最新鑫地源煤矿2118入风顺槽掘进作业规程Word文件下载.docx
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井下标高/m
-173m
地面的相对位置
本工作面对应地表为东露天矿北坡,对应地表标高+45~+55m,无三级以上建筑物。
井下相对位置对掘进巷道影响
无影响。
邻近采区情况对掘进巷道的影响
第二节煤(岩)层赋存特征
1、煤(岩)层赋存特征见表2、表3
表2煤层特征表
项目
指标
备注
煤层厚度(最小~最大/平均)/(米)
12~14/13
煤层倾角(最小~最大/平均)/(°
)
25~35/30
煤层硬度f
1.8~2.6
煤层层理(发育程度)
较发育
煤层节理()
绝对瓦斯量/(m3min-1)
0.44
煤尘爆炸指数/%
43.73
表3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
厚度/m
岩性
顶
板
基本顶
油母页岩
100~300
褐色,致密,坚硬,节理发育,含油率>4%。
直接顶
粉砂岩、中砂岩
2~5
灰色、灰黑色,层理发育。
伪顶
煤精
0.2
黑色,致密、细腻,具规则断口。
底
直接底
凝灰岩、砂岩
8.0~51
浅灰色、灰绿色,其中凝灰岩遇水膨胀。
基本底
凝灰岩、玄武岩
17~148
橄榄玄武岩、灰绿色凝灰岩,夹硅木化石。
工作面地层综合柱状图(见4页)
图2:
工作面地层综合柱状图
第三节地质构造
本工作面区域内地质构造较简单,煤层走向113°
,倾向23°
,平均倾角30°
。
煤层赋存比较稳定,中间层煤质较硬。
本施工区域无影响施工的断层。
第四节水文地质
本工作面区域内水文地质情况较简单,本矿水文地质属简单类型,本层煤上部岩层由下至上为油母页岩,绿色页岩、泥灰岩层和第四系冲积层。
主要含水层由上至下为:
第四系泥灰岩弱含水层,本层煤以下有第三系凝灰岩含水层和白垩系砂砾岩含水层。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
施工时由现2119上部边坡点南帮拉门向南平掘6m后沿中间层走向(大致方位113°
),按坡度5‰,向西掘进71m。
第二节支护设计
一、巷道断面
本工程选择№3.0梯形断面,S净=5.3㎡,满足生产需要。
二、支护参数设计
本工作面采用№3.0断面梯形棚支护,支护材料为工字钢,棚距为1.0米,每架棚中心用Φ14cm松木打中心顶子加固支护。
第三节支护工艺
一、支护形式及材料规格
表5永久支护的参数表
支架材料
支架规格
mm
断面(m2)
净尺寸(m)
棚距(m)
柱窝(m)
棚梁
棚腿
荒
净
上宽
下宽
中高
工字钢
2400
2450
7.5
5.3
2.1
3.22
1.99
1.0
二、梯棚支护工艺及要求
(一)永久支护要求:
1、严格按设计断面和要求施工,确保断面有效;
2、大架平整、不扭别、叉角均匀(叉角为17°
);
3、背帮4道、背顶4道,帮、顶管理均按两层或两层以上。
刹杆为中拌,刹杆探头150mm~200mm,刹杆摆布要均匀,上、下交错,并打紧楔子。
铁帽子梁头必须用中拌打好抱头杆;
喂嘴木厚度60mm;
4、遇顶板破碎或压力较大时,必须缩小棚距为0.6m/架,并根据情况在刹杆上铺设苞子;
5、每架棚4根劲木,棚梁两端各1根、2棚腿腰线处各1根;
6、及时补打中心顶子,中心顶子距工作面迎头距离不得超过30m;
7、劲木、刹杆要求整齐、成线;
8、腿窝深度不得低于200mm。
(二)临时支护的支护工艺及要求:
1、放炮后,作业人员在永久支护下,预留好退路,设专人监护顶板,用长撬棍找净顶板及两帮浮石后,迅速安设临时支护。
2、工作面临时支护采用:
以靠近工作面第一、二架棚梁为支撑梁、以第一、二架棚二梁子为压梁,用2根2.2米铁轨,挑住悬露的顶板,在棚梁和铁轨之间打好木楔,以楔紧铁轨。
铁轨和顶板之间的缝隙,用木拌刹严、刹实,并打木楔楔紧。
图3:
施工巷道支护断面图、侧视图
比例:
1/50单位:
㎜
图4:
工作面临时支护平面图、侧视图
第四章施工工艺
第一节施工方法
本掘进工作面采用炮掘施工方法,掘进与支护顺序作业。
一、巷道拉门施工方法
1、施工前,由矿地测部门标定拉门位置、中心、腰线,按线施工。
2、拉门前,拉门处前后10米范围内各类管线、设备靠帮用旧皮带或木板掩盖好,防止遭受破坏,该处刮板运输机开关回零位。
3、加强拉门地点前后10米范围内的支护,并在拉门处给上抬棚,抬棚要打齐劲木、抬棚棚梁与插梁之间加楔子和垫木,准备好各种支护材料。
4、拉门前,必须按设计及要求安设局部通风机、接设好风筒。
5、拉门时,前3米掘进采用“多打眼,少装药,分次放”方式掘进,缩短棚距至0.8m(遇顶板破碎,棚距缩短至0.5m)。
二、炮掘施工方法
