C201回风巷掘进作业规程Word文档格式.docx

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1、煤层顶底板情况

本巷道沿C煤层掘进。

煤层赋存较稳定,全部可采,煤层厚度在1.5~1.8m之间,平均厚度约1.65m。

煤层:

褐黑色,块状及落层状,条带状结构,弱沥专光泽,半亮型煤,质较优,顶底板清楚。

走向SEE118°

左右。

煤层层理、节理发育;

煤层硬度f系数等于2;

煤层全水份15%;

发热量3000~3500大卡/公斤,容重平均为1.5t/m3。

根据历年瓦斯测定,该煤层属低瓦斯煤层,瓦斯绝对涌出量约0.115m3/min;

煤尘有爆炸性倾向,爆炸指数达45.4%;

属自燃煤层,自燃发火期约3~6个月。

顶板:

伪顶:

为泥岩、砂质泥岩,岩性松软,成不整合层理结构,随采随落;

厚度为0.3~1.6m之间,灰褐色,上部含一层0.3~0.5m的煤线。

直接顶:

厚度1.0m左右的泥质、砂质泥岩与煤线互层,结构较致密,成份主要为泥质,含粉砂,含大量螺化石较破碎,下部夹0.3~0.5m炭页岩及煤。

基本顶:

厚度3m,粉砂岩,浅灰色,厚层状,成份主要为石英砂,局部含炭屑。

泥质胶结,粉砂结构,较致密牢固。

整个顶板的伪顶及直接顶对掘进过程中顶板的管理带来很大的困难及危险。

底板:

直接底:

厚度1m,泥岩,褐灰色,结构较致密,成份主要为泥质,含粉砂,遇水膨胀、变软。

基本底:

厚度3m,为中粒砂岩,岩性以石英为主,长英次之,夹泥质条带。

(详见地层综合柱状图)

2、断层情况

根据二采区进、回风大巷掘进及推出所揭露的地质情况分析,本掘进巷道预计将会受断层地质构造的影响,在施工中,施工单位和有关部门要做好排水、加密锚杆和补打锚索的准备工作。

3、水文地质情况

本巷道在掘进过程中可能遇到的水主要来源于:

C煤基本顶的含水层和断层带的积水,施工单位要做好防治水的工作准备,在掘进中必须严格执行“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则。

掘进过程中,及时挖好水沟排水,在巷道最低点挖临时水仓,并且必须安装水泵,安排专人负责抽水,并定期指派人员对水沟及水仓进行清理。

第二节依据

(1)那怀煤矿生产科提供《C201回风巷掘进地质说明书》。

(2)《二采区进风大风巷掘进作业规程》和《二采区回风大风巷掘进作业规程》。

(3)《煤矿安全规程》。

第二章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

(详见巷道布置示意图)

第二节矿压观测

1、观测对象:

C201回风巷。

2、观测内容:

巷道顶板离层量,顶底板相对移近量及顶板压力。

3、观测方法:

(1)巷道掘进100m处安装一组顶板离层监测仪、锚杆液压测力计,在顶板比较破碎、压力较大及断层地段要增加安装。

(2)每10天观测一次,并将原始数据记录在册。

第三节支护设计

一、巷道断面

为了保证巷道顶板的完整,巷道采用直角梯形断面,宽度为3.6m,中线高度不小于3.0m,巷道平均断面积约10.8m2。

具体规格详见《C201回风巷巷道断面示意图》。

二、支护方式及工艺

根据邻近掘进巷道地质资料分析,巷道采用树脂锚杆、金属网、十字形钢带联合支护管理顶板。

顶板设计打5条锚杆,锚杆采用规格为Φ20×

2000的螺纹钢锚杆,设计锚杆间排距为800mm。

上帮设计使用Φ20×

2000的螺纹钢锚杆,设计间距至上而下分别为500mm、1100mm、1100mm。

上帮的上两根锚杆要压上十字钢带。

下帮设计使用Φ20×

2000的螺纹钢锚杆,设计间距至上而下分别为500mm、1200mm。

详见《C201回风巷巷道支护布置示意图》。

1、支护材料及参数

(1)锚杆:

Φ20×

2000的螺纹钢;

(2)CK2335型树脂药卷;

