11轨皮一号联巷掘进作业规程Word文档下载推荐.docx
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38396330.049Z:
+167.000)巷道布置在二1煤层内,沿二1煤层底板掘进。
二、巷道用途
巷道贯通进行扩修后做紧急避难硐室用。
三、巷道性质
11采区轨皮一号联巷为开拓巷道。
四、巷道设计长度、工程量、坡度
11采区轨皮一号联巷设计长度为33.5m,坡度为3‰。
五、服务年限、开(竣)工时间
1.服务年限:
至11采区回采结束。
2.开工时间:
2013年1月15日。
3.竣工时间:
2013年2月5日。
六、巷道平面布置
附图1:
11采区轨皮一号联巷平面布置图。
第二节编制依据
一、经过审批的设计及批准时间
经过审批的设计是:
《11采区轨皮一号联巷平、断面图》,批准时间为2012年12月10日。
二、地质说明书
11采区轨皮一号联巷地质资料的依据是《11采区轨皮一号联巷掘进地质说明书》。
三、其他依据
1.《煤矿安全规程》(2011年版)及国家有关安全生产法律、法规;
2.《河南省国有煤矿生产矿井安全质量标准化标准及考核评级办法》(2007年版);
3.《煤矿技术操作规程》;
4.河南煤化集团、永煤公司、永龙公司及新兴煤矿有关制度、规定;
5.《11采区轨皮一号联巷开工联系通知书》。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。
表1井上下对照关系及邻近采区开采情况表
煤层名称
二1煤层
水平名称
+186
采区名称
11采区
巷道名称
轨皮一号联巷
地面标高(m)
+435.5
巷道标高(m)
+166.610
地面的相对位置及其它
该巷道地表为已搬迁村庄和农田。
井下相对位置对掘进巷道
影响
该巷道处于11采区轨道下山、11采区皮带下山之间的保护煤柱内,掘进范围内无采空区、老巷及地质构造。
第二节煤(岩)层赋存特征
煤(岩)层赋存特征见表2、表3。
表2煤层特征表
指标
参数
备注
煤层厚度(最大~最小/平均)m
1.5~3.5/2.5
煤层倾角(最大~最小/平均)°
28~36/32
煤层硬度系数f
0.2~1
煤层层理(发育程度)
不发育
煤层节理(发育程度)
自燃发火等级
Ⅲ类不易自燃
绝对瓦斯涌出量m3/min
0.3
煤尘爆炸指数
17.19%
地温℃
17~19
冲击地压
无
表3煤层顶、底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
基本顶
中粒砂岩
28
暗灰色,中粒长石英石砂岩硅质与泥质胶结,层面含炭质及云母片。
直接顶
细粒砂岩
5.98
暗灰色,细粒长石英石砂岩,硅质与泥质胶结,层面含炭质及云母片,上部覆盖有铝土质泥岩。
直接底
砂质泥岩
2.5
深灰色,含土质,底部为泥岩。
附图2:
地质综合柱状图。
第三节地质构造
矿区位于登封煤田郭沟~新新勘察区浅部二1煤层,属嵩箕构造区。
构造复杂程度确定为中等构造。
区内地层为单斜构造,地层倾向15°
,倾角28~36°
。
根据11采区皮带下山、11采区轨道下山揭露情况,该地区无地质构造。
第四节水文地质
1.水平大巷掘进过程中,局部顶板有滴水现象,涌水量约为0~1m³
/h;
煤层顶板直接充水含水层为顶板砂岩含水层,当直接顶冒落后有滴水、淋水现象。
2.C3t上段L7~L9石灰岩组成的含水层组,其中L7较发育,层位稳定,厚7m左右。
岩溶裂隙发育,具有不均一性。
该层至二1煤层距离一般厚10m左右,属含水性弱~中等的岩溶裂隙承压含水层。
根据以上情况,预计该掘进工作面涌水量为1m³
/h。
掘进时应及时挖掘水沟,以免影响生产。
第五节瓦斯涌出情况
本矿井为低瓦斯矿井,根据2011年瓦斯等级鉴定报告,二1煤层瓦斯相对涌出量为0.42m3/t,绝对涌出量为4.06m3/min。
