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第一节巷道布置-11-

第二节支护设计-13-

第三节支护工艺及质量-17-

第四节矿压观测-19-

第五节巷道开口施工方法-21-

第四章施工工艺-23-

第一节施工方法-23-

第二节施工工艺-23-

第三节装载与运输-24-

第四节管线敷设-25-

第五节设备配备及技术特征表-27-

第五章生产系统-30-

第一节通风系统-30-

第二节供电系统-37-

第三节供、排水系统-39-

第四节运输系统-40-

第五节瓦斯防治-41-

第六节防尘系统-41-

第七节防灭火系统-42-

第八节工作面质量标准化管理及煤质指标-43-

第六章六大系统-47-

第一节压风自救系统-47-

第二节供水施救系统-47-

第三节监测监控系统-48-

第四节人员定位系统-49-

第五节通信照明系统-50-

第六节紧急避险系统-50-

第七章劳动组织及主要技术经济指标-52-

第一节劳动组织-52-

第二节作业循环-53-

第三节主要技术经济指标-54-

第八章安全技术措施-55-

第一节一通三防-55-

第二节顶板管理-58-

第三节防治水-59-

第四节机电安全管理-61-

第五节运输安全技术措施-63-

第六节职业健康安全措施-63-

第六节其它安全技术措施-64-

第九章灾害应急措施及避灾路线-67-

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称:

三采区西翼辅助运输通道

二、巷道用途:

主要用途为三采区西翼辅助运输通道,兼做三采区西翼6-2307、6-2309、6-2311综采工作的辅回撤通道。

三、巷道性质

三采区西翼辅助运输通道为准备巷道。

四、巷道施工长度、开竣工时间

1、设计长度:

三采区西翼辅助运输通道设计总长度(走向长)为786m。

2、开工时间:

2013年10月30日

3、竣工时间:

2014年2月15日

第二节编写依据

一、相关设计及批准时间

本作业规程编写的依据是《宏景塔一矿三采区初步设计》、《宏景塔矿区详查报告》、《宏景塔一矿技术改造可行性研究报告》。

二、地质部门提供的宏景塔一矿地质说明书

《宏景塔一矿三采区掘进地质说明书》

三、三采区采掘工作面有关矿压观测资料

《三采区回风大巷及6-2307、6-2309主运顺槽矿压观测记录》

四、其他技术规范

1、《煤矿安全规程》(2011);

2、《煤炭工业矿井设计规范》;

3、《矿井防灭火规范》;

4、《矿井通风安全装备标准》(MT/T5016-96);

5、AQ1029-2007煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范;

6、《矿井水文地质规范》;

7、《煤矿技术操作规程》;

8、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》;

9、其它有关安全法律、法规;

10、《三采区西翼辅助运输通道技术交底通知单》。

第二章地面位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

一、工作面井上下位置与四邻情况

三采区西翼辅助运输通道开口点位置距井口(西北方向358°

54′13″)约3248m。

地面为丘陵荒地,无建筑物。

三采区西翼辅助运输通道:

东临三采区回风大巷,南为6-2311辅运顺槽,西为6-2307、6-2309、6-2311综采工作面,北为6-2307辅运顺槽。

邻近无采掘情况对巷道掘进无影响。

工作面附近有HE2、HE5钻孔,平均煤厚6m。

地面沟谷交错,从地形图上看掘进范围内无地物分布。

掘进范围内地表起伏不平、西高东低、南高北低,地表无河流流过。

地面标高1362-1334m,煤层底板标高1245-1244m,煤层覆盖层平均厚95m。

表一井上下关系对照表

水平、采区

6-2、三采区

工程名称

地面标高

1362-1334m

井下标高

1245-1244m

地面的相对位置建

筑物、小井及其他

54′13″)约3248m;

