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刖5

根据施工设计,矿井规划布置,1601轨道二片口位于矿井中部,

开口于轨道上山236米处,现准备安排施工队伍掘进,为保证施工的

安全,特编制施工作业规程进行施工。作业规程编写依据:

一、贵州省水城县三岔沟煤业有限公司勘探地质报告、开采方案

设计(变更)、安全专篇(变更);

二、1601轨道二片口实施性施工组织设计;

三、规范、规程、规定、标准:

1.《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》煤安监办字

[2004]24号;

2.《防治煤与瓦斯突出规定》(2009);

3.《支护技术规范》GB50086—2002;

4.《工程质量检测规程》(MT/T5015-96);

5.《煤矿井巷工程质量检查验收标准》(MT5009-94);

6.《煤矿井巷工程施工及验收规范》(GBJ213-90);

7.《煤矿安全规程》(2011年);

8.《煤矿建井工程手册》;

9.《爆破安全规程》(GB6722—2003);

10.《煤矿测量规程》(1998年);

11.《煤矿地质规程》;

12.《贵州省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》(试行)

2009年12月18日。

第一章工程概况

一、主要工程概况(巷道布置、巷道用途及工程量):

根据施工设计,矿井规划布置,1601轨道二片口位于矿井中部,

1601轨道二片口开口于轨道上山236米处,先按94°方位,按+3%。

的坡度施工30米1601二片口车场,再按64°方位,按+3%。的坡度

施工20米与从回风斜井掘进的1601运输石门贯通形成1601采面的

运料系统,其开口点坐标及高程分别为X:2941215.53>Y:

35514918.33,Z:+1709.788m,巷道穿层掘进,布置在K17煤层底板

岩层之中。巷道掘进总长度预计为50m。

巷道用途:主要用于1601运输掘进与采煤期间的煤炭、设备、

材料和研石的运输、行人、进风、排水、铺设管线与轨道及其安全出

口之用。

巷道设计长度及服务年限:巷道设计总长度50m,设计服务年限

5年。

附近开采情况:工作面对应上覆煤层K13、K14、K15、K16、K17

煤层和下覆煤层K29为可采煤层,上覆煤层K13、K14、K15煤层大部

已经开采,K16煤层局部开采。K17、K29煤层除浅部被小窑开采外,

未开采。在掘进过程中必须做好探放水工作。

预计其它因素:掘进过程中预计见部份小断层或小构造,但对掘

进本巷影响不会太大,如遇大断层等则根据现场另报相关措施处理。

二、施工前的准备工作:

施工前,先将通风系统、供电系统、压风系统、通讯系统、运输

系统及其他施工服务系统安装好,准备好支护材料。经矿安全和技术

部门进行检查验收合格后,发给生产许可证方可开工。

三、预计开工时间:2012年11月8日。

预计竣工时间:2012年11月底。

第二章技术要求

1、本规程是根据贵州晨辉矿业工程设计有限公司设计的水城县

比德三岔沟煤矿开采方案设计(变更)中的1601轨道二片口的蓝

图、1601轨道二片口的地质资料、现场掘进遇地质构造资料以及《煤

矿安全规程》和相关的行业规定而编制。

2、作业组织:掘支同时进行。

3、严格按照质量标准化要求进行施工o

4、开工前必须由测量人员给定中腰线。

5、施工时必须严格按照测量人员给定的中、腰线,巷道断面图

及支护参数进行。

6、掘进打眼前必须由班队长、技术员根据中腰线找出巷道周边

轮廓、标出炮眼位置,严格按照炮眼布置图和爆破图表进行打眼、装

药、爆破。

7、掘进打眼时,班队长必须现场监督打眼质量,控制超挖,严

禁欠挖。

8、施工过程中巷道两帮的帮脚必须刷够,然后根据支护要求进行

支护工艺。

9、出肝运输方式:采用耙肝机耙装(或采用人力将开石扒装)

至矿车内,然后人力推至片口处由绞车提升运输至井下车场,再由蓄

电池电机车运输至地面煤肝石场,最后由人工翻卸煤砰石。

10、通风方式:采用在地面安装2*15kw局部通风机经风筒(从

回风斜井进)直接向1601轨道二片口上段掘进工作面进行供风。

12、若遇顶板破碎、压力增大有冒顶危险或其他特殊地质变化时,

必须另行编制安全措施,并严格执行。

第三章地质说明书

一、工程名称:

1601轨道二片口。

二、工程位置:

根据施工设计,矿井规划布置,1601轨道二片口位于矿井中部,

1601轨道二片口开口于轨道上山236米处,先按94°方位,按+3%。

的坡度施工30米1601二片口车场,再按64°方位,按+3%。的坡度

施工20米与从回风斜井掘进的1601运输石门贯通形成1601采面的

运料系统,其开口点坐标及高程分别为X:2941215.53、Y:

