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文档简介
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、位置及相邻关系
本规程施工巷道为9803内错尾巷,巷道北面为9#煤八采区轨道巷,南面
为9803工作面切巷,西面为9803尾巷、9802进风,东面为9803走向高抽巷、
9803工作面进风顺槽、9804尾巷,下部为9803工作面。
二、巷道用途
9803内错尾巷主要用于解决9803工作面采煤期间邻近层瓦斯的问题。
三、巷道类别和性质
9803内错尾巷为工作面回采巷道。
该巷从开口到底板距9#煤层顶板间距达到5米(设计层位)所掘进的巷道
基本为全岩巷道。
四、砸I室布置
(-)躲避胴
9803内错尾巷,躲避砸根据现场实际情况确定位置,躲避胴规格:
2mX2mX2m。
(二)信号胴
车场处的信号设施必须安设在信号碉(躲避胴)门口或牵引区以外的安
全位置,方便信号工操作的安全位置,不得设置在绞车牵引区内。信号碉规
格:2mX2mX2mo
(三)绞车胴
根据需要,巷道开口处安设绞车时一,如与轨道达不到安全距离,必须施
工绞车砸I。绞车硒规格:3mX3mX2mo
(四)配件库
配件库开口位置:开口处往南约15米,配件库规格:4.0mX3mX2.8m
(五)做药碉室
根据需要,岩巷巷道每200米需施工一个做药碉室。做药碉室规格:
2mX2mX2mo
五、设计施工长度和服务年限
9803内错尾巷设计施工长度约为1330米(平距)。(注:巷道施工长度为
约数,准确数以地测部通知为准)
服务年限:1年
预计开工时间:2014年3月10日
预计竣工时间:2015年3月10日
六、中腰线的标定方法及要求
1)地测部门巷道设计标定中腰线。
2)标定巷道中线为正中线,以便于施工队组掌握。
3)掘进时使用激光指向仪,地测部每50米负责校正一次。
4)有关开口、停掘、拐弯、贯通等数据地测部要提前通知施工队组。
5)中线点位置要尽量选择在巷道中心线和顶板完整的地段,施工队组要
严格按线施工,若发现中线点变动,应及时通知地测部修正,严禁私自处理
七、巷道平面布置
巷道平面布置图详见附图一。
第二节编写依据
一、经过审批的设计及批准时间
本次所掘巷道施工依据是《9803工作面设计图》。批准时间为2013年10
月19日。
二、地质说明书
本次所掘巷道地质资料的依据是《9803工作面掘进地质说明书》,批准时
间20n年3月10日。
三、《煤矿安全规程》、《井巷掘进作业规程》及公司有关规定。
第二章地面相对位置及水文地质概况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
北部位于寺儿沟沟谷上游地带的东侧,南部位于闫庄村庄的北部,东沟
沟谷地带以北,石人沟以西,以黄土丘陵地貌为主,“U”型冲沟发育,有少
量基岩裸露。有部分果林、树林。
东部为9804工作面(已采),南部为闫庄村庄保护煤柱,西部为9802工
作面(正采),北为八采区系统大巷。
第二节煤(岩)层赋存特征
一、岩层赋存特征
9803内错尾巷布置区为9#煤层直接顶,岩性为灰色砂质泥岩,性脆、断
口棱角状,含砂量上多下少,顶部含细砂岩条带。
二、9#煤层顶底板情况
老顶:灰色细砂岩(K7),平均厚度6.34m,以石英为主,分选不好,磨圆
较差,颗粒向下渐细。
直接顶:深灰色砂质泥岩、泥岩互层,平均厚度8.03m,上部为砂质泥岩,
下部为泥岩。
伪顶:黑色泥岩,平均厚度1.47m,质均一,破碎易垮落。
直接底:深灰色砂质泥岩,平均厚度13.29m,层面含煤屑,含植物化石,
泥岩质均一。
老底:深灰色石灰岩(K4),平均厚度2.1m,质纯,含贝壳及海百合茎动物
化石,裂隙发育,被方解石脉充填。
综合柱状图详见附图二
三、影响掘进的其它地质因素
瓦斯:根据通风工区资料瓦斯绝对涌出量预计为2.12m7mino
煤尘:根据煤炭科学研究总院重庆研究院2010年4月26日对煤尘爆炸
性鉴定检验报告,9#煤层有煤尘爆炸性。
自燃:根据煤炭科学研究总院重庆研究院2010年5月12日对煤自燃倾
向性鉴定报告,9#煤层的自燃倾向性等级为HI类,属不易自燃煤层。
地温:根据地质报告资料,坪头详查时,井田内P36号孔为测温孔,测得地
温梯度L46C/100m,另据井下实际开采情况,未发现地温异常,属地温正常
区。
第三节地质构造
本面总体地势为北高南低,煤层倾角一般为3〜11°,平均5。。中部次
生次一级的一小型向斜构造和一小型背斜构造,向背斜轴部及其两翼应力集
中有可能发育断裂构造。据邻近巷道及三维地震资料,工作面发育四条正断
层和四个陷落柱。
第一条断层位于距轨道巷104米处,落差4米,已揭露。
第二条断层位于距轨道巷1011米处,预计落差4.5米,为9803尾巷延
伸断层。
第三条断层位于距轨道巷1080米处,预计落差2米,为9803尾巷延伸
断层。
第四条断层位于距轨道巷1130米处,预计落差2米,为三维地震解释断
层。
第一个陷落柱位于距轨道巷315米处,预计长度8米。
第二个陷落柱位于距轨道巷825米处,预计长度60米。
第三个陷落柱位于距轨道巷1155米处,预计长度30米。
第四个陷落柱位于距轨道巷1260米处,预计长度50米。
第四节水文地质
本面地貌为黄土丘陵“U”型冲沟发育,主要沟谷有寺儿沟、东沟,属季
节性河流。受沟谷水的补给,地下水局部较丰富,主要充水因素为K7砂岩段
裂隙含水岩组,含水呈不均一性。据中国矿业大学2011年4月对9803工作
面地面水文物探报告资料,内错尾巷有2处中富水区,分别位于距轨道巷
50-190m、L230T370m的范围内。
掘进期间,当巷道在构造破碎带揭露局部富水区时将会出现导水现象;
揭露陷落柱期内也将可能出现少量导水。预计正常涌水量1〜L5m3/h,短时
最大3m7h左右。队组应做好防排水准备工作。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道布置
按地测给定的中腰线,9803内错尾巷从9803内错尾巷系统巷南帮开口,
按181°52'方位角先平掘约20米,按3。上坡掘进,当巷道底板距8#煤层顶
板间距达到5米(设计层位)后,沿设计层位掘进约665米(平距)施工一个1
m?通风眼与9803工作面二切巷贯通;再沿设计层位按4°下坡掘进约645米
(平距)施工一个1in?通风眼与9803工作面切巷贯通。
二、施工要求:
1、在施工过程中,巷道底板距9#煤层顶板间距必须达到5米一7米之间,
否则按设计层位掘进,每每星期校验一次。
2、特殊地点的施工
①巷道人行侧达不到《煤矿安全规程》要求时,必须在行人侧设置躲避
嗣,两个躲避胴之间的距离不得超过40m;在每个车场内施工一个绞车碉和一
个躲避碉。
②风机开关等设备要放置在巷道一帮,如巷道宽度不够,开帮时一,开帮
处顶板采用槽钢锚索进行支护,排距L0米,与原支护间距1.0米,保证设
备距轨道不小于0.7米。
三、断面规格
断面荒断面净断面
9803
形状笳范m荒高m荒断面n?净宽m净高m净断面in?