(3)托盘:

100×

10钢板

(4)金属网:

12号铁丝编织网规格为80㎜的菱形网;

(5)钢带:

Φ10mm的钢筋焊制。

2、采用计算法校核支护参数

(1)顶锚杆通过悬吊作用,帮锚杆通过加固帮体作用,达到锚固效果的条件,顶锚杆应满足公式:

L≥KH+L1+L2

式中L——锚杆总长,㎜

H——冒落拱高度,㎜

K——安全系数,一般取K=1.6

L1——锚杆锚入稳定岩层的的深度,一般取400㎜

L2——锚杆在巷道中的外露长度,一般取50㎜

H=B/2f=3600/(2×

2)

其中,H=900mm

式中B——巷道开掘宽度,取3600㎜

f——岩石坚固性系数,取2

则:

L=1.6×

900+400+50=1890㎜

2000>

1890

所以使用2000㎜长锚杆符合要求。

(2)锚杆的间距、排距计算

通常间、排距相等,取a。

并根据锚杆的锚固力应等于或大于被悬吊岩石的重量的原则确定,即

α<(Q/KγH)½

<(80/(2×

26.166×

0.90))½

<1.30m

式中α——锚杆的间、排距,m;

K——安全系数,取2;

Q——锚杆的设计锚固力,80KN;

γ——被悬吊岩石的重力密度;

根据本矿地质资料取26.166KN/m3。

施工时取a=800mm

因而间排距参数能满足计算结果.

三、支护工艺及技术要求

1、锚杆支护施工的步骤

顶板完整、稳固,无脱层、破碎、滴水现象

1、掘进够设计要求的一排的距离→敲帮问顶,处理顶、帮活煤、活矸确认安全后→按照作业规程设计的锚杆间距在顶板打顶锚杆→上顶托板→上螺帽并扭紧→打边帮锚杆→再掘进一排→打顶锚杆→上顶托板、上螺帽扭紧→打边帮锚杆→边松顶托板边挂网→压钢带→上托板→扭紧螺帽。

顶板脱层、破碎、有滴水现象及过断层时

1、掘进够设计要求的一排的距离→敲帮问顶,处理顶、帮活煤、活矸确认安全后→按照作业规程加密锚杆间距在顶板打顶锚杆→上顶托板做好临时支护→上螺帽并扭紧→打边帮锚杆→再掘进一排→打顶锚杆→上顶托板、上螺帽扭紧→打边帮锚杆→不拆卸顶板托板直接挂网、压钢带→上托板→扭紧螺帽。

2、锚杆支护的施工要求

(1)锚杆间距、排距按设计要求进行布置,锚杆间排距误差不超过±

100mm。

巷道超宽部分达到300mm及以上时,必须在其旁边补打锚杆。

锚杆布置要整齐、一致,成排成行。

(2)顶锚杆角度不少于75°

,遇裂隙时,锚杆要尽量垂直裂隙面,帮锚杆垂直巷帮布置。

(3)顶帮药卷均使用树脂药卷,顶、帮每孔视具体情况而定均使用2-3根药卷,。

安装锚杆时,用锚杆体顶住送至孔底,启动搅拌器,边旋转搅拌边匀速推进到孔底,搅拌停止后,等待90—180s,卸下搅拌器上托板,拧紧螺母。

(4)扭力矩和锚固力达到要求,锚固力:

顶锚杆不小于80KN,帮锚杆不少于60KN,锚杆外露长度不大于50mm。

(5)托板要安放整齐、接顶严密,不得要松动。

(6)锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净,不得有氧化皮,保证锚固质量。

(7)要求所布设的金属网必须紧贴拱壁两帮,顶网长边垂直巷道中线铺设,帮网顺巷铺设,相邻网必须对接个不少于200mm。

对于局部脱顶应先按规定处理后,再补网处理。

(8)所布设的金属网头或钢筋尽量压实,保证工程质量。

四、临时支护

当顶板较破碎时,打完一排锚杆后,可用长1m的短钢带提前支护。

当过旧巷、断层时,有必要时必须使用金属支架支护。

因局部漏顶导致失效的锚杆要重新进行支护,必要时增加金属支架支护。

在巷道转口及交岔口处要及时打上锚索支护。

在顶板有滴水、开裂的地段要打上双排锚索,必要时要增加摩擦柱支护。

第三章施工工艺

第一节施工方法

1、巷道采用EBJ—160A型掘进机按设计要求一次截割成巷。

2、按“三八”制综合作业组织施工,采用综合工作组。

为了保证正规循环作业完成,工作面施工必须根据各组的人员配备,合理的安排工序,工序与工序之间尽量做到平行进行,平行作业以充分利用工作时间提高工作效率,每班定员11人。

