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文档简介

目录

第一章工程概况.......................................................................3

第一节概述...........................................................................4

第二节依据...........................................................................5

第二章地面相对位置及地质情况.............................................................6

第一节地面相对位置及邻近采面开采情况................................................6

第二节、煤(岩)巷道围岩特征...........................................................6

第三节、地质构造.......................................................................7

第四节水文地质.......................................................................7

第三章巷道布置及支护说明................................................................10

第一节巷道布置......................................................................10

第二节支护设计......................................................................11

第三节支护工艺.......................................................................13

第四章施工工艺...........................................................................19

第一节先探后掘工艺...................................................................20

第二节施工方法.......................................................................21

第三节凿岩方式.......................................................................21

第四节爆破作业.......................................................................22

第五节装载与运输.....................................................................24

第六节管线及轨道敷设.................................................................25

第七节设备及工具配备.................................................................26

第五章生产系统...........................................................................27

I

第一节通风系统...........................................................................27

第二节放炮管理......................................................................31

第三节压风...........................................................................31

第四节供水防尘系统..................................................................32

第五节防灭火........................................................................32

第六节安全监控......................................................................32

第七节排水系统......................................................................33

第八节供电系统......................................................................33

第九节运输系统......................................................................33

第十节信号及通信....................................................................33

第一节劳动组织.......................................................................34

第二节循环进度......................................................................35

第三节工作面主要技术经济指标........................................................35

第七章安全技术措施......................................................................36

第一节通风防瓦斯措施.................................................................36

第二节顶板管理措施...................................................................38

第三节过断层、围岩破碎带措施........................................................40

第四节放炮、火药管理措施.............................................................40

第五节机电、运输安全措施.............................................................45

第六节、耙肝机使用安全技术措施.......................................................46

第七节综合防尘管理安全技术措施......................................................50

第八节防灭火安全技术措施.............................................................51

2

第九节水害防治的安全技术措施........................................................52

第十节确保正规循环作业的措施........................................................52

第十一节加强质量标准化管理的措施....................................................53

第十二节斜坡上山防肝滚落伤人措施....................................................53

第十三节紧急停电、停风撤人措施......................................................54

第八章、主要安全管理制度..................................................................54

第九章避灾路线..........................................................................57

第一章工程概况

3

第一节概述

一、巷道名称

1450回风联络下山

二、巷道所处位置及相邻关系

1450回风联络下山掘进工作面位于1400m至1450m标高,其相邻关系上

边是1450甩道车场和回风石门,下边是1400回风斜井底及中央变电所,左边

是回风斜井,右边是1400区段(未开采)。相应地表位于瓦房寨范围边坡上。

三、掘进目的及用途

目的和用途是为1450水平构成回风系统,作为1450区段回风用。

四、巷道性质

石巷

五、巷道设计长度和服务年限

设计回风联络下山长度:98.5m,回风平巷25.5m。

服务年限:3〜5年。

六、施工方式

采用钻爆方式掘进。

七、支护方式

支护采用锚网喷支护,锚杆选用直径18nlm螺绞钢加工,长度1.8m,喷厚

lOOmiHo巷道毛断面7.3m2净断面宽2.6m,高2.8m,净断面6.SSiA

八、通风方法

该工作面掘进施工采用局部通风机供风,风机安装在1400主斜井联络巷,

距该掘进工作面开口处100m以上,风筒经1400主斜井联络巷进入回风斜井井

底,再送到掘进迎头;掘进回风经过回风斜井井底,然后进入回风斜井,最后

回至地面。

4

九、运输方式

1450回风联络下山开口段采用耙肝机和人工装车,耙肝机安装在回风井

底平巷,掘进巷道肝石采用(搪瓷溜槽)自流到坡底采用耙肝机和人工装车,

掘进砰石人力推车经回风斜井井底到1400主斜井联络巷,由电机车运入1400

副斜井井底车场,通过副斜井绞车提升到地面。

十、预计开竣工时间

预计开竣工时间

本掘进工作面自2016年9月上旬开工,2016年11月下旬完工。

附图:1、1450回风联络下山平面布置图

2、1450回风联络下山通风系统图

3、1450回风联络下山放炮警戒及避灾路线示意图

4、1450回风联络下山监控系统图

5、1450回风联络下山施工供电系统示意图

第二节依据

一、工作设计及批准时间

巷道施工的依据是《开采方案设计》。

二、地质说明书及批准时间

巷道地质资料依据是《1450回风联络下山掘进工作面地质说明书》。

三、相关的技术要求及安全措施编制依据

1、《水城县阿戛凉水沟煤矿设计方案》

2、《水城县阿戛凉水沟煤矿安全专篇》

3、《水城县阿戛凉水沟煤矿各工种操作规程》(2016)

4、《凉水沟煤矿技术管理制度》

5、《凉水沟煤矿顶板管理制度》

5

6、《煤矿安全规程》(2016)

