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第二节地质情况

豹子沟副斜井下组煤回风下山沿石炭系太原组9#煤层顶板下布置,坡度沿9#煤顶板变化而变化。

豹子沟副斜井下组煤回风下山在9+10+11#煤层中,设计长度为400m,埋藏深度238~276m,上距2#煤层平均83.6m。

其地层情况如下:

1、9号煤层位于太原组下段顶部,下距10+11#(9+10+11#)号煤层0-3.41m,平均1.25m。

煤层厚度0.35-1.10m,平均厚0.80m。

不含夹石,结构简单。

顶板岩性为泥岩或石灰岩,底板岩性为泥岩或粉砂岩。

2、10+11#(9+10+11#)号煤层位于太原组下段上部,煤层厚度3.53-7.37m,平均5.47m。

含1-5层夹石,结构较简单—极复杂。

顶底板岩性一般为泥岩、粉砂岩或石灰岩。

第三节水文地质

一、地表河流

井田内地表水属于黄河水系,区内沟谷一般无水流,平时有井筒的废水排出,若遇暴雨时节,由于汇水面积不大,雨过数小时山洪即减退至消失,河流流向西北,经黑龙关河汇入昕水河。

二、含水层

K2石灰岩含水层是开采10+11#(9+10+11#)#煤层的直接充水含水层,局部地段可能通过开采产生的塌陷裂隙带接受上部砂岩的充水补给,由于含水层均为弱富水性,且充水方式以顶板淋水为主。

下伏奥灰岩溶地下水位标高(600-650m),低于开采煤层,不会给矿井开采造威胁,根据矿井水文地质条件划分+9+10+11#煤层为中等类型。

三、隔水层

本溪组底部有一套以泥岩和铁质粘土岩为主的地层,夹有少量砂岩和薄层灰岩,该层分布普遍,厚度稳定,一般是24.86m,是太原组与下伏奥陶系灰岩之间的重要隔水层,隔水性较好。

另外,煤系地层砂岩间粉砂岩、泥岩组成的层间隔水层组,沉积厚度稳定,构造裂隙不发育,亦可构成各含水层间良好的隔水层。

四、巷道涌水情况

1、根据副斜井井筒及回风立丼井筒揭露的9#煤层顶板K2灰岩含水层无涌水,预计巷道在掘进过程中以顶板淋水为主,本巷道水文地质简单。

2、根据《水文地质类型划分报告》提供的资料,预计顶部K2灰岩的涌水量小于5m³

/h。

3、为保证施工安全,必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则,严格按照本规程中探放水要求进行探放水。

第四节工程地质特征及其他

一、煤层顶底板工程地质特征

9号煤层顶板:

为K2石灰岩、岩性深灰色-灰色,中厚层状,质坚硬,性脆,含燧石结核。

单向抗压强度48.2-71.0MPa,平均62.5MPa;

单向抗拉强度3.57-4.99MPa,平均3.93-4.24MPa;

抗剪强度5.44-10.28MPa,平均7.09-8.30MPa。

顶板易管理。

局部伪顶为泥质灰岩、单向抗压强度49.9-59.1MPa,平均54.7MPa;

单向抗拉强度1.18-1.27MPa,平均1.22MPa;

抗剪强度3.83-10.49MPa,平均6.99MPa。

开采时易冒落,给顶板管理带来一定困难。

9号煤层底板:

多为粉砂岩、泥岩。

岩性灰黑色,致密,性脆。

单向抗压强度67.0-85.8MPa,平均36.7-51.4MPa;

单向抗拉强度1.08-2.44MPa,平均74.9MPa;

单向抗拉强度2.55-4.28MPa,平均3.30MPa;

抗剪强度7.78-12.00MPa,平均9.59MPa。

遇水底板易软化,但隔水性好,抗压强度较高,易管理。

10+11#(9+10+11#)煤层顶板:

多为泥岩、岩性灰黑色,致密,性脆。

单向抗压强度50.9-71.6MPa,平均58.2MPa;

单向抗拉强度2.55-3.26MPa,平均2.89MPa;

抗剪强度7.12-10.20MPa,平均9.09MPa。

据调查,顶板为中等冒落,较好管理,隔水性能好。

底板遇水易软化,但隔水性能好,易管理。

附图二:

煤层综合柱状图

二、瓦斯

根据矿方瓦斯鉴定等级报告,该矿瓦斯绝对涌出量0.79m³

/min。

属瓦斯矿井。

但施工时需按高瓦斯矿井瓦斯管理标准执行。

三、煤尘

本井田2#、9#煤属于自然与容易自燃之间,10+11#煤属于自燃煤层,根据对煤层做煤尘爆炸性测试,煤尘有爆炸性危险。

因此,在今后生产中应加强防尘爆措施,及时处理浮煤和粉煤,严格控制风流、风速,并进行洒水防尘,以杜绝发生煤尘爆炸。

第三章巷道断面及支护形式

第一节巷道断面

巷道断面特征表

巷道名称

断面

巷宽(m)

巷高(m)

断面(m2)

长度m

形状

豹子沟副斜井下组煤回风大巷

矩形

5.3

5

3.65

3.5

19.6

17.6

400

豹子沟副斜井下组煤回风下山断面图

第二节支护设计及支护工艺

一、支护方式:

(一)临时支护

1.支护方式

本巷道使用木点柱或金属前探梁两种临时支护方式。

(1)、顶板不好时,采用木点柱临时支护。

其中木点柱采用原木直径300mm,长度4000mm,并“穿鞋戴帽”。

上下两端采用长度4500mm、宽1500mm、厚50mm。

使用2跟木点柱,在未使用木点柱临时支护钱,工作面不得进行任何形式其他工作,在使用木点柱临时支护后,必须打注锚杆。

不得在前探粱临时支护下进行掘进。

(2)、顶板好时,使用金属前探梁作临时支护,前探金属管采用Φ108mm钢管,长度6000mm;

吊环用Φ20mm以上圆钢制作,吊环内径180mm,吊环上焊接120×

120mm(厚度δ10mm)钢板,钢板中心打孔,孔径根据巷道永久支护的锚杆直径确定。

采用悬吊式前探梁,每根金属管的吊环不得少于2付。

锚杆悬吊式前探梁用螺母将吊环固定在工作面已锚固安装好的第一、第三排顶部锚杆上;

将金属管穿入吊环中,一端前窜至迎头,上好背板,用木楔背紧、背牢。

2、支护要求

(1)、找掉伪顶及活煤活渣,及时前移前探梁、铺联网。

(2)、梁头必须紧贴煤壁,严禁空顶,前探梁与顶板之间必须背紧背牢。

(3)、前探梁长度4m,使用3趟前探梁,分别位于巷中及左右第三根锚杆上,每趟前探梁使用三条框子。

(4)、混凝土初喷必须紧跟工作面。

3、控顶距离

临时支护控顶距离:

顶板完整时为2m,顶板不完整时为0.4m;

炮掘后的最大空顶距为2m,最小为0.4m

二、永久支护

1、支护方式

豹子沟副斜井下组煤回风下山为矩形巷道,采用炮掘施工,锚、网、索、锚梁、喷射砼进行联合支护。

2、支护要求

(1)、顶锚必须紧跟工作面;

帮锚杆最大允许滞后工作面6m。

(2)、初喷必须紧跟工作面;

喷浆成巷最大允许滞后工作面30m。

巷道喷浆厚度均为150mm,砼强度C20。

第三节矿压观测

1、观测对象:

2、观测内容:

用锚杆拉力计、扭力矩扳手对顶、帮锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测,用MYC-18型测力计观测锚索受力情况。