内错
5.83.818.425.63.717.53
尾巷拱形
4.03.110.683.83.09.88
第二节矿压观测
一、观测对象:9803内错尾巷。
二、观测内容:支护质量动态监测、锚杆锚固力检测等。
三、观测方法
根据掘进进度,结合锚杆、锚索施工数量,对锚杆、锚索支护质量进行
检测。
1、锚杆锚固力及扭力矩监测
锚杆每施工100根,队技术员必须抽样一组,每组锚杆数不少于10根(顶、
帮锚杆各5根)。锚杆的螺母扭力矩随同锚固力抽检时一并检查,不合格时必
须全部重新拧一次,不符合要求时,必须加密锚杆,使用拉力计型号为:
LDZ—200,换算lMpa=4KNo
2、锚索预紧力检测
锚索预紧力每100根,队技术员必须抽样一组,每组锚索数不少于10根;
有不合格的,必须重新抽查5根,合格率达不到90%时,或者有一根预紧力低
于设计值的80%时,全部重新预紧;不符合要求时,必须补打锚索或采取其他
补强支护措施。
3、锚杆、锚索支护质量检测后队技术员做好记录每旬报矿压组。
四、数据处理:采用边施工、边观测,及时把数据资料报回矿压组进行
汇总分析,并把分析情况汇报生产技术部主任工程师进行初步审查分析,给
出分析意见后,矿压组进行重新整理,并汇报分管副总工程师进行终审意见,
结合现场实际情况,综合分析设计支护情况,确保安全生产。
第三节顶板岩性探测
一、探测对象:9803内错尾巷
二、探测方法:
1、探孔布设
(1)取芯探测孔每500米布设一个,孔深不小于10米;取芯探孔滞后
掘进工作面距离不超过550米。
(2)非取芯探测孔每100米布设一个,孔深要大于设计锚索最长长度0.5
米以上;非取芯探孔滞后掘进工作面距离不超过120米。
(3)顶板岩性变化大或构造比较复杂的区域,探孔间距按正常情况的一
半掌握。
2、探孔施工
(1)取芯探孔由通风工区施工,施工时,钻机队负责现场记录,岩芯编
号按顺序装箱妥善保管,施工结束后,地测部技术人员与钻机队跟班队长一
起进行现场验收和岩性描述,做好记录并绘制顶板岩性柱状图,由技术主管
签字后报分管副总批准,发放给生产技术部使用。
(2)对出现岩芯排列顺序混乱、无编号、无原始记录表、未装箱的等情
况,无法准确判定岩层的深度和厚度、无法进行岩性鉴定时,作为废孔处理,
地质部门不予验收,并重新补打钻孔。
(3)非取芯探孔使用锚杆钻机施工,施工时一,队组技术员现场跟班,记
录顶板岩性情况,发现岩性异常时报分管副总,并及时进行取芯探测。
三、探孔管理
1、每条巷道探测孔要进行统一编号,非取芯孔编号为:Tl、T2、T3、T4……,
取芯孔编号由地测部门统一出具,并在探孔处做有明显的标志。
2、探测孔要挂牌管理,牌板悬挂于探孔处巷道一侧,高度不低于1.8米。
3、探测牌板由队组技术员根据岩性柱状填写并负责日常管理。
4、根据探测情况进行岩性分析,及时调整支护参数,保证锚索锚固端在
稳定岩层中1m以上,及时变更锚索长度,保证支护质量。
5、巷道施工过程中,施工队组技术员负责填绘该条巷道岩性探孔布置图,
该条巷道施工完毕后,将巷道岩性探孔布置图报生产技术部矿压组存档。
6、队技术员根据顶板取芯情况结合本队施工锚索长度及锚索锚固段锚固
层位进行分析,若锚索预应力达不到设计要求时及时调整锚索长度。
第四节支护设计
一、确定巷道永久支护形式
以现场监控法和工程类比法为主,确定9803内错尾巷支护为锚杆支护,
顶锚杆为①20X2100mm等强右旋螺纹钢锚杆配①23X600mm树脂药卷打注。
同时,为确保巷道支护强度,采用①17.8X6200mm锚索进行补强支护。
具体支护布置形式如下:
(一)4.0米拱形断面永久支护方式
巷道采用槽钢锚索、锚杆、菱形网、钢筋网联合支护。
顶、帮锚杆为中20X2100mm等强右旋螺纹钢锚杆,顶锚杆每排布置5根
锚杆,间距1.0m,排距1.0m。两帮均有帮锚杆每帮布置1根锚杆,间距为距
顶锚杆1.5m,排距1.0m。顶、帮锚杆托盘采用与之相配套的专用钟形托盘,
规格为250mmX140mmX10mm。顶部挂两片规格为2.6X1.08itf的钢筋网,沿
巷中对称布置,顶网长边搭接10cm垂直巷中铺设,网与网搭接部分用14#专
用联网丝对折每隔10cm联一道,且联网丝要在搭接处两边交叉相联,联网丝
扭结不少于3圈。锚杆托盘、槽钢均长边顺巷安设。