二1煤层煤尘爆炸指数为17.19%,有爆炸危险性,煤层属Ⅲ类不易自燃煤层,预计本工作面瓦斯绝对涌出量为0.3m³
/min,为瓦斯工作面。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
11采区轨皮一号联巷位于11采区+166.610m水平,巷道沿二1煤层走向布置,掘进巷道断面为梯形,开口位置在11皮带下山P上3点处,沿287°
35′23″方位角施工,开口处底板标高为+166.610m。
第二节支护设计
一、巷道断面
11采区轨皮一号联巷断面形状为梯形(附图3)。
二、巷道规格及支护:
1.11采区轨皮一号联巷采用矿工钢对棚支护,支架为梯形。
巷道设计净宽(上宽)2.0m,下宽3.2m,净高2.1m,柱窝深200mm,内扎角为75°
,净断面5.46m2;
掘进宽度(上宽)2.3m,下宽3.6m,掘进高度2.3m,掘进断面积6.8m2;
棚距:
600mm。
2.背帮背顶:
采用塑编网(6000mm×
800mm)及背木(小头直径不小于50mm,长700mm)背帮背顶。
顶帮有空洞时,可用荆笆或编织袋装煤填实背严。
背木间距:
顶部为200mm,两帮为300mm。
三、临时支护
临时支护:
采用2根前探梁,前探梁由π型钢梁加工制成,配合固定器作为临时支护,前探梁长2.4m(前探梁支护见附图4),最大控顶距离1m。
1.安装前探梁前,要对前探梁及固定器进行检查,发现有裂缝、焊缝断开现象不得使用。
2.安装固定器:
两人配合举起固定器,将两侧的挂钩挂在顶梁上,旋转拉紧螺丝,使固定器固定牢固。
3.固定前探梁:
固定好两个固定器,两人配合抬起前探梁,将前探梁窜入固定器(前探梁支护距离不得大于1m),一人扶好,一人旋转顶紧螺丝,使前探梁固定牢固。
前探梁固定后,安装矿工钢棚顶梁,并按规程要求背顶。
4.移动前探梁:
一人扶好前探梁,一人旋转顶紧螺丝,使前探梁松动,两人配合移动前探梁;
移动至需要位置,一人扶好,一人旋转顶紧螺丝,使前探梁固定牢固。
5.拆卸前探梁:
一人扶好前探梁,一人旋转顶紧螺丝,使前探梁松动,两人配合抽掉前探梁,并放置在巷道一侧。
6.拆卸固定器:
两人配合举起固定器,旋转拉紧螺丝,使固定器松动,去掉固定器,并放置在巷道一侧。
四、工程质量标准与要求
1.巷道净宽:
中线至一帮误差为0~+50mm;
净高:
误差0~+100mm。
2.塑编网搭接宽度不小于100mm,并用塑编网带联结牢固,逢孔必联,每二孔连一个死结,连结间距为100mm,严禁串连。
3.背木小头直径不小于50mm,并穿过柱梁中心;
背木要垂直于支架布置,且不得松动(松帮卸压不受此限)。
4.柱窝深度为200mm。
5.柱梁接口:
严密合缝。
柱腿要站在硬底上,严禁站在浮煤(矸)上;
遇到煤岩突然变化或底板松软时,支柱要穿鞋。
6.支架两端扭距不大于80mm,两端高低差不大于50mm。
7.支架不得前倾后仰、扭斜迈步(1m垂线误差不大于17mm)。
8.巷道干净整洁卫生,无杂物,无浮煤(矸),无积水;
管线吊挂整齐。
9.架棚时顶梁与柱腿之间的接触面必须垫肩口垫(旧皮带制作)。
第三节支护工艺
一、支护材料
1.11#矿工钢支架(梁,腿)
2.矿工钢、塑编网,荆笆,背木,圆木(处理冒顶时用)
3.支护材料规格:
支护材料规格表
序号
材料名称
规格
单位
数量/m
1
矿工钢棚
2300mm×
2400mm
架
4
2
塑编网
6000mm×
800mm
张
3
荆笆
400mm×
700mm
块
18
背木
Φ50mm×
根
24
4.巷道特征
巷道特征表
巷道
名称
煤岩
类别
断面
形状
掘进断面(m2)
净断面
(m2)
坡度
棚距
(mm)
11采区轨皮一号联巷
煤
梯形
6.8
5.46
3‰
600
5.备用支护材料
备用支护材料表
数量
10
70
200
5
圆木
Φ160mm×
二、架棚支护
(一)安全规定
