东翼辅助进风巷掘进作业规程
- 格式:doc
- 大小:1.65 MB
- 文档页数:32
泉店煤矿-540水平东翼轨道运输大巷掘进工作面作业规程第一章概况4第一节概述4第二节编写依据4第二章地面位置及地质情况5第一节地面相对位置及邻近采区开采情况5第二节煤(岩)层赋存特征5第三节地质构造6第四节水文地质7第三章巷道布置及支护说明7第一节巷道布置7第二节矿压观测7第三节支护设计8第四节支护工艺8第四章施工工艺9第一节施工方法9第二节凿岩方式10第三节综掘、爆破10第四节装载与运输15第五节管线及轨道敷设16第六节设备及工具配备16第五章生产系统17第一节通风17第二节压风18第三节瓦斯防治18第四节综合防尘19第五节防灭火20第六节安全监控20第七节供电20第八节排水20第九节运输21第十节照明、通讯和信号21第六章劳动组织及主要技术经济指标22 第一节劳动组织22第二节循环作业22第三节主要技术经济指标23第七章安全技术措施23第一节一通三防23第二节顶板26第三节综掘、爆破28第四节防治水30第五节机电31第六节运输37第七节其它56第八章灾害应急措施及避灾路线57 二、审查意见部分1、签字页会签单位及人员签字:生产科:年月日机电科:年月日通风科:[换行]年月日地测科:年月日调度室:年月日安检科:年月日总工:年月日矿长:年月日2、会签意见页第一章概况第一节概述一、巷道名称本《作业规程》指导掘进的巷道为-540水平东翼轨道运输大巷。
二、掘进的目的及用途通风、行人及运输。
三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度:约1084m,目前剩余436m,坡度3‰上山。
服务年限:10年。
四、预计开竣工时间本巷道2009年12月6日开工,预计2011年2月竣工。
附图:-540水平东翼轨道大巷平面位置图第二节编写依据一、采区设计说明书及批准时间采区设计说明书名称为:《东翼轨道大巷设计说明》批准时间为:2008年8月20号[换行]二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为《东翼轨道大巷掘进地质说明书》批准时间为:2008年8月20号三、矿压观测资料根据-540水平东翼轨道运输大巷在巷道左右帮设置的矿压观测点。
巷道断面利用四根前探梁进行支护,前探梁支护间距为0.8m,每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上。
前探梁与顶板之间用木板梁接顶背实,防止矸石掉下伤人。
1、前探梁规格:直径3吋以上,长3.5m钢管。
2、吊环规格:采用Φ22mm无纵筋螺纹钢焊接而成,经强度试验:强度在6t以上满足要求。
吊环上的螺母往顶板锚杆上拧时必须拧满扣。
附图8 临时支护断面图、临时支护平面图(二)临时支护与永久支护间的距离:安装锚杆必须在临时支护下进行,临时支护与永久支护间的最大距离为1.2m,最小距离为0.2m。
锚网支护紧跟迎头,锚索滞后工作面不大于4.0m。
附图9 永久支护平面图(三)支护参数确定:1、临时支护设计参数确定:1)基础资料及荷载计算:(1)巷道顶板上部围岩压力拱的计算:b=a/f=2.2/4=0.55m式中:b——压力拱计算高度 m;a——巷道荒宽的一半 2.2 m;f——岩石普氏硬度系数取4。
(2)巷道空顶压力拱范围内岩石重量:G=b×B×S×r=0.55×4.4×1.2×25=7.2t式中:b——压力拱计算高度m,取0.55m;B——巷道荒宽m,取4.4m;S——最大控顶距时单根锚杆承载力的距离,取1.2m;R——岩石密度: 25KN/m3;G——控顶压力拱范围内岩石重量,t。
2)临时支护构件承载能力验算:(1)前探梁端锚杆每根承载能力验算:P=G/n= 7.2/4=1.8t式中:P——单根锚杆承载力 t;n——前探梁锚杆根数取n=4;G——控顶压力拱范围内岩石重量,取G=7.2t。
每根锚杆设计抗拔能力值为:F′= G×k=7.2×2=14.4t式中:F′——单根锚杆设计承载力 t;K——安全系数取2。
因为:P=G/n= 7.2/4=1.8t< F′= G×k=7.2×2=14.4t所以:前探梁锚杆4根能够满足临时支护强度要求。
东翼轨道大巷作业规程东禹集团锦瑞项目部2012年8月17日目录第一章概况 (1)第一节概述 (1)第二节编制依据 (1)第二章相对位置及地质情况 (2)第一节相对位置 (2)第二节地质情况 (2)第三章巷道布置及支护说明 (7)第一节巷道布置 (7)第二节施工工艺及要求 (9)第三节综合掘进 (12)第四章生产系统 (15)第一节通风 (15)第二节综合防尘 (17)第三节安全监控系统 (17)第四节压风自救系统 (18)第五节供水系统 (18)第六节紧急避险系统 (19)第七节防灭火 (19)第八节通风及瓦斯管理 (20)第九节供电系统 (21)第十节供排水系统 (21)第十一节运输系统 (21)第十二节通讯系统 (22)第五章劳动组织与主要技术经济指标 (22)第一节劳动组织 (22)第二节循环作业 (24)第六章安全技术措施 (24)第一节施工准备 (24)第二节一通三防 (25)第三节顶板管理 (27)第四节掘进 (28)第五节防治水 (29)第六节机电 (29)第七节运输 (30)第八节其它 (31)第七章灾害预防及避灾路线 (32)第一节灾害预防 (32)第二节避灾路线 (33)第一章概况第一节概述一、项目工程名称:山西省煤炭运销集团锦瑞煤业有限公司120万吨项目:东翼轨道大巷。