地面无建筑物,地表西高东低,无河流流过

井下相对位置对掘

进巷道的影响

无影响

邻近采掘情况对掘

第二节煤(岩)层赋存特征

一、煤层赋存情况

6-2煤层位于中下侏罗统延安组下岩段的下部,属于稳定煤层,北部薄南部厚,煤层厚度由北向南变化为5.32~5.72m,变化均匀,平均厚度5.52m;

煤层向西南方向倾斜,倾角1—2°

部分区域夹矸,第一层夹矸距煤层底板1.4m左右,厚度0.07m,第二层夹矸距煤层底板2.1m左右,厚度0.2m,第三层夹矸距煤层底板4.5m左右厚度0.7m左右,从三采区回风大巷由东向西逐渐变薄,约240m的位置夹矸消失。

二、煤质

6-2煤层煤肉眼鉴定呈黑色,条痕褐色,光泽暗淡,沥青光泽,煤岩组份以亮煤为主,条带状结构,层状构造,参差状断口,偶见贝壳状断口,半坚硬,煤种BN31。

区内有12个钻孔的16个煤心煤样测定了真密度与视密度,煤的真密度值为1.48,视密度值为1.28~1.31t/m3

煤质特点:

(1)煤变质程度低,为低变质的烟煤Ⅰ阶段;

(2)水分、灰分产率低;

(3)特低硫、磷、高发热量;

(4)是良好的动力用煤。

三、瓦斯、煤尘

据地质报告及现有开采资料,煤层中瓦斯含量很低,属CO2-N2带,根据2012年《宏一矿矿井瓦斯等级鉴定报告》,属瓦斯矿井。

由于所采煤层变质程度低,挥发份较高,丝碳含量高,吸氧性强,具有燃点低,一般在3000左右,属易燃煤层。

地面发火期40~60天。

井田内采集样品煤尘爆炸性测定,火焰长度大于400毫米,故煤尘具有爆炸性。

表二煤层特征情况表

指标

参数

备注

煤层厚度(最大~最小/平均)/m

6.1~5.9/6

煤层倾角(最大~最小/平均)/(o)

1-2

平缓、近似水平

煤层层理(发育程度)

未发育

未见断层

煤层节理(发育程度)

自然发火期/天

40-60

绝对瓦斯涌出量/(m3/min)

0.22

掘进

相对瓦斯涌出量/(m3/t)

0.52

煤尘爆炸指数/﹪

29

地温/oC

地温梯度为1℃/100m左右

煤层直接顶为泥岩,砂质泥岩,厚3.5~7.4m,老顶为细砂岩、粉砂岩2.5-7.7m,直接底为砂质泥岩,厚4.8~5.0m,老底为细砂岩4-5m。

见图一煤岩层综合柱状图

图一煤岩层综合柱状图

泥岩、砂质泥岩遇水易软化,破碎,为半坚硬岩石。

地质报告对采空区最大冒落带计算其高度5.8~35.72m,最大裂隙高度25.52~130.87m。

表三煤层顶、底板岩性分布情况表

类别

项目

顶、底板类别

岩石名称

厚度(m)

岩石物理学指标

抗压强度(MPa)

