18#二段掘进作业规程1.docx

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18#二段掘进作业规程1

第一章地质概况

一、采区境界、范围

走向200米

倾斜60米

左部

右部

上部

下部

停采线

切眼

回风道

机道

二、煤层特征

项目

单位

指标

备注

煤层厚度

最大~最小/一般m

4~6/5

煤层倾角

最大~最小/一般X°

28°~32°/30°

煤层硬度

F

1.5

煤层层理

发育程度

发育

煤层节理

发育程度

发育

灰分

%

23.5

挥发分

%

31.3

容重

T/m3

1.35

自燃发火期

6

相对瓦斯量

m3/T

4.0

煤尘爆炸指数

%

35

 

三、煤层顶底板特征

顶底板

岩石类别

厚度

岩性

老顶

沉积岩

40~50米

灰白色中砂岩

直接顶

伪顶

底板

沉积岩

15~20米

灰色细砂岩

四、工作面储量

煤层名称

工作面尺寸

采高

(m)

可采储量

(万吨)

走向(m)

倾斜(m)

18层

200

60

5

6.5

五、简要说明(构造、赋存、水文、煤与瓦斯突出等)

本区煤层赋存比较稳定,煤层倾角平均30度,煤层厚度平均5米。

如煤层柱状图所示。

本区地质构造比较简单,有3条断层通过,其中F1'、F2'断层横穿设计工作面,落差2米左右,F1为边界断层。

本区地表水文地质条件简单,无河流在区域内通过。

本区水文地质条件简单,部分断层带有淋水现象,但对掘进及回采无什么影响。

本区为∏放面开采,必须沿煤层底板施工,铺全网。

本区大部分瓦斯以释放,本区不存在瓦斯突出问题,预计煤巷绝对瓦斯涌出量为0.5m3/min。

必须加强瓦斯管理。

 

六、井上下对照

地面:

本区地表为丘陵地带,地面标高在127米左右,没有民房、河流、以及高压线。

邻区、邻层及邻近巷道

(1)、邻区:

本区上侧、左侧及右侧均为未采区,下侧为本矿一分段已采区。

(2)、邻层:

本区为原始煤层块段,上下部煤层均没开采。

18层上覆17层煤层变薄不可采,18层下覆21层未采。

18层与21层间距24米左右。

小井及其它

本矿南部是龙源煤矿,开采7号煤层,北部是巨宝煤矿,开采30号煤层(现已报废),以上二个矿井和本矿开采不是同一号煤层,开采互不受影响。

 

提报人:

王东

 

第二章工程设计

第一节巷道布置

一、工作面布置原则

本区巷道布置是依据矿整体设计来布置的,机道距下部一段采面留有10m保护煤柱,工作面倾斜长布置60m。

停采线距机道石门留有10米煤柱。

二、工程说明及施工顺序

巷道用途

机道

回风道

切眼

石门

围岩类别

工程量

203米

252米

76米

150米

服务时间

10个月

10个月

10个月

24个月

预计完工期

3个月

3.5个月

1个月

3个月

巷道形状

矩形

矩形

矩形

拱形

支护形式

锚网索

锚网索

锚网索

锚网索

1、施工中技术规定(方位、中心、腰线、坡度及沿顶底板)

石门上山、机道、回风道、切眼施工中必须严格按测量给定的中心沿煤层底板或按腰线作业,

2、施工顺序

(1)、采面下巷石门反上施工完后,机道、回风道煤巷同时开门施工。

(2)、石门反上→机道→切眼

回风道

 

第二节矿压观测

1.观测对象:

对施工巷道两帮、顶底板围岩进行观测,结合施工巷道支护受矿压情况进行分析。

2.观测内容:

对施工巷道两帮、顶底板来压,支护承受压力后变化情况,与整体巷道施工以后支护受矿压的情况。

3.观测方法:

采用局部地段定点,观测点顶底板下沉量,两帮之间的挤压位移量。

 

第三节 支护设计

一、巷道断面:

1、巷道形状及支护形式

根据本区域煤层状况,保证回采通风和生产需要,石门采用半圆拱锚网支护,本采面上下两巷均采用矩形大断面锚网支护。

切眼采用∏型钢配套单体支护。

如施工过程中过断层及顶板破碎严重时,则采用“U”型钢棚支护。

2、巷道断面尺寸:

石门反上:

净宽3.4m,净高2.6m;S毛=8.2m2,S净=7.9m2。

机道、回风道断面:

锚网支护─净宽:

3.4m,净高:

2.4m;S净=8.2m2。

“U”型钢棚支护─净宽:

3.4m,净高:

2.6m;

S毛=8.2m2,S净=7.9m2。

切眼断面:

净宽:

2.6m,净高为1.8m。

S毛=5.2m2,S净=4.7m2。

3、巷道变形后断面

机道、回风道:

宽不小于3.0m,高不小于2.0m。

S净=6m2

注:

巷道断面支护图(附后)

二、支护设计要求

1、支护参数设计

采用工程类比法,结合临近已掘巷道实际情况,根据巷道围岩稳定性类别的划分标准;巷道支护围岩松动圈的分类,以及支护材料相匹配的原则,以及集团公司的有关规定,对锚杆的长度、直径、间排距进行了优化选择。

为此,顶板锚杆采用Ф20mm,长度为2.5m(直接岩石顶板锚杆长度2.0米)的罗纹钢树脂锚杆,锚固剂采用MSCK2345树脂药卷,两卷。

帮锚杆采用Ф16mm,长度为2.0m的罗纹钢树脂锚杆,锚固剂采用MSCK2345树脂药卷,两卷。

钻头采用直径28mm的钻头。

锚索采用直径15.24mm的矿用钢绞线,其长度为6.3m(岩石顶板钢绞线长度为5.3m)。

锚索托梁采用回收的矿用11#工字钢,其长度为3.0m。

托盘采用120×120×6mm的铁托盘。

锚网采用菱形金属网。

网规格是10m×1.0m.。

顶板、两帮采用钢筋梯护帮、顶(顶板瓦斯尾巷不用钢筋梯)。

2、支护技术要求

1)、机道、回风道锚杆的间排距:

锚杆排距0.8m,顶板锚杆5根,间距0.8m;两帮锚杆每侧3根,间距1.0m。

循环进度0.8m,最大空顶距1.0m,最小空顶距0.2m;石门锚杆的间排距:

锚杆排距1.0m,顶板锚杆3根,间距0.9m;两帮锚杆每侧3根,间距0.9m。

循环进度1.0m,最大空顶距1.2m,最小空顶距0.2m,详见巷道支护断面图。

2)、锚固力:

顶板不小于100KN,帮不小于60KN。

3)、锚杆角度:

顶板两肩部锚杆与水平方向成75°;两帮锚杆第一根与水平成+15°。

其它锚杆均与巷道帮顶轮廓线垂直布置,其最小角度不得小于75°。

4)、锚杆托盘:

顶板及两帮托盘必须紧贴帮顶,螺母预紧后,锚杆外露控制在50mm之内。

顶板锚杆螺母预紧力矩不小于120N·m;帮锚杆螺母预紧力矩不小于60N·m。

5)、锚索:

按排距2000~3000mm;间距2800mm布置2根6300mm的钢绞线。

锚固剂采用MSCK2345树脂药卷,2卷。

张拉预紧力不小于80KN;锚固力不小于180KN。

(直接顶板围岩破碎时打锚索)。

6)、铺网:

帮顶均铺设金属网,网与网对接时要求逢环必联,搭接时隔环必联,搭接长度为5~20mm,联网时单丝多扣。

联网绑线采用14#的铁线。

4、锚索孔深误差控制在±30毫米,锚索外露长度不超过200毫米。

三、树脂药卷、锚杆施工

1、进行所有施工前必须严格执行敲帮问顶工作制度、用长把工具帮顶浮动、有裂隙的煤岩,安设好超前支护,确认施工场所安全后方允许工人进行作业。

2、打锚杆眼前按设计定好眼位做出标记,尽量做到巷道锚杆排列整齐,打眼前在钎子上做好标记。

3、打眼后将眼内煤岩粉清出干净(用压风),安装锚杆前应检查锚杆眼方向、位置、深度是否符合设计要求,树脂药卷、锚杆、托盘、螺母是否合格,如果有一项不合格,严禁安装锚杆。