二、掘进目的及用途:运输、下料、入风、行人。
三、巷道设计长度及服务年限设计长度:1060m。
服务年限:15.5a。
四、施工方式:综掘。
五、预计开竣工时间:本项目工程自2012年10月15日开工,预计2013年3月15日竣工。
第二节编制依据一、《煤矿安全规程》、《煤矿井巷工程施工规范》、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》、《煤矿建设安全规定》、《煤矿井巷工程质量验收规范》和有关煤矿建设项目的法律法规等。
二、煤炭工业合肥设计研究所设计的山西省煤炭运销集团锦瑞煤业有限公司东翼轨道大巷工程施工图。
三、山西省煤炭运销集团锦瑞煤业有限公司矿井二期矿建工程施工招标文件设计施工组织设计提纲。
山西煤炭运销集团百尺第一煤业东翼运输巷掘进工作面作业规程前言2,批准开采深度为+1246-+1015m标高。
井田地处太行山中南段的长治盆地东缘,沁水盆地之东缘,地貌形态属于低山区,地表经长期风化侵蚀,黄土冲沟纵横交错,冲沟间黄土梁峁断续分布,地形复杂。
地势呈北部、西部高,南部、中部低,最高点位于井田西部山脊,海拔1312.90m,最低点位于井田东部冲沟中,海拔1110m,最大相对高差202.90m。
15号煤层:位于太原组一段下部,上距K2标志层0.95-12.05m,平均3.85m。
煤层一般不含夹矸,局部夹1层夹矸,厚度变化不大,层位稳定。
煤层厚度3.00-4.64m,平均厚度3.85m。
区内15号煤层开采历史悠久,采空区分布较多,剩余保有储量根本赋存于北部原开花山煤矿,西部原西山煤矿,及井田东部南村、曹家沟村一带。
矿井设计生产能力45万吨/年。
由于该巷不在初步设计范围内,根据矿井生产实际的需要,本着“技术上可行、经济上合理、平安上可靠〞的原那么,该掘进巷道原那么上采用半圆拱形断面,要求净宽m,高m,净断面积6m2,支护方式原那么上采用25号“U〞型钢支护。
因该巷道为探煤巷道,根据采空区顶板的状况不同而采取不同的支护方式,当支护方式改变时,再另行编制平安技术措施。
掘进巷道过程中利用防爆胶轮车运煤、运料。
维修掘进阶段矿井采用立井开拓,利用原西山煤矿主井为进风井,副井为回风井。
该矿井为低瓦斯矿井,15号煤层具有煤尘爆炸危险性,煤层自燃倾向性为Ⅱ类,属自燃煤层。
井下正常涌水量40m3/d。
最大涌水量70m3/d。
第一章概况第一节概述一、巷道名称、位置及相邻关系本作业规程的掘进巷道为东翼运输巷,按方位角900方向掘进,当需要改变掘进方向时,再另行编制补充措施。
二、巷道用途为矿井东翼采区探煤时运输煤炭之用。
三、巷道性质本工作面所掘进巷道原那么上在完整的煤体中沿煤层布置,为煤巷。
四、开口位置、方位、设计长度、坡度、工程量、开竣工时间、效劳年限。
风巷掘进作业规程审批意见同意按此规程执行,并补充如下意见:1. 掘进距80米防水线50米时,由地质部门编制专项防治水措施。
2. 安装小绞车如底板为全煤时要打好绞车基础,用砼施工,水:水泥:黄沙=1:2:3。
绞车中线与轨道中线夹角不超过1.50,绞车前方安装防跑偏装置和安全防护装置。
3. 按50米一组设置压风自救装置。
4. 水泵(包括备用泵)每班设专人检查。
5. 为确保某矿风巷正常掘进,地测部门要根据1606采空区积水情况,及时制定疏水降压方案。
6. 打锚索施工时,遇到锚索锚固范围内有煤层时,必须及时补打托棚对巷道进行加固。
7. 某矿风巷跨-550m东翼北轨道石门及-550m东翼13煤回风反上山时,必须编制跨巷道安全技术措施。
8. 在某矿风巷内接2路108mm(4寸)排水管路,备用2台30Kw潜水泵,以便打钻探放1606采空区内积水。
9. 巷道坡度超过70必须每隔40米在巷道下帮施工躲避硐室,规格同风巷绞车硐室目录审批意见 (2)第一章概况 (5)第一节概述 (5)第二节编写依据 (5)第二章地面相对位置及地质情况 (6)第一节地面相对位置及邻近采掘情况 (6)第二节煤(岩)层赋存特征 (6)第三节地质构造 (6)第四节水文地质 (7)第三章:巷道布置及支护说明 (7)第一节巷道布置 (7)第二节矿压观测 (8)第三节支护设计要求 (8)第四节支护工艺 (9)第四章:施工工艺 (11)第一节施工方法 (11)第二节掘进方式 (11)第三节装载与运输 (13)第四节设备及工具配备 (13)第五章:生产系统 (12)第一节通风 (13)第二节压风 (14)第三节供水 (14)第四节综合防尘 (14)第五节防灭火及隔爆 (14)第六节安全监控 (15)第七节供电 (15)第八节排水 (15)第九节运输 (15)第十节照明、通信和信号 (16)第六章:劳动组织及主要技术经济指标 (16)第一节劳动组织 (16)第二节作业循环 (17)第三节主要技术经济指标 (17)第七章:安全技术措施 (17)第一节一通三防 (17)第二节顶板 (18)第三节爆破 (19)第四节防治水 (21)第五节机电 (21)第六节运输 (24)第七节巷道拨门 (26)第八节防突及其它 (26)第八章:灾害应急措施及避灾路线 (31)第一节灾害应急措施 (31)第二节避灾路线 (32)附图巷道设计平(剖)面图(或示意图)地质平、剖面图(或综合柱状图)巷道支护断面图巷道临时支护平、剖面图炮眼布置三视图通风系统图安全监测系统图爆破警戒图供电系统图避灾路线图。