1.施工中不得使用下列支护材料及支架:
(1)不符合作业规程规定的支护材料。
(2)腐朽、劈裂、折断、弯曲的坑木。
(3)严重锈蚀或变形、焊接的金属支架。
2.施工时,必须按照作业规程规定采用前探梁支护,严禁空顶作业。
其支护材料、结构形式、质量要符合作业规程规定。
3.支护过程中,必须对工作地点的电缆、风筒、风管、水管及机电设备妥善加以保护,不得损坏。
4.严禁将棚腿架设在浮矸浮煤上。
5.放炮崩倒崩坏的支架要及时修复或更换。
修复支架前,应先清除危煤活矸,架设好临时支护;
正棚或更换支架时,必须从外向里逐架进行。
6.支架必须架设符合标准要求。
7.架棚后应对以下项目进行检查,不合格的应进行处理。
(1)梁和柱腿接口处是否严密合缝;
(2)棚梁及棚腿两端至中线的距离;
(3)腰线至棚梁及底板的距离;
(4)支架有无扭斜迈步,前倾后仰现象;
(5)支架帮顶是否按规定背紧、背牢。
8.背帮背顶材料要紧贴围岩,不得松动。
顶部和两帮的背木应与巷道中线或腰线平行,其数量和位置应符合作业规程规定,背木两头必须超过梁柱中心。
9.底板松软时,要采取防止柱腿钻底的措施。
在柱腿下加垫块时,其规格、材质必须符合作业规程要求。
其垫块为硬木垫块,规格:
长×
宽×
厚=200mm×
150mm×
50mm。
10.上梁时,必须手托棚梁,稳抬稳放,不得将手伸入柱梁接口处。
(二)架设矿工钢支架
1.放炮前加固工作面10m内的支架,防倒器上齐。
放炮后由外向里逐棚检查、整修。
2.放炮后将前探梁前移至工作面固定牢固,上好需要架设的棚梁,调整好中腰线,并背实顶板。
3.挖柱窝:
先量取棚距,按中线和下宽定柱窝位置,按腰线确定其深度。
控制好顶帮后,再把柱窝挖至设计深度(200mm)。
挖柱窝时,须由专人监护顶帮安全情况。
4.合棚梁:
棚腿栽入柱窝与前探梁上的棚梁合口,符合质量标准要求后,将支架找正。
5.全面检查支架架设质量,背帮背顶,楔紧打牢。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道施工方法
1.采用爆破落煤(岩),风镐配合手镐挑顶、卧底、刷帮。
人工装煤,配合刮板输送机运输。
2.爆破时,必须对周围的电缆、设备及风水管路等加以妥善保护,防止爆破崩坏。
3.联巷开口前,先加固开口位置,用两根矿工钢配以卡缆、U型丝将U型棚的顶梁弯弧段卡紧,加固牢靠;
然后松连板卡缆螺丝去掉U型棚两根柱腿。
5.开口应打浅眼、少装药、放小炮,眼深不大于0.8m,每眼装药量不超过1卷。
6.爆破时,11采区皮带下山的带式输送机必须停止运转并闭锁,爆破后及时清理带式输送机上下的浮煤,确保安全后,方可开启11采区皮带下山的带式输送机。
每次爆破前将爆破位置附近10m范围内的风、水管路、电缆、带式输送机等用旧皮带进行保护好,在每次爆破前、后对附近的风水管路、电缆、刮板输送机、带式输送机等各进行一次检查,发现问题及时处理。
7.前6m采用人工出煤(矸),施工6m后,安装刮板输送机(使刮板输送机与11采区皮带下山的带式输送机搭接)。
当掘进至适合长度后,将刮板输送机前移,实现联合运煤。
8.每次接班后,首先安排人员进行安全检查,确认安全后,将刮板输送机机尾延长至工作面,然后开始进行打眼、装药爆破,最后进行支护顶部和帮部。
正常掘进每循环进尺1.2m,临时支护最大控顶距为1m。
9.遇断层或其他地质构造时应及时汇报生产科,并编制施工安全技术措施。
二、施工工艺流程
交接班→安全检查→延长刮板输送机→打眼→装药爆破→敲帮问顶→临时支护→出煤→架棚→质量检查→清理。
第二节凿岩方式
一、施工方式
采用ZQHS-20/1.1型手持式风动钻机打眼,破岩时使用YT-28风动凿岩机打眼,钻爆法掘进,手镐作业。
二、运输方式
物料采用轨道运输与人工辅助运输相结合;
煤(矸)采用人工配合刮板输送机及带式输送机联合运输。