锚索支护:采用①17.8X6200mm锚索,配长度为600mm的18#A型槽钢,
垫片规格为120mmXIOOmmXIOmm(长X宽X厚),锚具型号为刚一18型。每
排1根锚索,排距2.0米,沿巷中对称布置在两排顶锚杆中间。断面图详见
附图三
(二)5.8米拱形断面永久支护方式
顶、帮锚杆为中20X2100mm等强右旋螺纹钢锚杆,顶锚杆每排布置9根
锚杆,间距1.0m,排距1.0m。两帮均有帮锚杆每帮布置1根锚杆,间距为距
顶锚杆1.5m,排距1.0m。顶、帮锚杆托盘采用与之相配套的专用钟形托盘,
规格为250mmX140mmX10mm。顶部挂三片规格为2.6X1.08itf的钢筋网,沿
巷中对称布置,顶网长边搭接10cm垂直巷中铺设,网与网搭接部分用14#专
用联网丝对折每隔10cm联一道,且联网丝要在搭接处两边交叉相联,联网丝
扭结不少于3圈。锚杆托盘、槽钢均长边顺巷安设。
锚索支护:采用①17.8X6200mm锚索,配长度为600mm的18#A型槽钢,
垫片规格为120mmXIOOmmXIOmm(长X宽X厚),锚具型号为例一18型。每
排3根锚索,间距1.2米,排距1.0米,沿巷中对称布置在两排顶锚杆中间。
断面图详见附图四
(三)穿煤层段,采用①17.8X6200mm锚索配槽钢进行补强支护。
(四)顶板破碎时,缩小排距为0.8米;两帮有滚帮现象时、必须补打
一排帮锚杆,帮锚杆为①20X2100mm等强右旋螺纹钢锚杆,顶、帮锚杆托盘
采用与之相配套的专用钟形托盘,规格为250mmX140nlmX10mm。帮网采用5.5
XLlltf菱形网。间距缩小为0.7米。
(五)洞室
顶、帮锚杆为①20X2100mm等强右旋螺纹钢锚杆,顶锚杆每排布置3根
锚杆,间距1.0m,排距1.0m。顶、帮锚杆托盘采用与之相配套的专用钟形托
盘,规格为250mmX140mniX10mm。顶部挂一片钢筋网,沿巷中对称布置,顶
网长边搭接10cm垂直巷中铺设,网与网搭接部分用14#专用联网丝对折每隔
10cm联一道,且联网丝要在搭接处两边交叉相联,联网丝扭结不少于3圈。
二、支护材料规格见下表:
序号材料名称规格备注
右旋等强螺纹钢锚杆4)20mmX2100mm顶、帮锚杆
1药卷MSCK23mmX600mm树脂药卷顶、帮锚杆药卷
钟形托盘250mmx140mmx10mm顶、帮锚杆托盘
锚索①17.8mm,长6200mm钢钱线
锁具KM18型
2药卷MSCK23mmX1200mm树脂药卷锚索药卷
槽钢18#A型,L=600mm
钢垫片120mmX100mmx10mm槽钢垫片
菱形网5.0X1.1m2顶、帮网
3
钢筋网2.6X1.08m2顶网
木柱直径18cm,长4m的优质圆木
4柱帽600mmX200mmX150mm长X宽X厚
柱鞋300mmX200mmX150mm长X宽X厚
三、支护参数校核
采用以下公式对9803内错尾巷支护参数进行校核o
1、锚杆支护强度校核
1)锚杆长度校核
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^L,+L2+L3
式中:L—锚杆总长度;
L一锚杆外露长度(包括钢带、托板、螺母厚度);
L2一有效长度(顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b,帮锚杆取帮破碎深度
c)L—锚入岩(煤)层内深度。
其中围岩松动圈冒落高度
b=B/2册c=Htan^45°-^
式中:B、H一巷道掘进荒宽、荒高;BMZ5.8,14取3.8
一项一顶板岩石普氏系数;取3;啰一两帮围岩的似内摩擦角,«=arctan(/J0
经计算:
b=0.97;c=0.6;Li=O.Im;L3=0.6m
L=2.Im(顶、帮锚杆)。
LK1+L2+L3,即2.1m20.1+0.97(0.6)+0.6=1.67(1.3),故2.1m锚
杆能满足支护需要。
因此本规程中巷道掘进荒宽小于5.8米,荒高小于3.8米的断面,2.1m
锚杆能满足支护需要。
2)校核顶锚杆间、排距:应满足4<1工
式中:a—锚杆间排距,m;G—锚杆设计锚固力,KN/根;70KN/根
k—安全系数,一般取2;L2一有效长度(顶锚杆取b);
7—岩体容重,取25KN/n?