普氏系数

抗拉强度

煤层顶板

伪顶

直接顶

砂质泥岩

3.5-7.4

22.73

2.34

0.93

老顶

细砂岩

2.5-7.7

28.3

2.89

3.83

煤层底板

伪底

直接底

4.8-5/4.9

老底

4-5/4.5

第三节地质构造

东胜煤田基本构造形态表现为一单斜构造,地层走向N25°

W,倾向S65°

W,倾角1~3°

,具有宽缓的波状起伏,断层不发育,区域内未发现岩浆岩侵入。

本井田基本构造形态与东胜煤田整体构造形态基本一致,为一向南西倾斜的单斜构造,中部较平缓,地层倾角1~2°

褶曲与断层均不发育,无岩浆活动,属于构造简单地区。

构造类型划分为一类一型。

第四节水文地质

根据地下水赋存条件及水力性质不同,可划分为两大类,一类是新生界松散类孔隙水含水岩组,另一类是中生界碎屑岩类,孔隙、裂隙潜水、承压水含水岩组。

隔水层均由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩等组成。

这些隔水层与含水层呈互层组合在一起,形成各含水层的顶底板。

本区气候干燥,降雨量小,地形切割强烈,易形成集中排泄,渗入地下很少,地形地貌不具备储水条件,不会造成矿井大量充水,只有少量底板渗水。

由于煤层的开采,采空区的不断增大,冒落带裂隙会和地表的裂隙相连。

当掘进巷道时可能会有裂隙水、地表降水渗入掘进巷道,所以在掘进时候必须引起高度重视,必须做好防治水工作。

正常涌水量5m3/h,最大涌水量10m3/h,在掘进巷道时候必须安装排水管道,形成排水系统,防止突水引起水患。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

(附图1巷道布置平面示意图)

一、三采区西翼辅助运输通道

三采区西翼辅助运输通道设计为矩形断面,规格为:

宽5.2m,高4.2m,设计总长度786m;

三采区西翼运输通道分为两期掘进。

一期掘进长度为375m,从6-2307主运顺槽69m处开口自北向南沿底掘进,开口中心点坐标为:

X=4372724.729,Y=37462299.910,掘进方位角α=359°

42′45″,掘进160m后反回6-2307主运顺槽69m处自南向北沿底掘进,掘进长度215m。

二期掘进长度为411m,从6-2309辅运顺槽69m处开口自南向北沿底掘进,开口中心点坐标为:

X=4372441.929,Y=37478577.990,掘进方位角α=359°

42′45″,掘进128m后反回6-2309辅运顺槽69m处自北向南沿底掘进,掘进长度282m。

当一期工程完成后,机组倒往二期掘进工作面必须另行拟写相关安全技术措施。

二、三采区西翼辅助运输通道倒车硐

三采区西翼辅助运输通道共开设9个倒车硐,因西翼辅助运输通道兼做6-2307、6-2309、6-2311辅回撤通道,倒车硐分别均匀布置在6-2307、6-2309、6-2311辅回撤通道的回采帮,断面为矩形断面,宽5m,高4.2m,深10m,开口抹角3m×

3m,倒车硐与顺槽平行。

见图二巷道剖面示意图

图二顺槽巷道剖面示意图

表四巷道设计参数对照表

巷道名称

断面类型

巷道规格

宽(m)

高(m)

深度(m)

长度(m)

矩形

5.2

4.2

786 

辅回撤通道倒车硐

5

10

第二节支护设计

一、三采区西翼辅助运输通道支护设计

三采区西翼辅助运输通道顶板采用锚杆、网片联合支护,锚杆间排距为1200mm×

1200mm,每眼1卷树脂锚固剂,每排5根,两帮最外侧的锚杆距巷帮200mm;

网片为单层网,网片长边与巷道走向平行,搭接长度200mm,网扣间距200mm,用10#铁丝双股双扣进行扭结,链网后强度不低于网片本身抗拉强度。

三采区西翼辅助运输通道后期作为6-2307、6-2309、6-2311辅回撤通道,因此回撤通道回采帮需加强支护,待掘进施工完毕后再进行巷帮二次支护;

二支护采用锚杆、网片联合支护,锚杆间排距为1200mm×

1200mm,每眼1卷树脂锚固剂,每排4根,呈五花布置,最上边一排锚杆距顶板50mm;

网片为单层网,网片长边与巷道走向平行,链网要求同上。

见图三三采区西翼辅助运输通道支护示意图

图三三采区西翼辅助运输通道支护示意图

二、三采区西翼辅助运输通道倒车硐支护设计

倒车硐室顶板采用锚杆、网片联合支护,锚杆间排距为1200mm×

1200mm,每眼1卷树脂锚固剂,每排5根,外侧锚杆距巷帮100mm;

