6203工作面切眼作业规程二次修改.docx

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6203工作面切眼作业规程二次修改.docx

6203工作面切眼作业规程二次修改

目录

第一章概况………………………………………………………………1

第一节概述………………………………………………………………1

第二节编写依据…………………………………………………………1

第二章地面相对位置及水文地质情况…………………………………3

第一节地面相对位置及邻近采区情况…………………………………3

第二节煤(岩)层赋存特征……………………………………………3

第三节地质构造…………………………………………………………4

第四节水文地质…………………………………………………………4

第三章巷道布置及支护说明……………………………………………7

第一节巷道布置…………………………………………………………4

第二节矿压观察…………………………………………………………5

第三节支护设计…………………………………………………………5

第四节支护工艺…………………………………………………………9

第四章施工工艺…………………………………………………………19

第一节施工方法…………………………………………………………19

第二节凿煤(岩)方式…………………………………………………22

第三节装、运煤(岩)方式……………………………………………23

第五节管线、风筒敷设及皮带铺设…………………………………………24

第六节设备及工具配备…………………………………………………26

第五章生产系统…………………………………………………………27

第一节通风………………………………………………………………27

第二节压风………………………………………………………………29

第三节瓦斯防治…………………………………………………………30

第四节综合防尘…………………………………………………………34

第五节防灭火……………………………………………………………35

第六节安全监控…………………………………………………………35

第七节供电………………………………………………………………38

第八节供排水……………………………………………………………41

第九节运输………………………………………………………………44

第十节照明………………………………………………………………44

第六章劳动组织与主要技术经济指标…………………………………44

第一节劳动组织…………………………………………………………44

第二节循环作业…………………………………………………………45

第三节主要技术经济指标………………………………………………48

第七章安全技术措施……………………………………………………48

第一节“一通三防”安全措施…………………………………………48

第二节顶板管理措施……………………………………………………51

第三节防治水安全措施…………………………………………………53

第四节机电管理安全措施………………………………………………58

第五节运输管理安全措施………………………………………………65

第六节其它安全措施……………………………………………………68

第七节安全管理措施……………………………………………………70

第八章灾害应急措施及避灾路线………………………………………71

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

本《作业规程》掘进的巷道名称为6203切眼。

二、巷道位置

6203切眼布置在矿井的6#煤层二采区,开口处坐标(X=37527870.038,Y=4367309.561),按90°方位角施工,沿煤层底板掘进。

三、掘进目的及用途

6203切眼掘进的主要目的是形成6203工作面,安装回采设备,满足工作面通风系统的需要。

四、巷道的设计长度及服务年限

设计长度:

143m。

6203切眼服务年限预计为18个月。

五、施工方法

使用综掘机掘进,二次成巷。

切眼刷扩40m,切眼调车硐室2个,6203运输顺槽刷扩20m,调车硐室一个。

第二节编制依据

一、编制依据

该掘进工作面规程编制以《碓臼沟煤矿设计》说明书与二采区采掘工程平面布置图为依据。

附图:

1-16203切眼巷道布置图

第二章地面相对位置及水文地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

巷道相应的地面位置、标高,区域内的水体和建、构筑物对工程的影响等。

井上下对照关系情况表表2-1

水平、采区

+925

工程名称

6203切眼

地面标高

+1130.04~+990

井下标高

+923~+928.5

地面的相对位置建筑物、小井及其它

掘进巷道对应地表相对位置无建筑物及小井,巷道施工对地面无影响。

井下相对位置对掘进巷道的影响

自西向东掘进,南侧为井田边界煤柱,北侧为实体煤层。

邻近采掘情况对掘进巷道的影响

工作面东、西侧均为实体煤,对掘进巷道基本没有影响。

第二节煤(岩)层赋存特征

一、煤层特征

6号煤层为本矿区的主要可采煤层,煤层厚度约6.5m,在04.51m-08.49m之间变化,煤层中含多层夹矸,但仍属较稳定煤层,倾向西北,倾角3°-6°。

煤层特征情况表表2-1

项目

单位

指标

备注

煤层厚度(最小~最大/平均)

m

平均12.54m

煤层倾角(最小~最大/平均)