7、《煤矿工人安全技术操作规程指南》

8、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》

9、《煤矿防治水管理规定》

10、《防治煤与瓦斯突出规定》

11、其它相关法律法规,行业标准

第二章地面相对位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采面开采情况

地面相对位置及邻近采面开采情况表

水平名称1400水平巷道名称1450回风联络下山

地表标高1680井卜标高+1400.391m-+1450m

地面相对位置相应地表位于新划村瓦房寨范围边坡下

1450回风联络下山掘进工作面位于1400m至1450m标高,

井下相对位置及

其相邻关系上边是1450甩道车场和回风石门,下边是1400

掘进巷道的影响

回风斜井底及中央变电所,左边是回风斜井,右边是1400

区段(未开采)。相应地表位于瓦房寨范围边坡上。

临近采掘情况对本巷道的掘进无大的影响。

对其的影响

第二节、煤(岩)巷道围岩特征

巷道C66煤层底板掘进。为单斜构造,岩层产状走向280°〜290°,倾向

190°,倾角87。,局部地方倒转。掘进区内无大的断层,穿越岩层岩性由灰

色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层组成,岩石强度系

6

数f=6〜8。整套岩层破碎,易发生片邦冒顶,施工时应引起高度重视,穿越

泥岩、砂质泥岩、断层带时,视现场实际情况,应改变支护方式。

第三节、地质构造

矿区位于格目底向斜中段北翼。总体为向南西倾斜的急倾斜构造,地层走

向南东(105~115°),倾向南西,倾角由东向西呈有规律变陡(65〜85°)。

矿区内断裂极为发育,共有8条。按其规律可分为三组:一组为近东西向的走

向断层;一组为北东〜南西向;另一组为北西〜南东向,由茅口灰岩组切割煤

系至飞仙关组。掘进期间实行“边探边掘,先探后掘。

第四节水文地质

1、地下水类型

矿区内地下水类型主要为碳酸盐岩岩溶裂隙水和基岩裂隙水,其次为松散

岩类孔隙水。

2、含水岩组及其含水特征

(1)碳酸盐岩岩溶裂隙水含水岩组:主要为三叠系下统永宁镇组(Tlyn),

主要分布于矿区南西部的山岭地带,地表岩溶较发育,含水层接受大气降水补

给后,地下水通过岩溶裂隙、溶洞集中运移,含水性能好,富水条件差;由于

抗风化力较强,地表多呈狭长反向陡崖、峭壁,不利于大气降雨的补给,排泄

条件也较好,大气降水通过垂直岩溶裂隙补给含水层,并通过岩溶裂隙、溶洞

汇集、径流和排泄,含较丰富的岩溶裂隙水,富水性强。

(2)基岩裂隙水含水岩组:主要包括三叠系下统飞仙关组(Tlf)和二叠系

上统龙潭组(P31)。由石灰岩、碎屑岩、粉砂岩、钙质砂岩,泥质粉砂岩及

煤层组成,该段石灰岩中溶蚀裂隙较发育,含少量裂隙水。

7

(3)松散岩类孔隙水含水岩组:主要为第四系(Q),矿区内除南西部少

数孤峰基岩裸露外,其余均为风化残积、坡积物覆盖,低洼处和沟谷中有洪积

和冲积物堆积。厚度变化不大,0〜15m,一般厚3m左右。地下水赋存条件差,

枯季一般不含水,局部松散层厚度较大的地带,含少量孔隙水。

(4)断层破碎带裂隙水含水岩组:本矿区断层导水性一般都是很弱的,或

者基本不导水,对今后的开采不会有大的影响。

3、地下水的补给、径流、排泄条件,矿区内的地下水靠大气降雨补给,

以下地段是接受降雨补给最有利的地段:一是第四系较厚地段;二是断层破碎

地段;三是滑坡体的岩石破碎地段;四是地表岩石风化破碎地段。这些地段接

受降雨补给后,岩层的富水性变得相对较强,并在一定条件下可构成小范围的

地下水循环,即就地补给,就地排泄。除上述在浅部作小范围的迳流循环之外,

还有一部分继续往深部流动,在深部作大范围的迳流循环,它的运动和排泄,

主要受矿区构造控制。这部分地下水多沿薄层隔水层层面流动,其流向大致与

走向和倾向一致,深切的沟谷则是它的排泄区。这些以深切的沟谷为中心所构

成的地表水系分布网,实际上以就是地下水的补、迳、排系统。矿区地下水的

流向受岩性、构造的控制,总体向南东流,排汇进入通仲河中。

4、含水层间带及其与地表水的水力联系煤系和飞仙关组地下水的活动以

沿岩层层面运动为主,垂直运动仅在风化带范围内占主要地位。由此,含水带

间的水力联系在深部是不明显的,或者不存在水力联系。特别是飞关仙组与煤

系间,有一层稳定的卡以头层泥岩相隔,使煤系与其上部各含水组不发生水力

联系。煤系与茅口、栖霞组灰岩间有峨眉山玄武岩相隔,峨眉山玄武岩含水性

极差,是较好的隔水层,由此,煤系与茅口、栖霞组灰岩不存在水力联系。

凉水沟煤矿区内较大的河流通仲河,其流经地段大部分是煤系,在采掘过程中,