网片为单层网,网片长边与倒车硐走向平行,搭接长度200mm,网扣间距200mm,用10#铁丝双股双扣进行扭结,联网后强度不低于网片本身抗拉强度。

见图四倒车硐支护示意图

图四倒车硐支护示意图

三、巷道交叉口支护设计

巷道交叉口所有抹角加宽处按间排距1m×

1m加打锚杆,除锚杆支护外,每个交叉口加打3根锚索,锚索布置方式为回撤通道与顺槽交叉处,沿回撤通道两帮向顺槽方向一米处各打设一根,回撤通道与顺槽中心线交叉点处打设一根。

见图五巷道交叉口锚索支护示意图

图五巷道交叉口锚索支护示意图

六、支护参数:

详见表五三采区西翼辅助运输通道支护参数对照表

第三节支护工艺及质量

一、打注锚杆工艺过程:

选用太原煤科院CMM25-4型锚杆机在连续采煤机掘进后形成空顶区从外向里逐排进行支护;

掘进完一循环后及时支护锚杆,将四臂锚杆机顶棚升起并紧贴顶板作为临时支护,没有支护锚杆的空顶区域禁止人员进入,顶板最大空顶距离不得超过10米。

1、打眼前将锚杆机调整在巷道的适当位置,将四臂锚杆机顶棚升起并紧贴顶板作为临时支护,根据设计锚杆间排距,将要打锚杆的位置预先标定好,并在钻杆上标出钻进的深度。

2、在钻箱上装好钻杆,操作阀杆使钻头刚好顶在打眼的位置上,然后轻轻动作给进阀杆,使钻头能顶到顶板并钻个小窝;

3、接着快速给进,钻眼深1.75m时,边旋转边退出钻杆;

4、安装锚杆:

锚杆机司机先给打好的眼孔内装入一卷药卷,用已上好托板和螺母的锚杆将树脂顶入钻眼内,锚杆机司机把专用搅拌器安在钻箱上,并将锚杆的尾部套在搅拌器上,钻箱一边搅拌一边推进,在锚杆推入孔内托盘与巷道顶板20mm左右的间隙时,停止推进,继续搅拌,锚固剂的搅拌时间为12~14s,搅拌时间到后,停止旋转,向上推进将托盘顶紧在顶板上,然后必须等待15~20s后,略降钻箱,使搅拌器与锚杆托盘之间略有间隙,并只给旋转力不给推进,使螺母将销子切断并紧固到位,钻箱泄压停止旋转,锚杆安装结束。

5、锚杆垂直顶板打设,严禁在裂隙中打设锚杆。

遇裂隙时,要错开裂隙,在裂隙两边打设。

锚杆间排距误差不超过±

100mm。

6、最后用力矩扳手逐根进行检查,达到规定要求,不合格的,距原锚杆位置200mm重新进行补打。

7、锚杆锚固力不小于50kN,扭矩不小于100N·

m,外露10-40mm。

二、打设锚索工艺过程

1、检查锚杆机完好情况,有问题处理后方可重新作业。

2、打眼时要两人进行,开钻时一人扶钻定眼,一人开钻。

开钻时要先开水,再开泵,最后开钻,严禁干打眼。

开始时要缓慢升支腿,将钻杆接顶,缓慢进入50-100mm后,再全速开钻,钻进时推力要均匀。

换钻杆时,要保证钻机、钻孔和钻杆同心。

3、钻孔完毕后,用水压将孔冲洗干净,回掉钻杆,放入锚固剂,用钢绞线将锚固剂轻轻顶到眼底,用搅拌器将钢绞线与锚杆钻机连接好,然后全速开钻将锚固剂充分搅拌,并将钢绞线顶至眼底搅拌10-15s,停止搅拌后保持钻机推力3-5min后方可撤下钻机,上好托板和锚具,15min后进行张拉。

4、张拉前要对油泵、千斤顶、油路全面检查,有问题处理后方可作业。

5、张拉时千斤顶要与钢绞线保持同一轴线;