1、本工作面掘进采用钻眼爆破,分次起爆。
2、永久支护为铁梯棚支护,工作面临时支护必须采用前探支护,支护紧跟工作面。
3、最大控顶距1.1m,最小控顶距0.1m,严禁空顶作业。
4、按矿地测部门标定的中心、腰线掘进。
5、接班后,必须先检查作业地点和周围环境;
对存在的问题、隐患进行处理,并由班长负责现场指挥、协调,处理完毕后,人员方可正常作业。
6、各环节作业中,必须严格执行“敲帮问顶”制度,严禁空顶作业。
7、施工过程中遇到的特殊情况(如工作面冒顶、遇断层、遇旧巷、透水预兆、瓦斯涌出异常),班长必须及时向矿调度汇报。
8、支护所用材质及各项技术要求必须符合本作业规程要求。
图5:
施工工艺流程图
第二节凿岩方式
本规程所施工巷道采用爆破的方法破煤(岩),打眼机具为ZMQ型风煤钻,当煤层中的夹矸较厚、较硬时改用(YT-23)凿岩机打眼。
一、施工设备与动力情况
施工设备与动情况见表6
表6施工配套设备一览表
序号
名称
型号
单位
数量
动力
备注
1
风煤钻
ZMQ
台
2
风动
其中1台备用
凿岩机
YT-23
备用
本工作面施工用凿岩机具均为风动钻具,压风源来自地面四井压风机房。
第三节爆破作业
一、爆破说明书
1、掏槽眼布置方式为楔形掏槽。
2、正向装药,采用串联方式联线,分次起爆,起爆器为EXDI型隔爆电容式发爆器,爆破母线为>75m良好绝缘双线。
3、严格按炮眼布置图表施工,打眼顺序为掏槽眼、周边眼、辅助眼。
4、所有炮眼必须用水炮泥和黄泥封严堵实,封泥长度不得低于0.5m。
5、放炮前、后,必须洒水洗尘。
6、必须使用三级煤矿许用乳化炸药、煤矿许用毫秒延期电雷管(最后一段延期时间不超过130毫秒)。
图6:
装药结构示意图
图7:
炮眼布置图
表7爆破说明表
顺序
炮眼号
眼深
角度
装药量
水炮泥
数量
封泥长度
垂直
Ⅰ
1~4
1.4
900
850
0.4㎏/眼
1个/眼
0.8m/眼
Ⅱ
5~9
1.2
0.2㎏/眼
Ⅲ
10~17
810
780
Ⅳ
18~23
0.6m/眼
炮眼长度
28.4m
总炮眼个数
23
爆破进度
1.0m
每循环火药消耗量
6.6㎏
平均每米火药消耗量
每循环雷管消耗量
23发
平均每米雷管消耗量
6、爆破工序要求
1)钻眼前,必须检查是否有活石、危块,如有必须清理后才能打眼。
2)必须依据炮眼布置图在工作面布置炮眼。
3)严禁钻眼与装药同时进行和严禁在残眼内钻眼。
4)装配引药时,必须遵守下列规定:
a、必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的工作地点进行。
严禁坐在火药箱上装配引药。
装配引药数量应以一次需要量为限;
b、防止电雷管受震动或冲击,防止折断电雷管脚线和损坏脚线绝缘层;
c、电雷管只许从药卷顶部装入,不得用雷管代替竹、木棍扎眼。
电雷管必须全部插入药卷内。
严禁将雷管插在药卷中部或捆在药卷上;
d、电雷管插入药卷后,应用脚线将药换缠住,还必须将电雷管脚线末端扭结。
5)装药连线时,禁止雷管脚线、放炮导线与导体相接触。
装药采用正向装药,装药前必须清理钻眼内的煤粉。
6)炮眼封口使用水炮泥与黄土。
严禁用煤粉、块状材料或其它可燃材料作封泥。
装好后雷管脚线必须扭接、盘圈放入眼口内,以防止落入刮板上,造成事故。
无封泥或封泥不严的炮眼,禁止放炮。
严禁放明炮、糊炮。
不准利用残眼放炮。
7)工作面放炮只准使用一台放炮器,不准使用两台放炮器同时放炮。
8)爆破严格执行“一炮四检”和“三人连锁放炮”制度。
9)躲炮及警戒距离拐弯巷道不低于50m,直巷不低于70m。
10)放炮前、放炮后必须洒水降尘。
第四节装载与运输
一、装载与运输方式
1、装煤方式:
工作面采用爆破落煤、人工装煤,刮板输送机出货。
2、运煤方式:
刮板输送机、溜煤道至-210m皮带巷巷胶带运输机,经三井大倾角胶带运输机提升至地面。
3、装运要求:
工作面迎头20m范围内,采用微型溜子运输,微型溜子后为30型刮板运输机运输。
二、运输机的铺设
1、安装刮板运输机机头时,必须有足够的作业空间,(刮板运输机机头、机尾距巷帮不小于700㎜中间部分距巷帮不小于300㎜)起重用具完好,起吊梁牢固可靠,起吊梁下打点柱等方法加固,并挂好防倒链,加固起吊梁前后5米范围内的支护,确保支护构件齐全有效。
2、起吊作业前,要试吊两次,起吊作业时,要设专人监护顶板及起重机工作状态。
3、调整好机头方向、高度后,在机头下部用圆木搭设一个稳固的木垛,确认机头与另一台运输设备搭接合适。
4、刮板运输机必须铺设在实底上,各部件齐全、可靠、有效。
5、铺设中部板时,必须保证中部板平直,防止相邻两块板脱节。
6、掐接锚链时,锚链要松紧适度,接好锚链后,要进行试运转,确认正常后方可用于生产。
7、延机尾时,首先在刮板机中部将锚链断开,