由于工程地质条件的改变,必然产生更多的裂隙,会给地表水的渗入补给造成

8

有利条件,必须引起足够重视。其余沟谷,水量小,坡度又较陡,是大气降水

和地下水的常年排泄通道,仅在暴雨后排水过程中,对风化剧烈,岩石疏松地

段的地下水有短时的补给,一般则无影响或影响范围极小,与煤系地层产生水

力联系的可能性较小。

5、断层导水性

凉水沟煤矿矿区内F28上有泉出露,且流量较大,如GW84,Q=4.459升

/s;ZK194的断层水位高出煤系水位1.34m,采煤时应引起重视。

6、矿井充水因素分析

该矿是以大气降水为主的裂隙充水矿床,主要为顶板中所含裂隙水向巷道内渗

漏,其次为老窑积水及采空区积水等。

(1)老窑充水因素

储量核实报告提交的资料中,矿区内老窑的充水因素主要是龙潭组中的裂

隙水,积水量较小。根据储量核实报告提供的储量计算图可知,整合前原怀亮

煤矿于C12煤层形成了159405H?的采空区,由于该矿已经关闭,因此采空区

内存在老空积水,储量核实报告未明确积水量,根据设计人员现场了解和推测,

存在积水约7万n?。对矿井开采构成较大威胁、,因此应切实做好探放水措施,

确保安全生产;整合前凉水沟煤矿于C12煤层形成了93836m3的采空区,由于

该矿是生产整合矿井,采空区内几乎没有积水。采空区详见井上下对照图和开

拓系统立面图。但目前老窑早已关闭,其采空区有少量积水,开采过程中应引

起重视。

(2)其它充水因素

在自然状态下,井田充水因素主要是龙潭组内所含的裂隙水。它通过煤层

顶板中的裂隙直接向矿井或采空区充水。由于龙潭组的富水性弱,单位涌水量

9

及渗透系数均极小,故将来矿井涌水量已不会太大。间接充水含水组飞仙关组

第一段,在自然状态下对矿井充水影响已是很小的。

井田内有通仲河,溪沟发育,且雨季流量较大,在自然状态下是地下水补

给河水,河流、溪沟是地下水的排泄地带,但是矿区内主要可采煤层位于当地

最低侵蚀基准面之下,随着采空区不断增大,裂隙会增多,河沟水会延裂隙渗

入矿井,必须引起重视。井田内小窑虽多,但开采深度不大,其中多数不积水,

少数有积水者积水量甚少,故对矿床充水影响不大。井田内发育的龙潭组内断

层规模一般不大,其破碎带挤压紧密,富水性很微弱,导水性也较差,作为井

田边界的F33断层,虽切割富水的灰岩地层,但其破碎带为挤压紧密的砂、泥

岩充填,不易造成各含水岩组之间的水力联系。故对矿床充水影响不大。凉水

沟煤矿区内F28上有泉GW84出露,且流量较大,采煤时应引起重视。

7、矿井涌水量

113地质大队提供的凉水沟煤矿储量核实报告中,选用含水系数比似法预

测矿井涌水量如下:最大涌水量为82.2m3/h,正常涌水量为26.7n?/h。

综上所述,矿区水文地质类型为中等类型。该巷道掘进期间需加强探放水

工作。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

1450回风联络下山从回风斜井井底起坡处右帮开口,开口点坐标

x=35489837.171、y=2933635.778,z=1400.391(顶),以方位1400307

51〃,倾角30°,工程量100.3m后,然后按方位170°38'51〃平巷掘进12.5m,

再按方位98°19'20〃平巷掘进13.2m与1450甩道车场贯通,巷道净断面为

6.55m2,总工程量约126m,形成通风系统后再掘进1450运输石门和回风石门。

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第二节支护设计

一、开门口支护:

1、开口位置采用锚网梁索联合支护。锚杆间、排距800mmX800mm,锚

索间、排距1600mm义1600mm,呈五花眼布置。

2、锚杆:锚杆为618-1800mm全螺纹钢树脂锚杆。

3、锚索:岔口及岔口2m范围内使用长度为①15.24X5000mm锚索。

4、托盘:锚杆托盘采用规格为150X150X8mm的方形预应力托盘,锚索

托盘采用直径为260mm的铸钢圆形托盘。

5、锚网:锚网采用66钢筋焊接,规格为1.0X2mo网孔规格100X100mm。

6、锚固剂:锚固剂型号为MSK2335,锚杆使用2支,锚索使用5支。

7、螺帽:螺帽为M18X30mm的预紧力螺帽,锚索的锚具规格为KM18—1。

二、巷道支护

1、巷道断面

(1)巷道毛断面宽2.8m,高2.9m,毛断面7.SnA净断面宽2.6m,高2.8m,

净断面6.55m2。具体巷道断面参数见附图。

(2)支护形式:锚网喷支护,锚杆规格:618mmXI800mm,锚杆间排距

0.8X0.8m,喷浆厚度不低于0.Im。

(3)顶板破碎地带采用锚网+锚索+喷浆(或U型钢锚网喷)支护方式。

三、支护形式

1、支护形式:

工作面顶板采用锚杆、经纬网、开口处锚索联合支护;

2、支护材料规格

(1)锚杆支护材料

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锚杆:等强度螺纹钢锚杆①18mm*1800mm。

锚杆托板:方形预应力铸铁托板,规格150mm义150mm义8mm,眼孔规格

①35mm;树脂药卷:MSK2335;

(2)金属网

金属网:采用①6钢筋加工而成,顶板网规格2000X1000mm用于顶、帮

网支护。联网铁丝网:采用12#铁丝连接而成。

(3)锚索

锚索规格:高强度低松弛预应力钢绞线,锚索采用①15.24X5000mm。

锚索托板:采用厚度为16mm的钢板加工,形状为300X300mm的矩形;锁

具:OVM15-1型单孔锁具;

(4)锚固剂

采用中速MSK2335型中速树脂锚固剂,锚杆每棵2支、锚索每棵5支,

锚固方式采用端锚方式。

3、安装锚杆要求

(1)锚杆间排距误差:不大于±100mm。

(2)布置方式:巷道顶部、帮部锚杆均与岩壁垂直布置。

(3)锚固方式:端头锚固,每根锚杆使用MSK2335树脂药卷2卷。锚固

力:顶板不低于60KN、两帮不低于50KN。

4、铺联网要求

顶网必须垂直巷道铺设,相邻网搭接不小于100mm;帮部垂直于巷道顶

底板,相邻搭接不小于100mm,帮网与顶网搭接不小于200mm,搭接处用细铁

丝拧紧,联网间距200mm。

12

第三节支护工艺

1、临时支护

施工过程中采用油压柱或圆木点柱、加木板、钢网做为临时支护,油压

支柱不少于4根,柱子长度3m,木板长度3m,宽度不少于300mm,厚度不少

于80mln。放炮后及时敲帮问顶,迎头兆上网片前后用两根液压支柱顶住木板

托住网片后伸紧液压支柱托紧顶板。顶板破碎时必须使用双排进行支护。具

备支护条件时应及时进行锚杆网永久支护。

2、永久支护

根据该巷道的用途,设备布置以及服务年限等情况,确定该巷锚网喷支

护的断面形状为半圆拱形。

支护材料:

A、锚杆及锚固剂:锚杆采用左旋螺纹钢等强锚杆,直径为018mm,长度

为1800mm。锚杆采取端头锚固。顶部、帮部使用MSK2335树脂锚固剂2节,

锚固长度不少于700mmo锚杆外露长度为20~50mm。托盘为正方形,规格为

长义宽义厚=150X150X8mm钢板冲压制成,其承载力与80kN。锚杆均使用配

套标准螺母紧固,顶部每根锚杆锚固力不小于80kN;帮部每根锚杆锚固力

不小于80kN。锚杆拉拔力不小于锚固力的90%。

B、钢筋网采用长义宽=2000X1000mm、网格100X100mm的中6.0mm钢

筋焊接而成。

C、喷射混凝土必须用标号不低于425#水泥(井下使用P.C32.5型号),

砂为机制山砂,石子粒直径小于20mm,将粒径大于15mm的石子控制在20%

以下,石子过筛,并用水冲洗干净,配比为水泥:沙:石子=1:1.71:1.71;

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速凝剂型号为HS-1型、掺入量一般为水泥重量的4%,喷淋水区时一,可酌情

加大速凝剂掺入量,速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。

3、支护说明

A支护形式:先挂网后锚杆再喷浆支护。

B支护材料及规格要求:

(1)、锚杆:采用618X1800mm螺纹钢制作的锚杆,且都设置挡圈,丝

长不大于80mmo

(2)、托板:采用8mm的钢板制作,冲压成150X150mm的方形,中心圆

孔为622nlm。

(3)、钢筋网:采用中6mm钢筋焊接,网格100mmX100mmo

(4)、锚固剂:

顶板:顶板锚杆加长锚固,采用MSK2335树脂锚固剂,每眼用二节,锚

固长度为700mmo

两帮:锚固剂采用MSK2335型药卷,每眼一节,锚固长度为300mm。锚

固力达不到5t,则用2节试验后确定。

(5)、水泥:标号为425#;

(6)、细料:选用0.3〜3mm的中砂或中粗混合砂;

(7)、粗骨料:选用瓜子片,其粒度属不超过20〜30mm;

(8)、速凝剂:符合国家质量标准,干燥;

(9)临时支护:液压支柱、圆木点柱、木板支护紧跟当头,爆破防止顶板

离层脱落,采用液压支柱、木板、钢网进行超前支护。

(10)锚杆支护的工艺过程:

打眼一装药放炮一出磴一临时支护一打锚杆眼一装树脂药卷一上锚杆一

挂网一上托板并用螺帽压紧。

14

(11)安装锚杆、铺网、上梁:

①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

掉活肝、危岩,确认安全后、方可开始工作,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,打眼时要预量钎子长度,在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打眼,深