一次张拉行程不得超过150mm;

张拉时作业人员必须观察油泵压力表读数;

油泵应缓慢升压,严禁高压换向。

6、张拉时除作业人员外,千斤顶45°

范围内严禁站人。

7、不合格的锚索要重新补打。

9、锚索外露150-250mm,预紧力不小于150KN,12小时后锚固力不小于200KN。

第四节矿压观测

一、矿压观测

根据公司相关文件要求,该施工巷道要进行顶板离层监测、锚杆和锚索载荷监测,矿压观测内容、目的及手段见表

表六矿压观测对象、内容、目的及手段一览表

序号

观测对象

观测内容

观测目的

测试仪器

1

顶板

顶板离层量

监测顶板及两帮稳定状况,及时采取安全措施

顶板离层监测仪

2

两帮

巷道是否完好或有片帮、掉渣等

目测

3

锚杆

锚杆扭矩

检查锚杆安装质量

扭矩扳手

4

锚杆拉力

检查锚杆的锚固力

锚杆拉力计

锚索

锚索拉力

检查锚索的初涨力和锚固力

锚索张拉泵

二、矿压观测方法及数据处理

(一)顶板离层量观测:

1、观测方法:

采用在掘进巷道内安装顶板离层监测仪通过观测其读数变化确定顶板是否稳定、是否有离层。

2、顶板离层监测仪安装要求:

(1)安装顶板离层仪的施工人员必须熟悉掌握仪器原理及安装步骤,确保安装质量。

(2)安装时将顶板离层仪深部、浅部读数安装预设值统一调整为0mm。

(3)安装顶板离层仪的钻孔用锚杆钻机打设,钻孔深度为5.5-6m,钻头直径为φ27~28mm,钻孔垂直于顶板;

安装顶板离层仪时,浅部锚固器安装在深度3.5~4.0m处,深部锚固器安装在孔底(即5.5-6m处)。

(4)顶板离层仪在每个巷道交叉口(调车硐口)打设,每七天观测记录一次,离层仪打设位置为调车硐中线与与三采区西翼辅助运输通道西帮交叉点处。

3、顶板离层仪观测方法及要求:

(1)顶板离层仪实行编号挂牌管理并定期进行顶板离层监测,留有台帐记录;

(2)顶板离层检测仪记录编号为307FH-1、307FH-2、307FH-3、……;

(3)牌板及记录台帐内容:

顶板离层仪编号、安装时间、上部锚固器高度、下部锚固器高度、初始读数及观测时间、观测人,观测值等;

(4)在顶板稳定情况下观测周期为7天,若巷道有构造、顶板破碎或淋水大等地点依据现场实际情况观测周期不得大于3天。

4、观测数据分析:

(1)每月对顶板离层仪观测数据进行分析总结,以确定巷道矿压变化规律。

(2)顶板离层仪深孔或浅孔读数超过40mm(即顶板离层量超过30mm)时,观测人应及时向项目部总工程师汇报,并及时采取措施加强支护;

顶板离层仪深孔或浅孔读数超过80mm(即顶板离层量超过70mm)时,必须向公司生产管理部汇报,生产技术部与项目部一起研究方案制定措施并跟踪落实。

(二)巷道表面完好情况检查:

由带班队长或班长利用敲帮问顶工具对掘进巷道表面稳定情况进行监测,并严格做好记录。

(三)锚杆、锚索支护质量监测:

由验收员负责对当班施工锚杆扭矩及锚杆、锚索锚固力进行检测并做好记录:

锚杆扭矩力必须逐根检查;

锚杆、锚索锚固力检查:

锚杆每300根(或300根以下)抽样三组(每组3根),锚索成批量抽检每300套(或300套以下)抽查15套,失效锚杆、锚索及时进行紧固或重新补打。

三、其他

1、巷道每掘进30m打一个顶煤厚度探测孔,并按规定标注;