°

平均5°

煤层硬度

f

3

煤层层理

发育程度

较发育

煤层节理

发育程度

较发育

自燃发火期

D

为自燃煤层

绝对瓦斯涌出量

m3/min

0.75

煤尘爆炸指数

具有爆炸性

二、煤层顶底板

煤层顶板岩性以泥岩、中粗粒砂岩为主,砂质泥岩次之,深灰-灰黑色,厚度约29.5m。

底板岩性以泥岩、砂质泥岩为主,深灰-灰黑色,厚度约14.5m。

局部发育裂隙,顶底板的稳定性较好,坍塌、掉块现象少。

附图:

2-1综合柱状图

第三节地质构造

根据6203进风顺槽、回风顺槽及6#煤二采区其它巷道实见情况,6203切眼可能无断层、褶曲、陷落柱等地质构造发育。

第四节水文地质

一、水文地质概况

准格尔煤田是一个区域性水文地质单斜储水构造单元,本区位于准格尔煤田区域水文地质单元的东南角。

本区气候干燥,降水稀少,水资源贫乏,无水库、湖泊等地表水体。

区内居民点分散,饮用水多为旱井储存雨水或取于沟谷渗出之水。

区内植被稀少,地形起伏不平,第四系黄土层(Q3m)广泛分布,由于强烈的向源侵蚀作用,至使区内冲沟为发育,多呈树枝状分布。

基岩则出露于地形切割较深的沟谷之中,沟谷均为季节性溪流,旱季干涸无水,只有在雨季后会形成短暂的溪流,也是排泄本区地表水的主要通道。

黄河由北而南流经本区东侧外缘。

(根据碓臼沟煤矿生产勘探报告)

二、水文(顶部和底部)分析

该区水文地质条件简单,全区地面沟谷纵横,为季节性河流,应加强对地表降水的观察。

主要含水层:

石炭系上统太原组(C2t)

岩性为灰白色、灰黄色各种粒级的砂岩,灰黑色砂质泥岩、泥岩及6、9号煤层,夹1~2层泥质灰岩。

据Y15孔厚度44.23m。

地表主要出露在三道沟、石嘴沟沟谷及两侧。

据调查,水井涌水量Q=0.00926L/s,泉水流量Q=0.0417L/s~0.240L/s。

据简易水文地质观测成果,钻孔冲洗液消耗量0.15~15.00m3/h不等,一般大于6m3/h,钻孔大部分漏水,说明透水裂隙较为发育。

据小窑调查成果,矿井涌水量Q=0~140m3/h,多数小窑无水。

另据南详资料,钻孔单位涌水量q=0.0198~0.0778L/s·m,滲透系数K=0.33~0.667m/d,PH=7.6。

由此可知,该含水层的富水性一般较弱,为直接充水含水层。

二、工作面的涌水量

据顺槽掘进期间显露情况,该工作面涌水量很小,如掘进工作面因探放水、停产、检修等因素导致工作面内出现水流积聚,可临时在工作面掏挖小水窝,并增设潜水泵进行排除。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

6203切眼布置在6#煤层二采区,按90°方位角掘进施工,沿煤层底板掘进。

第二节矿压观测

1.观测对象:

顶板下沉量及锚杆受力情况。

2.观测工具:

顶板离层仪。

3.观测方法:

矿压观测点在掘进开口处巷道顶板中心,布置一个顶板离层观测仪,仪器侧吊挂一块牌板,以后50m如此布置一个顶板离层观测仪。

如果顶板压力较大,可根据现场实际情况缩小顶板离层仪安装距离。

4、顶板观测仪安装好后,立即读取并记录初始读数。

5、顶板离层在线观测仪安装后,前一周应每天每班进行读取并记录,等读数变化微小,顶板稳定后,读数周期方可拉大为每七天一次。

6、任何人不得随意损坏顶板离层在线观测仪,施工时,避免碰撞,以免影响读数精度,如影响顶板离层在线观测仪,必须及时读数并记录。

7、矿压观测发现顶板有压力显现,当压力发生变化时,及时汇报有关部门,要积极调整支护参数或采取加强支护措施。

8、矿压顶板离层在线观察仪及测点要保护好,矿压观测由专人负责。

第三节支护设计

一、巷道断面

6203切眼断面形状为矩形,断面规格为:

巷宽7.2m,巷高3.2m。

二、支护设计

(一)6203切眼支护参数计算

1、加固拱原理计算锚杆参数

(1)锚杆长度计算

L=N(1.1+W/10)=1.1×(1.1+7.2/10)=2.002m;

(2)锚杆间距计算

M≤0.5L=0.5×2.002=1.001m;

(3)锚杆直径计算

d=L(1/110)=0.018m

2、按悬吊理论计算锚杆参数

(1)锚杆长度计算

L=KH+L1+L2=2×0.5+0.5+0.1=1.6m;

(2)锚杆间距计算

a=[Q/(KHr)]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,取0.70m;

r——被悬吊岩体的重力密度,取19.992KN/m3

K——安全系数,一般取K=2

a=[Q/(KHr)]1/2

=[70/2×0.70×19.992]1/2

=1.58(m)

⑶、锚杆的锚固力计算

Q杆≥¼πd*d杆σ

式中:

Q杆——锚杆锚固力,KN;

d杆——锚杆直径,m;

σ——锚杆杆体的屈服强度,MPa。

Q杆≥¼πd*d杆σ

¼πd*d杆σ=¼×3.14×0.018×0.018×225=57(KN)

锚杆设计锚固力取70KN,70KN≥57KN

则Q杆≥57KN

(二)经过计算锚杆支护参数为:

锚杆长度:

L=1.6~2.002m;

锚杆直径:

d=0.018m;

锚杆间排距:

1.001~1.58m。

(三)锚索支护参数的计算及选择

L=nF2/{[BHY-(2F1sinθ)]/L1}

=1×230/{[7.2×2×19.992-(2×70×sin75°)]/2}

=230/{[287.88-(2×70×0.97)]/2}

=230/{[287.88-135.8]/2}

=230/76.04

=3.025(m)

 式中:

L——锚索排距,m;

  B——巷道最大冒落宽度,7.2m;

  H——巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2m

  Y——岩体容重,26.7KN/m3;

  L1——锚杆排距,1m;

  F1——锚杆锚固力,70KN;

  F2——锚索极限承载力,取230KN;

  θ——肩角锚杆与巷道顶板的夹角,75°;

n——锚索排数,取1;

根据6203进风顺槽和6203回风顺槽实际揭露的煤岩层状况和地质部门提供的资料,以及6203进风顺槽和6203回风顺槽锚杆支护效果较好,所以采用工程类比法选取支护材料能满足支护要求。

通过以上计算及相似相邻巷道的工程类比:

确定该巷道的支护参数为:

1、锚杆:

巷道顶部采用Φ18×2000mmⅡ级左旋螺纹钢锚杆,锚杆间排距1000×1000mm。

托盘:

锚杆托盘规格为长×宽×厚=180×150×8mm托盘。

2、锚索:

选用Φ15.24×6300mm钢绞线

每排打设1个锚索组合梁,每个锚索组合梁使用1根钢梁、2根锚索,钢梁为矿用14#槽钢,长2500mm,宽140mm,厚10mm。

锚索托盘规格为80×80×10mm。

4、锚固剂:

顶板锚杆采用k2360树脂锚固剂1卷,锚索为k2360树脂锚固剂3卷。

(四)、锚杆支护工艺及要求

1.综掘机割煤够一个循环距离→敲帮问顶→确认安全后,临时支护→开始吊联顶网→施工顶锚杆→出煤。

2.锚杆间排距按设计要求进行布置,扭力矩和锚固力达到要求。

3.巷道超挖超过500㎜,必须在其位置补打单根锚杆。

4.锚杆头螺纹部分必须清理干净,保证锚固质量。

(五)、锚索支护工艺及要求

锚索未使用前一定要存放在地面干燥、通风的地方,遮盖好不被雨水淋,远离腐蚀性物品。

1.安装方法:

(1)锚索在安装前,先用铁刷把需要锚固的端头用清水刷洗,长度不小于500mm,并用16#铁丝在端头300mm范围进行缠绕且必须紧固不松动。

(2)用MQT-130/3.2型气动锚杆钻机配合B19中空六方接长式钻杆和Φ28mm双翼钻头湿式打眼。

(3)安装树脂锚固剂前应检查其质量是否合格,以手感柔软为合格,不合格的严禁使用。

(4)两人配合用锚索顶住锚固剂缓慢送入钻孔,确保锚固剂全部送到孔底。

安注药卷时必须快凝药卷在上,缓凝药卷在下,然后用锚索钢绞线顶住树脂锚固剂轻轻送入,注意不要用力过猛及反复抽拉锚索,以防捅破树脂锚固剂影响质量。

(5)锚索下端装上专用搅拌驱动器,再将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆钻机上。

(6)一人扶住机头,一人操作钻机,边推进边搅拌,前半程用慢速旋转,后半程用快速搅拌,搅拌时间控制在20-30S,确保搅拌均匀。

(7)停止搅拌后,必须继续保持锚杆机的推力约3min,然后收回锚杆钻机。

(8)钢铰线锚固后,及时上托盘并预紧。

(9)两人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手托住,然后开泵进行张拉,并注意观察压力表读数,达到设计预紧力或千斤顶行程结束时,迅速换向回程,涨拉时,千斤顶应同钢铰线保持同一轴线。

2.技术要求:

(1)锚索应在迎头施工时与锚杆同时安装。

(2)锚索孔深误差控制在0~+100mm。

(3)锚索外露长度150mm-300mm。

(4)锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿,严禁反复搅拌,否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏,导致锚固失败。

(5)搅拌树脂药卷后10~15min张拉锚索,预紧力120KN。

(6)锚索安装48h后,如发现预紧力下降,必须及时补打。

(7)锚索锚固力不小于230KN。

(8)张拉时发现锚固不合格的锚索,必须立即在其附近补打合格的锚索。

(六)、切眼施工断面较大,为了防止工作面安装之前切眼的顶底板移近量过大,在切眼二次成巷时要同步使用∏型金属架棚进行补充支护。

第四节支护工艺

一、巷道支护方式

巷道采用二次成巷方法施工,巷道支护实际需要分两次进行。

1、支护方式

(1)临时支护形式、工艺、工序

①临时支护采用前探梁3根φ60mm,长不小于3m的钢管,每根前探梁分别用两道吊环(吊环用φ80mm钢管上焊接螺母或用强度不小于φ80mm钢管的其它材料制作)固定在紧靠工作面的三根锚杆上,前探梁上用木板梁刹顶,木板梁两端伸出前探梁不小于200mm。

附:

首次临时支护平面图

附:

首次临时支护剖面图

附:

二次临时支护平面图

附:

二次掘进临时支护剖面图

②施工顺序:

安全检查→掘进机割煤→装煤→运煤→架设前探梁→清浮煤→打锚杆→检查工程质量

③掘进机割煤前最大控顶距500mm,割煤后最大控顶距1500mm,掘够1500mm后使截割头落地,闭锁截割部电机,断开掘进机上的电源开关和电控箱的隔离开关。

用不小于2500mm长的长柄工具处理干净顶帮的活煤,并进行敲帮问顶,确保无问题后,人员在永久支护下,在紧靠工作面三根锚杆上挂好吊环,施工人员及时前移前探梁。

前探梁及时用木板梁刹顶,板梁与前探梁用木楔背紧,穿前探梁时,必须有专人观察顶板与煤帮。

顶板维护好后,撤出工作面所有人员,将掘进机退出工作面外5米,闭锁截割部电机,断开掘进机上的电源开关和电控箱上的隔离开关,按照由外向里、由中间向两边的顺序打锚杆。

④上前探梁时,不少于三人,一人观察顶板并协调支护,两人窜前探梁。

前探梁移动到工作面后,在最后一个环的上面用木楔背紧。

⑤加强顶板管理,发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声,要立即停止作业,撤出工作人员,待顶板稳定后,由外向里加强支护方可继续施工。