代入公式得:a<1.4m,故1.0m的间(排)距能满足支护需要。
因此本规程中巷道掘进荒宽小于5.8米,荒高小于3.8米的断面,1.0m
的间(排)距能满足支护需要。
2、锚索支护强度校核
为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落,用锚索将整体悬挂于坚硬岩
层中。此时靠锚索发挥悬吊作用。根据悬吊理论、自然平衡拱、巷帮霹裂理
论来进行强度校核。
1)加强锚索长度校核,应满足L=L“+4+L,+(
式中:L—锚索总长度,m;
心一锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m;
L&NKx]。17.8mm取L27m;
—JC
K—安全系数;取24—锚索直径取17.8mm
Z,一锚索抗拉强度,N/mm2;取17.8—1427.3N/mm;
2
人一锚索与锚固剂的粘合强度,N/mm;取10
Lb一需要悬吊的不稳定岩层厚度取2m;
4一托板及锚具的厚度,m;0.05m
Ld—外露张拉长度,m:0.2m
代入公式得:L=3.52m,故6.2m长的锚索能满足支护需要。
2)加强锚索数目的校核,应满足NNKx也
片析
式中:N—锚索数目;K—安全系数;取2
尸断一锚索最低破断力,KNoC17.8mm取320KN;
W—被悬吊岩石的自重,KN;W=Bx^hx^yxD
其中:8一巷道掘进荒宽,取5.8m;
0—锚索排距,取1m;
3
X%—悬吊岩石厚度,取2m;X7一悬吊岩石平均容重,25KN/mo
代入公式得:N21.8,故每排三根锚索能满足支护需要。
第五节支护要求
一、支护工艺、工序及要求
(一)临时支护方式、工艺及要求
1、临时支护采用帽柱支护,柱使用DN-31.5注式单体液压支柱,人工用
操作手柄将柱升起、升紧。当单体柱高度不够时,采用木柱支护,木柱使用
直径不小于18cm的优质圆木,长度为4.0米,不少于10根。木柱使用时根
据现场实际高度截取适当长度进行支护。
2、帽柱柱距(间距和排距)不大于1000mm,每排不少于3柱。
3、单体柱配规格600mmX200mmXl50mm的木柱帽,如遇巷道底软时,必
须穿木鞋,木鞋规格300mmX200mmX150mm,帽柱柱距不大于1.0米。
4、最大允许空顶距为0.5(岩巷)米,否则必须及时进行临时支护。临
时支护最大距离为1.0米,临时支护时间不超过8小时。如果顶板破碎压力
较大时,临时支护时间和距离减半。
5、每个工作面配备单体柱数量为五根。
6、临时支护工艺及要求
①支戴帽单体柱时,不少于3人,一人观察顶板,两人支戴帽单体柱。
②单体柱、手把如有损环必须及时更换。
③戴帽单体柱必须支到实处,底软时必须穿鞋。
④顶板压力大、有离层、有响声要立即停止作业,撤出人员,待顶板稳
定后,方可继续施工。
7、单体柱临时支护流程:够一排进度后一操作人员站在正式支护下,用
不小于2.5m长的撬棍处理顶帮的活煤肝并进行敲帮问顶,确无问题后一(开
始挂联顶网)一将单体柱支在实底上一用手把将柱升紧。
木帽柱临时支护流程:够一排进度后一操作人员站在正式支护下,用不
小于2.5m长的撬棍处理顶帮的活煤研并进行敲帮问顶,确无问题后一(开始
挂联顶网)一将木帽柱支在实底上一戴帽时打紧背牢。
临时支护图详见附图五、六。
(二)锚杆、锚索支护工艺、工序
1、放出一排一支设临时支护一打安中间的顶锚杆一上托盘,并张拉预紧
(紧固)打安好的顶锚杆一打安其他的顶锚杆,并紧固一打帮锚杆、补强锚
索。
2、锚杆间排距按设计要求进行布置,扭力矩和锚固力达到规定要求。
3、锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净,不得有氧化皮及油污,保证
锚固质量。
4、安装锚杆前必须清理干净锚孔内煤岩粉。
5、顶帮锚杆施工严格按集团公司2004年版《巷道掘进操作规程》第108
—117条执行。
6、掘进时,永久支护采用掘一支一,顶锚杆要紧跟掌头。
7、锚杆托板必须紧贴顶板或帮,不合格的锚索、锚杆必须重新紧固或补
打。补打锚索时,使用18#A型槽钢锚索打安。
8、锚索必须按照设计角度进行施工。
9、队组加强对槽钢、药卷、锚索等支护材料的管理,必须有专人管理,
专人发放,长短锚索及长短药卷严禁混用。其它严格按公司《锚索支护说明》
管理细则执行。
10、锚索长度根据巷道顶板岩层情况确定,使锚索锚固到稳定岩层中,
当稳定岩层与巷道顶板距离过大时,锚索长度应超过自然平衡拱2米以上,
并满足锚固段长度不小于1米,自由段长度不小于3米,涨拉端长度要保证
张拉工艺要求的长度,一般不小于0.1米。
(三)锚杆支护要求
1、锚杆外露:顶帮锚杆托板必须紧贴顶板或帮,螺母到端头长度不小于
10mm,不大于50mm,凡不合格的锚杆必须重新补打。
锚固力:顶锚杆锚固力不小于70KN,帮锚杆锚固力不小于50KN。锚杆使
用LDZ—200型锚杆拉力计,换算公式为lMPa=4KN,顶锚杆读数为17.5Mpa,
帮锚杆读数为12.5Mpao检测仪表读数大于设计数值为合格。
螺母扭力矩:顶锚杆扭力矩不小于150N♦m,帮锚杆螺母扭力矩不小于
120N-mo锚杆螺母必须气扳机或力矩扳手拧紧,保证扭力矩符合作业规程规
定。
2、顶锚杆与围岩的角度不超过设计值的±15°,遇裂隙时,锚杆要尽量
垂直遇裂隙面;帮锚杆垂直巷帮布置。
3、顶帮药卷均使用树脂药卷,安装时把药卷塞进锚孔内,用杆体轻轻送
至孔底,常温下搅拌10—15秒钟,搅拌停止后,等待10-60秒钟,卸下搅
拌器,上托板紧螺母,测试锚固力时间为10分钟以后。
4、锚杆间排距误差不超过设计值的±100mm,锚杆眼深度不小于杆体的
有效长度,且不大于杆体的有效长度的30mm。
5、顶帮锚杆均采用边掘边锚,即“掘一排,锚一排”。必须先打起顶支