目录第一章概况____________________________________________- 3 - 第一节概述__________________________________________- 1 - 第二节编写依据_______________________________________- 1 - 第二章地面相对位置及地质情况____________________________- 1 - 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况___________________- 1 - 第二节煤(岩)层赋存特征________________________________- 2 - 第三节地质构造_______________________________________- 3 - 第四节水文地质_______________________________________- 3 - 第三章巷道布置_________________________________________- 4 - 第一节巷道简述_______________________________________- 4 - 第二节施工顺序_______________________________________- 4 - 第三节巷道中线布置 ___________________________________- 4 - 第四章巷道支护________________________________________- 4 - 第一节支护设计_______________________________________- 4 - 第二节临时支护的方式__________________________________- 7 - 第三节永久支护_______________________________________- 8 - 第五章矿压监测_______________________________________ - 13 - 第一节监测对象______________________________________ - 13 - 第二节观测内容______________________________________ - 13 - 第三节观测方法______________________________________ - 13 - 第四节数据处理______________________________________ - 14 - 第六章施工工艺________________________________________ - 15 - 第一节施工方法______________________________________ - 15 - 第二节施工操作及技术要求_____________________________ - 16 - 第三节:支护工艺______________________________________ - 18 -第四节运输方式及管、理_______________________________ - 26 - 第五节施工设备______________________________________ - 28 - 第六节管线敷设______________________________________ - 28 - 第七章:生产系统________________________________________ - 28 - 第一节通风_______________________________________ - 28 - 第二节压风_______________________________________ - 31 - 第三节综合防尘______________________________________ - 31 - 第四节防火________________________________________ - 32 - 第五节供电系统______________________________________ - 33 - 第六节供排水______________________________________ - 36 - 第七节运输________________________________________ - 36 - 第八节六大系统______________________________________ - 37 - 第八章:劳动组织和正规循环_______________________________ - 40 - 第一节:劳动组织______________________________________ - 40 - 第二节:正规循环作业 __________________________________ - 41 - 第三节主要技术经济指标_______________________________ - 42 - 第九章:安全技术措施 ____________________________________ - 42 - 