35514918.33、Z:+1709.788m,巷道穿层掘进,布置在K17煤层底板

岩层之中。巷道掘进总长度预计为50m。

三、巷道周围开采情况:

工作面对应上覆煤层K13、K14、K15煤层和下覆煤层K17、K29

为可采煤层,上覆煤层K13、K14、K15煤层大部已经开采,K16煤层

局部开采。K17、K29煤层除浅部被小窑开采外,未开采。在掘进过

程中必须做好探放水工作。

四、地面建筑及地形情况:

对应地表无建筑物,无公路等公共设施,地形为高山陡坡,沟壑

纵横,属高山山地地貌。

五、巷道围岩情况:

巷道穿层布置在K17煤层底板内,属于二叠系上统龙潭组(P31)

第二段中,该段岩性由灰、灰绿色、深灰色薄至中厚层砂岩、粉砂岩、

粘土岩夹钙质粉砂岩、煤层组成。含煤10-20层,单层厚0.10m-l.99m,

可采煤层五层(K13、K14、K15、K16、K17)。层厚229m。

六、地质构造:

矿区位于比德向斜的西南翼北段的比德井田西端,以单斜构造为

主。地层走向北西向,倾向50-85。,倾角在10-20°之间。断裂构

造不发育,仅局部具挠曲现象。因此,矿区构造复杂程度为简单。对

本工作面掘进不会产生大的影响。

七、水文地质:

水文地质单元主要依据地形地貌、地层岩性和地质构造条件共同

确定,将拥有相对完整的地下水补给、迳流、排泄区,且与相邻区域

地下水无直接水力联系的范围确定为一个完整的水文地质单元。经调

查,三岔沟煤矿区水文地质单元边界为:北面以北丁向大扁坡山脊为

界,东边以凹河为界,南面以下马场、洛水大洞冲沟为排水边界;西

端以近南北向断层为界,构成一个较为完整的水文地质单元,面积约

为32.0Km2。该区位于贵州省中西部,属云贵高原斜坡地带,区内地

势西高东低,地势起伏较大,一般标高1500-1700m,相对高差200m

左右,最高1923.10m,以中低岩溶地貌为主,下三叠统飞仙组、长

兴组灰岩在区内常形成悬崖陡壁,东侧凹河切割较深,为区域最低侵

蚀基准面标高1300m。

该区溪流属长江水系,乌江支流。溪流从矿区东部流过,多年平

均流量为154.5m3/s,最大洪峰流量4660m3/s(1968.7.13),最

小流量4.84m3/s(1966.5.12),年水位变幅10T4.55m,多年平均

12.45m,为煤矿区最低侵蚀基准面(1300m)o

矿区水文地质类型可判定为水文地质条件中等、顶板直接进水的

裂隙充水矿床,在掘进过程中无大的突水现象,但在构造裂隙段有小

流水或滴水现象,如出现较大的流水或突水出现,应立即停止作业,

同时向调度室汇报,待采取安全技术措施后方能继续掘进,以保安全

生产。

八、瓦斯、煤层自然发火、煤尘爆炸性等情况:

1、煤层瓦斯涌出量

(1)矿界范围内原有煤矿瓦斯涌出情况

①根据贵州省煤炭管理局文件:黔能源煤炭[2011]833号《关于

六盘水市煤矿2011年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》,六盘水市

水城县比德三岔沟煤矿绝对瓦斯涌出量为7.18m3/min,相对瓦斯涌出

量未列数据,鉴定等级为突出矿井。

②根据《资源/储量核实报告》,ZK23钻孔煤层瓦斯含量13.42〜

13.61m3/to

(2)煤矿整合后瓦斯预测分析

矿井瓦斯等级鉴定时生产规模较小,随着矿井生产规模扩大和开

采深度增加,矿井的瓦斯涌出会增大,因此,其鉴定结果的瓦斯数据

不能作为整合后矿井瓦斯预测的数据。因此,本矿根据经验公式和《矿

井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018—2006)》标准,预测矿井瓦斯涌出

量。

经计算,矿井的绝对瓦斯涌出量为22.66m7min,相对瓦斯涌出

量为35.9m7to在生产中应加强矿井的通风和瓦斯抽放,满足矿井排

放瓦斯的要求。

因此必须重视采掘工作面通风及瓦斯管理,加强采掘工作面通风

管理工作,保证通风系统的可靠,有效,加强瓦斯含量的测定工作,

严格执行《煤矿安全规程》(2011)的相关规定。本巷在K16煤层中

掘进,因此必须加强通风和瓦斯检查管理,确保施工过程的安全。严

禁出现无风、微风作业现象。

2、煤尘爆炸性

根据六枝工矿(集团)恒志勘察设计有限公司实验室提供的《煤

尘爆炸性鉴定报告》,K14、K15煤层的煤尘有爆炸性。K16、K17、

K29煤层无鉴定资料,因此,K14、K15、K16、K17、K29煤层的煤尘

按有爆炸性设计管理。矿井按有爆炸性管理。

应及时对K16、K17、K29煤层的煤尘爆炸性进行鉴定。掘进中必

须加强防尘管理。

3、煤层自燃发火倾向性

根据六枝工矿(集团)恒志勘察设计有限公司实验室提供的《煤

层自燃倾向性鉴定报告》,K14煤层为一类容易自燃煤层,K15煤层

为三类不易自燃煤层。K16、K17、K29煤层无鉴定资料,因此,K14、

K16、K17、K29煤层按一类容易自燃煤层设计,K15煤层按三类不易

自燃煤层设计。矿井按容易自燃矿井设计管理。

应及时对K16、K17、K29煤层进行自燃倾向性鉴定。本巷掘进在

K16煤层中,必须及时补充本煤层的自燃倾向性鉴定,因此在掘进过

程中必须按煤层有自燃倾向管理,做好煤层自然的管理工作。

4、煤与瓦斯突出

根据2007年10月17日贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿

安全监察局、贵州省煤炭管理局文件(黔安监管办字[2007]345号)

《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》:对煤与瓦

斯突出矿区和突出危险矿区的煤矿建设项目,凡未进行煤与瓦斯突出

危险性鉴定的,一律按煤与瓦斯突出矿井设计。水城县所在水城矿区

被划定为突出矿区,三岔沟煤矿矿区范围内的可采煤层未进行煤与瓦

斯突出危险性鉴定,因此,按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。

本矿将及时请具有资质的单位进行煤与瓦斯突出危险性鉴定,对

矿井防治煤与瓦斯突出提供科学的依据;经煤与瓦斯突出危险性鉴定

后,按鉴定结论进行管理。

本巷在掘进过程中必须加强瓦斯防治工作的管理,把防突工作放

在重中之重来抓,确保施工的安全。

5、地温情况

本井田属地温正常区,无热害影响。

6、冲击地压

地质资料中未提供冲击地压的相关资料,本矿井及周围矿井尚未

有冲击地压情况的发生,本规程按没有冲击地压危险考虑。

九、其它需要说明的问题:

1、在施工过程中,如需过断层、与上下巷道立交等情况,根据

实际掘进过程中收集的资料,及时采取措施进行处理。

2、矿井各煤层瓦斯含量较高,在掘进中应加强通风瓦斯管理.

3、由于原始小窑无法调查清楚,施工中应加强探放水工作.

附一、地质钻孔综合柱状图示见下:

壕合柱层厚岩性描述

状图保)

为且

灰色

潸岩

直接

较上含量硅质,厚度商右

低0.50

,:顶板为含湄质或专丐质粉砂岩

24右稳定性中辱,抗压强度一般

,,

K16煤层:含夹奸1~4层,一般1〜3层,结构较复杂,

1.97全区可采,属较稳定煤层。

为深灰色泥岩,棉度较低,含大量炭化植物根部化石。间接底板为

••••••••22取鑫泥岩或煤层。砂岩为专丐、泥质胶结,抗压强度一般,易风

■•••••••

1.42K17煤层:煤层平均厚度1.42m,全区可采。含夹奸0~1层,结构

简单,较稳定,属全区可采煤层。

灰、灰绿色、深灰色薄至中厚层砂

140岩、粉砂岩、粘土岩夹钙质粉砂岩、中

••••

••••

••••夹薄煤层或煤线

第四章巷道支护要求

一、临时支护

施工中过程采用吊挂前探支梁做为临时支护,前探梁不少于2根,

用①76nlm的钢管(或9#工字钢)制作,长度4m,间距为顶板锚杆间距,

用金属锚杆和吊环固定,吊环形式为马蹄形,每根前探梁采用2个吊环

悬吊。吊环用配套的锚杆螺母固定,锚杆所用树脂锚固剂不少于2节,

锚固力顶部不小于80KN,帮部不小于80KN。前探梁吊环必须安装在永久

支护的最前一排或第二排锚杆上,吊环必须上满丝,并且尽量沿巷均匀

对称布置,以便放炮后及时进行临时支护,严禁出现空顶作业,放炮前

最大的空顶距离不大于500mm,放炮后最大的空顶距离不大于1900mm。

前探梁后段用多块规格为:长X宽X厚=500X150*(10〜150)mm大木

板接顶,并背牢背实。

遇到特殊情况:如顶板遇到破碎带,顶板高低不平无法使用前探梁

时,采用打园木带帽点柱进行临时支护,园木直径不小于①120mm,背板

规格为长X宽X厚=400nimx200mm义50~100mm。

临时支护断面、平面图示

临时支护剖面图示

二、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

网支护的断面形状为半圆拱形。采用锚网喷浆作为永久支护。支护材

料:

