米箩煤矿110304措施巷掘进作业规.docx

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米箩煤矿110304措施巷掘进作业规

目录

第一章概况·····································4

第二章自然地理·································6

第三章地质说明书······························8

第一节地层····································8

第二节构造····································8

第三节井田水文地质·····························8

第四章巷道布置及支护···························9

第一节巷道布置································9

第二节支护设计································9

第三节支护方式································11

第五章施工工艺································14

第一节施工方法·································14

第二节施工工艺································14

第三节掘进施工设施·····························14

第四节掘进方式··································15

第五节装载与运输·······························18

第六章通风、瓦斯、防尘和防灭火··················19

第一节通风管理·································19

第二节防瓦斯···································22

第三节防尘、供水系统····························22

第四节防灭火系统·································22

第七章供电系统···································30

第八章 通讯系统···································32

第九章劳动组织、循环图表与主要技术经济指标·····33

第十章安全技术组织措施··························35

第一节顶板管理安全技术措施························35

第二节打眼、装药,放炮及火工品管理安全技术措施········36

第三节过老窑、断层、破碎带冒顶区特殊地段安全措施······40

第四节气动锚杆钻机操作安全技术措施·················41

第五节施工锚杆、锚索安全措施·······················43

第六节耙斗机的使用和维护安全措施···················43

第七节喷射混凝土施工安全技术措施···················45

第八节人力推车安全措施····························45

第九节斜坡绞车提升安全技术措施·······················46

第十节机车检修、机电设备安全防护安全技术措施·········48

第十一节自然灾害预防措施···························50

第十二节现场交接班和工程质量验收制度···············52

第十三节其它····································52

第十一章文明生产管理及质量标准化···············54

第一节文明生产管理·······························54

第二节质量标准化·································54

第十二章工作面避灾路线··························55

第一节避灾原则···································55

第二节现场自救和互救······························55

第三节避灾路线····································56

附图················································75

 

第一章、概况

1、工程概况:

根据米箩煤矿生产技术督查科提供的《110304运输顺槽措施巷施工设计》图,米箩煤矿110304运输顺槽措施巷开门点(坐标x=2921442.8,y=35499555.59,H=974.7T,巷道方位:

19°45′52″)位于1104底板瓦斯巷西面里程16米处。

110304运输顺槽措施巷开门后按0°坡度掘进6米后为变坡点,变坡后保持原方位不变、按照+15°掘进56.6米的上山后落平(落平点坐标x=2921503.082,y=35499577.297,H=988.0T)与110304运输顺槽相连。

所以本规程预计110304运输顺槽措施巷总掘进长度为62.6米左右。

为确保施工安全和工程质量,特编制本规程,施工人员要严格遵照执行并贯彻落实签字。

(附110304运输顺槽措施巷布置平面图)。

2、工程名称:

110304运输顺槽措施巷。

3、工程量:

设计总长约62.6米。

4、工期:

预计开工时间:

2012年12月25日

预计竣工时间:

2013年1月25

5、工程用途:

主要用于米箩煤矿连接110304工作面运输顺槽。

6、支护形式:

锚网、锚杆、(局部采用锚索)C20砼喷支护。

110304运输顺槽措施巷使用锚杆+锚网+喷砼+局部使用锚索(断层、破碎带、钻场开口处、水仓开口处)的支护方式,锚杆采用Φ20mm、L=2000mm的螺纹钢树脂锚杆,间排距为800mm×800mm;锚索(Φ21.6mm、L=6300mm)、间排距1800mm×1800mm;锚网采用Φ6.5mm的钢筋焊接而成,网格为100mm×100mm正方形网格,网片规格为:

900mm×1400mm。

喷砼强度为C20,厚度为70mm。

7、巷道断面:

巷道断面直墙半圆拱形。

110304运输顺槽措施巷巷道断面为:

巷道掘进宽度为3.14米,起拱线至巷道底板为1.6米,至拱顶为1.57米,掘进毛断面面积为8.9m²,巷道净宽3米,起拱线至底板1.6米,至拱顶为1.5米,巷道净断面面积为8.334m²。

附:

110304运输顺槽措施巷支护断面图。

8、施工准备:

施工前先将施工所需的电气设备进行防爆检查,确认无失爆现象后投入使用,将耙斗机运至开门点,并组装好,准备好支护材料、风镐、锚杆钻机等施工器具、各种运输设备及各种管路、电缆等。

9、编制依据:

一、《110304运输顺槽措施巷巷施工设计》图;

二、米箩煤矿的实际情况;

