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运输巷作业规程.docx

运输巷作业规程

恒鼎公司洪兴煤矿

10303运输巷掘进作业规程

编制人:

施工队:

机电矿长:

安通矿长:

生产矿长:

总工程师:

矿长:

编制日期:

 

 

矿会审意见

 

会审单位及人员签字:

编制:

年月日

施工单位年月日

通风矿长:

年月日

机电矿长:

年月日

安全矿长:

年月日

生产矿长:

年月日

总工程师:

年月日

 

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称及位置

《作业规程》掘进巷道名称为10303运输巷,该巷位于我矿主井井底西南C1点处开口。

二、掘进目的及巷道用途

掘进目的是为形成10303采面。

用途:

通风、运输、行人等。

三、巷道设计长度及服务年限

巷道设计长度:

10303运输巷设计全长648m。

运输下山104.5m,平巷543.5m,服务年限:

2年。

四、预计开、竣工时间

本掘进工作面自2013年12月12日开工,预计2014年7月12日竣工。

第二节编写依据

一、开采说明书及批准时间

采区设计说明书名称为《2013年采掘计划》《安全专篇》《煤矿安全规程》《煤矿安全技术操作规程》。

批准时间2013年12月。

二、地质说明书及批准时间

地质说明书名称为《10303运输巷掘进地质说明书》。

3、矿压观测资料根据10301运回两巷地质情况,10303运输巷地质条件属中等,该巷施工时顶板压力较小。

第2章地面相对位置及地质水文情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

位置及范围

水平

1250水平

采区

一采区

10303工作面

地面标高

+1550

井下标高

+1256.07m

相对位置

全部为缓坡山地地貌,地面无建筑物和无其它施工设施。

邻区及地面关系

10303运输巷其周围无采掘活动,上部10301采面,地面为缓坡,无建筑物。

井下位置及掘进对地面设施影响

开口点设在主井井底C1号测点,地面无建筑物,无其它工业区,井下施工对地面无较大影响。

10303运输巷范围和与邻区及地面的关系

第2节煤岩(层)赋存特征

一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数

煤厚1.8~2.8m,平均厚度2.3m。

该煤层为肥煤,结构复杂,硬度系数f=1.5。

煤质:

水份1.35%,灰份19%,挥发份25.74%,硫含量1.94%,发热量26.28MJ/KG。

二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数

绝对涌出量为0.09m3/min,瓦斯等级为高瓦斯矿井,煤尘爆炸指数为70%,有爆炸性,煤层有自然发火危险,。

三、煤层赋存情况及顶底板岩性

3号煤层:

位于龙潭组上部,上距飞仙关组(T1f)底界平均17.93m,煤层厚度1.8~2.8m,平均2.3m,一般无夹矸,仅301孔含0.67m的泥岩夹矸,属结构简单,不稳定煤层。

属全区可采煤层。

顶板一般为泥岩、粉砂质泥岩。

直接底板多为泥岩,少部分为粉砂质泥岩。

四、煤岩层综合柱状图:

 

第三节地质构造

区内煤(岩)层产状和地质构造主要特征及对工作面的影响,并预测断层落差、掘进找煤方向以及皱褶的位置及形态

在施工时可能会遇到。

其伴生断层预计断层落差2-4m,届时要根据所遇断层的产状及落差,由技术科制定专项具有针对性的措施执行。

第4节水文地质

根据10301采面情况判断,本巷道附近有断层但无褶皱等地质构造。

但在掘进过程中可能会有少量裂隙水。

具体说明另见探放水设计及安全技术措施。

第3章巷道布置及支护说明

第1节巷道布置

10303运输巷布置在煤层中,沿煤层底板掘进,按中线施工。

开口点附近顶板完整,开口位于主井井底点C1号测点,开口标高为+1256.07m,开口后以-15°坡度,240°的方位角掘进104.5m然后调向以209°的方位角沿煤层顶板掘进543.5m。

附巷道布置平面示意图(图1)

第二节支护设计

一、巷道断面

10303运输下山巷道断面为拱形断面,高3m,墙高1.2m,拱高1.8m宽3.6m,断面积为9.4608m2。

平巷为矩形断面,高帮3.6m,矮帮2m,宽3.6m,断面积为,10.08m2。

巷道支护断面图如下:

 

二、支护方式

(一)临时支护:

采用吊挂前探梁做临时支护,前探梁采用3根直径3寸无缝钢管制作,长度为4.2m,用金属锚杆和吊环固定,吊环形式为圆形,每根前探梁采用2个吊(规格为4寸)环悬吊。

吊环用配套的锚杆螺母固定,锚杆所用Z2335树脂锚固剂不少于3块,锚固力不小于70kN/根,使用前探梁时,在前探梁上方预挂钢筋网,钢筋网与后部网子按质量要求搭接绑扎牢固,扎丝采用12#铁丝,双股绑扎。

(附临时支护平、断面图)

前探梁吊环必须安装在永久支护的前两排锚杆上,并且沿巷中对称布置,以便掘进后及时进行临时支护,严禁出现空顶作业。

前探梁临时支护操作规程:

1、使用前,首先检查吊环有无变形、开焊、丝口损坏,并检查锚杆的初锚力,要求不小于设计值。

2、放炮后,首先进行敲帮问顶,处理工作面活矸,然后将4个吊环分别固定在前两排锚杆上,要求:

吊环螺母上满螺帽,然后将前探梁插入吊环内,前探梁到工作面的端面不得大于0.3m。

一根前探梁在巷道正中布置,其余两根布置在两侧,与中间一根的间距为800mm。

3、将金属网平铺在前探梁以上,并与后边的金属网搭接,搭接长度不小于100mm。

4、接着把四根方木放在前探梁上(金属网以下)摆平放正,方木间距700mm。

5、前探梁的前方用方木接顶,在方木间均匀布置四至六根,并用木楔打紧打牢,其位置以不影响打锚杆为原则,同时要求在前探梁末端,也必须用方木将前探梁与顶板之间的空隙构紧构牢,上方木前,必须将网铺设好。

前探梁前段承托4块规格为:

长×宽×厚=1500×200×50㎜的小板梁,小板梁承托钢筋网,起到临时支护作用。

每根前探梁后段用1根大木楔接顶并打紧。

6、在安设、前移前探梁时,必须有专人观察顶板的变化情况,发现问题及时处理,处理好后再进行其他作业。

(二)永久支护

按悬吊理论计算锚杆参数:

按悬吊理论计算锚杆参数:

1、锚杆长度计算:

L=KH+L1+L2

式中:

L---锚杆长度,m

H---冒落拱高度,m;

K----安全系数,一般取K=2.2;

L1----锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按0.775m;

L2-----锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.045m;

其中:

H=B/2F=4/2×4=0.5

式中:

B-----巷道开掘宽度,取4.2m;

F-----岩石坚固系数,取4;

则L=2.2×0.5+0.775+0.045=1.975m。

2、锚杆间排距计算,间排距相等:

A=[Q/KHR(1.5~1.8)]1/2

式中:

A-----锚杆间排距,m;

Q-----锚杆设计锚固力70kN/根;

H-----冒落拱高度,m;

R-----被悬吊砂岩的密度,取25kN/m3

K-----安全系数,取K=2.2;

A=0.8m。

通过以上计算后,确定该掘进工作面应选用的锚杆规格为:

直径20mm,锚杆长2m,间排距0.8m×0.8m,锚索规格:

直径15.4mm,长6.3m。

永久支护采用锚网联合支护。

锚杆间排距在巷道永久支护采用先上后下,先顶后帮的方式进行。

在进行巷道永久支护以前,要首先对巷道临时支护进行检查,找净危岩活矸,确认没有安全隐患后再进行巷道永久支护。

在进行巷道顶板永久支护时,一般情况下沿顶板中线位置先打设一根锚杆,然后再按锚杆间排距分别在周围打设。

锚杆外露长度为30-50mm。

锚杆使用专用铁托盘进行固定,托盘尺寸为长×宽×厚=150×150×10mm,锚杆打设要注意托盘紧贴岩面。

在支护完顶部以后,按设计锚杆间排距打设两帮,底帮部裸露高度不得大于0.5m,否则必须补打一排。

巷道永久支护完成后,挂金属焊接网,尺寸为2000×1000mm,网格尺寸为100×100mm。

金属网采用压茬连接(至少100mm),并采用12#铁丝扎紧。

第三节支护工艺

一、支护方式:

10303运输巷支护方均采用锚网+锚索支护。

二、支护材料:

1、树脂锚杆:

长2000mm,直径20mm。

2、锚索:

长6300mm,直径15.4mm。

3、锚固剂:

Z2335(树脂锚杆专用)。

4、锚固力70KN/根,托盘几何尺寸为:

长×宽×厚=150×150×10mm。

三、支护规格

1、巷道支护采用钢筋焊接网,用直径为6mm钢筋焊接而成,规格为:

长×宽=2000×1000mm,网格为长×宽=100×100mm。

编织网之间采用压茬连接的方式,压茬100mm。

在使用扎丝连接时,扣距不大于200mm。

2、锚杆支护间排距为800×800mm,允许误差±100mm;锚杆外露长度为30-50mm,若围岩较为破碎,需加强支护。

锚杆均使用配套标准螺母及托盘紧固。

3、锚索支护间排距为1600×2500mm。

4、严禁使用下列不符合规定的支护材料:

(1)不符合作业规程规定的锚杆和配套材料及严重锈蚀、变形、弯曲、径缩的锚杆杆体。

(2)过期失效的锚固剂。

(3)网格偏大、强度偏低、变形严重的钢筋网。

四、锚杆安装工艺

1、打锚杆眼

打眼前,首先按照中腰线严格检查巷道断面规格,不符合断面设计时必须先进行处理;打眼前必须先敲帮问顶,仔细检查顶帮煤岩体的情况,将活矸危岩处理掉,确认安全后方可进行临时支护,然后在临时支护下进行打眼,严禁空顶作业。

锚杆眼打设位置应准确,要求眼位误差不得超过100mm,与岩面或巷道周边轮廊线垂直,夹角不小于75°。

锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打眼。

打眼的顺序:

由外向里,先顶后帮。

2、安装锚杆

安装锚杆前,应先将眼孔壁冲洗干净,然后将锚固剂放入眼内,再把规定型号的锚杆插入锚杆眼内,使锚杆顶住树脂锚固剂,锚杆外端头套上螺帽;用带有专用套筒的煤电钻或风动板手卡住螺帽,开动煤电钻或风动扳手,使之带动杆体旋转并旋入眼孔内,对锚固剂搅拌20-35s,直至锚杆达到设计深度,8min后方可拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力,要求预紧力不小于300N·m。

五、锚索安装工艺

(1)锚索规格:

长6.3m,直径15.4mm,间排距:

1.6m×2.5m,每组两棵,锚索所用锚固剂为Z2335型。

(2)打锚索时,两棵锚索与巷道轮廓线垂直。

(3)锚索的安装工艺可以参照锚杆的安装工艺,但必须符合《煤矿安全规程》规定。

六、过地质构造破坏带和断层时的特殊要求及特殊支护方式

1、缩小循环进尺,炮眼深不得超过1m,放炮后及时进行敲帮问顶并进行临时支护,确保安全施工。

2、缩小锚杆间排距,按间排距700×700mm执行。

3、打设锚索加强支护。

七、开门时的支护方式

10303运输巷开门时采用打锚杆长2m(直径20mm,间排距:

800*800mm),每组4棵,锚索长6.3m,间距1.6m,排距2.5m,每组2棵,每棵锚索采用4个锚固剂,以保证锚索打入顶板稳定岩层1.5m以上为准,锚索垂直于巷道轮廓线,锚索与与巷道轮廓线垂直,夹角不小于75°。

八、支护质量要求:

1、巷道净宽、净高允许误差为:

-50~+150㎜及-30~+150mm;

2、锚杆间排距:

0.8m×0.8m,允许误差为士100mm;

3、锚杆方向与巷道轮廓线垂直,夹角不小于75°;

4、锚杆托板紧贴岩壁,不得松动;

5、锚杆外露不超过50mm;

6、锚固力不得少于70KN;

7、相临网与网之间搭接长度不小于100mm,不大于200mm。

锚网搭接处用12#铁丝连结扭结拧紧。

网大致铺设平直,高低一致。

8、锚索方向与巷道轮廓线垂直,夹角不小于75°。

九、支护工艺:

交接班→敲帮问顶→临时支护→打眼→装药联线→放炮通风→临时支护→出矸→永久支护→清理整修。

第4章施工工艺

第1节施工方法及工艺

施工前首先对开门口处前后各10m范围内的支护进行检查,如有开裂的煤体,要及时找掉,并补打临时支护,并掩护好巷内的电缆、风筒及风水管路,防止放炮打坏,确认安全后,方可开门掘进。