度2150mm(误差0〜50mm),锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干

净。打眼时,必须在前探支架的掩护下操作。打眼的顺序,应由外向里先顶

后帮的顺序依次进行。

②安装锚杆:安装顶部锚杆前,应将眼孔内的岩粉用压风吹扫干净,把

MSK2335树脂锚固剂2节依次送入眼底,把锚杆插入眼内,使锚杆顶住树脂

锚固剂,用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽,开动锚杆钻机使锚杆钻机带

动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,搅拌15-20秒后,搅拌完后等20〜30

秒后,紧固螺帽,拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力,拧紧力矩不小于120N・m。

安装帮部锚杆前,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,把2块树脂锚固剂送入眼底,

把锚杆插入锚杆眼内,使锚杆顶住树脂锚固剂,外端头套上螺帽,用带有专

用套筒的风钻卡住螺帽,开动风钻,使风钻带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚

固剂,对锚固剂进行搅拌,边搅拌边推进锚杆,直至锚杆达到设计深度,方

可撤去风钻,搅拌时间15〜20秒。搅拌完后等20〜30秒后,紧固螺帽,拧

紧螺帽给锚杆施加一定预紧力。螺帽扭矩:帮部不小于60N・m。

③锚杆安装质量要求:

锚杆应垂直岩层层面(或巷道轮廓线)布置,最小角度不低于75度,在

拱形基线上以俯角30度方向布置,在腰线700mm以俯角15度方向布置,锚杆

15

排距为800mm,间距为800mm。锚杆排、间距误差不得大于50mm。布置成前

后左右相互交错的五花形,锚杆尽量与顶板法线方向垂直。

④锚杆孔施工质量要求:

㈠钻孔前,先画出巷道锚杆线,确定孔位,作好标记。

㈡先用短钻杆施工,然后再逐眼用长钻杆加深,直至符合要求为止。

㈢要求孔间距误差不得大于100mm,锚杆孔轴向偏差控制在5度之内,

锚杆孔深不应小于1.8m,不得大于杆体有效长度的30mm。

㈣锚杆必须用螺帽拧紧,螺纹外露长度为20〜50mm,网及托板紧贴煤、

岩面,一垫一帽紧固有效。帮面必须垂直巷底,空帮、空顶处必须接死垫牢。

㈤锚杆安装结构图如下:

锚杆安装结构图

锚杆

树脂锚固挤螺母

锚杆孔

铁托盘

⑼铺设钢筋网:

①挂网时要求网与网之间搭接100mm,并每隔200mm用14#铁丝联一扣,

将钢筋网联为一个整体,将挂网处的岩面完全覆盖。连网时扭紧扣数不少于

3扣。

②待所挂钢筋网全部联好后,锚杆的螺母要用力矩扳手上紧拧牢,确保

托盘压紧网,使网紧贴岩面。

③爆破后临时支护时,若巷道肩部岩石较硬并达到光爆标准,钢筋网可

暂时铺到肩部以下200mm处;岩性较差时顶板至少要铺三块钢筋网。在永久

支护全断面喷浆前,钢筋网自上而下挂至底板。

16

④锚网孔比锚杆直径稍小2〜3mm,孔深较锚杆长50mm,锚杆托板紧贴岩

面,锚杆布置在钢丝网处;

⑤锚网量:根据菱形网的长和宽,将网从下帮往拱形方向展开,紧贴岩

面,网与网之间搭接长度不少于100mm,网间搭接用12#铁丝剪成小段每隔

200mm扎一下,且要扎牢。套上托板拧紧螺丝。锚杆托板应紧贴岩面,未接

触部分必须设法垫实。

⑥锚网支护工艺过程:打眼一装药放炮一出硝一临时支护一打锚杆眼一

装树脂药卷~上锚杆一挂网一上托板并用螺帽拧紧;

(10)喷射破施工:

㈠准备工作: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清理喷射现场的砰石杂物,接好风、水管路。各种高压风水

管路必须连接牢固,并且外加14#铁丝设置保护连接,防止鼓开伤人。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。

㈡喷射混凝土(喷浆)的工艺要求:喷浆前必须认真检查喷浆机,确认

完好,方可使用。喷浆顺序为:先墙后拱,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。

人工拌料时采用潮拌料,水泥、沙和灰渣应清底并翻拌三遍使其混合均匀。喷

浆前,将水射流除尘风机安装好,以便在喷浆时对喷浆机的上料口、余气口进

行除尘。喷浆时,喷浆机的供风压力在0.2〜0.4MPa,水压应比风压高0.IMPa

左右,加水量凭喷浆手的经验加以控制,最合适的水灰比是0.4〜0.45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