工作面爆破工作结束,首先在煤堆上进行洒水和冲洗巷帮降尘,然后将工作面所有人员撤到安全地点,点动刮板输送机将工作面的一部分煤运走,再将刮板输送机闭锁,执行敲帮问顶,使用好临时支护,最后用铁锨挖出机尾压柱窝,打好机尾压柱。
三、设备布置
附图5:
设备布置示意图。
第三节爆破作业
一、打眼
打眼时,必须根据爆破说明书(附图6)上注明的炮眼深度、角度进行打眼,采用楔形掏槽,煤巷打眼选用ZQHS-20/1.1气动手持式钻机人工打眼,配1m长Φ32mm型空心麻花钻杆和Φ38mm空心钻头打眼。
半煤岩巷道打眼时,将掏槽眼布置在煤层中,采用楔形掏槽,岩石眼采用YT28型气腿式凿岩机配合2m长钻杆和Φ36mm“一”字型钻头打眼。
打眼顺序:
先打上部眼,后打下部眼,先掏槽眼后周边眼。
二、爆破
装药时必须根据爆破原始条件表,炮眼布置及装药量表,预期爆破效果表进行装药爆破。
选用三级煤矿许用乳化炸药(药卷规格:
长200mm,直径32mm,重量200g),8号煤矿许用毫秒延期电雷管(毫秒延期电雷管延期量与段别标志见表),FD100XS-A型连锁数显遥控发爆器(双闭锁),爆破母线必须使用铜芯绝缘线。
毫秒延期电雷管延期量与段别标志表
段别
延期量
(ms)
<
13
+10
25
-10
50
+15
75
110
脚线标志
灰红
灰黄
灰兰
灰白
红绿
(1)联线方式:
串联,严禁并联或串并联爆破。
(2)装药方式:
正向装药。
炮眼打好后及时装药,没有爆破的炮眼必须将雷管脚线扭结成短路,塞进炮眼内。
待爆破时再将雷管脚线串联起来。
(3)装药结构:
每个炮眼装一卷炸药后(400g),先封100mm长粘土封泥,再充填一支水炮泥(200mm),最后用粘土炮泥封孔,把炮眼填满(详见爆破装药结构图附图6)。
(4)脚线的连接工作可由班长协助爆破工进行,但爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作,只准爆破工一人操作。
(5)爆破警戒线位置:
警戒安全距离为44m,警戒人员警戒位置①11采区轨道下山上部车场②轨回联巷与11采区轨道下山交岔点③二联巷与11采区皮带下山交岔口④主井清煤斜巷与11采区皮带下山交岔口;
爆破时,爆破警戒线处要设置爆破警戒牌及警戒绳,警戒人员必须在安全地点警戒,严禁任何人进入爆破地点(爆破警戒图见附图7)。
爆破原始条件表
项目名称
掘进断面积
m2
6.2
煤岩硬度系数f
CH4绝对涌出量
m3/min
0.30
炸药类型
三级煤矿许用乳化炸药
雷管类型
煤矿许用毫秒延期电雷管(8号)
6
发爆器类型
FD100XS-B
炮眼布置及装药量表
炮眼
编号
眼深
(m)
角度(°
)
雷管
个数
封泥
长度
装药量
装药
方式
连线
方式
起爆
顺序
垂直
水平
每眼(卷)
总量(kg)
掏槽眼
1-4
1.4
≥0.5
2.4
正向装药
串联
Ⅰ
辅助眼
5、7
1.2
0.8
Ⅱ
85
0.4
底眼
8-12
80
2.0
Ⅲ
合计
12
5.6
预期爆破效果表
炮眼利用率
%
90
每循环掘进进尺
m
每循环实体煤量
m³
7.44
每m³
炸药用量
kg/m³
1.32
雷管用量
个/m³
0.62
每m炸药用量
kg/m
4.66
7
每m雷管用量
个/m
第四节装载与运输
一、装载与运输方式
1.物料运输:
采用轨道运输与人工辅助运输相结合。
首先将材料及设备运至东翼联巷与11采区转载巷交岔点,卸载后利用人工运到施工地点。
2.煤(矸)运输:
采用人工装煤(矸)配合刮板输送机及胶带输送机运输。
二、装载、运输机械及其配套设备
1.一部刮板输送机
型号:
SGB320/30型
电机功率:
30kW
运输长度(最大):
60m
运输能力:
40t/h
2.调度绞车
JD-25型
滚筒电机功率:
25kW
绳径:
15.5mm
提升能力:
2.5t
三、运输路线
1.物料运输路线:
地面→副井→井底车场→轨道运输大巷→风井底绕巷→东翼轨道上山→东翼联络巷→11采区皮带下山。