第一节施工准备______________________________________ - 42 - 第二节一通三防______________________________________ - 43 - 第三节顶板管理______________________________________ - 45 - 第四节机电管理措施 __________________________________ - 46 - 第五节、综掘机的使用与维护安全技术措施__________________ - 48 - 第六节运输________________________________________ - 50 - 第七节防治水________________________________________ - 53 - 第八节其它________________________________________ - 61 - 第十章:灾害应急措施及避灾路线___________________________ - 63 - 第一节五大灾害事故的应急措施_________________________ - 63 - 第二节避灾路线: ____________________________________ - 65 -第十一章:附件_________________________________________ - 65 - 第一节掘进机司机操作规程_____________________________ - 65 - 第二节掘进机常见故障现象表___________________________ - 71 - 第三节掘进机日常检修内容_____________________________ - 73 - 第四节锚喷巷道工程质量表_____________________________ - 75 -附图:1、巷道布置平面图2、地层综合柱状图3、巷道支护断面图4、临时支护平面图5、综掘机截割顺序图6、运输系统图7、设备布置图 8、通风系统图9、压风自救系统图 10、防尘防火系统图11、供电系统图 12、排水系统图13、通讯系统图 14、安全监控检测布置图15、人员定位设备布置图 16、供水施救系统图17、循环作业图表 18、探放水示意图19、避灾路线第一章概况第一节概述一、巷道名称:东翼回风巷二、掘进巷道用途:主要服务于矿井总回风。
按照《煤矿安全规程》和我矿2009年度总体设计要求及安全生产发展的需要,决定开拓东运输巷,东回风大巷,与一坑形成通风系统,完善矿井安全生产工艺系统,提高矿井安全生产及施工安全和工程质量进展的顺利进行,编制东运输、东回风大巷掘进作业规程和安全措施。
掘进队在施工前组织全体施工人员学习安全规程和本作业规程,并在班前会上传达到每个施工人员做到精心组织,精心指挥,精心施工,确保安全生产和工程质量全面达到设计要求。
第一章概况第一节工作面相对位置1、开口坐标东进风运输巷X= .605 Y=.841东回风巷X=.700 Y=.8902、工作面位置本工作面位于井田东北部,工作面以东,以南为实体煤层,北为4362工作面,西靠一采区皮带巷。
工作面相对地表为丘陵地貌,全部被第三、四系黄土覆盖,无建筑物,黄土覆盖部分为农田,其余为荒坡、山坎.第二节地质构造1、煤层赋存特征;现掘4#煤层为二叠系下统山西组下段中部,该工作面为半煤岩,煤层平均厚度1.61m,距3号煤层平均厚度为28.86,为本采区的主要可采煤煤层顶底板岩性一般为泥岩,砂质泥岩,此煤层较稳定,但厚度变化较大,大部可采。
2、地质构造工作面主体构造为单斜构造,倾向东西,走向南北,倾角4°—6°,井田内未发现陷落柱,无岩浆入侵,地质构造属简单型。
3.瓦斯,煤层及煤的自燃性据吕煤安字(2008)571号文件,瓦斯绝对涌出量为2.01 m3/min,相对涌出量为6.76m3/t,二氧化碳绝对涌出量0.77m3/min,相对涌出量为2.59m3/t,属低瓦斯矿井。
据2006年6月井下4#煤层煤样,委托山西省煤炭地质研究所检测,4号煤层自然倾向性为II级煤层自燃,属自燃煤层,4#煤尘有爆炸性。
煤尘最大爆炸压力为0.39MPa,最大压力上升速度为12.21MPa/s,煤尘云爆炸下限浓度10g/m3,煤尘云最高着火温度500℃,煤尘最低着火温度320℃,煤的吸氧量为0.6811cm3/g。
巷道断面利用四根前探梁进行支护,前探梁支护间距为0.8m,每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上。
前探梁与顶板之间用木板梁接顶背实,防止矸石掉下伤人。
1、前探梁规格:直径3吋以上,长3.5m钢管。
2、吊环规格:采用Φ22mm无纵筋螺纹钢焊接而成,经强度试验:强度在6t以上满足要求。
吊环上的螺母往顶板锚杆上拧时必须拧满扣。
附图8 临时支护断面图、临时支护平面图(二)临时支护与永久支护间的距离:安装锚杆必须在临时支护下进行,临时支护与永久支护间的最大距离为1.2m,最小距离为0.2m。
锚网支护紧跟迎头,锚索滞后工作面不大于4.0m。
附图9 永久支护平面图(三)支护参数确定:1、临时支护设计参数确定:1)基础资料及荷载计算:(1)巷道顶板上部围岩压力拱的计算:b=a/f=2.2/4=0.55m式中:b——压力拱计算高度 m;a——巷道荒宽的一半 2.2 m;f——岩石普氏硬度系数取4。