三、《煤矿安全规程》;

四、煤矿安全生产相关法律、法规。

 

第二章自然地理

矿井范围内煤炭是当地群众的主要生活燃料,历年来民间都自挖小窑取煤以用,所以居民点附近老窑遍布,数量较多,开采、停采历史较长,故很多老窑已无法调查。

现已调查的老窑仅有99个,大部分为沿煤层倾向掘进的斜井,少数为底板瓦斯抽放巷。

多集中分布在1、3、10、16、21、26、831、832等煤层露头区。

即浩山至阿德寨一带、倮么至龙就一带以及米箩以南。

其它煤层和地方也有少量零星分布。

老窑是在农闲少雨的冬天到次年春天开采,一般不支护,停采后,因雨水垮塌而废弃,故一般长度均不大。

一般为8~60米,部分达40~60米,最长的有X1−10、X16−10、X16−11、X26−4、X29−1、X831−2、X831−1老窑,为100米左右。

1、地形地貌

米箩煤矿位于乌蒙山南斜坡地段,属高原中山峡谷地貌,区内地势北西高,南东低,海拔为+1045~+1953.7m之间。

井田中部出露三迭系石灰岩,多在两翼靠近煤层露头侧形成悬崖陡壁,其下的飞仙关地层则多为逆向陡坡,煤系地层因易风化冲蚀,多沿地层走向形成沟谷毗连的低凹槽地。

煤系底部的玄武岩多呈顺向坡地形。

区内沟谷切割较深,多呈“V”字形。

2、河流

区内属珠江流域北盘江水系,一井及周边主要地表水体有巴朗河及其支流金家河和射拉河。

巴朗河由一井西北流向南东,最终汇入北盘江。

巴朗河位于一井南西侧,调查时流量0.34m3/s,据收集资料丰水期流量达40.9m3/s,枯水期流量仅0.166m3/s,在一井内,水位标高一般在1038.1~1076.8m;

金家河位于一井东侧,调查时流量5lm3/s,据收集资料丰水期流量200lm3/s,水位标高在1038.1~1240m;

射拉河位于一井西南侧巴朗河右侧,调查时流量2.0lm3/s,据收集资料丰水期流量100lm3/s,水位标高在1070~1072m。

3、气象

本区属暖温带冬春干燥、夏季湿润型气候,长冬无夏,春秋相连。

年平均气温12.3℃,极端最高气温31.6℃,极端最低气温-11.7℃。

年平均降水量1223.6mm,多集中于下半年;年平均风速2.5m/s,全年风向以ESE为多,夏季盛行SE风,冬季盛行ESE风。

4、环境

本区属中低山森林区,灌木丛生,无污染源,自然环境良好。

除西川沟有村庄外,人烟稀少,区内无任何工业,主要经济作物为玉米、土豆、豆类等,经济落后。

根据贵州省地震烈度图,本区处于Ⅳ度区,地震动峰值加速度0.05g。

区内无生产煤矿。

5、地震

根据《中国地震动参数区划图》(GB18306-2001),及建筑抗震设计规范(GB50011-2001)可知,该煤矿所在地区水城县抗震设防烈度为6度,设计基本地震加速度值为0.05g,设计地震分组A.0.21-2(第一组)(根据井田地质报告提供)。

附掘进地质说明书。

 

第三章地质及水文地质概况

第一节地理情况

地面位于六盘水市水城县米箩乡倮么村阿德寨与姑娘山之间,地表出露地层为三迭纪飞仙关组灰绿色细砂岩及第四纪覆土层,地貌形态为高中山山地,冲沟较发育,地形为陡坡旱地,植被不发育,采矿塌陷范围内无民房建筑物及重要工业设施,地面标高在+1400~+1425m。

第二节构造

根据110302工作面及1104瓦斯巷实际揭露资料分析,该巷道处于F37断层带边缘掘进,受该地质构造的影响,巷道掘进过程中顶板将出现节理构造。

第三节井田水文地质

该巷道掘进过程中将揭露上二叠系龙潭煤组上段3#煤层,其上覆地层中有一弱含水层,距离1#煤层顶板1.5至2.0米,3#煤层与1#煤层层间距在1.0m左右,巷道在支护时支护锚索钻孔将穿透该含水层,预计掘进过程中涌水量将达到5-10m³/h。

 

第四章巷道布置及支护

第一节巷道布置

米箩煤矿110304运输顺槽措施巷开门点(坐标x=2921442.8,y=35499555.59,H=974.7T,巷道方位:

19°45′52″)位于1104底板瓦斯巷西面里程16米处。

110304运输顺槽措施巷开门后按0°坡度掘进6米后为变坡点,变坡后保持原方位不变、按照+15°掘进56.6米的上山后落平(落平点坐标x=2921503.082,y=35499577.297,H=988.0T)与110304运输顺槽相连。

所以本规程预计110304运输顺槽措施巷总掘进长度为62.6米左右。

为确保施工安全和工程质量,特编制本规程,施工人员要严格遵照执行并贯彻落实签字。

第二节支护设计

一、巷道断面

1、根据设计,巷道断面直墙半圆拱形。

110304运输顺槽措施巷巷道断面为:

巷道掘进宽度为3.14米,起拱线至巷道底板为1.6米,至拱顶为1.57米,掘进毛断面面积为8.9m²,巷道净宽3米,起拱线至底板1.6米,至拱顶为1.5米,巷道净断面面积为8.334m²。

二、支护材料

1、锚杆

(1)按悬吊理论计算锚杆长度参数:

锚杆长度计算:

L=KH+L1+L2

式中:

L——锚杆长度,m

H——冒落拱高度,m

K——安全系数,一般取2

L1——锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.4m

L2——锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m。

其中:

H=B/2f=3.14/(2×4)=0.4m

式中B——巷道的掘进跨度,取3.14m

f——普氏岩石坚固性系数,取4。

则L=2×0.4+0.4+0.1=1.3(m)

(2)根据材料力学计算锚杆直径:

d=32.52

式中:

d——锚杆直径,mm

Q——锚杆锚固力,取50KN

δt——材料抗拉强度,取410MPa

则d=32.52

=32.52

=12.4mm

(3)锚杆安装间距、排距计算:

a=Q/(KHγ)

式中:

a——锚杆间排距,m

Q——锚杆设计锚固力,50kN/根

H——冒落拱高度,

γ——被悬吊岩层的重力密度,取30kN/m3

K——安全系数,一般取2

a=Q/(KHγ)=

=1.44m

通过以上计算,锚杆选用:

长度2000mm、直径20mm和锚杆间排距为800mm×800mm合理。

第三节支护方式

掘进放炮后,必须及时对空顶区域进行锚网支护;如果顶板破碎严重,不能进行锚网支护时要先进行临时支护后再进行锚网支护。

1、临时支护

临时支护采用前探梁支护方式:

炮后必须设置临时支护(根据迎头顶板情况,打上ф≥160mm的圆木带帽点柱3棵,严禁空项作业。

(见临时支护示意图)

2、永久支护

采用锚杆(局部用锚索)和钢筋网支护。

锚杆采用Φ=20mm,L=2000mm的螺纹钢树脂锚杆,间排距800mm×800mm,每套使用ZK2335型锚固剂3节,托盘规格为100mm×100mm×8mm。

锚杆外露长度≤100mm。

金属网采用Φ6.5mm钢筋加工制作,网片规格900mm×1400mm,网孔尺寸100×100mm。

局部锚索支护间排为2400×2400㎜,锚索规格:

Φ21.6mm,L=6300mm,有效锚固长度6000mm,托盘采用δ16钢板制作,规格为200mm×200mm×10mm,每套使用ZK2335型树脂锚固剂5支。

100mm≤锚索外露长度≤300mm。

3、临时支护与永久支护、永久支护与工作面的最小和最大距离规定:

临时支护与永久支护距离,炮前不大于0.8米,炮后不大于2米;永久支护与工作面最小距离0.8米,最大距离2米,迎头空顶距离小于0.8m时,采用临时支护,空顶距离大于0.8m时,必须在临时支护的掩护下进行永久支护。

4、支护质量标准:

①锚网支护标准

锚杆间排距800mm×800mm,必须横成排,纵成线,允许偏差±100mm,三根锚杆中的间距应保证1600mm,即第一根锚杆和第二根锚杆相距可以为700~900mm之间,而第二根锚杆与第三根锚杆可以相距700~900mm,但第一根锚杆与第三根锚杆相距必须保证在1500~1700mm之间;锚杆角度允许偏差为15°,即保证锚杆与巷道轮廓面角度在75°~105°。

锚网必须贴紧岩面,相邻网片必须搭接,逢勾必联,锚杆托盘必须将锚网压紧、压实,不得出现网兜。

②成巷质量标准:

巷道净宽3000mm,中线至帮允许偏差为0~+100mm,即中线至帮尺寸允许偏差为1500~1600mm。

5、掘进、支护质量保证措施:

<1>、培训措施

①工程技术人员必须对每个工种进行全面的质量意识教育和技能教育,使职工明确各工序的质量验收标准,确保工程质量目标的全面实现。

②不定期的对工人进行培训:

如打眼角度,锚杆布置,网片连接,中腰线使用等。

③作业规程的贯彻落实,加强对现场质量检查和控制工作,有质量问题必须立即整改,上道工序的质量问题未处理完毕严禁进入下道工序。

<2>、施工资料及施工中腰线保证措施

①工程技术人员必须及时提供施工需要的一切图纸,并认真向施工班组进行技术交底。

②测量人员严格按《测量规程》作业,中腰线要定期校对,每组中线不能少于3个中线点,中线距迎头不能超过30m。

<3>、掘进质量保证措施:

①严格按炮眼布置图中布置的眼位打眼,严格控制眼距、眼位、眼角度严格“定人、定机、定眼位、定质量、定进度”的五定岗位责任制。

②严格控制装药量。

③严格按图表要求进行联线,严禁装错雷管段数。

<4>、支护质量保证措施:

①锚杆布置成排成行,网与网之间必须搭紧扣牢,局部未扣牢的用10#铁丝绑扎牢实,锚杆打在两网搭接处,以增强整体支护效果。

②锚网必须紧贴岩面,锚杆必须垂直岩层面布置,角度75°~105°°。

③锚杆抗拔力不得小于50KN。

锚杆支护锚固拉拔力的测试要求:

a、锚杆锚固拉拔力抽检抽样率为1%,每300根顶锚杆抽样一组(3根)进行检查,不足300根时按300根考虑。

拉拔加载至锚杆设计拉拔力为止,并作详细记录。

b、被检测的3根锚杆都应符合设计要求。

只要有一根不合格,再抽样一组(3根)进行实验。

再不合要求,必须组织有关人员研究锚杆施工质量不合格的原因,并采取相应的处理措施。

C、安装锚杆拉拔计前应卸掉螺母和托板:

拉拔实验后,应及时重新拧紧螺母。

如锚杆失效,应及时补打锚杆。

d、锚杆支护预紧力的测试要求:

锚杆预紧力的测试除施工班组进行日常检查验收外,工程部门还应定期对锚杆的预紧力进行抽检。

巷道每隔30~50m抽检一次,抽样率为5%。

e、预紧力、拉拔力的测试结果:

顶锚杆锚固力大于50KN(5t),预紧力矩大于60N.m。

 

第五章 施工工艺

第一节施工方法

掘进采用中深孔普通光面爆破,炮眼深度2.5米,采用1~5段毫秒延期电雷管全断面一次装药一次起爆,以炮眼利用率为0.8计算,每循环进尺2米。

采用“三八”制作业方式。

平均日进尺4米,每月考虑有8天时间用在检修、铺设轨道、移扒矸机、安装管路、排水等,所以正常进尺按22天计算,月进尺88米。

第二节施工工艺

现场交接班→打眼→放炮→洒水→敲帮问顶→拱部锚网(临时支护)→排矸→两帮锚固→永久支护→清理挖水沟(砌筑水沟)→清理巷道成形→现场交接班。

第三节 掘进施工设施

1、掘进工作面采用5台YT-28凿岩机,3台同时打眼,2台备用。

配2台G10风镐和2台MQT-120锚杆机。

2、排矸:

在1104底板瓦斯抽放巷内布置一辆电瓶车,在1104底板瓦斯抽放巷联络巷开口段内安装一台55KW的绞车。

110304运输顺槽措施巷开口段掘进时,工作面采用20-28.0KN耙斗机扒矸,装入长×宽×高=2200mm×1300mm×1400mm、容矸量约1.7m³的侧卸式矿车,经安装在1104底板瓦斯抽放巷落平点处的11.4kw的调度绞车运至落平点处,再经安装在1104底板瓦斯联络巷巷开口处的55kw绞车提至1102底板瓦斯抽放巷,经安装在1102底板瓦斯抽放巷落平点处的11.4kw的调度绞车运至落平点处,再经安装在1102底板瓦斯抽放巷防突风门处的,40kw绞车提至1102底板瓦斯抽放巷防突风门处,然后用人工将矿车推过风门后进入辅助运输平硐,经停放在辅助运输平硐的电瓶车运至地面排矸场。

110304运输顺槽措施巷上山段掘进时,采用与110304运输顺槽措施巷开口段相同的运输方式将矸石运至地面排矸场。

第四节掘进方式

一、采用打眼放炮进行施工

1)、采用YT-28型风动凿岩机打眼,一字形合金钻头。

2)、作业方式:

掘进和支护顺序作业和平行作业相结合。

3)、爆破炸药和雷管的选择:

选用煤矿许用三级煤矿许用乳化炸药和1~5段毫秒延期电雷管进行爆破。

4)、爆破工艺流程:

做引药→检查瓦斯→装药→封泥→警戒→检查瓦斯→爆破→爆破后检查瓦斯和洒水防尘、支护。

5)、装药:

采用正向装药,正向起爆,最后一段雷管总延期时间不超过130毫秒,装药结构见下图:

米箩煤矿110304运输顺槽措施巷为直墙半圆拱形,巷道掘进坡度为+15°,巷道穿过岩层坚固系数4

每循环进尺为2米,预计炮眼利用率0.8,采用3号乳化炸药,段发电雷管。

根据上述条件得知:

炸药消耗量q=2.72Kg/m3;雷管消耗为2.88个/m3。

(1)掏槽眼

采用垂直楔形掏槽,两对槽眼应对称巷道中线并偏上布置。

取掏槽眼排距为0.5米,成对炮眼眼底距离为0.2米;槽眼深为2.2米,与工作面夹角取81°。

(2)周边眼

根据光爆要求,顶、帮眼应适当加密,共布置顶眼13个、帮眼8个,眼距为350mm,底眼布置7个,间距为450~500mm。

为了爆破带出水沟,另打水沟眼1个。

(3)辅助眼

根据已确定并按比例画好的槽眼、周边眼之间的间距,均匀地布置辅助眼,以求扩大掏槽,获得均匀岩块并为光爆创造条件。

共设辅助眼14个,辅助眼间距及光面层厚度(最小抵抗线)均为470~550mm。

其密集系数K为0.9~1.0。

各炮眼装药量的分配

掏槽眼:

6Kg

开花眼:

0.6Kg

辅助眼:

12.6Kg

帮眼:

7.2Kg

顶眼:

11.7Kg

底眼:

6.3Kg

水沟眼:

0.9Kg

装药量=45.3Kg

设计雷管消耗量为48个。

附:

110304运输顺槽措施巷爆破图表

5)、联线方式:

一次串联,严禁并联和混联。

6)、起爆电流计算及起爆器的选择

(1)回路电阻计算:

R=TL/S=0.0176×200×2/3.14×0.152=99.65(欧姆)

(2)串联雷管电阻计算

R=5.8×58=307.4(欧姆)

(3)总电阻R=99.65+307.4=407.05(欧姆)

(4)电流I=U/R=1800/407.051=4.42(安)>2(安)

其中T为每米电阻、L为放炮线长度、U为峰值电压,根据上述计算MFB-100型放炮器可满足要求.

联线顺序见爆破图表。

第五节装载与运输

一、装载与运输方式

1、物料:

采用绞车运输、电瓶车运输以及人工辅助运输相结合,装载所需物料的矿车到达1102底板瓦斯抽放巷防突风门外时,需用人工推车过防突风门,然后通过安装在防突风门内的40kw绞车下放至1102底板瓦斯抽放巷车场,在用人工推车至1104底板瓦斯抽放巷联络巷开口点,最后通过安装在开口点的55kw绞车下放至1104底板瓦斯抽放巷变平点,然后通过电瓶车牵引至110304运输顺槽措施巷。

2、排矸:

采用20-28.0KN耙斗机扒矸,装入长×宽×高=2200mm×1300mm×1400mm、容矸量约1.7m³的侧卸式矿车,通过电瓶车、绞车和人工推车结合将矸石排至地面排矸场。

二、运输路线

1、地面物料:

地面→措施井运输平硐→1102底板瓦斯抽放巷防突风门→1102底板瓦斯抽放巷车场→1104底板瓦斯抽放巷联络巷变坡点→1104底板瓦斯抽放巷→110304运输顺槽措施巷工作面。

2、迎头物料:

110304运输顺槽措施巷迎头→1104底板瓦斯抽放巷变平点→1102底板瓦斯抽放巷变坡点→1102底板瓦斯抽放巷防突风门→措施井运输平硐→地面排矸场。

附图:

措施井运输系统示意图

第六章通风、防瓦斯、防尘和防灭火

第一节风量计算

一、瓦斯涌出量计算:

根据采矿设计手册计算110304措施巷最大瓦斯涌出量为:

Qj=Qm+QL

Qm=n×m×V×Qv(2(L0/(V-1))

=2×2.4×0.0028×0.098×(2(80

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