探测深度不低于4.5m。

2、掘进过程如遇断层等特殊地质构造,制定相应安全技术措施后方可施工。

3、巷道支护严格执行《内蒙古井工煤矿质量标准化标准》要求。

4、循环进度:

在顶板比较稳定的情况下,连采机循环进度为10米,严禁超空顶作业。

5、最大空顶距:

连采机掘进最大空顶距为10m,连采机退出后锚杆机立即进入巷道从外向里逐排支护。

第五节巷道开口施工方法

1、首先进行超前钻探,无异常情况方可开口施工。

2、作业前,检查、加固附近10m范围内的巷道支护。

3、由经验丰富的老司机操作连采机进行开口作业,并严格控制巷道断面。

4、缩小循环进度,抹角大时,短掘短支。

5、及时进行锚杆支护,必要时,缩小锚杆支护间排距。

二、特殊条件下的施工方法

在遇到特殊地质构造(如断层等)的情况下,制定相应的安全技术措施,审批贯彻后方可施工。

第四章施工工艺

第一节施工方法

选用美国(JOY)公司设计制造的12CM15-10D型连续采煤机来完成割煤和装煤工序;

选用美国(JOY)公司设计制造的10SC32-48B型梭车完成从连采机至破碎机的运输任务,选用太原煤科院设计制造的PZL460/150转载破碎机完成煤炭的破碎、转载工作,胶带运输机将煤炭运至地面到煤场;

用防爆装载机和防爆胶轮车配合人工来完成材料及小型设备的运送、搬移以及巷道浮煤的清理工作;

用太原煤科院设计制造的CMM25-4型锚杆机来完成巷道的支护工作。

第二节施工工艺

选用美国JOY公司制造的12CM15-10D型连续采煤机落煤。

截割方式:

连续采煤机掘进过程可分为“切槽”和“采垛”两个工序。

连采机司机在激光指向仪的导向下,先在巷道左侧单刀由上至下进行(“切槽”)切割,宽度为3.3米,深度前进达到10米(顶板稳定的情况下)后,退出切槽侧,调整机组至巷道右侧由上至下扫帮(“采垛”),此时退出连采机进行支护;

掘进循环进度不得大于10米,严禁超空顶作业。

见图六连续采煤机截割顺序示意图

图六连续采煤机截割顺序示意图

第三节装载与运输

一、装煤工序:

利用连续采煤机的装载机构、运输机构来完成装煤工序。

连续采煤机割煤时,煤炭落在装煤铲板上,同时圆盘耙杆连续运转,将煤炭装入中部运输机,运输机再将煤装入后面等待的梭车。

二、运煤工序:

梭车配备一辆,当连续采煤机落煤时,梭车调整距离到连续采煤机后方接煤,装满煤后,给连采机司机发出信号,停止装煤,平稳运行至破碎机处卸煤,梭车循环行走完成连续采煤机到破碎机的运煤,然后起动破碎机中部运输机将煤转载到皮带机,最后通过皮带机将煤运到地面煤仓。

表七装载设备运输方式表

设备名称

型号

数量

安装位置

运输方式

运输距离(m)

备注

连续采煤机

12CM15-10D

工作面

运输机

11

梭车

10SC32-48B

煤机至破碎机

胶轮

20-180

转载破碎机

PZL460/150

顺槽皮带机尾

输送机

胶带机

DSJ-100/63/125KW

西翼辅运通道

胶带

180

6-2309主运顺槽

120

6

DSJ-100/63/160KW

三采区辅运大巷

600

第四节管线敷设

一、风筒吊挂

风筒在三采区西翼辅助运输通道东帮,紧贴顶板吊挂。

风筒吊挂要平直,逢环必挂,接口严密,双反压边。

保证有效风量,及时延伸风筒,风筒拐弯处要设弯头,异径风筒要用过渡节,先大后小,禁止花接;

风筒出风口距工作面迎头不大于10米。

二、缆线吊挂

沿三

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