(2)巷道空顶压力拱范围内岩石重量:G=b×B×S×r=0.55×4.4×1.2×25=7.2t式中:b——压力拱计算高度m,取0.55m;B——巷道荒宽m,取4.4m;S——最大控顶距时单根锚杆承载力的距离,取1.2m;R——岩石密度: 25KN/m3;G——控顶压力拱范围内岩石重量,t。
2)临时支护构件承载能力验算:(1)前探梁端锚杆每根承载能力验算:P=G/n= 7.2/4=1.8t式中:P——单根锚杆承载力 t;n——前探梁锚杆根数取n=4;G——控顶压力拱范围内岩石重量,取G=7.2t。
每根锚杆设计抗拔能力值为:F′= G×k=7.2×2=14.4t式中:F′——单根锚杆设计承载力 t;K——安全系数取2。
因为:P=G/n= 7.2/4=1.8t< F′= G×k=7.2×2=14.4t所以:前探梁锚杆4根能够满足临时支护强度要求。
掘进工作面作业规程编号:掘号工作面名称:东翼轨道上山编制单位:温州兴安矿山建设有限公司编制人:施工负责人:总工程师:分管矿长:批准日期:年月日执行日期:年月日专业会审人员签名技术部:年月日防突部:年月日通风部:年月日安全部:年月日机电部: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:年月日小河口煤矿《掘进作业规程》会审表《掘进作业规程》报审表工程名称:东翼采区轨道上山编号:贯彻情况登记表《掘进作业规程》考试成绩统计表组织单位:监考:目录会审意见规程贯彻情况第一章概况 (9)第一节概述 (9)第二节编写依据 (10)第二章地面位置及地质情况 (11)第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 (11)第二节煤(岩)层赋存情况 (11)第三节地质构造 (14)第四节水文地质 (14)第三章巷道布置及支护说明 (20)第一节巷道布置 (20)第二节支护设计 (22)第三节支护工艺 (24)第四章施工工艺 (27)第一节施工方法 (27)第二节凿岩方式 (28)第三节爆破作业 (28)第四节装载与运输 (29)第五节管线及轨道铺设 (30)第六节设备及工具配备 (32)第五章生产系统 (33)第一节通风 (33)第二节压风 (35)第三节瓦斯管理 (35)第四节综合防尘 (37)第五节防灭火 (37)第六节供电 (37)第七节排水 (37)第八节运输 (38)第九节照明、通信和信号 (38)第六章劳动组织及主要经济指标 (39)第一节劳动组织 (39)第二节循环作业 (40)第三节主要经济指标 (41)第七章安全制度 (41)第八章安全技术措施 (43)第一节一般规定 (43)第二节一通三防 (43)第三节顶板 (47)第四节爆破 (48)第五节防治水 (52)第六节机电 (53)第七节运输 (55)第八节防灭火管理 (57)第九章灾害预防和避灾路线 (58)第一节灾害预防 (58)第二节应急措施 (58)第三节避灾路线 (61)第十章其他 (62)第一章、概况第一节概述一、工程简介:1、工程名称:东翼采区轨道上山2、工程目的:轨道运输、通(进)风、管线敷设、行人。
巷道断面利用四根前探梁进行支护,前探梁支护间距为0.8m,每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上。
前探梁与顶板之间用木板梁接顶背实,防止矸石掉下伤人。
1、前探梁规格:直径3吋以上,长3.5m钢管。
2、吊环规格:采用Φ22mm无纵筋螺纹钢焊接而成,经强度试验:强度在6t以上满足要求。
吊环上的螺母往顶板锚杆上拧时必须拧满扣。
附图8 临时支护断面图、临时支护平面图(二)临时支护与永久支护间的距离:安装锚杆必须在临时支护下进行,临时支护与永久支护间的最大距离为1.2m,最小距离为0.2m。
锚网支护紧跟迎头,锚索滞后工作面不大于4.0m。
附图9 永久支护平面图(三)支护参数确定:1、临时支护设计参数确定:1)基础资料及荷载计算:(1)巷道顶板上部围岩压力拱的计算:b=a/f=2.2/4=0.55m式中:b——压力拱计算高度 m;a——巷道荒宽的一半 2.2 m;f——岩石普氏硬度系数取4。
(2)巷道空顶压力拱范围内岩石重量:G=b×B×S×r=0.55×4.4×1.2×25=7.2t式中:b——压力拱计算高度m,取0.55m;B——巷道荒宽m,取4.4m;S——最大控顶距时单根锚杆承载力的距离,取1.2m;R——岩石密度: 25KN/m3;G——控顶压力拱范围内岩石重量,t。
2)临时支护构件承载能力验算:(1)前探梁端锚杆每根承载能力验算:P=G/n= 7.2/4=1.8t式中:P——单根锚杆承载力 t;n——前探梁锚杆根数取n=4;G——控顶压力拱范围内岩石重量,取G=7.2t。
每根锚杆设计抗拔能力值为:F′= G×k=7.2×2=14.4t式中:F′——单根锚杆设计承载力 t;K——安全系数取2。
因为:P=G/n= 7.2/4=1.8t< F′= G×k=7.2×2=14.4t所以:前探梁锚杆4根能够满足临时支护强度要求。
+655m东翼运输巷类别:掘进(全岩)作业规程重庆拓采工贸有限公司龙池煤矿二0一三年四月+655m东翼运输大巷(掘进)作业规程汇签意见表第一章概况第一节概述一、巷道名称:该《作业规程》专指+655m东翼运输大巷掘进施工。