(2)永久支护形式

①永久支护工序:

移前探梁→清浮煤→永久支护

②掘进支护形式

采用锚杆、菱形金属网、锚索联合作永久支护。

顶锚杆采用Φ18×2000mm螺纹钢,间、排距1000mm×1000mm。

每根锚杆用K2360树脂锚固剂1卷,锚杆托盘采用高强窝扣托盘规格180×150×8mm,每排打设8根锚杆。

锚索采用Φ15.24mm,6.3m长钢绞线,间距2000mm、排距1000mm。

每根锚索用K2360树脂锚固剂3卷。

锚梁采用2500mm长14#槽钢,眼距2000mm。

网片规格2700×3000mm,网孔60×60mm。

网与网要压茬连接,搭接长度不小于200mm,网片之间采用专用16﹟铁丝双股进行联接。

掘进巷道工程质量标准表:

项目

质量标准

(mm)

巷道名称

6203切眼

部位

规格(mm)

备注

巷道宽度

左帮

巷道上部

7200

巷道中部

7200

巷道下部

7200

右帮

巷道上部

7200

巷道中部

7200

巷道下部

7200

巷道净高

0~+100

巷道中部

2900

锚固力

顶板

锚杆≥70KN/根、锚索≥230KN/根

扭矩力

顶帮

≥100N·m

金属网施工

顶帮

金属网搭接严密

锚杆

间排距

差值±100

顶板

1000㎜×1000㎜

两帮

不支护

锚杆

角度

与巷道轮廓线或

岩层夹角符合规定

顶部两角锚杆与巷道轮廓线或岩层夹角不小于75度。

锚杆外

露长度

30~50mm

上吊环锚杆外露长度40~60mm

附图:

永久支护平面图(全断面)

附图:

永久巷道支护剖面图A-A

附图:

永久巷道支护剖面图B-B

(三)补充支护

1、∏型金属架棚材质:

棚梁采用花边长钢梁,长度4.0m;棚腿采用3.5m单体液压支柱;每棚一梁两柱。

2、架棚沿巷道中心线布置,棚距2.0m。

3、架棚垂直于巷道中心线且垂直于顶板。

附补充支护断面图(全断面永久支护A-A)

附补充支护断面图(全断面永久支护B-B)

(四)巷道工程质量标准

1、工程质量规定

(1)巷道宽:

中线至任何一帮的允许误差范围0~+100mm。

(2)巷道高:

允许误差范围0~+150mm。

(3)锚杆、锚索构件齐全完好,安装牢固,托盘紧贴壁面不松动,顶锚杆拧紧力矩不小于100N·m,锚索预紧力不小于120KN。

(4)金属网搭接严密、压实,网子拉紧不松动,网子之间采用16#铁丝连接,连接点要均匀布置,间距不大于200mm。

(5)锚杆锚固力:

顶锚杆锚固力不小于70KN。

(6)锚杆外露丝长度达到30~50mm。

(7)锚杆角度与巷道轮廓线或岩层面夹角为90°,允许误差为≤5°。

(8)锚杆间排距:

顶板1000×1000mm,允许误差为±100mm。

(9)锚杆孔深允许误差0-30mm。

(10)锚索安装完毕,锚索外露长度不大于300mm。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、施工方法