二、10303运输巷施工方法:

1、现场要严格按照矿地测部门所放的施工中、腰线施工。

2、在开工以前,要对开门口左右各5m巷道支护进行检查,发现问题及时处理。

3、开工以前,要将各种管路、电缆掩护好,以防放炮崩坏。

4、巷道施工时,应首先备齐所用工具、材料,安装好提升设备及安全设施。

5、施工前,各系统试运转正常后再组织生产。

6、巷道采用炮掘施工工艺,及时对帮部进行支护。

第2节掘进方式

本巷道采用湿式打眼放炮的方法掘进。

一、打眼机具:

采用7655凿岩机进行湿式打眼,风源来自地面压风机房。

二、降尘方法

降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、装矸前洒水、爆破时使用2道防尘水幕,爆破后冲刷岩帮。

 

第三节爆破作业

一、炸药、雷管

使用三级煤矿乳化炸药、毫秒延期电雷管,电雷管必须编号。

2、装药结构

正向装药结构(见图)

三、起爆方式

起爆使用FD100D型发爆器,按顺序全断面一次起爆严禁一次装药,分次起爆。

10306抬高回风巷跑眼布置图如下:

3、起爆方式:

起爆使用FD100型发爆器,全断面一次装药一次起爆,严禁一次装药,分次起爆。

10303运输巷炮眼布置图如下:

 

爆破说明表

序号

眼名称

(个)

(mm)

(m)

装药量

炮眼角度

线

眼(Kg)

1

掏槽眼

1-4

4

600×1126

1.5

2节

0.6

75

-6

1

 

 

2

辅助眼

5

1

800

1.2

1.5节

0.45

0

0

1

 

7.2

2.85

3

二圈眼

 

6-12

7

846

1.2

1节

0.3

0

0

2

4

周边眼

 

13-23

11

500

800

1节

0.3

0

6

2

 

21.6

6.03

5

底眼

24-28

4

530

1.2

1.5节

0.45

5

-8

2

 

6

1.8

总计

34.8

12.78

(3)预期爆破效果表:

序号

名称

数量

单位

备注

1

炮眼利用率

83

%

2

循环进尺

1.0

m

3

循环煤(矸)体积

11.76

m3

4

循环炮眼总长度

34.8

m

5

循环炸药消耗量

12.78

Kg

6

循环雷管消耗量

28

7

循环水炮泥消耗量

28

 

第四节装、运岩(煤)方式

一、装岩(煤)方式:

工作面采用刮板机直接进主井皮带运至地面为确保我矿煤质,煤、矸必须分装分运。

第5节管线敷设

在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等应按《煤矿安全规程》中规定的标准正确吊挂,做到吊挂牢固、整齐。

电缆钩每隔2.5m悬挂一个,电缆垂度不超过50mm。

水管要接口严密,不得出现漏水现象,风水管距迎头20m范围内使用一寸胶管,20m外使用一寸铁管,要随工作面及时前移,以备迎头正常用水。

风筒要环环吊挂,风筒口距迎头不大于5m。

第六节设备及工具配备

设备及工具配备情况表

序号

名称+

规格型号

使用台数

备用台(米、个)数

1

局部通风机

FBDN6.3/2×30KW

1台

1台

2

开关

KBZ—400-200

1个

1个

3

气动锚杆钻机

MQT-130/2.4-B型

1台

1台

4

液压钻机

ZY-750D

1台

1台

5

凿岩机

7655

4台

1台

6

防爆电话机

K7H160

1台

1台

7

发爆器

FD100型

1台

1台

8

力矩扳手

1把

1把

9

锚杆安装机

MJ-80

1台

1台

10

锚索张拉机

MS15-180/55

1台

1台

11

风煤钻

2M15D型

1台

1台

12

刮板机

1部

13

皮带

1部

 

第5章劳动组织及主要技术经济指标

第1节劳动组织

巷道掘进采用每天“三八”制(一天三班,每班八小时)组织生产,每班一个循环,循环进尺1m。

劳动组织表如下:

工种

出勤人数

备注

班次

一班

二班

三班

合计

每班清点人数并带好自救器好工具

班长

1

1

1

3

安全管理劳动组织

打眼

2

2

2

6

打眼时严禁戴手套

放炮员

1

1

1

3

放炮时必须撤到安全地点

支护工(兼)