二、目的及用途:+655m东翼运输大巷作为矿井东翼+655m以上的主要运输巷,担负矿井+655m主平硐东翼运输、通风、行人、管线敷设等任务.三、设计长度及服务年限:设计长度:1200m服务年限:20年四、预计开竣工时间预计2013年3月份初开工、2013年08月竣工。
第二节编制依据一、根据龙池煤矿《初步设计》以及《安全专篇》而定;二、掘进操作规程及岗位责任制;三、2011年版《煤矿安全规程》、《矿井设计规范》、《矿山安全法》和重庆拓采工贸有限公司龙池煤矿的有关规章制度等。
四、龙池煤矿关于《加强机电运输管理办法》、《技术管理工作规定》、《加强顶板管理若干规定》、《煤矿作业规程编制指南》《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》等。
第二章地理位置及地质情况第一节地面相对位置地面相对位置及邻近采区开采情况见表2-1。
表2-1 井上下对照关系情况表第二节煤岩层赋存特征一、+655m运输巷道布置在茅口灰岩中,茅口灰岩为含水层,上部岩层为铝土页岩,再其上为本区域煤层,煤层顶板岩为炭质泥岩、砂质泥岩、泥灰岩,煤层底部为一层簿层状的铝土泥岩.巷道布置平面图二、煤岩层的产状、厚度、结构、坚固系数,预计巷道揭煤层间距,顶底板岩层的岩性及特征分析:K1煤层位于煤系地层的底部,煤层上部为深灰色的泥岩,砂质泥岩,含硫铁矿晶粒,靠近煤层为深灰色的泥岩和炭质页岩、泥岩;煤层平均厚度为1。
0米,煤层底部为深灰色泥岩,含硫铁矿结核,厚度为0。
05-2.86米,与下伏地层呈假整合接触。
三、矿井瓦斯涌出量、煤与瓦斯突出、煤层自燃发火倾向、煤尘爆炸性:根据渝煤监管【2012】193号文《重庆市煤炭工业管理局关于彭水县龙池煤矿2012年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》,龙池煤矿相对瓦斯涌出量为7。
巷道断面利用四根前探梁进行支护,前探梁支护间距为0.8m,每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上。
前探梁与顶板之间用木板梁接顶背实,防止矸石掉下伤人。
1、前探梁规格:直径3吋以上,长3.5m钢管。
2、吊环规格:采用Φ22mm无纵筋螺纹钢焊接而成,经强度试验:强度在6t以上满足要求。
吊环上的螺母往顶板锚杆上拧时必须拧满扣。
附图8 临时支护断面图、临时支护平面图(二)临时支护与永久支护间的距离:安装锚杆必须在临时支护下进行,临时支护与永久支护间的最大距离为1.2m,最小距离为0.2m。
锚网支护紧跟迎头,锚索滞后工作面不大于4.0m。
附图9 永久支护平面图(三)支护参数确定:1、临时支护设计参数确定:1)基础资料及荷载计算:(1)巷道顶板上部围岩压力拱的计算:b=a/f=2.2/4=0.55m式中:b——压力拱计算高度 m;a——巷道荒宽的一半 2.2 m;f——岩石普氏硬度系数取4。
(2)巷道空顶压力拱范围内岩石重量:G=b×B×S×r=0.55×4.4×1.2×25=7.2t式中:b——压力拱计算高度m,取0.55m;B——巷道荒宽m,取4.4m;S——最大控顶距时单根锚杆承载力的距离,取1.2m;R——岩石密度: 25KN/m3;G——控顶压力拱范围内岩石重量,t。
2)临时支护构件承载能力验算:(1)前探梁端锚杆每根承载能力验算:P=G/n= 7.2/4=1.8t式中:P——单根锚杆承载力 t;n——前探梁锚杆根数取n=4;G——控顶压力拱范围内岩石重量,取G=7.2t。
每根锚杆设计抗拔能力值为:F′= G×k=7.2×2=14.4t式中:F′——单根锚杆设计承载力 t;K——安全系数取2。
因为:P=G/n= 7.2/4=1.8t< F′= G×k=7.2×2=14.4t所以:前探梁锚杆4根能够满足临时支护强度要求。
东翼水平回风联络巷掘进作业规程The Standardization Office was revised on the afternoon of December 13, 2020第一章概况第一节概述1、工作面名称:东翼1767水平回风联络巷掘进工作面。
2、用途:通风需要。
3、设计斜长为28米。
4、设计坡度:+26°5、设计方位:328°6、服务年限:1年。
7、开工时间:2011年 2 月23日。
8、巷道布置平面图:附图1。
第二节编写依据1、《挖玉冲煤矿一号井测量地质成果表》;2、《梨树坪井田地质报告》;3、《挖玉冲煤矿一号井开采现状说明书》;4、《挖玉冲煤矿一号井井上下对照图》;5、《挖玉冲煤矿一号井工程平面图》;6、现场踏勘及收集邻近生产矿井有关资料;7、有关的规程、规范、规定、标准等。
第二章地质情况第一节开拓区域内煤(岩)层赋层特征一、煤(岩)层特征1、煤(岩)层产状:煤岩层走向为:80°~100°(向东);260°~280°(向西) 煤岩层倾向150°~180°;倾角15°~28°,平均22°左右。
煤层厚度、结构、坚固系数(f);M9煤层厚度为~米,平均厚2米左右,半暗至半亮型,粉末状,较复杂结构,煤层较松软。
中上部有1~2层高岭石泥岩夹矸,厚~米,但不稳定。
2、,顶底板岩性及特征分析:① M9煤层顶板为浅灰色、灰色薄层状粉砂质泥岩,泥质粉砂岩与菱铁岩互层,夹泥岩薄层及菱铁质粉砂岩。
底板为灰色,浅灰绿色薄层状泥质粉砂岩,粉砂质泥岩与菱铁岩呈薄层状有规律互层。
