计算

根据《回风大巷掘进地质说明书》,本工作面瓦斯绝对涌出量预计为L94m3/

-21-

min,CO,绝对涌出量预计为1.36in7inino按瓦斯绝对涌出量计算工作面所需风量

QftF125XqtH4XK^125Xl.94X2=485m7min

式中:Q掘-掘进工作面配风量,m7min

掘进工作面绝对瓦斯涌出量,L94m7min

K掘-掘进工作面瓦斯或二氧化碳涌出不均匀系数,取2。

2.按最低风速进行计算

Q*F60XVXS掘=60X0.25X17.8m2=267m7min

式中:Q掘-掘进工作面配风量,m7min

V-掘进巷道最低允许风速,按《煤矿安全规程》中规定煤巷取0.25m/s。

2

S掘-掘进巷道断面积:长义高=4.3mX4.15m=17.8mo

3.按人数计算实际需风量

Q.4XN=4X39=l56m;7min

式中:Q掘-掘进工作面风量,m7min

N-掘进工作面同时工作的最多人数,39人

经计算,工作面所需配风量应不小于485m'/min。

4.局部通风机型号及台数

根据实际考察,2X22KW对旋式局扇风机的风量为380-550m7min,满足工作面

配风量,所以选用FBDN°6.3/2X22型对旋式风机两台,向回风大巷供风。

电机功率2X22kW

吸风量550rnVmin(根据通风科实测)

5.计算掘进工作面风量

-22-

Q掘弋n.Q吸=1X485=485m3/min

式中:Q据「掘进工作面配风量,m7min

n一局部通风机台数(n=l)

Q吸一局部通风机吸风量,m'/min

6.安装局部通风机巷道需风量

Q巷260SV+n.Q吸=60X12X0.25+1X485=665m7min

式中:Q巷一安设局部通风机巷道需风量,m3/min

2

S-安设局部通风机所在巷道的净断面面积,mo

V-安设局部通风机巷道的最低风速要求,煤巷取0.25m/so

n一局部通风机台数,n=l

Q吸一局部通风机吸风量,m7min

通过以上计算,回风大巷在掘进过程中,安设局扇巷道配风量应不小于

665m'7nlin。

7.按《规程》规定进行风速验算

0.25X60XS«<Q«<4X60XS净

15XS掘WQ掘<240XS净

即267n?/minWQ搦<4272n?/min

式中:Q«—工作面所需配风量,m7min

SL工作面有效掘进断面积,Ri?

通过验算回风大巷掘进过程中配风量满足《煤矿安全规程》规定的风速要求。

第二节通风方式

压入式通风。

-23-

第三节局扇安设及使用

1.安设位置:局扇风机及其开关安装在胶带大巷,距巷口30米处。参见《通

风系统示意图》。

2.风筒规格

风筒:6800mm抗静电阻燃风筒,

3.风筒吊挂及风筒出(吸)风口距工作距离:

3.1悬挂位置:风筒悬挂在巷道水沟对面,且距棚顶不大于300mm,距巷帮不

小于200mmo

3.2连接方式:采用双反压边法

3.3风筒出(吸)风口距工作面距离

风筒出风口距工作面距离不大于5m。

4.局部通风管理

4.1风筒吊挂要平、直、紧、稳,避免车挂,做到逢环必挂。

4.2风筒间接口严密(手距接头处0.1m感觉不到漏风),无破口(末端20nl除

外)无反接头,要采用反压边。

4.3风筒在拐弯及通过通风设施时要设硬质风筒,不准拐死弯。

4.4局部通风机必须吊挂或垫高,离地高度大于0.5m。

5.通风系统及风流方向

5.1进风风流

地面一主斜井一胶带大巷一联络巷一回风大巷工作面

5.2回风风流

工作面一总回风大巷一回风立井一地面

-24-

6.因检修停电等原因停压风机时必须撤出人员、切断电源,恢复通风前,必须

检查瓦斯。只有当工作面瓦斯浓度小于0.8%且压风机及其开关附近10m范围内,风

流中瓦斯浓度小于0.4%时,方可人工开动局部通风机。如果工作面瓦斯浓度超过

0.8%,按有关排放瓦斯措施进行排放。

附图:回风大巷通风系统示意图

附图:回风大巷掘进防尘系统示意图

第四节隔爆水袋安装及使用

1.安装位置:在施工过程中共安装两组隔爆水袋棚,第一组水袋棚安设在工作

面20—50m的地方;第二组水袋棚安设在距迎头60-100m的范围内。

2.安装数量:每一棚区用水量按巷道断面(净断面积为:17.8北)每平方米不

少于200升计算,本棚区用水量不少于3569升一,所需水袋数量不少于89个(每个

水袋40升)。通过计算每组水袋棚应安装吊挂架(3000X30mm)21个,隔爆水袋

89个,共需水量3572升。

3.安装要求:

①棚区长度不小于20m;

②棚区前后10米的巷道断面与棚区巷道断面大小一致;

③水袋棚应设置在直线巷道内与转弯处距离须保持50-75m;

④水袋棚排间距为L2-3.0m,水袋棚水袋边与巷壁、支柱、顶板之间的垂宜距

离不小于0.1m,水袋距顶板距离不大于1m,同排水袋间隙不小于0.1m,不大于1m。

4.水袋安装支撑方式:在巷道顶板锚杆上固定好水袋吊挂架,采用8#铁丝捆绑

于钢筋梯上,将水袋吊环自由吊挂在水袋架支撑挂钩上,不得用铁丝把吊环捆死。

5.移动方式:正常安设两组隔爆水袋棚,另备用一套。

-25-

6.日常使用中,要加强对水袋棚管理和维护,保证水袋棚的正常完好。

7.要定期对隔爆水袋进行检查,及时补充蒸发的水量。

8.避免用锐器划水袋,当发现水袋有孔洞,破裂时,及时用干净布擦去浮尘和

水,涂上pvc胶水,贴和一片pvc薄膜或水袋材料,防止水袋漏水。

第五节安全监测仪安设

1.安全监测仪的种类、数量:回风大巷为单巷掘进,共安装一台干线扩展器,

三台瓦斯传感器、两台开停传感器、一台馈电传感器、一台断电仪。

2.安装位置

瓦斯探头应垂直悬挂在距顶板下不大于300mm,且距巷帮的距离不小于200mm

处。

T1设在距工作面迎头不大于5m,压风筒出口的另一侧;T2设距回风口10-15m

处;

T3安装在主风机开关负荷侧.

3、报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围

报警浓度:Tl^O.8%CH4T220.8%CH4T3中20.5%CH4

断电浓度:T1^1.2%CH4T220.8%CH4T3中20.5%CH4

复电浓度:Tl<0.8%CH4T2<0.8%CH4T3中V0.5%CH4

TKT2、T3中断电范围:回风大巷掘进巷道全部非本质安全型电气设备。

复电时必须人工复电

附图:监测监控系统示意图

第七章供电、供水、排水、供风设备及能力

第一节供电

-26-

L由建设方提供变电所供电,经移变供给本队各用电设备。

2.电缆敷设

电缆敷设在回风大巷风筒侧,距底板高度不小于L8m,悬挂点间距0.8—1.6m,

并成一直线。

3.供电电压:

附图:供电系统图

掘进设备布置图

第二节供水

1.供水方式:静压式供水

2.需用水压:1.5Mpa

3.供水压力:>1.5Mpa

4.管路敷设:

供水管路敷设在回风大巷水沟侧,距底板不小于LOm,悬挂点间距4-5米,并

成一直线。

5.供水线路:

主斜井供水管路一材料运输措施巷一进风措施巷一回风大巷工作面

第三节排水

该巷道涌水量非常小,在巷道开口处设一临时水仓,巷道内的水经过水沟流入

临时水仓。布置两趟排水系统;主排水系统利用潜水泵经中51mm高压胶管排至主斜

井580m处临时水仓,在经过中108nlmX4钢管自压至6号横穿处临时主水仓,再经

过M46-50X7型离心泵和中108mmX4钢管排至地面;备用排水系统排往回风立井

井底主临时水仓。

-27-

排水设备技术数据一览表

流量

设备名规格型扬程功率电压备

单位数量(m3/h

称号(m)(Kw)(V)注

)