17

射的湿混凝土无干斑,无流淌,粘着力强,回弹料少。一次喷射最大厚度:墙

部30〜50mm,拱部10〜50mm,达到喷体表面相对光滑,无明显凹凸现象,且

不允许露金属网,防止喷厚过大因自重而坠落伤人。第二次复喷应在第一次喷

射碎凝结后进行。喷浆前必须冲洗岩帮。分层喷浆时,应在每分层喷浆前用高

压水冲洗前次喷射面,然后再喷,使其结合成一个整体。初喷紧跟迎头,需要

复喷时复喷距迎头一般不大于35m,包括墙角喷好后,方可移耙装机。

㈢喷射工作:喷浆工作开始前,应首先在喷浆地点铺上旧皮带或旧风袋

布,以便收集回弹料。喷浆时应有良好的照明。喷浆时应先喷低凹处,喷枪

头的运动轨迹为螺旋轨迹移动。螺旋圈直径为200〜300mm,一圈压半圈地缓

慢移动,喷浆手要控制好水灰比,以喷出料不发白、不流淌、表面有光泽为

宜。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。喷浆时要先给水,后开风,最后上料。喷浆机送风时,

一定要固定好喷枪头,防止喷枪头摆动伤人。向喷浆机上料要连续均匀,喷

浆机正常运转时料斗内要有一定的积料。喷射中突然发生堵塞故障时,喷浆

手应紧握喷头并将喷口朝下。处理堵管时,先停电、停风,再敲打堵管处,

敲碎堵塞的破块后,再慢慢打开风阀吹净积存的碎块。采用敲击法处理不通

时,要拆开管路进行处理。喷枪头任何情况下都严禁对着人。停机时,要先

停料,后停机,再关水,最后停风。处理机械事故时,必须及时停机断电。

开机送电时,必须先通知有关人员,以防发生安全事故。喷浆机内积料,开

机时禁止用手处理。

18

㈣喷浆质量:喷射前必须清洗岩帮,清理浮肝,找出墙角。喷面均匀,

无裂隙,无“穿裙,赤脚”现象。表面平整,无蜂窝麻面现象,厚度达到要

求。

(11)>巷道支护质量要求:

①工程质量规格要求:

A、巷道净宽中心线至任何一帮间距不小于设计的50mm,不大于设计的

200mm;

B、巷道净高腰线下不小于设计的30mm,腰线上不大于设计的50mll1;

C、锚杆布置符合要求,间距误差不超过设计的150mm;

D、水沟流畅,正式水沟宽度允许误差为+30mm,设计为宽义深=400mm

X400mm;

E、喷碎厚度达到设计要求,局部不小于设计规定的10%0

②光面爆破质量要求:

A、光面爆破围岩上留下均匀眼痕的周边眼数不少于个数60%;

B、超挖尺寸不得大于150mm,欠挖不得超过50mm;

C、围岩上不应有明显的炮震裂缝;