安装锚杆前要将托板下方周边浮煤矸清理干净、找实。

紧固螺母时,用锤或钎子敲打锚杆托盘,使其紧贴岩面以保证锚杆具有较大的初锚力。

4、锚杆的安装必须采用快速安装工艺,既搅拌树脂药卷、上托盘、拧螺母一次完成。

安装时,用杆体将锚固剂送到眼底,然后边搅拌边将锚杆推至孔底。

5、锚杆外露长度不大于50毫米,失效锚杆必须立即补打。

6、搅拌树脂锚固剂时,必须严格按以下标准掌握搅拌时间和等待时间。

1)、超快C1(a)树脂锚固剂:

搅拌时间15~20秒,等待时间10~25秒。

2)、超快(CK)树脂锚固剂:

搅拌时间20~25秒,等待时间26~35秒。

7、井下运输、存放树脂锚固剂应注意避免受压、受折、受热。

在装运过程中轻拿轻放,箱子立放,不准乱放,已破损或废弃的树脂锚固剂要妥善处理,严禁混入掘进出煤系统中。

超期树脂药卷禁止使用,损坏药卷也禁止使用。

8、树脂药卷为化学物品,具有腐蚀性,严禁破坏其包装,并防止接触眼睛。

9、禁止用正常支护的锚杆、锚索起吊设备、机械,如手拉葫芦和滑子,如需起吊时专门施工加长锚杆。

四、锚索施工

1、锚索布置2~3米一组,如果遇到顶板破碎处采用“U”型棚支护,交叉口、过断层每1~2米一组锚索。

2、索具要完好,失效锚索必须当班立即补打。

3、打锚索眼前按设计定好眼位,锚索眼的角度、深度符合设计要求,锚索眼位置误差在±100毫米。

4、打锚索眼采用风动锚杆钻机,直径28毫米钻头,湿式打眼,打眼前首先量好钢角线长度,眼深比钢角线短300毫米,一般为6米,锚索可滞后场头5米施工,但在开门点处及围岩不稳定处必须紧跟场头。

5、打完眼后,人工用锚索将树脂药卷缓慢送入孔底,防止损坏,将锚索另一端用搅拌器与风动锚杆钻机相连,一人扶住机头,一人操作钻机,一边推进,一边搅拌。

6、搅拌锚索10分钟后,将工字钢梁、索具装上,利用涨拉千斤顶紧固锚索索具,预紧力达到80KN以上。

五、锚杆机使用

1、在使用锚杆机钻进作业过程中,要设专人观察帮、顶围岩状态.发现问题要及时处理,确认安全后,方准继续施工。

2、锚杆机推进速度和推进力度要适度,防止卡钻,损坏钻杆、钻头,要注意卡钻产生的反扭力,以防扭伤。

3、当锚杆机支腿收缩时,手不要按在气缸上,以防挤手。

4、操作者与锚杆机要保持合适的安全距离,以防钻杆折断时,发生意外。

5、锚杆机钻进作业过程中,水流不可中断,打完眼后,用水将锚杆机冲洗干净,并将锚杆机放好,严禁乱摔、乱砸、乱放,放炮时,将锚杆机等设备放在离放炮地点50米以外的地方,以防止崩坏。