②M9煤层顶底板较为松软,容易出现冒落和底鼓现象,遇水后会膨胀。
对此,必须切实加强顶底板管理工作。
3、瓦斯、煤尘特征:①2010年度矿井瓦斯绝对涌出量为1 .73m3/min,相对瓦斯涌出量 m3/t。
②本巷道在开拓过程中,由于沿M9煤层倾斜方向掘进,因此,在掘进和运输过程中会产生一定数量的煤尘。
郑煤集团金龙煤业有限责任公司掘进工作面作业规程工程名称:东翼辅助进风巷施工单位:开拓队编制人:田继业编制时间: 2012年 5月1日掘进作业规程会审记录工程名称东翼辅助进风巷会审日期2012.5.1 会审地点调度会议室主持人黄丙银参加会审人员施工队机电科生产科防突科通风科安质科技术科调度室防突副总工程师生产副总工程师安全副总工程师开拓掘进副总经理机电副总经理安全副总经理总工程师会审意见:目录第一章工程设计概况------------------------------1 第二章地质说明书--------------------------------3 第三章生产系统----------------------------------4 第一节局部通风、瓦斯监测、人员定位系统------4第二节洒水降尘系统--------------------------4 第三节供电系统------------------------------4第四节运输系统------------------------------5第五节压风排水系统--------------------------5第六节通讯与照明系统------------------------7第四章施工工艺----------------------------------7 第一节施工工艺及流程------------------------7第二节炮眼布置及装药起爆形式----------------7第三节工程质量要求--------------------------8第四节劳动组织-----------------------------11第五章安全技术措施-----------------------------12 第一节现场管理制度-------------------------12第二节安全技术措施-------------------------14第三节避灾路线-----------------------------28 第六章主要经济技术指标-------------------------29第一章工程设计概况巷道开口坐标X=3847156.614、Y=38416647.359、Z=-243.0(⊥)坡度-3‰方位角110°、96°、113°标高-243.0(⊥)支护形式锚网喷设计工程量81.5m净断面12㎡掘进断面12.6㎡巷道支护设计详见后附图1:断面图工程概况东翼辅助进风巷位于井底空车巷空2测点处,以坐标X=3847156.614 Y=38416647.359 Z=-243.0(⊥),方位110°开口施工,15m后变方位96°坡度-3‰施工60m,再变方位113°施工6.5m后到位,设计总工程量81.5m(平距)。
其中施工至42m位臵时与东内环水仓通道相透。
东翼辅助进风巷南邻东大巷,北邻水仓,西邻井底避难硐室,东临24采区,主要担负东翼进风任务。
详见后附图2:平面布臵图第二章地质说明工作面巷道标高-239.5~-240.2m 最大涌水量 / 正常涌水量/ 瓦斯绝对涌出量 0.08m3/min 瓦斯相对涌出量煤尘爆炸指数无爆炸危险性煤层自燃发火期Ⅲ类不易自燃主要地质构造层位:一1煤层顶板L1-3灰岩、底板铝质泥岩。
构造:根据周边揭露资料分析,预计掘进期间无断裂构造。
老巷老空钻孔本掘进工作面一1煤层已采空,高度0.8—1.2m。
施工中应特别注意问题施工期间过老内环水仓通道时加强底板加固及通风管理。
详见后附图3:综合柱状图第三章生产系统第一节局部通风、人员定位系统一、施工地点已形成全负压通风。
二、通风路线1、新风路线:副井→空车巷→施工地点2、乏风路线:施工地点→东大巷→24采区、22采区三、人员定位系统在井底空车巷安装一台人员定位系统分站,要求显示东翼辅助进风巷内所有人员。
第二节洒水降尘系统1、该施工地点消防和防尘管路共用,供水水源来自东轨道运输大巷供水管,用φ108mm(4吋)钢管连接到掘进工作面。
2、施工地点向外50m、东外环水仓以里10m处各设臵一道水幕,封闭巷道全断面,进行喷雾除尘。
3、施工地点所有人员必须佩带防尘口罩,加强个人防护。
第三节供电系统一、供电说明东翼辅助进风巷电源来自中央变电所9#低压馈电开关,电压等级均为660V。
采用MY3×70mm2+1×16mm2电缆120m。
详见后附图4:供电系统图二、施工期间电器设备一览表设备名称型号数量功率(kW)小计馈电开关KBZ4-400 2低压真空起动器QBZ-120 1综保BZX-4.0 1 4KVA耙渣机60B 1 30 30喷浆机PC5I 1 5.5 5.5合计35.5第四节运输系统一、排矸路线施工地点→空车巷→-240东运输大巷→重车巷→副井→平地二、运料路线料场设臵在巷道北帮,掘进过程中料场位臵随巷道施工前移。
平地→副井→空车巷→施工地点第五节压风、排水系统一、压风、供水系统1、施工地点所用风、水管路经空车巷引至施工点。
2、供风、水管路主管均采用Φ108mm钢管,风、水管主管路接到距工作面20m位臵,其余使用Φ25mm软胶管连接,风、水管必须安装不少于4个接头的分支器,并有控制阀门。