2.煤(矸)运输路线:
11采区轨皮一号联巷→11采区皮带下山→主井上仓斜巷→主井煤仓→主井箕斗→主井地面煤厂。
附图8:
运输系统示意图。
四、运输设备的铺设及安全设施
1.刮板输送机安装达到平、直、稳、牢。
无挂卡、飘链现象,刮板无明显歪斜。
坡度变化平缓,机头架下底板平整硬实,必须采用加工的专用支架垫实、垫平,确保牢固。
2.中部槽搭接端头靠紧,过渡平缓无台阶,中部槽槽帮整体暴露在巷道底板上。
3.机头安装稳固的压柱,压柱采用直径不小于180mm的圆木,垂直支设在刮板输送机底座和巷道顶板上,压柱上部用防倒绳捆牢,两根压柱相互连锁。
4.刮板、链条规格符合标准,无严重变形、锈蚀、磨损,两根链条伸长量一致,配对组装,链条无缠绕或拧劲。
5.刮板输送机刮板和链条的连接螺栓头朝着刮板链运行方向的一侧。
6.刮板链松紧适度,链条在机头链轮下部有2~3个松弛环为宜。
7.机头、机尾驱动装置连接牢靠,转动灵活,无卡阻和杂音,齿轮箱内清洁无杂物,齿轮啮合符合标准,各传动部位按要求加注润滑油脂,润滑油标号正确,油量适中,无渗漏、无污垢,清洁卫生。
8.驱动装置电机、减速机等周围环境保持清洁,无积煤、无积水、无淋水。
9.电机、减速机连接紧密无松动,与护罩之间无摩擦、刮卡现象,对轮胶圈或弹性盘完好齐整。
10.刮板输送机与带式输送机搭接时,搭接重合长度不小于500mm,搭接高度(卸载链轮下沿至下部设备机架表面)不小于300mm,不大于500mm。
11.电气开关选型符合实际需要,各种保护装置齐全,动作灵敏可靠,各种保护整定值符合设计要求。
第五节管线敷设
一、管线敷设要求
1.风筒吊挂
风筒使用Φ600mm的抗静电、阻燃的胶质风筒,风筒吊挂必须平直一条线,逢环必吊。
接风筒时要采用双反压边,接头平缓,不花接(异径风筒要有过渡节),不逆接,严密不漏风,风筒无破口;
转弯巷道要设弯头,不准拐死弯;
风筒弯头折深不超过100mm,风筒与风机连接处(大小头)必须加上软衬垫,做到严密不漏风,大小头大小长短合适,以减少风流阻力,并用铁丝捆扎三道,两道接头的距离不得小于200mm,风筒出口到工作面迎头的距离不大于5m。
2.管路吊挂
(1)风、水管路吊挂在巷道左帮(面向掘进头),风管在水管上方,两者间距为200mm,风管下平面距底板1.2m。
风、水管路采用专用挂钩进行吊挂,严禁采用铁丝吊挂。
风管下平面距底板不小于1.2m,吊点间距为4.8m。
(2)敷设的管路外表面刷防腐漆进行防腐处理。
水管刷绿色防腐漆,风管刷黄色防腐漆,接头刷防锈漆,刷漆要均匀,色泽一致且无流淌现象。
(3)供风管路总闸阀手柄应垂直向上安装,供水闸阀手柄的朝向应保证不能影响运输及行人的安全,并吊挂“行人通过,注意安全”的标示牌。
第六节设备及工具配备
设备、工具见表11。
设备工具名称
型号
局部通风机
BDKJ№5.0-2×
5.5
台
11kw
手持式风动钻机
ZQHS—20/1.1
风动凿岩机
YT-28
风镐
G10
把
手镐
镂子
发爆器
8
刮板输送机
SGB320/30
9
电话机
KTH-15
部
设备及工具配备情况表
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式及供风距离
通风方式为压入式。
采用2台型号为BDKJ№5.0-2×
5.5局部通风机向工作面供风,供风距离最长为160m。
二、掘进工作面风量计算及风机选型
(一)漏风系数
P=1÷
[1-(L÷
100)×
P100]
=1÷
[1-(160÷
0.02]
=1.03
式中P100---百米风筒漏风率,取0.02;
L---设计掘进巷道供风长度,取160m;
P---漏风系数。
(二)掘进工作面需风量计算
1.按瓦斯或二氧化碳涌出量计算:
Q=100qK=100×
0.3×
2=60m3/min
式中Q——掘进工作面实际需要风量