6、打完眼后,卸连接钎子时,人员要站在防止钎子划下伤人的地方,并且由打眼工与组长负责,涨拉千斤顶工作时,用铁丝将千斤顶与顶网相连,千斤顶下方不得有人。

第三章施工工艺

第一节 施工方法

一、巷道开门施工方法

1、巷道开门施工前,测量人员必须给出开门点位置和方位,掘进队严格按测量人员给定的位置和方位施工。

2、开门前必须加强开门地点10m内的支护,采用架棚施工时必须设对抬棚和双插梁,先设后翻,翻设架棚支护时,原棚梁下前后5m必须打上中心顶子。

3、采用锚网支护开门时,首先加强开门点10m内的支护,在巷道顶板补打6.3m长锚索,排距1.0~2.0m,锚索下吊钢梁,锚索随门口施工紧跟迎头布置。

二、特殊条件下的施工方法

1、根据地质提供的资料,掘进工作面施工将遇断层及压力大的区域,煤体松软破碎,易发生片帮冒顶事故,必须加强顶板管理,严格敲帮问顶工作制度,使用好前探支护,禁止空顶下作业。

2、平巷支架要垂直顶板,前倾后仰不超过1°,斜巷支架必须有一定的迎山角,一般每6°~8°加1°迎山角。

3、过压力大区域首先加长加密锚索,排距1.0m~2.0米,长度6.3m~8.3m,每米加打一根戴帽点柱。

如果上述支护仍不能保证安全,采用锚架联合支护方式。

 

第二节  凿 岩 方 式

炮掘施工方式

1、落煤 采用湿式打眼,放炮落煤。

2、装载

采用人工装载到40T刮板运输机。

3、运输

通过40T刮板运输机到皮带运输上,运至矿井主运输系统将煤运出。

4、支护

采用顶板锚杆钻机打顶眼并安装顶锚杆(或“U”型钢棚支护),采用帮锚杆钻机或风动凿岩机打帮眼并安装帮锚杆,所有锚杆紧固,锚索采用液压千斤顶安装。

 

第三节 设备及工具配备

设备及工具配备表

序号

设备、工具名称

规格型号

单位

数量

备注

1

调度绞车

JBD-30

2

2

水泵

Q/NK

3

3

喷浆机

PH——30

2

4

风钻

YT——23

4

5

风镐

G——7

2

6

控制开关

DW80—350

6

7

馈电开关

DW80-350

2

8

综保

MZ——12

2

9

风毛头

2

10

胶带运输机

SJ-80

4

11

压入式风机

kzsd-11kw×2

4

12

锚杆钻机

MQT—110C

4

13

电话

KT1017

4

14

激光指向仪

DQJ-05A

2

15

铁锹

12

16

4

17

大锤

4

18

联网钩

8

19

刮板运输机

40T、30T

5

第四章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

工  种

人         数

作业方式

总计

一班

二班

三班

四班

采取

三八

作业制

1

班长

3

1

1

1

2

打眼工

6

2

2

2

3

溜子司机

6

2

2

2

4

推车工

12

4

4

4

5

出货工

12

4

4

4

6

锚网工

6

2

2

2

7

合计

45

15

15

15

-

-

第二节经济技术指标

项目

单位

溜子

回风道

切眼

项目

单位

溜子道

回风道

切眼

循环

进度

1.0

1.0

.08

钢材或锚杆

班消耗

吨(个)

1

1

2

日个数

6

6

6

日消耗

吨(个)

3

3

6

循环率

%

90

90

90

月消耗

吨(个)

90

90

180

月个数

162

162

162

进度

班进度

2

2

2

班消耗

立方米

0.05

0.05

0.05

日进度

6

6

6

日消耗

立方米

0.15

0.15

0.15

月进度

180

180

180

月消耗

立方米

4.5

4.5

4.5

劳动组织

施工班组

3

3

3

(炮掘

掘)

班消耗

公斤

17.7

17.7

15.7

直接工

57

57

57

日消耗

公斤

53.1

53.1

47.1

在册

60

60

60

月消耗

公斤

1593

1593

1413

效率

直接工效

米/工

0.1

0.1

0.1

(炮

掘)

班消耗

62

62

50

全员工效

米/工

0.08

0.08

0.08

日消耗

184

184

150

直接成本

工资费

元/米

900

900

900

月消耗

5520

5520

4500

材料费

元/米

1000

1000

800

金属网

班消耗

2

2

2

日消耗

6

6

6

合计

元/米

1900

1900

1700

月消耗

180

180

180

说明:

每月按30天计算。

第五章生产系统

第一节通风系统

1、风量选择及计算

通风方式

局扇

压入式

通风最长

距离

450米

风筒口至

工作面距离

煤巷5米

1、按人数N计算

Q=4×N=4×19=76米3/分

2、按同时爆炸最多炸药量A计算

Q=25×A=25×2.7=67.5米3/分

3、按CH4或CO2绝对涌出量计算

Q=100×q×K=100×0.5×1.2=60米3/分

选用局扇型号

Kzsd-11KW×2对旋

局扇吸入

风量

570米3/分

风筒出口

风量

110米3

/分

瓦斯

涌出量

0.5米3/分

风量验算

110米3/分÷7米2=0.26米/秒

4米/秒>0.26米/秒>0.25米/秒符合要求

2、通风方式、系统及说明:

(附图)

采用局扇压入式通风方式,局扇选用功率11KW×2对旋风机供风。

具体情况详见通风系统示意图。

第二节压风系统

一、压风机设在地面压风机房内,主干管由风井接3寸压风铁管至井底,各掘进工作面或用风地点支管用2寸压风铁管。

二、各支管处必须设阀门,主干管由专人维修,支管由场子人员维修。

第三节防尘系统

一、迎头防尘系统简述

防尘压力水来自地面自来水,经过付井,三段主井,石门,进入各掘进工作面。

二、迎头防尘系统

本区采取综合防尘措施:

回风流设净化水幕(距工作面30~50m巷道内),湿式钻眼;炮前、炮后洒水;皮带每隔50米设一个自动喷雾装置,各转载点设喷雾洒水;使用水炮泥,定期冲洗煤帮和巷道;清理浮尘,净化风流;并派专人负责消尘工作。

三、工人佩带防尘口罩进行防护。

第四节供电系统

一、供电系统简述

上巷施工电源来自二段变电所,下巷施工电源来自三段移动变电所。

二、供电系统(附供电系统图)。

第五节 运输系统

一、煤、矸运输系统(附图)

1、本区初期回风道出煤系统为:

场子头→回风道→边界下山→石门下山→-285.0米标高联络巷→二段钢带机→煤仓→一段钢带机 →地面。

2、本区初期机道出煤系统为:

场子头→机道→二台钢带机→煤仓 →一台钢带机 →地面。

二、材料、设备运输系统

1、本区初期回风道运料系统为:

一段主井→二段主井→-180.2米标高回风大巷→边界下山→回风道→场子头。

2、本区初期机道运料系统为:

一段主井→二段主井→-180.2米标高回风大巷→三段主井下山→-285.0米标高联络巷→二段钢带机→机道→场子头。

第六节避灾路线

1、避灾原则:

避水灾原则:

以最快的时间,最短的路线进入最高点。

避火灾(瓦斯、煤尘爆炸事故)原则:

以最短的时间,最短的路线进入新鲜风流。

2、避灾路线:

1、凡是进入本区的人员必须熟悉本区避灾路线,并且佩带自救器入井。

2、如果发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时,本区域内所有的人员在瓦检员、班组长指挥下,有秩序地按规定的避灾路线(即图中箭头所指方向)迅速撤离灾变地点,切断电源,并负责报告矿调度说明灾害情况及可能波及到的其它作业场所。

3、撤离前,班组长要清点好人员,全部带离灾区。

撤至安全地点后,必须及时向矿调度室汇报。

将灾害地点、受灾人数及灾变原因、时间等尽可能汇报详细。

4、所有人员在发生灾害时,不许盲目乱跑,必须严格听从瓦检员、班组长的指挥。

场子所有作业人员必须熟悉各种灾害的避灾路线,附避灾路线示意图

遇火、瓦斯、煤尘等灾害时的避灾路线:

1、初期回风道:

工作面→回风道→边界下山→石门下山→-285.0米标高联络巷→二段钢带机→煤仓下口→一段钢带机 →地面。

2、初期机道:

工作面→机道→二台钢带机→煤仓下口 →一台钢带机 →地面。

遇水灾时的避灾路线:

1、初期回风道:

工作面→回风道→边界上山→-180.0米标高回风大巷→二段主井→一段主竟井 →地面。

2、初期机道:

工作面→机道→二台钢带机→煤仓下口 →一台钢带机 →地面。

 

第六章安全组织措施

第一节顶板管理

1、每个掘进工作面都必须严格执行开工前和工作中的敲帮问顶制度。

此项工作必须由一名有经验的老工人带领,两人进行,一人观察,一人敲帮问顶,并且由外向里逐段进行。

确认无危险时,方准进入工作面。

2、遇有地质变化及顶板破碎时,必须加强支护,缩小(棚距)锚杆间排距和锚索间距,或改变支护方式。

更换巷道支护严格执行《煤矿安全规程》第43、92条的规定。

第43条:

更换巷道支护时,在拆除原有支护前,应加固临时支护,拆除原有支护后,必须及时除掉顶帮活矸和架设永久支护,必要还应采取临时支护措施。

在倾斜巷道中,必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施。

第92条:

维修井巷支护时,必须有安全措施。

严防顶板冒落伤人、堵人和支架歪倒。

在独头巷道维修支架时,必须由外向里逐架进行,并严禁人员进入维修地点以里。

撤掉支架前,应先加固工作地点的支架。

架设或拆除支架时,在一架未完工之前,不得中止工作。

撤换支架的工作应连续进行;不连续施工时,每次工作结束前,必须接顶封帮,确保工作地点的安全。

3、当掘进工作面遇到下列情况之一时,必须立即停止作业,撤出所有受威胁的人员,并及时汇报矿调度室及有关单位。

(1)顶板来压,支护变形速度聚增时;

(2)瓦斯等有害气体超限、温度骤增骤减时;

(3)迎头遇有煤岩外移、涌出量增大等有突水预兆时;

(4)巷道顶板破碎、离层严重,大量锚杆、锚索失效时。

4、掘进工作面后方所有巷道必须畅通无阻,支护完好,清洁卫生。

5、必须认真执行各种岗位责任制,严格现场交接班制度,按章作业,严格按中心、腰线施工,用好管好中心、腰线,搞好工程质量,严禁任何职工违章作业,空顶作业及冒险作业。

6、严格控制空顶距,迎头最大空顶距不得超过1.0米,最小空顶距0.2米。

7、迎头以外200米内必须备有10架工字钢或U型棚做为备用棚及相应的支护材料,以备改变支护方式和抢险之需。

8、每班施工前,必须认真检查后部支护情况,发现支护失效时须补打中心顶子,发现顶板下沉情况严重,两帮位移加大,要及时撤出迎头全体人员进行处理,并采取在巷道中补打锚索、支设贴帮柱或中柱等挽救措施。

施工坚持由外向里逐段修复,修复合格后,方可进入迎头作业。

9、当班发现了不安全隐患,当班必须处理完毕,如有特殊情况未能处理完时,必须有交班班长在现场与接班班长交清情况,由接班班长组织处理。

第二节电气

1、场子所有电器设备防爆率必须达到100%,否则禁止供电作业。

2、设专职维修人员,每天对场子电气设备进行维修检查,发现问题及时处理。

3、非机电人员不得擅自打开电气设备或乱修电气设备。

井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。

4、低压检漏装置必须灵敏好使,定期做跳闸试验,严禁甩掉不用。

5、继电保护装置齐全,禁止甩掉不用。

接地保护齐全完好。

6、谁停电,谁送电,停电开关必须挂“停电作业牌”,设专人看管,开关上锁。

7、机电设备应符合机电设备完好标准,并摆放整齐。

8、风机执行“三专两闭锁”,双风机双电源,自动切换,两台风机停电后,禁止二次来电后自动复机。

9、信号系统必须声光兼备,灵敏可靠,且要配套独立使用。

10、任何时候都不能甩掉电气设备的各种保护,机器不准带病作业。

11、采掘工作面的移动式机器,

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