详见劳动组织表和循环作业图表。

第二节综掘机掘进工艺

1、掘进机切割落煤岩的程序:

首先在工作面进行掏槽,掏槽位置一般是在工作面的下部。

开始时机器逐步向前移动,截割头切入工作面煤一定的深度(截深)。

然后停止机器移动,操纵装载机构的铲板紧贴工作面底板作为前支点,机尾的后支撑也同样贴紧底板,作为后支点,提高机器在切割过程中的稳定性。

最后再摆动悬臂切割头切落整个巷道断面的煤或岩石。

2、操作注意事项

(1)司机须专职,并经培训考试合格后持有相关证件方可作业;

(2)启动油泵电机前,应检查各液压阀和供水阀的操作手柄,必须处于中位置;

截割头必须在在旋转情况下才能贴靠工作面;

(4)截割时要根据煤或岩石的硬度,掌握好截割头的切割深度和切割厚度,截割头进入切割时应点动操作手柄,缓慢进入煤岩壁切割,以免发生扎刀及冲击振动;

(5)机器向前行走时,应注意扫底并清除机体两侧的浮煤渣,扫底时应避免底板出现台阶,防止产生掘进机爬高的现象;

(6)调动机器前进或后退时,必须收起后支撑,抬起铲板;

(7)截割部工作时,若遇闷车现象应立即脱离切割或停机,防止截割电动机长期过载;

(8)对大块掉落煤岩,应采用适当方法破碎后再进行装载;

若大块煤岩卡住时,应立即停车,进行人工破碎,不能用刮板机强拉;

(9)液压系统和供水系统的压力不准随意调整,若需要调整时应由专职人员进行;

(10)注意观察油箱上的液位液温计,当液位低于工作油位或油温超过规定值(70℃)时,应停机加油或降温;

(11)开始截割前,必须保证冷却水从喷嘴喷出;

(12)机器工作过程中若遇到非正常声响和异常现象,应立即停机查明原因,排除故障后方可开机。

第三节技术质量要求

1、巷道掘进采用全站仪确定方向,并在掘进过程中时刻注意校核激光指向仪以防由于偏差而达不到设计质量要求。

2、巷道规格质量要求:

按给定的中线掘进和支护,巷道中线与设计值误差小于50mm;

巷道宽度、高度与设计值误差小于100mm。

3、巷道保持整洁卫生,材料工具摆放整齐。

4、管线、风筒吊挂整齐,风筒接口翻边严密不漏风,风筒如有破口要及时补好;

风筒口离工作面垱头距离不大于10m。

5、掘进机切割时,巷道轮廓要平滑,最凹与最凸处距离不超过50㎜。

6、上下帮的锚杆布置要平直,上下误差不超过100㎜。

7、锚板位置要求平整,而且锚板的摆贴方向要平行或者垂直中线,不允许东摆西歪。

8、锚板螺帽要扭紧,不得有松动现象。

9、挂网要紧,不得有松动现象,且网与网的搭接不少于0.2m。

10、加锚杆外露长度小于等于50mm。

第四节设备配置明细表

序号

设备名称

型号

单位

数量

备注

1

风机

FBDZ5.6/11*2

功率22kw

2

综掘机

EBZ—160A

3

转载机

B—60

4

风电闭锁

5

钢钎

6

煤电钻

ZM2.2D(A)

7

风筒

Φ600

690

8

皮带机

YDB-15-600

9

甲烷传感器

GJC-4

10

煤电钻综保

ZBZ-4.0(2.5)/660(380)V

第四章生产系统

第一节运输系统

掘进作业所产生的煤、矸,主要采用皮带输送机进行运输,运输过程如下:

综掘机出渣→转载机运输→C201回风巷皮带运输→二采区进风下山皮带机运输→二采区回风大巷皮带运输→联络巷→二采区运输巷皮带运输→主皮带运输→主井→地面。

第二节通风系统

1、局部通风机的安装

采用局扇压入式通风方式。

局扇风机安装地点位于二采区运输巷联络巷风门前,通过联络巷、二采区回风下山、C201回风巷用风筒向掘进头供风。

风机附近20m范围内的瓦斯浓度不得超过0.5%。

风机安装时要有底座,底座距底板0.3m以上。

风机性能要安全可靠,风筒逢环必挂,并且无漏风现象。

风筒距垱头不大于12m。

2、通风的线路

主、副井→主皮带下山→二采区运输大巷→联络巷→二采区回风下山→工作面→C201回风巷→二采区回风大巷→C煤轨道下山→总回风联络巷→风井→地面

详见《C201回风巷及联络巷通风系统示意图》

3、掘进工作面风量计算

每个掘进工作面实际需要风量,应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算,然后取其中最大值。

以下瓦斯及二氧化碳的涌出量取值以C105回风巷掘进时的参数为依据。

(1)按照瓦斯涌出量计算

Qhf=100×

qhg×

khg=100×

0.07×

1.15=8m3/min

式中:

qhg——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,取正常生产月测定平均值0.07m3/min;

khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对瓦斯出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值。

日最大绝对瓦斯出量为0.08m3/min,月平均日绝对瓦斯涌出量0.07m3/min,则备用风量系数取1.15;

100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。

(2)按照二氧化碳涌出量计算

Qhf=67×

qhc×

khc=67×

0.16×

.1.15=13m3/min

qhc——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,取正常生产月测定平均值0.16m3/min;

khc——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值。

日最大绝对二氧化碳出量为0.18m3/min,月平均日绝对二氧化碳涌出量0.0.16m3/min,则备用风量系数取1.15。

67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。

(3)按工作人员数量验算

Qaf≥4Nhf=4×

12=48m3/min

Nhf——掘进工作面同时工作的最多人数,12人。

(4)按局部通风机实际吸风量计算

选用的型号为FBD№5.6/2×

11的局部通风机正常时其吸风量为230m3/min,

Q掘=Q扇×

Ii=230×

1=230(m3/min);

式中Q扇-局部通风机实际吸风量为230m3/min。

 

Ii—掘进工作面同时通风的局部通风机台数;

Q供=Q扇×

Ii×

k=230×

1.2=278(m3/min)

Q扇-局部通风机实际吸风量为230m3/min。

Ii—掘进工作面同时通风的局部通风机台数

K—为防止局部通风机发生循环风的风量备用系数,一般取1.2~1.3,无瓦斯涌出巷道取1.2。

风机安装地点位于二采区运输大巷第二联络巷的风门处,根据测风数据二采区运输大巷风量为800m3/min,能满足风机的吸风要求。

(5)按风速进行验算

根据计算掘进工作面风量为230m3/min

a)验算最小风量

Qaf≥60×

0.25Shf=60×

0.25×

10.8=164.5m3/min

b)验算最大风量

Qaf≤60×

4.0Shf=60×

4.0×

11=2635m3/min

Shf——掘进工作面巷道的净断面积,取平均断面,为10.8m2

因164.5m3/min≤Qaf=230m3/min≤2635m3/min,

11的局部通风机提供的风量为230m3/min,

符合要求。

第三节防尘、防火、供水系统

工作面防尘、供水为同一趟管路,工作面供水路线:

地面储水池→副井→井底车场→主皮带下山→二采区运输大巷→工作面用水。

1、防尘、供水管路规格为Φ50镀锌管,随着垱头掘进往前接续,距离垱头不超过50m。

2、管路每隔50m安装一个Φ20三通供水阀门,三通阀门分别外接一道防尘喷雾及留设一个洒水防尘阀门。

每隔200m安装一个闸阀。

3、每个转载点须安装防尘喷雾,且雾化效果好。

4、将转载点皮带机头喷雾和下道巷道防尘水幕连接起来,由皮带机头处设置阀门控制,同时开关,巷道防尘水幕另设置阀门可单独开关。

5、每台皮带机头附近均安装一个Φ50三通消防栓,接上消防水带。

第四节排水系统

工作面排水路线:

工作面排水→临时水仓→C201回风巷→二采区回风下山→二采区下部水仓→中央水仓→地面。

第五节供电、通讯信号、照明系统

1、综掘机使用660v移动变电站供电,局扇风机使用660v电源,电煤钻使用127v电源,均由井下变电站供电。

2、采用声光电铃等设备作为辅助通讯信号设备,电铃信号为“一响停,二响开”。

3、各掘进头掘进机均配有照明灯;

各井下工作人员均佩带便携式矿灯作为个体照明用具。

工作面电器设备指标表

名称

设备容量

设备型号

移动变电站

315KVA

KBSGZY-R315KVA

电煤钻

局扇

22KW

15KW

YDB-15-600

第六节安全监控及人员定位系统

一、安全监控

1、监测仪表的数量和型号

掘进工作面必须吊挂GJC-4型瓦斯传感器2台。

2、布置位置

在距离垱头5m处吊挂瓦斯探头T1其瓦斯报警浓度为1.0%,断电浓度为1.5%,复电浓度为0.9%;

断电范围为工作面中全部非本质安全型电器设备电源。

另外在距巷道回风口10m~15m处吊挂瓦斯探头T2其瓦斯报警浓度为1.0%,断电浓度为1.0%,复电浓度为0.9%;

断电范围为工作面中全部非本质安全型电器设备电源,

瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方,距顶板不大于0.2m,距回风侧巷壁不小于0.3m。

3、监测电缆铺设在动力电缆上方大于0.1m处。

(详见C201回风巷监控系统图)

二、人员定位系统

在回风巷每隔300m(根据现场情况确定)布设无线通讯定位系统,保证掘进工作面各处都能够正常使用WIFI手机以及人员定位卡。

三、通讯系统

我矿采用井下防爆电话作为主要通讯设备,并配以WIFI手机为辅助通讯设备。

电话可将井下各个工作面及地面调度连接起来。

第七节压风系统

压风系统的线路:

地面压风机房→副井→主皮带下山→二采区运输巷→联络巷→二采区回风巷→二采区回风下山→C201回风巷→工作面。

施工单位必须及时接上压风管路,压风管路距离垱头不能超过30m。

第五章劳动组织及主要经济指标

第一节劳动组织

劳动组织表

工种

小计

在册系数

在册人数

队干

1.2

综掘机司机

兼修理工

支护工

15

18

兼维护工

皮带机司机

12

兼清理工

总计

11

33

36

第二节循环作业

为了保证正规循环作业完成,工作面施工作业必须根据组织的人员配备、合理安排工序,工序与工序之间尽量做到交叉进行,平行作业,以充分利用工作时间,提高工时利用率。

班次

时间(分)

工序

早班

中班

夜班

8101214

16182022

02468

交接班

安全检查

中线检查

洒水掘进

410

出碴

锚杆支护

330

检修维护

60

接皮带

120

清理

第三节主要技术经济指标

主要经济技术指标

项目

走向长度

M

668

煤层厚度

煤层容重

T/m3

1.6

落煤方式

机掘落煤

日进尺

m

月进尺

200

出勤率

%

92

煤层走向

28

煤层倾角

13

锚杆消耗量

条/m

11.55

第六章主要安全技术措施

第一节顶板管理措施

1、严格按本规程要求进行支护和管理顶板。

2、班队长必须每班对工作面的锚杆支护进行检查,发现不合格的要马上补换。

3、严禁空顶作业,工作面最大空顶距2m,遇顶板破碎时最大空顶距改为1m。

作业人员必须在有正式支护或临时支护下打眼、截割。

4、严格执行“敲帮问顶”制度,班队长要经常对工作面,煤壁、支护、顶板进行检查,确保施工中的安全生产。

5、施工中要有专人监护顶板支护变化情况,专人指挥维护,施工人员必须听从指挥,相互配合好。

6、支护必须按质量标准化进行支护。

7、处理冒顶时,首先用长柄工具由外向里处理,班队长负责指挥,并确保安全。

8、如遇顶板有淋水,必须停止作业并汇报调度室,经矿领导检查无问题后,方可施工。

空顶距不得超过1m。

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