护后,再打帮锚杆。
6、帮锚杆掌头距离不得超过5米。
(四)锚索支护要求
1、开孔时,首先检查周围顶板情况,根据锚索间排距及顶板情况定孔位
开孔。锚索间排距误差不超过200mm,孔深误差不大于200mln,钻孔轴向与设
计轴向角度不大于3°。
2、钻眼过程中接换钻杆时一,不得挪动钻机,以保持钻机和钻杆同心。
3、钻眼完毕,先放入锚孔内药卷,用钢绞线将药卷缓缓送入孔底用搅拌
器将钢绞线与锚杆钻机连接好,开动钻机,钢绞线将药卷均匀搅拌,搅拌15
—25秒,搅拌停止后,等待30—60秒钟,卸下搅拌器,上托板、锚具,测试
锚固力时间为30分钟以后。
4、直径17.8mm的锚索承载力为320KN,预紧力达到160KN,使用YCD-200
型千斤,张拉泵压力表读数不小于42.5Mpa。
5、锚索应尽量与岩层面或主要裂隙垂直。
6、涨拉时,千斤顶应与钢绞线保持在同一轴线上。
7、涨拉钢绞线时,周围5米范围内严禁站人,以防发生意外。
8、钢绞线外露长度15〜20cm。钢绞线外露长度超过允许值时,需重新
补打锚索。如锚索外露长度超过规定时,影响巷道使用,由队组向安监部、
生产部提出申请,每隔100米由矿统一组织切断,严禁队组私自剪切。锚索
切割器由公司统一管理,不允许施工队组配备切割器。
(五)备用材料的要求:
1、每个工作面配备锚杆钻机、风动钻机标准为“4保2”即两台能同时
使用,两台备用。
2、每个掘进头配备2台气扳机,使安装锚杆工序配合有效,并在库房中
备用一台。
3、队组要在施工工作面附近建一备品备件库,井下易损易坏配件设备要
备齐备全,“帐、物、卡”三对口,物品要使用货架摆放整齐。
4、井下必须提前配备不少于2天的支护材料,以备使用。
(六)其它要求:
1、罗架木使用要求:
巷道塌顶超高,支棚不接顶时一,构设罗架木,用损钎来维护顶板,损钎
要挑担到掌头,罗架木应构成“井”字形,构顶要构紧、背牢,接点与棚垂
直成一直线。构顶前先检查顶板,处理活砰,检查顶板瓦斯,应有专人观察
顶板,选好退路,由有经验的老工人进行构顶,严禁单人作业。冒顶高度超
过0.5米时,要在罗架木上上好护身板。构顶要接实顶板,塌顶高不能接实
顶板时,至少要构0.5米厚,并蓬严顶部,在不影响运输的条件下支设顺巷
托棚或卡柱,整个作业过程必须严格按操作规程执行。构顶时一,所用材料必
须是道木或板木,严禁使用厚度5cm以下的破板。
2、队组领用材料时(药卷、锚杆、锚索、锚具)等,必须有3证,无3
证的材料,禁止领用。
3、每班必须设专人负责检查锚杆、锚索的支护质量,不符合要求的必须
补打。
4、巷道施工过程中,严格执行支护编码管理,每班必须写清写明巷道所
施工的测点、排数和巷道锚杆、锚索由谁打安等,班后及时填写在支护台帐
±o
5、过构造要求(过构造时需另报专项措施)
掘进过程中遇构造时,要立即汇报有关领导,并及时通知地质组下井查
看,确定构造类型,绘制过构造平剖面图,队技术员及时制定过构造措施,
并通知测量组定好腰线,队组严格按措施规定支护和给定坡度施工。
6、巷道掘进过程中,遇特殊情况,规程没有相关规定或相关规定不明显
的或不便执行的,必须另报专项施工安全技术措施后才能正常施工。
7、队组根据井下现场实际情况需要,灵活采取相应支护方式,但支护方
式改变后,队组最迟次日汇报技术组,并要求队组要留有记录及相关情况说
明。
8、钻机操作要求
①打眼前,检查所有的控制开关是否处于关闭位置,水管是否连接到各
自的接头上。
②钻机旋转时,不得用手触摸旋转的钻杆,操作者严禁戴手套、衣袖要
扎好,以防绞伤。
③钻机钻孔时、推力不能太大,否则会造成卡钻或损坏钻头。
④钻机收缩时,手不要握在支腿上,否则会挤伤手。
⑤打眼时一,钻杆、钻机要保持成一直线,发现钻杆弯曲,及时更换,不
透气的钻杆严禁使用,严禁干打眼。
⑥钻眼时,除钻眼工作人员外,其他人一律不准靠近钻机。
⑦钻眼后,拆除下的钻杆要平放好,以防煤粉堵塞水孔。
⑧钻机产生较大的反扭矩时,操作者应缓缓转动钻机,直至反扭矩全部
消失。
(七)交叉点施工要求:
交叉口采用槽钢锚索进行补强支护,锚索规格为。17.8mmX6200mm锚索,
补强锚索数量丁字口不少于4根,十字口不少于7根。
(A)抹角处施工要求:
抹角处空顶超过30cm时要补打槽钢锚索进行维护,间排距不大于1.0米。
锚索规格为。17.8mmX6200mmo
(九)巷道超高、超宽处支护要求
1、两帮不得超挖要保持平直,超挖时,超过巷道规格规定后,要对超宽
部分进行补强支护。巷顶超宽超过0.2米时,必须在超宽部位补打锚杆、锚
索或补支帽柱加强支护。
2、巷道超高或过构造期间,巷帮高度过高超过设计1米时,应在原巷道
第二片帮网下补挂一片帮网,并在距第三根帮锚0.9米处补打一根锚杆,保
证最下一排锚杆距巷面的高度不超过0.8米,帮网规格及锚杆规格同原巷道
支护材料。
3、巷道超高处需联网时;要搭设专用平台,且搭设牢固可靠,跟班队长
或当班工长、安全员要现场指挥,防止人员坠落,确保安全。
(十)巷道防静电及杂散电流要求
巷道为防静电及杂散电流每隔100米左右,需设置一道3米范围的隔断
区,隔断区支护均为单体锚杆、锚索。隔断区需设置在顶板完好的位置。隔
断区需设置需缩小排拒为0.6米。
(H—)施工质量标准:
项目设计尺寸、数量允许偏差
巷道净宽mm4000有中线0〜+100
5800无中线-50〜+200
3100有腰线0~+100
巷道净高mm
3800无腰线-50~+200
1000(间距)合格TOO〜+100
锚杆间排距/mm
1000(排距)优良-50〜+50
锚杆角度/(°)±5
锚杆外露长度/mm30>10,<40
锚索角度/(°)±5
锚索外露长度/mm200>150,<250
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道施工方法