BQW12.5-14

潜水泵公口212.514011380

0-11

离心泵M46-50X7台24635075660

钢管0108mmX4m910

液压管051mmm760

附图:排水系统示意图

第四节供风

1.供风方式:地面LG-22/8螺杆式空气压缩机供风。

2.管路敷设:

供风管路(DN75X6mm)敷设在主斜井水沟侧距底板不小于1.5m,悬挂点间距

4-5m,并成一直线。

5.供风线路:

主斜井供风管路一材料运输措施巷一进风措施巷一回风大巷掘进工作面

第八章施工组织管理

一、施工组织管理

1、采用“三八”制作业,三个生产班,每班有一名验收员,负责本班的安全

-28-

和工程质量,一名班长全面指挥生产,一名电工巡回检查设备运转情况。

2、值班干部24小时值班,及时处理当天的各种问题,全面指挥本队当天的工

作,值班干部同工人同上同下,协调处理工作面所有问题。

3、严格按循环图表施工,按劳动组织图表分工,责任明确,相互配合。

4、严格执行交接班汇报和登记制度。

5、工程质量、岗位质量责任制,严格按矿、队现行的各工种岗位质量责任制

贯彻执行。

2、表中不包括管理干部、办事员、大班人员共14人;

3、表中不包括轮休人员32人。

-29-

第九章主要经济技术指标

主要经济技术指标表

项目名称单位数量项目名称单位数量

设计长度m879

施工长度m879

2

掘进断面m17.8

净断面m216

巷道毛高m4.15

巷道毛宽m4.3

巷道净高m4

巷道净宽m4

循环进度m0.8

日进度m2.4

月进度m72

第十章主要安全技术措施及避灾路线

第一节预防冒顶堵人的措施

1、进入工作面开工前,班长、安检员必须检查巷道支护情况,发现问题及时

处理,确认安全后,在开工护照上挂牌后方可开工。

2、进入工作面作业前,必须先敲帮问顶。敲帮问顶必须使用配备的专用工具,

人员站在永久支护下进行,并事先清理好安全退路。

-30-

3、严禁超空顶作业、严禁在空顶下作业。

4、注意观察,搞好巷修,发现巷内有失效支护时,要及时进行补打锚杆(锚

索)加强支护或组织套棚,在套棚时,严格按《煤矿安全规程》第43条的有关规

定执行。对于局部矿压显现较明显的区域可及时支设点柱(贴帮柱或中柱,点柱采

用6200X3200mm红松圆木)。

5、遇断层、陷落柱等特殊地质构造时,不能确保安全生产,应根据现场情况

及时补充编制有效可靠的安全技术措施。

6、发生冒顶堵人事故时,应按下列规定规定执行:

⑴、探明冒顶区范围和被埋压、堵截的人数和位置。

⑵、及时恢复冒顶区的正常通风,如暂时不能恢复时,应利用水管、风管等对

埋压、堵截的人员输送新鲜空气。

(3)、处理中,必须始终坚持由外向里,加强支护,防止二次冒顶。必要时,可

开掘通向遇难人员的专用巷道。

⑷、遇有大块岩石威胁遇难人员时,可使用千斤顶等工具移动石块,但应尽量

避免破坏冒落岩石的堆积状态。

7、发生冒顶堵人事故,要及时汇报矿调度室和队值班室,并积极组织抢险。

第二节预防透水事故的措施

1、施工人员要掌握透水预兆(工作面挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水

叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味

等),并按照《煤矿安全规程》等266条执行。

2、施工中,时刻注意工作面水情变化,发现问题要及时汇报,待查明原因,

制定可靠的安全技术措施后再向前掘进。

-31-

3、排水设施应列入检修计划,保证正常启动排水。

4、掘进过程中如出现淋水增大时,要及时向地测部门汇报,进行钻探,以防

透水事故发生。

5、在掘进过程中要按照先物探后钻探坚持“有掘

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