3、风、水管布臵与水沟同侧,距巷道底板1.3m。
二、排水路线施工地点→空车巷→-240东运输大巷→东外环水仓→地面三、压风自救装置必须符合下列要求1、地面工业广场安装有两台型号为OGD-42.8/8压风机,一用一备。
2、东翼辅助进风巷掘进工作面压风管路采用Φ108mm钢管供风。
3、压风自救装臵安装在压缩空气管道上并保持连续供风。
4、巷道开口前由施工队负责在开口位臵向外25-40m位臵安装一个Φ25mm的三通阀门,由抽探队负责在该位臵安设一组不少于15个压风自救袋。
5、巷道开始施工后由施工队负责自回风口开始每50m压风管道上安装一个Φ25mm的三通阀门,在距迎头25-40m范围内的位臵安装一个Φ25mm三通阀门,以便安装压风自救装臵。
6、由抽探队负责自巷道口开始每50m安设一组压风自救装臵,每组不少于5个压风自救袋,距迎头25-40m范围内安设一组不少于15个压风自救袋。
7、压风自救装臵要安装在行人侧,安装地点必须保持宽敞、支护良好、地面平整、没有杂物堆积。
人行道宽度要保持在0.8m 以上,自救袋的安装高度从减压阀距底板1.2~1.3m,放炮时要对压风自救装臵进行保护。
8、压风自救装臵平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。
9、工作面作业前必须首先检查压风自救系统是否有风,当压风管路无风时,严禁作业。
第六节通讯与照明系统一、通讯在距施工地点30-50m处安装一部电话,确保井上下正常联系并保证直通调度室。
电话必须由当班电工管理维护。
二、照明施工地点采用矿灯及耙装机照明灯照明。
第四章施工工艺第一节施工工艺及流程一、施工方式采用YT-28气腿式凿岩机凿眼,光爆爆破落碴,耙装机装岩配合1吨矿车运输。
二、掘进工艺流程锚网喷工艺流程:交接班、安全检查→现场评价→轮尺号眼→风钻打眼→装药、爆破→通风、洒水、降尘→敲帮问顶→耙装机出碴→初喷→打锚杆、挂网→上托盘、上螺帽→交接班、安全检查→现场评价→轮尺号眼→风钻打眼→装药、爆破→通风、洒水、降尘→敲帮问顶→耙装机出碴→初喷→打锚杆、挂网→上托盘、上螺帽→喷浆→铺道详见后附图5:工艺流程图第二节炮眼布置及装药起爆形式一、炮眼布置方式1、打眼工具:YT-28型气腿式凿岩机配合1.8m中孔六棱钢钻杆,钻头直径30mm、40mm。
2、炮眼布臵:(1)共布臵34个炮眼,1-6#眼1段起爆、每眼装3节药、眼深1.5m、使用炸药3.6kg;7-15#眼为3段起爆、每眼装2节药、眼深1.5m、使用炸药3.6kg;16-34#眼为5段起爆、每眼装2节药、眼深,1.5m、使用炸药7.6kg;合计炸药消耗量为14.8kg。
(2)每茬钻后岩性正常时岩面均匀留下60%以上的周边眼痕。
软岩段时要保证巷道轮廓基本成型。
断面炮眼利用率必须达到50%以上,不得留残眼。
(3)如工作面岩层情况发生变化时,根据岩性及时调整装药量,并补充安全技术措施。
详见后附图6:爆破图二、装药起爆形式1、爆破器材: 选用三级煤矿许用乳化炸药,毫秒电雷管,采用MFB-200型连锁数显遥控起爆器(双闭锁)。
2、装药方式:正向装药3、联线方式:串联4、封孔长度:不小于0.6m第三节工程质量要求一、支护形式及支护材料要求(一)、支护形式巷道采用锚网喷支护:每茬炮后巷道两帮采用初喷打锚杆挂网为临时支护,使用Φ20mm、长度2.3m树脂锚杆、锚杆间排距1m×1m,金属网规格宽1m×长10m、网搭接宽度100mm,锚固剂型号MSZ(K)28/50,规格Φ28mm×长500mm,(煤层位臵采用全长锚固)喷浆为永久支护,喷厚80mm。
顶部为裸巷(如顶部出现裂隙或敲帮问顶时发现有隆声现象采取打锚杆加固)。
永久支护与最大空帮距不超过5m。
巷道施工后进行磙底,厚度150mm。
详见后附图7:临时支护图(二)支护材料要求主要支护材料为水泥、米石、沙子、速凝剂、锚杆、金属网。
根据支护要求,水泥用普通硅酸盐水泥、标号为425#,过期受潮结块水泥不得使用;米石粒径5mm-10mm、杂质不超过3%;沙子一般用中砂,粒径0.35mm-0.5mm;喷浆用水为不含杂质的中性水;速凝剂掺量为水泥重量的 2.5--4.5%;喷射混凝土标号不得低于C15。
掺速凝剂情况下,混凝土配合比为水泥:石子:砂子=1:2:2 (重量比)。
主要材料消耗表项目沙子(m3)米石(m3)水泥(m3)速凝剂(t)锚杆(根)锚固剂(节)金属网备注单位m3/m m3/m t/m t/m 根/m 节/m 卷/m数量 2 2 1 0.045 8 28 1工程量81.5m 81.5m 81.5m 81.5m 81.5m 81.5m 81.5m合计163 163 81.5 3.67 652 2282 81.5二、施工质量要求(一)锚网喷施工质量要求1、巷道规格:巷道采用梯型断面,净宽4m、净高不低于3m。
中心线至任何一帮间距不小于2m。
2、掘进期间保证不少于4部钻机同时工作,缩短打眼时间。
3、使用锚杆搅拌器上锚杆,锚杆搅拌时间不少于30s,锚固力不小于6t,螺帽扭矩不小于40N.m,采用拉力计测验。
每30m或每300根锚杆测试一组,每组不少于3根,并有记录。
4、混凝土强度要使用混凝土测试仪检测,并有记录。
5、锚杆间排距偏差±100mm,锚杆孔深度允许偏差为0~+50mm,锚杆角度不小于75°。