(一)9803内错尾巷掘进时,采用普通钻爆法破岩,使用LWLX-80履带
挖掘装载机装砰(煤),由皮带、煤溜、运至九#煤八采区皮带。
(二)待运输工区将九#煤八采区轨道巷与9803尾巷运输系统联通,9803
内错尾巷出肝方式更改为:使用LWLX-80履带挖掘装载机装研(煤),由煤溜、
皮带运至移动开仓,再由移动研仓装至矿车,由人工推车至采区大巷。
施工过程中,必须按照地测部提供的中腰线施工。
(三)信号设置
施工爬坡段时,当坡底与掌头喊话联系困难时,要在坡底和掌头安设双
向声光语音信号,掌头信号要随掌头移动;施工沿煤层掘进段时,要在坡下
和坡顶安设双向声光语音信号。
二、巷道开口施工方法
开口前先对开口处原巷道进行补强支护,按十字交叉口进行补强,用镐
将活研处理完,确保不发生滚帮的情况下,按规程措施开始打眼放炮,掘出1
米距离时对顶帮及两角进行维护,维护好后按正规循环进行组织生产。
开口段5米范围采用放小炮施工,先掏槽,后开帮,再压顶,分次打眼,
分次装药爆破。每次炮眼个数不超过8个,眼深0.6〜1米,装药量不超过
0.2kg/眼;钻眼时参照爆破图表进行,严禁炮打顶板及两帮。
附图十:巷道开口加强支护图
三、中腰线标定方法及要求
1、地测部门按工作面设计图标定中腰线。
2、有条件许可的情况下,掘进时使用激光指向仪,地测部每50米负责
校正一次。
3、有关开口、停掘、拐弯、贯通等数据地测部要提前通知施工队组。
4、中线点位置要选择在顶板完整的地段,施工队组要严格按线施工,若
发现中线点变动,应及时通知测量组修正,严禁私自处理。
第二节掘进方式
一、炮掘使用YT-29型风钻,湿式打眼,采用煤矿三级许用乳化炸药、
煤矿许用毫秒延期电雷管和煤矿许用瞬发电雷管正向爆破作业。
二、炮掘作业工艺流程
1、全岩巷道
检查处理工作面隐患,看线画下部眼位,做好钻眼前准备工作一钻眼一
装药、联线、放炮一排除炮烟一检查处理隐患布置上部炮眼一钻上部眼一装
药、联线、放炮一排除烟烟一出肝一检查处理隐患、临时支护、打顶锚杆一
出研一打帮锚杆,为一个循环。
2、煤巷和半煤岩巷
检查处理工作面隐患,做好钻眼前准备工作一钻掏槽眼,装药一检查瓦
斯一撒人放警戒一放炮一排除炮烟洒水消尘一检查处理隐患后出煤一钻辅助
眼、周边眼,装药一检查瓦斯一撤人放警戒一放炮一排除炮烟洒水消尘一检
查处理隐患一支设临时支护一出煤一出煤后打安顶锚杆、锚索一接槽延长煤
溜,完成一个循环。
三、工序安排及要求
1、钻爆作业严格按工艺流程图进行。
2、各工序间要相互协调好,不得将工序减少或两道并在一起完成。
四、钻眼设备
1、钻眼主要使用YT-29型风钻钻眼,钻杆配备长1.5m的六棱中空钢钻
杆,配巾43mm一字型合金钻头。
第三节爆破作业
一、采用普通钻爆法施工工艺。
二、爆破图表见附图七、八。装药结构示意图见附图九。
三、爆破条件见下表:
爆破条件及指标开口平段内错尾巷
巷道掘进断面/nV5.84.0
掏槽方式楔形掏槽楔形掏槽
掏槽眼深度/m1.41.4
刷帮压顶眼深度/m1.21.2
炮眼个数7640
循环进尺/m1.01.0
炮眼利用率85%
四、钻爆工序安排及要求
1、钻眼前,必须详细检查掌头往外10m范围内的支护,发现问题及时处
理。每次钻眼前,先将中腰线引向煤头,作为炮眼定位基线,根据炮眼布置
图标出同茬炮眼眼位。
2、掌握好炮眼角度及装药量,同茬炮眼底要落在同一竖直平面内,以提
高爆破、巷道成型效果。
3、钻眼放炮采用分次打眼,分次装药,分次放炮,严禁一次起爆。采用
煤矿许用电雷管和煤矿许用三级炸药。
4、装药方式为正向装药,串联式连线方式。
5、炮眼封泥要用一块水炮泥,剩余炮眼部分用黄土炮泥封满捣实。
无封泥、封泥不实或不足的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。
6、炮眼深度小于0.6米时,严禁装药放炮;炮眼深度为0.6〜1.0米时,
封泥长度不小于眼深的一半;炮眼深度大于1.0米时,封泥长度不小于0.5
米。
7、工作面有两个或两个以上自由面时,在岩层中最小抵抗线不得小于0.3
米。浅眼装药爆破大岩块时,最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3米。
8、根据实际爆破效果和实际围岩情况,爆破图表中所规定的炮眼个数及
装药量可酌情增减,炮眼间距可适当调整。
9、爆破要严格执行“一炮三检”和“放炮三联连锁”制度。
10、爆破前工长必须派专人,在所有通往爆破地点和贯通地点的各个通
道中设置警戒。每一警戒点搁2人放警戒,设好警戒后,一人负责警戒,另
一人返回通知已设好警戒。只有得到每个警戒点警戒员的通知后,才可装药
爆破,爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才可返回。
11、放炮警戒距离按煤巷直巷不小于75米,岩巷和半煤岩巷直巷不小于
150米,拐弯巷总距离不小于50米,、且拐弯后不小于10米的规定严格执行,
必须设专人挡警戒,并有合格掩体。
12、爆破后30分钟(煤巷、半煤岩巷40分钟)待炮烟吹散,爆破工、安全
员、班组长先检查工作面的瓦斯、顶板、支护、拒爆、残爆等情况;确定无
危险,经专职瓦检工同意后,工长方可带领工人进入工作面检查顶板。并坚
持先支后回的原则。
第四节装载与运输
一、装载方式与运输方式
1、装运肝(煤):9803内错尾巷使用LWLX-80履带挖掘装载机装研(煤),
由皮带、煤溜、运至九#煤八采区皮带;待运输工区将九#煤八采区轨道巷与
9803尾巷运输系统联通,9803内错尾巷出研方式更改为:使用LWLX-80履带
挖掘装载机装研(煤),由煤溜、皮带运至移动研仓,再由移动研仓装至矿车,