D、光炮后巷道断面的形状、尺寸基本上符合设计要求,巷道成形规整,

断面光滑。

第四章施工工艺

施工工艺流程:交接班一一检查瓦斯及安全隐患一一查看先探后掘剩余

允掘距离一一施工3-4个先探后掘短探钻孔一一打眼一一检查瓦斯一一装

药、连线一一撤人警戒一检查瓦斯一一爆破一一检查瓦斯及安全隐患排查一

19

撤警戒人员一洒水灭尘一临时支护一一出煤(肝)一一永久支护一一进入

下一循环一文明生产一接班。

工艺流程图

交接班T检查瓦斯及安

全隐患r先探后掘打眼

设人站岗掩护设备

>

检查瓦斯撤人警戒装药检查瓦斯

检查瓦斯及隐

连线放炮撤警戒人员洒水灭尘

患排查

文明卫生永久支护出煤肝临时支护

验收质量交接班

第一节先探后掘工艺

1、本工作面掘进坚持“有掘必探、先探后掘”。

2、从开门口处即必须有钻孔控制整个掘进区域,根据钻孔探明距离下达

允掘通知单,允掘距离施工完成前即布置下一循环进行探钻。

3、安全保护距离按照市安委先探后掘相关要求设计超前距30m,巷道轮

廓线外控制按探放水设计要求执行。

20

4、必须运用煤矿用全液压型钻机施工,我单位运用ZDY—750型煤矿用

全液压钻机。

5、每次探钻允掘距离范围内钻孔孔底间距不大于巷道掘进宽度。坚持长、

短探相结合。第一循环两帮5m内按规定以短探孔作为补充。

6、每条钻探巷道开工前必须使用物探手段先进行物探,然后在进行钻探

验证。

第二节施工方法

根据现有施工条件,掘进采用爆破破岩,实行光面爆破,YT—28风钻打

眼;开口处安装P30耙斗机装砰,斜坡采用搪瓷溜槽自流,0.75H?侧卸式矿

车接肝,人工推车到副斜井1400车场,副斜井2.0m绞车串车提升运肝;支

护采用锚网喷支护,MQT—95c锚杆钻机打拱部锚杆,7665型风钻打帮部锚杆,

喷浆用ZP-VD型喷浆机。

第二-TI苗石U-i方-i--式—U

本规程所施工的巷道均采用打眼放炮的方法破煤(岩)。

一、凿岩方式

1、在岩层内钻眼时采用7655型风钻湿式打眼、煤眼时采用YT-28风煤

钻打眼打眼。钻眼前利用中线画出掘进断面轮廓线,按照爆破图表标定出各

炮眼的眼位,然后开始钻眼。作业人员钻眼前检查风钻的风水接头连接是否

牢固或有无滑丝现象,风阀是否灵敏可靠,确认无误后由领钎人员按炮眼的

布置图进行点眼。开钻时,各钻手必须和领钎人员相互配合好,阀门送风量

不宜过大,当钻头进入岩体后方可将风量开到适当的程度,同时领钎人员撤

21

离钻前,站在风钻的一侧,风钻在钻进的过程中,领钎人员不得在钻前往返

走动,以防断钎伤人。

2、安注锚杆时采用ZQS-22/2.0型风煤钻,作业人员钻眼前检查风煤钻

的风水接头连接是否牢固或有无滑丝现象,风阀是否灵敏可靠,确认无误后

方可开钻。

3、打钻期间必须有专人监护顶帮安全,并注意观察钻进情况,坚持经常

性敲帮问定,及时摘除顶板、两帮、迎头悬浮的围岩活肝消除不安全隐患。

打眼前要做到“三紧”、“两不要”:袖口、领口、衣角紧,不要戴手套、

不要把毛巾露在衣领外。

4、钻完眼后,应从钻上拔下钻杆,并把风水管、钻杆、钻撤至无淋水和

支架完好的安全地点,将风水管盘好。

5、风力来源于地面压风机房,电力来源于1400变电所,经过400馈电

开关、橡套电缆送往工作面各设备综合保护开关,再使用不同平方的电缆供

迎头机械设备用电。

二、降尘方法

降尘方法采用湿式打眼、爆破冲击波喷雾、自动水幕和手动净化水幕,

实现爆破喷雾净化风流、在扒装期间洒水防尘、放炮前洒水灭尘、放炮使用

水炮泥、爆破后冲刷巷帮、开启净化水幕、安设隔爆设施等综合防尘措施。

第四节爆破作业

一、钻眼爆破

采用光面爆破,使用3#煤矿乳胶岩石炸药与煤矿毫秒延期电雷管爆破,底

眼或涌水较大时采用防水乳胶炸药。均采用正向连续装药,进行一次装药,

22

次起爆,按炮眼布置图表的雷管段数布置炮眼,选用MFB-200型发爆器放炮。

爆破原始条件、爆破参数、预期爆破效果见下表。炮眼布置见附图

施工原始爆破条件表

名称单位数量名称单位数量

掘进断面M27.3工作面瓦斯情况

炮眼深度M2电雷管个39

炮眼数目个393号煤矿乳化炸药kg10

岩石普氏系数f6~8

炮眼布置及装药量

装药量

爆炮眼炮眼眼数眼深药包直径起爆

眼小计

序名称编号(个)(毫米)(毫米)顺序

//kg/kg

1掏槽眼1-6620000.63.632I

2辅助眼7-191320000.33.932II

3周边眼20-321320000.45.232III

4底眼33-39720000,32.132IV

合计3914.8

施工预期爆破效果

名称单位数量名称单位数量

炮眼利率%83每米巷道炸药耗量Kg/m9.3

循环掘进进尺M1.6每循环炮眼总长度M/循

每循环爆破实体岩石M311.68每n?岩体雷管消耗个/nV53

炸药耗量Kg/m31.25每米巷道雷管消耗量个/m24

1、炸药、雷管:

23

2、炸药采用不低于3#煤矿许用乳化炸药;雷管采用段号1-5段、煤矿许

用毫秒延期电雷管。

3、装药结构:正向连续装药结构。

4、起爆方式:全断面一次起爆。

5、联线方式:全部采用串联法

6、放炮器:采用MFB—200型起爆器。

7、母线:采用铜芯绝缘母线。

二、打眼前准备:打眼前先要敲帮问顶,使好临时支护,按中、腰线及

爆破图表画好轮廓线和炮眼位置。打眼要准、平、直、齐。

附:炮眼布置图装药结构示意图爆破说明表生产工艺流程图

装药结构图

1、炮眼布置图示附后页

第五节装载与运输

一、装岩(煤)、运输方式

扒装方式采用耙研机(或人工)扒装,斜坡采用自流,人工推矿车及电机

车运输。

二、运输方式

在巷道开口处铺设轨道与1400主斜井联巷运输轨道系统形成接力运输到

副斜井底车场。爆破后的煤砰使用耙肝机(或人工)装入矿车内,人工推至

1400主斜井联巷,由电机车拉运到副斜井底车场,最后采用副井绞车引至地

面肝硝场。

24

第六节管线及轨道敷设

在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位

置要求吊挂牢固整齐。

1、风筒

(1)风筒吊挂要平、直、紧、稳。风筒吊挂于巷道左帮,必须逢环必挂。

(2)要求风筒接口严密,不漏风。

(3)风筒在拐弯处要设弯头或缓慢拐弯,不准拐死弯。

(4)风筒要环环吊挂,风筒口距迎头不大于5m。

(5)局扇处设专用分风器。

2、风水管路

(1)风水管路吊挂在巷道左帮,距地面不低于1.6m。要固定牢固,不得

妨碍行人。

(2)风管和水管等管路要吊挂平直,坡度均匀,拐弯处要设弯头,不能拐

急弯。

(3)管子的接头要紧并使用好垫圈,做到不漏水、不漏风。

(4)防尘管路按规程要求敷设三通(100m一个)和阀门(50m一个),以

便冲刷巷帮。

(5)在有电缆的巷道内敷设管路时,应尽量敷设在另一侧;如条件不允许,

必须和电缆敷设在一侧时,管路应离开电缆至少300mm,并吊挂在电缆下方。

(6)拆卸的管路要及时运走,不能及时运走的应在指定位置堆放整齐。

(7)水管要接口严密,发现管路漏风、漏水要立即进行处理。水管距迎头

20m范围内使用010胶管,20m外使用050铁管,要随工作面前进及时延长,

以备迎头正常用水。

25

3、电缆

电缆均布置在右帮,高度1.6m,每0.8m布置一组电缆钩,且每个钩只

能挂一根电缆。缆线吊挂平整,成线性强,设备摆放整齐有序,干净卫生。

4、轨道安装要求:

(1)轨道采用18kg钢轨,轨距0.6m,轨枕间距1m,轨道与轨道的连接

必须采用专用的道夹板和道螺栓。

(2)轨道接口处间隙不得大于5mll1,道螺栓必须采取一正一反的形式安

装且必须用扳手拧紧,严禁松动。

(3)轨枕必须采用标准轨枕,严禁用杂木代替,钉道时道钉必须垂直轨

枕用力打下并与轨脚板紧密结合,严禁偏斜打入;轨枕规格:长X宽义厚1.2m

X0.12mX0.12mo

(4)铺设轨道时必须按中、腰线施工,腰线距轨面1.2m,距轨枕1.3m,

中线按巷道断面大样图施工。

(5)轨道两边的浮肝不得超过轨枕面,直径超过100mm的肝石和杂物必

须全部清理干净。

(6)钉道钉时人员严禁站在道钉对面,严防道锤突然滑落伤人。

第七节设备及工具配备

序号名称规格型号单位数量备注

1局扇FBD-2-N0_2X15KW台2停风自动切换

2风钻7655部2

3风钻钻杆长短六角套钎根2

4锚索机MQS-35/1.6部2安装锚杆

5专用扳手40cm以上把2紧固锚杆

6扭矩扳手MC-500把1检测锚杆

7锚杆拉力计YML-20介1检测锚杆

8瓦斯报警仪便携式台6每班两台

9大锹、方钺张4交接班

10大锤8磅把2交接班

26

11喷浆机PZ-5型Zx2井下

12光学式瓦检仪CJG-10台3井下

13瓦斯监控系统KJ90NA型台1地面

14便携式瓦检仪JCB-C120台6专属

15放炮器MFB-200型隔爆发报器台2井下

16探水钻ZYD-750台2一台备用

17耙肝机P30台1井下

第五章生产系统

第一节通风系统

一、通风方式与通风系统方案

(1)工作面掘进通风采用FBDN063-2X22KW型对旋式局部通风机,压入式

通风方式,双风机双电源,自动切换。掘进时局部通风机安装在1400主斜井

联络巷,采用直径600mm的橡胶皮阻燃风筒,局扇最大供风距离300m。

二、掘进工作面风量计算:

每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量,应按巷道断面、瓦斯或二

氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计

算,并必须采取其中最大值。

1、瓦斯涌出量

该巷掘进根据矿井施工岩巷的统计资料,巷道瓦斯绝对瓦斯涌出量

1.5m3/min。

2、风量计算

(1)按瓦斯涌出量计算

=—

Qc100QmKffl/(CpCi)

式中:Qc:掘进工作面实际需要的风量,Qc=ni7min

3

Q,„:掘进巷道平均瓦斯涌出量,Qra=l.5m/min

Km:瓦斯涌出不均系数,取心=1.6

27

CP:掘进巷道回风流内允许瓦斯最大浓度,Cp=0.8

C,:掘进巷道进风流内允许瓦斯浓度,c,=o

排瓦斯所需风量:Qe=100X1.5X1.6/(0.8-0)=300m7min

(2)按工作面同时作业人数进行计算

Q掘=4N=4X20=80m3/min

式中:Q掘一掘进工作面实际需要风量,m3/min;

4一每人每分钟需风量,m3/mino

N一掘进工作面同时工作的最多人数,交接班人数最多,取20人;

(3)按爆破后排出炮烟计算:

AS2-「

27.3x8.952x350:一

1.22

=0.39x572

=223m3/min

式中:Q掘一按爆破后排出炮烟计算的工作需风量,mVmin;

t一通风时间,取t=20min;

A一次爆破最大炸药消耗量,A=14.8Kg;

S一巷道通风断面,S=7.3m2;

L一掘进巷道通风长度,L=300m;

P一局部通风机吸入风量和掘进工作面风筒出口风量比,取P=l.2;

(4)掘进工作面风速验算

a、按最低风速验算:

Q岩215XS岩=15X7.3=109.5m7min

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