2

2

2

6

主要是刷顶、帮、支护

回风工

2

2

2

6

运料、出渣、开皮带刮板输送机

维修工

1

1

1

3

接风水管,协助司机维修机械

合计

9

9

9

27

 

第二节循环作业图表

为保证正规循环作业的完成,迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备,合理安排工序,工序和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。

正规循环作业图表如下:

 

序号

工序

名称

时间

(min)

循环作业时间

备注

8

9

10

11

12

13

14

15

16

17

18

19

20

21

22

23

24

1

2

3

4

5

6

7

1

交接班

10

2

临时支护

30

3

打眼

120

4

检查瓦斯

5

5

装药

20

6

检查瓦斯

5

7

爆破

30

8

检查瓦斯

5

9

临时支护

40

10

出矸

60

11

永久支护

60

12

刮板输送机回风

50

13

安全质检

15

14

清理巷道

30

15

全程通风

480

 

第三节主要技术经济指标

序号

项目

单位

指标

备注

1

每循环在册人数

10

2

每循环出勤人数

9

3

出勤率

%

90

4

循环进尺

m

1

5

效率

m/t

0.13

6

月循环次数

72

按26天/月计算

7

月进尺

m

78

8

循环率

%

87

9

炸药消耗

公斤/m

12.78

10

雷管消耗

个/m

28

第六章生产系统

第一节通风系统

掘进工作面风量计算:

掘进工作面实际需要的风量,应按巷道断面、瓦斯涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算,并必须取其中最大值。

(一)掘10303运输巷过巷时需要风量

1、按瓦斯涌出量计算

Q掘=100×q瓦掘×k掘通=100×0.09×1.08=9.72(m3/min)

式中:

Q掘—掘进工作面实际需要的风量,(m3/min);

q瓦掘—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量为0.09m3/min;

k掘通—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取k掘通=1.2。

2、按炸药量计算:

Q掘=25×A=25×12.78=319.5(m3/min)

式中:

A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,13Kg。

3、按人数计算:

Q掘=4×n=4×9=36(m3/min)

式中:

n—掘进工作面同时工作的最多人数,取9人。

4、按局部通风机的实际吸风量计算

目前,我矿采用局扇为FBDN06.3/2×30型,额定吸风量为200-510m3/min,根据实测取Q吸=200m3/min,

Q掘=Q吸+9S巷(m3/min)

式中:

Q吸—掘进工作面局部通风机的实际吸风量200m3/min

15S巷—局部通风机吸风口至掘进工作面回风口之间风速不得低于0.15m/s,Q掘=200+9×10.08=290.72(m3/min),取Q掘=290.72m3/min。

经过计算工作面所需风量Q掘=290.72m3/min。

5、掘进工作面风速验算

(1)按最低风速验算

巷道掘进工作面的最低风量

Q掘≥9×S掘=9×10.08=90.72(m3/min)

式中:

S掘—全煤巷掘进工作面的断面积,10.08m2;

Q掘—掘进工作面需风量290.72m3/min

290.72m3/min>90.72(m3/min)

(2)按最高风速验算

巷道掘进工作面的最高风量

Q掘≤240×S掘(m3/min)

式中:

S掘—掘进工作面的净断面积为10.08m2

Q掘—掘进工作面需风量290.72m3/min

290.72m3/min<240×10.08=2419.2(m3/min)

通过以上计算及验算,选择FBDN06.3/2×30型局部通风机,可满足10303运输巷掘进工作面的风量要求,并符合有关规定。

根据计算和验算,10303运输巷需风量为319.5m3/min。

(二)局部通风机安装地点和通风系统

1、局部通风机安装地点

局部通风机安设在人行斜井井底的新鲜风流中,巷道的风速不得低于0.15m/s。

2、通风系统

新风:

人行斜井(局部通风机)→井底联络巷→10303运输巷(迎头)

乏风:

10303运输巷(迎头)→井底联络巷→回风斜井→地面

附:

通风系统示意图

第2节压风系统

风源来自地面压风机经副斜井、井底联络巷、10303运输巷接入迎头,分别用4寸、1.5寸铁管和1寸胶管接至迎头。

主管路风压为0.7Ftp,迎头风压最小为0.45MPa。

压风系统:

地面压风→副斜井→井底联络巷→10303运输巷(

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