由人工推车至采区大巷。煤溜型号为:SGW—0T,皮带型号为:SSJ—800o
移动研仓型号为:SD-14to
2、材料及设备运输:采用11KW绞车牵引拉料至9803内错尾巷口,进入
9803内错尾巷为人工搬运材料及设备。
二、运输设备的铺设及使用要求
(一)开口处车场长度不小于15m,车场必须符合有关规定,经运输、安
监、机电、生产等部门联合验收合格后方可使用。
(二)皮带输送机、刮板输送机、小绞车的敷设与使用要求
1、皮带输送机的敷设
(1)皮带输送机机头、机尾距巷帮距离不小于700mm,中间部分距巷帮距
离不小于500mm。
(2)皮带输送机的机头、机尾必须打地锚。煤底或软底时在地锚基础上打
好压柱,压柱或地锚不少于四根,木柱使用不小于门80mm的优质圆木。地锚
使用①20X2100mm螺纹钢锚杆和规格为623X600mm的树脂药卷。压柱要打深
度不小于100mm的柱窝。
(3)皮带输送机的驱动滚筒防滑保护、堆煤保护、防跑偏装置等必须齐全
有效。
2、刮板输送机的敷设
(1)刮板输送机机头、机尾距巷帮距离不小于700mm,中间部分距巷帮距
离不小于500mm。
(2)刮板输送机必须铺在实底上,刮板输送机的机头、机尾必须打地锚。
煤底或软底时在地锚基础上打好压柱,地锚不少于四根,木柱使用不小于少
180mm的优质圆木。地锚使用①20X1800mm螺纹钢锚杆和规格为623X600mm
的树脂药卷。压柱要打深度不小于100mm的柱窝。
3、小绞车的敷设与操作要求
(1)小绞车的敷设
①绞车稳固地点选择在围岩稳定的地方,顶帮支护要求完整可靠。绞车
前后5米浮煤活研必须清理干净,如底板不平,必须用风镐起底,使底板平
整。绞车及巷道两边堆放物料最突出部位距轨道距离不得小于0.7米。每部
绞车必须有合格的绞车碉及躲避碉,否则严禁运输。
②运输用的绞车当坡度小于10度时一,绞车可只打四压两破或仅采用地锚
方式固定;当坡度大于或等于10度时一,绞车地锚后,还必须打四压两仓戈,并
在绞车后方加设老汉柱。
③绞车压柱为直径不小于20cm的优质圆木。压柱和仓戈柱必须打紧背牢,
初次稳固的绞车,压柱严禁背木楔。在使用过程中,压柱松动后,压柱下部
可用木楔背紧,但只准背一个。仓戈柱、老汉柱前倾与底板成75至80度。压
仓戈柱及老汉柱上端须伸入顶板内15cm,底板要支在实地上。
④地锚绞车时,锚杆使用620X2000mm的圆钢锚杆,药卷为623X600mm
的树脂药卷,若底板松软必须采用200号现浇混泥土固定地脚螺栓,基础坑
1500mmX1500mm,地脚螺栓采用①24mmX1000mm圆钢制作,混泥土凝固72h后,
经有关部门验收合格后方可投入使用。40KW绞车用不少于6根圆钢锚杆,
25KW绞车用不少于4根圆钢锚杆,锚杆必须戴托盘并压紧。要求锚杆拉拔
力不低于7吨,扭力矩达到lOON.m。锚杆用药卷锚固后,需用水泥砂浆充填
满地锚眼。
⑤遇到绞车地锚不完好或用地锚不好固定的地方,绞车必须打压仓戈柱。
⑥各部绞车必须使用往返语音声光信号系统,打点清晰可靠,单钩绞车
信号一端设在绞车附近伸手可及的地方,另一端设在钢丝绳牵引区以外的警
戒点。单钩绞车信号采用语音声光信号,规定“一停、二上、三下放,乱点为
事故信号”绞车司机必须严格按照信号指令行车,信号不清严禁开车。
⑦安装绞车时,要选择围岩较稳定的地点,浮煤、浮研必须清理干净,
不得有积水、淋水,周围不得堆放材料。安装在实底板上,车的方向要正。
绞车不得安装在摘挂钩车场范围内。
⑧绞车安装好后,绞车最突出部位(包括电机、压柱、仓戈柱及绞车底座)
与轨道不小于700mm,与巷道帮的距离不小于250mll1,绞车司机操作侧应有Im
2的空间。如巷道宽度不够时必须开掘绞车砸|。绞车安装方向要正,其钢丝绳
的牵引方向要与轨道和车辆运行方向适中,防止跑偏。
⑨绞车护绳板完整、牢固,绞车操作手把应有定位闭锁装置。
⑩绞车滚筒排绳整齐、不咬绳、不跳绳,绞车钢丝绳必须与绞车相匹配,
长度满足现场生产需要,绞车滚筒上余绳不得少于3圈。
(2)操作要求
①绞车司机必须在工作中要严格掌握绞车的运行速度不大于L0m/s,要
匀速开车,运输期间严禁急停急刹车闸,严禁放飞车。
②单钩绞车运输时,上坡必须挂车尾巴和保险绳,下坡必须挂保险绳,
下部车场放警戒人员和打点人员要躲在横管或躲避铜安全位置内。且斜巷运
输必须严格执行“行人不行车,行车不行人”的规定。
③绞车司机必须进行专业技术培训,经考试合格后,持证上岗。绞车运
行期间绞车司机必须按照岗位操作规程正规操作,严禁用手、其他工具拔绳
和离开岗位。开车时,严禁任何人用脚蹬绳、变向轮或拔绳轮。绞车运行过
程中,司机必须密切注意绞车的运行状况,如发现负荷突然增大或拉不动等
异常状况时,要立即停车检查处理,如有问题待问题查清处理后方可开车,
不得强行硬拉。
④斜巷运输要严格执行“行车不行人,行人不行车、行车必须撤人放警
戒”制度,上、下部车场及沿途各横贯口设专人站在安全地点设置警戒,卡
住一切过往行人,严禁任何人进入绞车牵引区内,设置警戒由当班工长负责,
无警戒严禁开车。
⑤各部绞车岗位工负责检查支架及大型设备的捆绑情况,有问题处理后
方可开车。捆绑不牢靠,重心偏移,装车不合格严禁运输(装车后由班组长
负责检查验收装车情况,沿途出现问题由该段岗位工检查装车情况)。
⑥各部绞车上下车场必须有岗位作业牌版。牌版须标明绞车参数,严格
按挂车数规定挂车。
⑦巷内各部绞车的停车场和倒钩点必须设置可靠的停车设施和防跑车设
施——阻车器。
(三)LWLX-80型履带式挖掘装载机注意事项
1、履带挖掘装载机施工必须由持证人员进行操作,其他人不得干扰司机
的正常操作,司机必须精力集中,时刻观察前方、两侧及顶板情况,如发现
有异常,禁止继续作业施工,立即撤离到指定安全的位置。
2、履带挖掘装载机运行前,机前及两侧严禁有人,并派专人在机后50