用LBY-3型顶板离层仪观察顶板的位移量,在顶帮设标记观察点,用钢尺实测量巷道表面位移。

即顶、底板和两帮的移近量,用敏感型锚杆液压枕,观察顶板的压力。

(见:

表2)

3、观测方法:

⑴测点布置。

正常情况下,每80m在巷道中安设一组LBY-3型顶板离层仪和敏感型锚杆液压枕。

⑵观察时间。

距离开口200m以内的巷内测点每4~5天观测一次,200m以外的巷内测点每10天观测一次。

⑶锚杆的拉力试验每50m抽查一次,一次分别不少于5根。

 

表2具体观测内容表。

序号

观察项目

观察目的

观察方法

1

巷道浅部顶板移近量

顶层0~5.8m岩层的变化情况

观察浅层离层仪读数

2

巷道深部顶板移近量

顶层5.8~13.2m顶板的变化情况

观察深层离层仪读数

3

两帮相对移近量

两帮移近量

在标记点间用钢尺量

4

锚索载荷

是否达到设计要求

使用YCD-180型拉力器

顶板压力

顶板下沉程度

用敏感型锚杆液压枕

6

顶锚杆的锚固力

使用MYC-16型锚杆拉力器

7

帮锚杆的锚固力

第四节支护工艺

一、支护材料

1、锚杆支护材料规格

锚杆φ20mm×

2.0m左旋螺纹钢

锚杆托盘φ150mmx150mmx8mm中孔φ22.5mm

帮锚杆φ14.6mmx1800mm麻花锚杆

帮锚托盘φ100mmxφ100mmx6mm中孔φ16.5

锚固剂CK2360树脂锚固剂

2、树脂药卷的使用(锚固剂)

帮锚CS23601根

顶锚CS23602根

锚索CS23604根

3、金属网材料及规格

钢筋网规格:

1000×

2000mmφ6钢筋

4、锚索材料及规格

锚索规格:

15.24×

6000mm冷拔丝钢筋

5、锚梁材料及规格

锚梁规格:

80×

5300mmφ12钢筋

二、支护材料布置

(1)顶锚杆:

“矩形”布置,间距为1000mm、排距为1000mm。

(2)帮锚杆:

(3)锚索:

“三花”布置,间距为2000mm、排距为5000mm。

(4)网片:

搭接布置,搭接不少于100mm。

(5)锚梁:

随锚杆布置而布置。

下组煤回风下山断面支护图

三、锚网喷支护工艺:

1、锚杆安装

安装前,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,然后把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,使用注锚器。

2、锚索安装

(1)打眼

作业人员根据锚索设计位置在顶板标好眼位,然后用钻机打眼,眼深6m。

续接钻杆由两人操作,一人抓牢上面钻杆,另一人续接,待钻机打够眼后,下缩钻机,由两人配合把钻杆逐根卸下。

(2)上锚索

锚索采用树脂药卷锚固,用钢绞线把4卷树脂锚固剂送入眼底,使用注锚器。

3、喷浆工艺

1、对影响喷浆作业的障碍物必须拆除,不能拆除的要加以保护。

2、材料配合比为:

水泥:

沙:

石子=1:

1.63:

1.63,水泥标号为P.O42.5普通硅酸盐水泥,石子粒度为10mm,速凝剂掺量为水泥重量的3~4%。

3、人工搅拌料时要将料搅拌均匀,配比符合要求。

4、喷射中,一人掌握喷枪,一人协同移动输料管,胶管不得出现直角弯。

持枪者要一手紧握喷枪、掌握喷射方向,一手握住进水阀们、控制水量大小,严禁枪口对向其它人员,喷射时要通过调节水阀门控制合适的水灰比(0.4~0.5)。

5、喷枪与受喷面要基本垂直,最小不得小于750,距离一般不超过一米为宜。

为了便于施工,喷浆时必须搭架。

6、喷枪操作时,应使喷头沿螺旋形轨迹(1~1.5m)运行,一圈压一圈(圈径200mm)并均匀缓慢移动。

7、喷射顺序为先下后上、先墙后拱、先凹后凸。

一次喷射厚度为60~80㎜,顶部一次喷射厚度为30~50㎜。

8、加入速凝剂必须随喷随掺,不得提前掺入料中。

9、喷射混凝土喷完后2~4小时内,开始喷水养护。

每班喷水养护1~2次,养护时间不得少于7昼夜。

10、正在喷浆的回弹料,可回收后掺入新料中,但掺量不得超过30%,亦可浇筑水沟、台阶等。

11、喷射混凝土回弹率规定:

拱部不大于25%,两帮不大于15%。

12、为了减少喷射混凝土的收缩裂缝,应使用潮湿的中粗砂,控制水泥用量,严格掌握水灰比。

13、严格执行开停机顺序,开机时必须先给水,后开风,再开机,最后上料;

停机时必须先停料,后停机,再关水,最后停风。

第五节技术质量要求

一、掘进:

1、宽度:

中线至任何一帮距离:

0-+200mm;

2、高度:

顶板至底板距离:

二、锚杆支护:

1、锚杆安装牢固,托板密贴壁面。

2、①顶锚杆的扭矩150N·

m,抗拔力达到70KN。

②煤岩巷帮锚杆的扭距100N·

m,抗拔力达到50KN。

3、①顶锚杆间、排距:

1000×

800mm,允许偏差:

±

100㎜。

②帮锚杆间、排距:

4、锚杆孔深度1950mm,允许偏差:

0~+50。

5、锚杆外露长度50mm,允许偏差:

露出托板≤50.

6、锚杆每300根为一组,并进行抽查检验。

7、锚杆喷浆成巷后不许有外露。

三、金属网支护

1、金属网搭接长度不得少于100mm。

具体搭接方式为:

靠工作面方向的网片搭接在后方的网片上;

靠巷道墙体方向的网片搭接到靠巷道顶部的网片上,依次类推、层层搭接。

2、每隔400mm用16#镀锌铅丝双股连一道,拧紧不少于3圈。

具体连接方法为:

网片搭接两边每隔400mm分别进行对错不对称连接。

四、锚梁支护

锚梁必须紧贴岩面,与锚杆、锚索连接处必须用托盘锁死、被严。

五、锚索支护:

1、锚索安装牢固,托板密贴壁面。

2、锚索的锚固力必须达到200KN。

3、锚索间排距允许偏差:

4、锚索孔深度5700mm,允许偏差:

5、锚索方向与井巷顶板角度90°

,允许偏差:

≤15°

6、锚索外露长度≤300mm。

六、喷射混凝土支护

1、C20混凝土配合比(重量比)

水:

石子=1∶0.44∶1.63:

1.63;

2、净宽:

中线至任何一帮距离偏差:

0-+100mm;

3、净高:

顶板至底板距离偏差:

4、厚度不小于150mm;

5、表面平整度允许偏差(限值):

≤50㎜;

6、基础深度允许偏差:

不小于10mm;

7、钢筋网到岩面的喷厚:

不小于30mm;

七、交叉点支护施工要求

1、巷道丁字口、十字口均用锚杆、钢筋网(菱形网)、钢带、锚索进行联合支护,丁字口、十字口(开口处、贯通处)要及时补打锚索,采用“三花式”(丁字口)和“五花式”(十字口)布置。

2、若顶板破碎或压力加大时,根据顶板情况缩小锚杆排距到600~700mm,同时加密锚索布置,并且及时制定专项技术措施。

3、各开口和贯通处,帮网要连接合格,帮锚杆要紧贴煤岩帮,抹角处空顶距超过300mm时要补打顶锚杆进行维护。

第四章施工工艺

一、施工方法

1、豹子沟副斜井下组煤回风下山施工采用全断面分次爆破法掘进,采用风煤钻打眼,配2.2m中空麻花钻杆。

2、爆破后先敲帮问顶,按照规格进行扩刷,前移悬吊式前探梁做临时支护,如围岩破碎时,应及时喷射30~70㎜厚混凝土封闭围岩,再支护前探梁。

3、前探梁支护顶板完毕后,立即打注拱部锚杆、挂网、上锚梁。

拱部锚网梁必须紧跟工作面

4、施工工艺流程:

掘进班:

交接班(含安全检查)—打下部炮眼——装药、放炮—通风—安全检查—打上部炮眼——装药、放炮—通风—安全检查——移前探梁--打注顶部锚杆、挂网—出煤矸

喷浆班:

交接班(含安全检查)--施工帮部锚杆—喷浆(初喷)—巷道复喷后成巷---出碴。

5、循环进尺1600㎜,最大空顶距2000㎜,最小空顶距400㎜。

二、凿岩方式

1、钻眼器具和爆破材料

(1)、凿岩机选用风煤钻,采用φ43mm中空麻花钻杆,Ф43mm合金钻头打眼。

(2)、炸药、雷管

使用煤矿许用三级乳化炸药,药卷规格:

直径35mm,长200mm,重量200g.采用毫秒延期电雷管起爆。

(3)、放炮选用专用放炮母线,发爆器选用MFB——200型电容发爆器。

2、降尘方法:

降尘方法采用湿式打眼、水炮泥、装岩前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、除尘水幕。

3、钻爆施工要求

1)跟班班组长检查工作面顶板情况、一通三防、设施完好情况、瓦斯、风量是否达到要求、支护质量情况等。

2)机电维护工检查风动打眼机、电器设备等各部位完好情况、照明情况、喷雾洒水灭尘装置情况等。

3)检查出的问题必须先行处理,否则不准生产。

4、钻爆工序要求

1)钻眼前,必须检查工作面迎头10m范围内的支护,发现问题及时处理。

2)必须依照中腰线在工作面画轮廓线,按照爆破图表标定眼位。

3)打眼工严格按标记施工,眼距误差不超过50mm,深度误差不超过100mm。

4)打眼时严格执行定人、定钻、定眼位、定责任,保证“准、平、直、齐”。

(1)准:

由当班爆破员负责找准眼位;

炮眼定位根据中腰线将中腰线反倒工作面,并将巷道的上部轮廓线画出,在根据爆破图表将炮眼定好位,在上部炮眼用风煤钻钻探完毕后,先将工作面煤矸出完,再根据爆破图表将下半部炮眼定好,并用风煤钻将下半部炮眼打完。

(2)平、直:

按爆破图所示,除底眼量一定角度进行打眼外,其余眼施工时,钻杆方向必须与水平方向一致,钻头垂直于正前煤(岩)壁,同时派一名有经验的老工人站在打眼工的正后方,对打眼方向进行认真观测和指挥,防止打眼时,钻杆上仰下倾,左右偏斜,避免破坏巷道顶、底板。

(3)齐:

除掏槽眼深2m外,其它眼均为1.8m。

为保证各炮眼眼深一致,眼底最后落在一个平面上,由打眼工在钻杆上用油漆预先做好特殊标记,施工时有一个尺度。

4)严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼,并坚持湿式钻眼。

5)爆破时要严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度(一炮三检:

指装药前、放炮前、放炮后检查工作面放炮地点20m范围内的瓦斯,达到1%时严禁装药放炮;

三人联锁:

装药、联线完成后,放炮员将自己的警戒牌交给班组长,由班组长开始清点人数并向各个警戒点派出警戒员和联络员,待联络员全部返回后将放炮命令牌交给瓦斯员,由瓦斯员检查工作面放炮地点支护、通风、瓦斯等情况,没有安全隐患问题后将自己的放炮牌交给放炮员开始放炮)。