1、锚杆及锚固剂:锚杆采用KMG500左旋螺纹钢等强锚杆,直径

为。20mm,长度为2000mm。锚杆采取端头锚固。顶部、帮部使用CK2350

树脂锚固剂2节,锚固长度不少于700mm。锚杆外露长度为15〜50mm。

托盘为长方形,规格为长X宽X厚=120X120X6mm钢板冲压制成,

其承载力N80kN。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虬

2、钢筋网采用长X宽=1800X1000mm、网格100X100mm的中

6.0mm钢筋焊接而成。

3、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15nlm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;速凝剂型号为HST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。

三、支护说明

(一)锚喷支护及质量要求:

1、巷道断面规格尺寸:(见第六章)

2、巷道断面参数示意图(见第五章)。

3、支护说明

(1)支护形式:先挂网后锚杆再喷浆支护。

(2)支护材料及规格要求:

I、锚杆:采用620X2000mm螺纹钢制作的锚杆,且都设置挡

圈,丝长不大于80mm。

II、托板:采用5mm的钢板制作,冲压成120X120mm的方形,

中心圆孔为622mm。

IIL钢筋网:采用中6mm钢筋焊接,网格100mmXI00mmo

IV、锚固剂:

(A)顶板:顶板锚杆加长锚固,采用Z2335树脂锚固剂,每眼用

二节,锚固长度为700mm。

(B)两帮:锚固剂采用Z2335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。

V、水泥:标号为425#;

VI、细料:选用0.3〜3mm的中砂或中粗混合砂;

皿、粗骨料:选用瓜子片,其粒度属不超过20〜30mln;

皿、速凝剂:符合国家质量标准,干燥;

(3)临时支护:锚杆支护应紧跟当头,爆破防止顶板离层脱落,

采用前探梁进行超前支护。

(4)锚杆支护的工艺过程:

打眼f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。

(5)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,找掉活砰、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。〜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CK2350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,锚杆排距为800mm,间距为800mm。锚杆排、间距误差不

得大于50mmo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,根据巷道断面两帮加半圆拱的周长是4.5m。网长

4.5m。根据每班进尺1.5m左右,二个循环铺3块网,木托板必须布

置成一个方向。确保托板布置成线。

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,锚杆孔深顶部不应小于2m,两帮不应小于1.6m,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

(6)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。

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0.1m,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楂一临时支护一打锚

杆眼一装树脂药卷一上锚杆一挂网一上托板并用螺帽拧紧;

(7)喷射佐施工:

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清理喷射现场的研石杂物,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35米,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。处理堵管时一,先停电、停风,再敲

打堵管处,敲碎堵塞的碎块后,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。

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。

4、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50nlm,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

50mm;

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X深

=300mmX300mm;

E、喷碎厚度达到设计要求,局部不小于设计规定的10虬

(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150mln,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。

第五章施工工艺和作业方式

第一节施工方法

1、开挖采用打眼放炮的方式进行。采用全断面一次爆破掘进。

爆破采用MFB500型起爆器起爆,毫秒电雷管和煤矿乳化炸药。

钻爆工艺流程:

钻眼前准备一钻眼一检查瓦斯一装药联线一检查瓦斯一撤人放

警戒一爆破一检查瓦斯及爆破效果一洒水降尘、维护顶板一出煤(肝)

f临时支护一打顶锚杆并挂网一打帮锚杆并挂网。

2、采用7655型风钻进行打眼,2台工作、1台备用,打锚杆眼

采用MYT-150液压锚杆机,1台工作、1台备用。开挖后立即进行临

时支护,严禁空顶作业。

3、锚网作永久支护,巷道顶板破碎时必须加强支护,根据现场

加密锚杆或另报措施施工,支护紧跟工作面。

4、出砰运输方法:采用耙岩机装岩至矿车,小绞车提升运送到

平巷,然后由蓄电池电机车运输至地面翻研场,最后由人工翻卸煤砰。

5、工作面采用7655型风钻打眼、激光指向、光面爆破。锚杆机

打眼,混凝土喷浆机喷浆封闭围岩。

6、每掘进50米,设置永久中线点一组。

第二节作业方式

作业方式:作业方式根据施工方法及永久支护的相互关系,采用

单行作业与平行作业相互补充的作业方式。

采用全断面一次爆破掘进。采用风钻打眼爆破的方法爆破落煤

岩。按生产地测部门给定的中腰线施工掘进。采用“三八”作业方式,

接班后,班长必须行进行安全检查,发现隐患,必须立即处理,确认

安全无误后,方可开工。然后进行打眼、装药、爆破等工作,当工作

面炮烟吹散后,由班长、爆破员、瓦斯员进入工作面,由外向里依次

检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况,确认安全后,前移前探

梁,用刹顶木、木楔打紧背牢,然后进行出硝、锚网等工作。

一、打眼机具

采用7655型风钻进行打眼,3台工作、1台备用,打锚杆眼采用

MYT-150液压锚杆机,1台工作、1台备用。

二、降尘方法

采用湿式打眼、水炮泥、放炮喷雾、耙装前洒水、装煤岩过程中

开放水幕的方法降尘。

三、开挖质量保证措施

1、严格按爆破方案进行钻孔、装药、连线。

2、钻孔质量应符合下列要求:

(A)钻孔孔位依据测量放出的中心线,腰线及开挖轮廓线确定。

(B)周边眼距离控制在400mm内,并在断面轮廓线内100mm开

孔,沿轮廓线调整的范围和掏槽孔的孔位偏差不大于50mm,其它炮

孔孔位偏差不大于100mm。

(C)炮孔的孔底应落在爆眼布置图规定的平面上。

(D)炮孔经检查合格后,方可装药爆破。

3、炮孔的装药、堵塞和引爆线路的联结,必须由经过考核合格

的放炮员负责,并严格按爆破图的规定和要求进行作业。

4、每次爆破后,对煤岩爆破的效果进行现场实地调查并做出评

价,并对爆破参数进行适当调整。

5、巷道开挖质量自检

开挖完根据测量放的中腰线,班组和队必须进行自检。巷道不够

宽和不够高的地方,必须立即进行欠挖处理。班组和队检查完报项目

部质检员。质检员汇报工程师,工程师组织检测,巷道每10m一个断

面,设点检查,并填写好开挖质检表,自评质量等级。

6、钻爆工艺流程:

钻眼前准备一钻眼一检查瓦斯一装药联线一检查瓦斯-*撤人放

警戒一爆破一检查瓦斯及爆破效果一洒水降尘、维护顶板一出煤一临

时支护f打顶锚杆一打帮锚杆

第三节出煤开

1、出研前必须先进行敲帮问顶,并在研石上洒水灭尘以后,方

可进行出砰工作。

2、出喳采用耙斗机装岩机将煤砰扒装至矿车,小绞车提升运送

到井下车场,然后由蓄电池电机车运输至地面翻研场,最后由人工翻

卸煤研。所有人员必须加强自主保安和联防保安工作,避免肝石伤人。

3、耙装、提升运输:

⑴采用耙斗机扒装出货。扒装机必须采用地锚和钢丝绳固定牢

靠,防止其滑动。特别是履带式扒装机在斜巷内停放时必须加地锚和

钢丝绳加以固定。

⑵耙斗机司机持证上岗。

⑶装磴前必须先进行敲帮问顶工作,并作好临时支护。开车前,

必须认真检查耙斗机各部件的完好情况,发现问题及时处理,处理好

后,方可使用。耙斗机运行时一,耙斗运行范围内及司机对侧严禁站人,

耙斗机护绳栏、撑杆必须齐全有效。

⑷耙斗机距迎头距离最大不超过20M,最小不得少于6M,耙斗

机的固定,使用卡轨器,耙斗机钢丝绳打结,断丝超限,必须及时更

换,否则不准使用。

⑸绞车采用永久基础,基础规格为:1.2*l*lm,地脚螺丝必须上

紧上齐。

⑹绞车司机必须持证上岗。

⑺绞车司机开车前必须先检查绞车各部件的完好情况,确认完好

无误后方可开车。

⑻必须按规定使用好红灯、专用插销、保险绳及防跳销装置。

⑼点铃信号必须清晰,信号为“一停二拉三放",信号不清不准

开车。

⑩严格使用好防跑车装置,挡车门处于常闭状态,阻车器灵活可

A4-.

4^o

(11)严格执行“行车不行人,行人不行车”制度,上口由绞车司机

负责把关,下口由打点挂钩人员负责把关。

⑫吊车出货时一,必须在矿车下方打上牢固的挡车柱,绞车司机双

手必须紧握刹把,严禁兼做其他工作。

(⑶钢丝绳磨损或断丝超限,必须及时更换,否则不准使用。

(M)必须带电提放车,严禁放飞车。

⑮斜巷处理跳道车时,必须先将车中重物卸下,并在矿车下方打

上牢固的挡车柱,然后人力抬车上道,抬车时,抬车人员的对侧及矿

车下方严禁有人。

(16)人力推车安全技术措施:

①斜坡巷道提升运输时,严禁蹬钩和矿车乘人。

②人力推车巷道,对轨道的要求:接头平稳,线路无杂物,坡度

为3-5%。等,坡度大于7%。时,严禁人力推车。

③人力推车时,要注意安全,推车应事先了解线路情况,只允许

一人推一个矿车。在推车过程中,严禁放飞车,在坡度较大的地区推

车,尤其要掌握放慢速度,防止顶撞掉道事故。

④推车时要精力集中,时刻注意前方,在接近叉道、拐弯巷道或

风门时,要减速慢行。发现前方有人,应发现警告信号,同时也要减

速慢行,以防撞人事故发生。

⑤两车同向推车时,要拉开适当距离。一般轨道在5%。的坡度以

下时,前后两车相距不小于10米,当大于5%。的坡度时,两车相距

不应小于30米。

⑥推车进入车场,应降低车速,若发现有障碍物时一,要立即停车。

停车在坡道上应用木楔刹车,防止跑车。

⑦推车时两手要紧握把手,不要将手放在车沿及车角上,防止帮

和支架挤伤。矿车掉道时,应立即在前方设置警示标志,并迅速复轨,

注意防止复轨伤人。

第四节绞车基础施工安装及重物起吊

一、绞车基础施工、安装及安全设施

绞车基础施工:必须先将巷道底板清挖到实底,清理干净浮研活

石,找出一平面,放好绞车基础框架,调整好出绳方向,找出基础地

锚锚杆孔的位置按要求将锚杆孔打出,扫净孔内煤(岩)粉。地锚锚

杆采用4根中20X1800mm的螺纹钢树脂锚杆,每个锚杆孔内注2块

K2370型的树脂药卷,用风动扳手搅拌均匀,每根锚杆的锚固力不小

于5吨,用锚杆拉力计进行测试。硬底至巷道底板部分必须用混凝土

打灰固定,保证基础上面为一平面,每根锚杆外露基础上平面应根据

绞车底盘厚度确定。基础施工完毕后,必须根据实际情况在基础上方

打2-3个起吊孔(深800mm,直径40mm)或起吊锚杆。

绞车安装及安全设施:小绞车安设必须牢固可靠、对向,压板必

须齐全紧固有效,底盘、螺栓、螺母必须合格,螺母必须拧紧上牢,

严禁活动与悬浮;钢丝绳在滚筒上缠排必须整齐有序,不得松散、杂

乱无序、相互交叠挤压,收绳后,滚筒上边沿应高出最外一层钢丝绳

不低于2.5倍的绳径的高度;钢丝绳在滚筒上必须用不少于2付专用

压板固定,以钢丝绳压扁2/3为限,绳头露出压板20-30mm,出口不

得有棱角。

二、重物起吊

重物起吊时;吊点必须牢固可靠。用锚杆做起吊点时,锚杆的锚

固力不小于8t,螺母必须上满丝;用倒刹做起吊点时一,倒刹必须打

实打牢,钢丝绳套严禁锈蚀断丝超限。重物下方严禁有人。

起吊前,必须认真检查手拉葫芦的各部件是否齐全、灵活、可靠,

小链、棘爪、护罩是否完好;吊点是否符合要求;被起吊设备捆绑是

否牢靠;葫芦的起吊能力是否小于被起吊物体的重量等,否则,不准

起吊。

吊装时,必须由两人进行,•人操作,一人指挥并随时观察安全

情况。拉链操作人员用力要均匀并站在重物的翼侧,其余闲杂人员一

律远离起吊点2nl以外,严防重物突然掉下砸伤人员。起吊过程中如

发现重链打滑、松脱、起吊异常沉重、葫芦声音异常、被起吊的重物

旋转、摇摆等,必须立即停止起吊,处理完好后方可继续起吊。

吊装耙装机卸料槽达到适宜高度进行对接时.,要将卸料槽下部用

道板垫稳接实,严禁单一对接;吊装过程中,必须将车掩实刹牢,严

防活动、歪倒伤人。

第五节管线布置

一、管路安装

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。风水管路要接口严密,不得出现漏水、

漏风现象,供水管距迎头30m范围内使用中19nlm钢丝胶管,供压风

管使用50mm空气胶管,30nl外使用①108mm钢管,并且随工作面前进

及时延长,以备迎头正常供风,供水用中50mm铁管,排水管路采用

①108mmPE管,距迎头最大距离不超过50米。风筒采用中800mm胶质

风筒,要逢环必挂,接头处必须进行反边连接,风筒出风口距迎头不

超过5m。在安装过程中,供风管在上,供水管在中间,两管路间隔

100mm〜200mm。掘进期间风管按50m设一闸阀,方向与巷道走向方向

一致;水管按50m设一“三通”,风管在低洼处必须设置放水器。质

量要求:管路吊挂平、直、齐,同时管路要作防腐处理。

二、电缆敷设

该巷道施工期间电缆钩子吊挂在巷道轨道侧左帮,电缆钩间距

2.5m,电缆按监测、通讯、信号、低压、高压顺序自上而下分档吊挂,

垂度适当。

电缆钩子采用三头钩。遇有帮部煤壁凹凸较大或帮部最上面锚杆

高差起伏较大时,必须打设专用锚杆固定电缆钩,以保持电缆吊挂平

直。电缆钩下端离底板根据施工实际情况而定。

三、轨道铺设

轨道铺设采用轨型为30kg/m的钢轨,轨枕为水泥轨枕,轨枕间

距不大于700mm,轨道夹板螺丝构件齐全,不松动;临时路要及时铺

设至耙装机后,保持距迎头不超过40m。钉道作业必须按如下顺序进

行,来把质量关:

1、铺设轨道前,提前准备好本次钉道所需一切材料、工具和量

具。

2、清理巷道中的障碍物,延放巷道中、腰线,按设计要求测量

新钉轨道面高度(与巷道设计坡度一致)及轨道中心线与巷道中心线

的距离。

3、轨道的铺设按下列程序操作:a、清挖道木坑;b、摆轨枕;c、

摆垫道甚;d、安轨道,上道夹板;e、上扣件(道夹板、螺丝、钉道

钉等);f、垫道硝;g、调平拨直,捣固道殖;h、按质量要求进行

最后调整。

4、在连接钢轨时,螺栓应左右间叉连接(螺帽不在钢轨同一边,

交错连接)。

5、道钉必须钉在钢轨脚板内外方向的对角线上,一人将轨枕撬

起,另一人钉道钉。钉道钉时、应沿钢轨底脚板垂直朝下,先轻后重,

防止道钉飞溅伤人。

6、用道锤钉道,首先要检查道锤手柄是否牢固,打锤和抱钎人

不准面对面,防止掉锤伤人。

7、斜巷铺设轨道时,其工作起点下方不得有人

8、巷道掘进够一次移耙装机距离(才30m)时一,将巷道研石出净,

按腰线将底板平整完好,按要求将轨道钉好。铺设木轨枕,其间距为

700mm,误差不超过±50mm;轨距为600mm,误差不大于10mm,不小于

5mm;轨道接头间隙不超过5mm,内错差不大于5mm,高低差不大于

2mm;构件齐全紧固有效,道夹板紧固螺栓一反一正,道板必须垫稳

垫实,严禁悬浮。

四、风水管路、电缆、风筒吊挂及临时轨道的铺设除执行本规程

要求外,还必须严格执行《煤矿安全质量标准化标准》以及矿有关安

全质量标准化规定。

第六节机电设备配备

序设备仪器名称型号单数量使用位置

1压风机4L-20/8台1地面

3凿岩机7655台6井下

4锚杆机MQS-35/1.6台1井下

5锚杆拉力机YML-20台1井下

6风泵FB-5.0台1井下

7光学瓦检仪CJG-10台3井下

8便携式瓦检仪JCB-C120公3井卜

9瓦斯监控系统KJ90NA型台1地面、井下

10

第六章掘进技术参数要求

第一节、支护要求、巷道形状及断面尺寸

一)、支护要求:根据设计,采用锚网喷或U型钢进行支护。1601

轨道二片口巷道净宽3.0m,净高2.8m(中线位置)。车场巷道净宽

4.0m,净高3.Om(中线位置),长度30m。采用2.0m长的螺纹钢筋锚

杆、钢筋网喷碎联合进行支护。顶板破碎时则采用加格栅支架或U型

钢或施工锚索加强支护。

二)、巷道形状为半园拱形。断面尺寸见支护断面图示。

三)、顶板分类情况:为n类。

四)、支护形式及规格、材料说明、临时支护与永久支护与工作

面间的最小和最大距离的平剖图示(图中尺寸单位为毫米):

1、临时支护图示:

临时支护断面、平面图示

临时支护剖面图示

锚杆

护板

工前探梁管子

固定卡子

2、1601轨道二片口永久支护断面图示(锚网喷):

3、车场永久支护断面图示(锚网喷):

六)、支护断面说明:

1、支护断面说明:

22

1)、①1601轨道二片口和绞车房绳道:S掘=8.5m;S净=7.52mo

②车场:S掘=10.92411?;S净=10.28n)2。

2)、锚杆间、排距为800mm*800mmo锚杆长度:2000mm。

3)、底锚杆穿帮底深不少600nlm。

4)、巷道两帮要刷齐刷直,禁此出现超挖欠挖现象。

5)、巷道周边全部铺网进行支护,网与网的搭接不少于100mm。

6)、喷浆厚度不小于100廊,有网处不得露筋。

2、电缆吊挂高度不低于1.8m。

3、风水管吊挂高度不低于0.5m。

4、临时轨道间距为600mm。枕木间距为700mm。

5、水沟断面为矩形,净宽0.3m,净深0.3m。掘进毛断面为0.2m2,

净断面为0.09m2o

第二节炮眼布置、爆破图表、爆破说明书

1、炮眼布置图示:

①1601轨道二片口:

②车场:

2、装药结构图示:

2、爆破图表:

①1601轨道二片口:

序号名称单位数量备注

1炮眼利用率%85

2每一循环进尺M1.78

3每循环爆破岩体M:i15.554

4炸药消耗量Kg16.2

5每米巷道炸药消耗量Kg/m9.1

6每立方米岩体雷管消耗量个/n?2.06

7每米巷道雷管消耗量个/m18

8循环炮眼总长度m62.8

②车场:

序号名称单位数量备注

1炮眼利用率%85

2每一循环进尺M1.78

3每循环爆破岩体M319.445

4炸药消耗量Kg24.6

5每米巷道炸药消耗量Kg/m13.82

6每立方米岩体雷管消耗量个/m"2.67

7每米巷道雷管消耗量个/m29

8循环炮眼总长度m104.8

3、爆破说明书:

①1601轨道二片口和绞车房绳道:

序名称眼号眼深角度(°)装药量(kg)雷管雷管联线

号水平垂直单孔合计个数段号方式

1掏槽眼「42.275900.93.64I

2辅助眼5~H2.090900.64.27III串

3周边眼12~252.090850.34.214III

4底眼26~312.090850.63.66V

5水沟眼312.090750.60.61V联

合16.232

②车场:

序名称眼号眼深角度(°)装药量(kg)雷管雷管联线

■)水平垂直单孔合计个数段号方式

1掏槽眼1'42.275900.93.64I

2辅助眼5~n2.090900.64.27III串

3周边眼12~252.090850.34.214III

4底眼26~312.090850.63.66V

5水沟眼312.090750.60.61V联

合62.816.232

说明:采用MFB—500型起爆器起爆,毫秒电雷管和煤矿乳化炸

药全断面一次爆破掘进。采用1毫米的铜芯电缆作爆破母线,母线长

100米,回路长200米。

①R母=PI/S=0.176X10-6X200/2.14X0.52X10一

6=44,841(欧姆)

②串联电阻:R串=22X5.8=127.8(欧姆)

③总电阻:R母+R串=44.841+127.8=172.641(欧姆)

④MFB—500型放炮器电压降值为1800V,起爆电流:

I=U/R总=1800/172.641=10.4(安)>2(安),故放炮器选

择合适。

第三节爆破作业

1、联线方式:串联。

2、掏槽方式为楔式掏槽法,周边眼与设计轮廓线距离为lOOmino

(详见爆破作业图表)

3、爆破器材:采用煤矿用乳化炸药,药卷规格为直径32X200mm,

重200g,1—5段毫秒延期电雷管引爆,MFB-500型隔爆发报器起爆。

4、装药结构:炮眼采用正向连续柱状装药,装药时要小心将药

卷用炮棍送到眼底,不得装错雷管段号,不得弄断雷管脚线。

5、起爆方式:爆破网络采用大串联全断面一次起爆。

6、爆破器材的运输、管理及装药爆破严格按《煤矿安全规程》

第一百一十五条至第一百四十二条执行。

第四节探老巷、老空、石门见煤、过断层、

破碎带防止冒顶、片帮以及巷道贯通的安全技术措施

一、探老巷、老空:无。

二、石门见煤:无。

三、过断层、破碎带防止冒顶、片帮以及巷道贯通的安全技术措

施:到时编制有针对性的专门措施进行会审。

第五节、工艺流程及特殊支护

1、流程:

打眼一装药联线一撤人警戒一放炮一(撤警戒后)刷帮挑顶一临

时支护一出货一打锚杆挂网等。

2、特殊支护:

1)、锚网支护时采用“二梁六环”的前探梁为临时支护。

2)、遇顶板破碎、松软及遇断层时、另报专门措施。

3、锚杆挂网施工工艺流程图

4、喷射混凝土(砂浆)施工工艺流程图

第七章循环作业图表劳动组织及主要经济指标表

一、循环作业图表:

分钟12345?TS

15-1

_______________

打眼120

装药联或40____

1

放炮301"

临时支护

30H1---------------;

打顶锚杆

样例130

(

出研115

打帮锚挂网等

注:1:早、中、夜:三班同。2:出肝打眼及打都锚杆平行作业。

3、喷桨工艺采用T到院成。

三、劳动组织图表:

编制在册出勤备注

班次

早中夜合计早中夜介计

工种

班长22261113

打眼工33392226

机电工11131113

放炮员11131113

出磴推车工33392226

装岩机司机11131113

合计1111113388824

五、主要技术经济指标表(以1601轨道二片口为主):

名称单位数量备注

1巷道毛断面m28.5

2巷道净断面m27.52

3巷道坡度%0

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