1、巷道施工方法

(1)开口施工要求

①、巷道三岔口按照开口支护平面图施工。

②、若顶板破碎或压力大时,根据顶板情况适当加密锚杆、锚索(托梁)。

③、切眼抹角严格按技术部给定的中线进行,将掘进机拆下二运,掘进机开至拐弯点处,并使用防爆装载机配合出煤,掘进机从切眼中线左帮掘进,直至掘进机完全拐向、进入切眼。

切眼掘进一段距离后安装二运,二运与切眼皮带搭接。

详见附图:

开口支护平面图

(2)切眼施工

6203切眼采用二次成巷方法施工,先按5000×3200断面施工切眼中心线方向左侧一半,直至贯通。

贯通后向左扩巷至设计宽度。

使用EBZ-160型综掘机,按方位线、沿煤层底板掘进施工。

①、为后期施工方便,在6203运输顺槽施工到位后以45°方位角先施工一个规格为长×宽×高=15×5×3.2m的1号调车硐室,1号调车硐室与6203切眼抹角内半径为2m。

②、当切眼扩巷距离6203进风顺槽10m时,在切眼前进方向的右帮增加扩深2米、长度20米,当切眼扩巷距离6203回风顺槽10m时,在切眼前进方向的右帮增加扩深2米、长度20米。

③、切眼扩巷完毕后综掘机掉头行走至6203运输顺槽与6203切眼交汇处施工一个规格为长×宽×高=4×3×3.2m的2号调车硐室,2号硐室与6203运输顺槽抹角半径为2m。

④、以上施工完毕后综掘机开至6203运输顺槽内,在距6203切眼20m处刷扩6203运输顺槽左手帮,刷扩深度2.5m、长度20m。

⑤、在6203运输顺槽内距切眼60m处施工一个规格为深×外宽(内宽)×高=15×15(5)×3.2m的调车硐室。

以上硐室及刷扩处支护参数与大巷相同。

详见附图:

扩帮支护平面图及6203工作面安装硐室布置图

二、掘进工艺流程

早班:

交接班安全检查→机电检修(延迎头风、水管)→检修综掘机、皮带机→打探水眼。

中班、夜班:

交接班安全检查→延皮带机→校对中线后画出巷道轮廓线→洒水、综掘机割煤(岩)(延迎头风管)→临时支护(延迎头水管)→(手镐刷帮)永久支护→洒水防尘→进入下一个循环→清理验收质量。

迎头施工必须根据掘进工艺流程和各工种分工,合理安排掘进工序,掘进工序之间衔接严密。

第二节凿煤(岩)方式

一、截割工具

采用EBZ—160型综掘机割煤(岩),截割电机额定功率160KW。

二、截割顺序

综掘机截割煤(岩)时,从巷道前进方向左帮底部进刀。

按照自下而上,从左帮至右帮呈“S”型顺序截割,逐步达到设计断面要求;综掘机司机要严格按照技术部门给定的巷道中线控制截割宽度。

附图:

综掘机截割示意图

第三节装、运煤(岩)方式

一、装煤方式

采用综掘机截割煤(岩),截割的煤(矸)采用综掘自身铲板。

二、运输方式

综掘机自带铲板、刮板机、二运胶带机配合防爆装载机和80胶带输送机运输。

第四节管线、风筒敷设及皮带铺设

一、管线敷设

1、管线要拉线平行吊挂,管路最底部的一根距离底板不得少于0.3m,吊挂要平直每节管路至少吊挂两点,两条以上管路吊挂间距为100mm,并做到间距一致。

管路敷设到距迎头20m处,再用φ25高压胶管接至迎头。

2、电缆吊挂必须平直,电缆钩要分布均匀且最下端的一根电缆距底板高度不小于1.6m。

3、风筒必须吊挂在钢丝绳或铁丝上,保持风筒吊挂平直,逢环必挂。

风筒采用正接反压方法连接并用接口器锁紧,接头要严密不漏风,无破口,风筒出风口端必须有风圈;拐弯处要设弯头或缓慢拐弯,不准拐死弯、急弯;风筒无挤压;风筒末端到工作面的距离不大于10m。

4、电缆和风筒应分别吊挂在巷道的两侧,电缆与压风、

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