6)爆破采用正向装药,串联式联线方式,使用毫秒延期电雷管,选用煤矿专用的乳化炸药,每眼使用2个水泡泥,封泥必须封满。

7)根据《煤矿安全规程》规定,直巷爆破警戒线应设置在距离爆破地点不小于150m的地点,拐弯巷道应设置在距离爆破地点不小于80m的地点。

因此,在施工回风大巷0-80m爆破时,警戒线最初应设置在下组煤井底车场信号硐室口,80—150m时,爆破警戒线设置在下组煤轨道下山暨下组煤回风下山联络巷70m处。

150m之后,警戒线随着掘进工作面的向前推移而前移。

8)爆破前跟班班组长必须清点人数,在确定所有受爆破区域威胁人员全部撤到警戒线以外后,方可执行“三人联锁”放炮制度。

附:

回风大巷爆破警戒线布置图

三、爆破参数选择

根据地质、断面形状及施工条件,采用全断面分次打眼,全断面分次装药分次破炮掘进工艺施工,契形直眼掏槽,根据煤的硬度系数为F=3,岩石为F=6,确定爆破参数。

1.单位炸药消耗量:

单位炸药消耗量查《井巷工程预算定额》第0545条可得:

施工断面最大Q=36㎏,根据炮眼布置及装药量实际计算,总装药量为28.6KG,符合规定要求。

2.炮眼布置:

1)炮眼数目

岩(煤)巷:

N=qs=53个

2)炮眼布置

掏槽眼:

采用楔形直眼掏槽法,掏槽眼6个;

辅助眼15个;

2圈眼10个,外圈眼12个;

底眼10个;

共布置53个炮眼。

3.炮眼深度确定

掏槽眼深为2m,其它眼均深1.8m。

断面爆破原始条件

名称

单位

数量

掘进断面

M3

秒延期电雷管

53

炮眼深度

M

1.8

炸药

KG/条

0.2

炮眼数目

总装药量

KG

28.6

岩石坚固性系数

f

3~6

断面炮眼布置及装药量

眼号

炮眼

眼深

(M)

眼距

抵抗距

炮眼装药量

雷管

卷/眼

装药长

(m)

装填

卷数

重量

(KG)

用量

(个)

爆序

1~6

掏槽

1.3

0.6

0.8

40%

24

4.8

7~21

辅助

33%

45

9

15

22-31

2圈

0.4

22%

20

10

32~43

外圈

12

44-53

底眼

30

合计

143

断面预期爆破效果

炮眼利用率

%

90

每米巷道炸药消耗量

KG/M

17.713

每循环工作进尺

1.6

每循环炮眼总长度

M/循环

96.6

每循环爆破实体煤炸药消耗量

KG/循环

每立方米煤雷管消耗量

个/M3

1.7

每立方米炸药消耗量

KG/M3

0.92

每米巷道雷管消耗量

个/M

33.1

4、装药结构及起爆顺序

(1)、装药结构:

采用正向连续装药结构。

(2)、起爆顺序:

掏槽眼首先起爆,辅助眼其次,周边眼最后起爆,雷管从内向外逐次为1、2、3、4段起爆。

连线方式为大串联。

(3)、爆破作业

在钻爆作业中,爆破效果的好坏,不但直接影响掘进速度和巷道成形,因此要严格按爆破设计要求施工,保证钻眼、装药、连线、放炮工作的质量,并根据煤(岩)层的实际情况,不断改善爆破图表以提高爆破效果,确保光爆成型。

(4)、装药联线放炮

装药:

首先将炮眼内残渣用压风吹净,并检查炮孔深度、角度是否符合设计要求,然后按爆破设计要求装填药卷。

(5)、钻眼爆破时应注意事项:

a、钻眼前应检查井壁,处理掉危岩、活石后方可打眼。

b、打眼前应根据中心垂线点出炮眼位置,使每个打眼工心中有数。

c、炮孔要直,孔位要准,各炮孔的孔向和孔位要严格按设计要求施工。

d、打眼时要采用湿式打眼,严格按规定操作

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