米位置进行警戒,严禁有人进入。
3、履带挖掘装载机坡段运行过程中,后方必须有人托运电缆,不能出现
电缆被碾压、刮伤、扭伤、现象、弯曲半径不能超过规定,履带挖掘装载机
停止运行后,必须将电缆安规定悬挂在帮上,并用事先准备好的道木及木柱
打好眼,以防有打滑、下坠的现象发生。
4、履带挖掘装载机在坡段运行过程中如出现打滑、下坠现象时,必须利
用前方支撑将履带挖掘装载机支起,将准备好的材料垫实在履带挖掘装载机
下方,可靠后履带挖掘装载机才能运行。
5、在履带挖掘装载机运行过程中,必须由专人进行指挥,严禁其余人员
进行指挥或乱指挥。
(四)移动开仓的敷设及使用要求:
1、回尾一横贯往南约25米处,东帮敷设移动研仓,型号为SDT4/6B。
规格为ll.26mXl.86mX2.62m。将移动肝仓敷设在轨道上,并使用专用地锚
将其进行固定,地锚不少于两根(移动研仓两侧各一根),地锚使用①20X
2100mm螺纹钢锚杆和规格为623X600mm的树脂药卷。敷设后距东帮安全距
离不小于500mm。
2、移动肝仓装研时,应点动装研、防止研石超装,掉入矿车外部,以免
伤人。
3、肝仓正面使用废旧的皮带将正面溜行簸箕以上封闭严实,以免正面滚
肝伤人。
(五)安全设施及要求
1、进出车场必须设阻车器,阻车器处于常闭状态。当矿车通过时打开,
而后处于常闭状态。
2、斜巷轨道运输必须按规定设置“一坡三挡”防跑车装置。
(1)在上部车场变坡点下方略大于一列车长度安装一组挡车栏或挡车
器。
(2)上部车场变坡点下方约201n处,安装一组跑车防护装置。
(3)斜巷中部从第一组跑车防护装置安装位置算起,按以下规定设置:
①坡巷长度W100m或者与上组跑车防护装置至下部车场距离不足100m
时,中部可不设跑车防护装置,在其下部车场起坡点以上约20m处,安装一
组跑车防护装置。
②坡度在8°及以下时,各跑车防护装置之间的距离不得大于150m。
③坡度在8°以上时,各跑车防护装置之间的距离不得大于100m。
④坡巷长度W30m,只在下部车场起坡点以上约3〜5m处设一组常闭式跑
车防护装置。
⑤运输线路中防跑车装置和跑车防护装置必须齐全、完好、可靠。
3、斜巷轨道运输严格执行“行车不行人,行人不行车”及“四人联锁”
的规定,必须设置双向声光语音信号联系。
4、附图十一:小绞车车场示意图
主要设备技术参数表见附表三
第五节管线及轨道敷设
一、管线敷设
1、为便于延长、检修,风水管路布置在巷道人行帮,管路悬挂点距底板
高度为L4米。吊挂管路时,要采用专用管路挂钩,挂钩要吊挂牢固。水管
吊挂平直,无跑、冒、滴、漏现象。
2、掘进供水管路为3寸铁管,胶皮高压水管紧跟掌头,3寸铁管距掌头
最远不超过30m。
3、铺设风、水管每五十米留一个三通。
4、压风管、洒水管要在巷道开口处安装压力表,以便于观察压力读数,
便于生产。
5、各种电缆布置:布置在巷道同一侧,每隔1.2米使用专用电缆钩悬挂
一处,悬挂高度不低于L6米。通信、信号电缆铺设在电力电缆的上方,间
距不少于0.1米。
6、电缆不应悬挂在风管或水管上,不得受淋水或滴水,电缆上严禁悬挂
任何物件。剩余电缆要“8”字形盘圈。
7、炮掘施工煤巷时风筒出风口距工作面最大距离为7米,半煤岩巷时为
10米,岩巷时为15米。
8、管线敷设距轨道距离不得小于0.7米。
9、9803内错尾巷上坡段采用直径500mm铁制风筒,风筒吊挂要平整整齐,
不影响运输和行人。风筒出风口到工作面煤头距离,在保证煤头不积存瓦斯
及吹散炮烟前提下,煤巷不大于5m,半煤岩巷7m,岩巷10m。如果瓦斯超过
0.8%,可适当缩小风筒出风口到工作面距离。遇巷道超高,顶部要采取防瓦
斯积聚措施。
10、铁风筒出口须加设铁丝网,防止溜肝堵塞风筒。煤头砰石必须及时
清理,如风筒出口有肝堵塞时,必须立即处理,保证风筒出口畅通。
二、轨道铺设
1、轨道使用钢轨型号为22kg/m,轨距600mm。轨枕采用规格0.12mX0.16nl
XL2m优质坑木,轨枕间距不大于0.8m,钢轨接头轨枕间距不大于0.5m。
2、轨道铺设要符合质量标准化要求,轨距偏差600[mm;轨道接头间隙
不超过5mm,轨顶面与内错不大于2mm;直线段直顺,曲线段圆顺。扣件必须
齐全、牢固并与轨型相符。道床应无杂物,无积水、无浮煤。
3、轨道铺设应平直,扣件齐全,紧固有效,质量标准应符合《煤矿安全
规程》第三百五十三条规定。
4、钉道施工按《掘进操作规程》第345〜355条规定执行。
5、在掘进倾斜巷道时必须按规定设置防跑车装置和跑车防护装置。车场
出入口必须安设防跑车装置,在上部车场变坡点以里不得小于2m安设防跑车
装置;在斜坡上根据坡度的大小安装一定数量的跑车防护装置。在掘进倾斜
巷道中距掘进头15〜20m处,必须设置一组“常闭式”防跑车装置,并且该
防跑车装置随掘进头的推进而移动。
6、斜巷轨道运输必须按规定设置“一坡三挡”,防跑车装置。
7、车场位置根据巷道实际情况现场跟定,要求车场平段不小于15米。
车场段必须按规定留设足够的安全距离。
8、车场必须符合有关规定,经运输、安监、机电、生产等部门联合验收
合格后方可使用。进出车场必须设阻车器,阻车器处于单闭状态。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备如下表:
序号名称型号单位数量
1局部通风机FBSNo.7.5/45X2部2
2风钻YT-29型部4
3风动锚杆钻机MQT—120系列台4
4移变KBSGZY—630KVA/660V台4
5控制开关QBZ—80/120/200台8
6馈电开关KBZ-400台6
7综保ZZ8L-2.5台3
8YCD系列千斤顶YCD-200
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