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井田内可采煤层共4层,分述如下:
1、2号煤层
位于山西组中上部,下距3号煤层厚度0.55—18.51m,平均7.48m。
厚度0-2.40m,平均1.30m。
含0—1夹石,结构简单。
顶板一般为粉砂岩,底板为泥岩。
2号煤层厚度变化大,总体呈北东薄至尖灭,向南西呈增厚趁势,可采区主要集中在井田的南西部,可采区面积约50%左右,为此,2号煤层为全井田较稳定大部可采煤层。
2、3号煤层
位于山西组中下部,下距7号煤层厚度38.57—48.14m,平均44.17m。
厚度0.93-2.05m,平均1.66m。
顶板一般为泥岩,底板为泥岩。
3号煤层厚度变化不大,总体呈中间厚,南北薄,为全井田稳定可采煤层。
3、7号煤层
位于太原组中段上部,下距11号煤层间距厚度37.58—63.09m,平均49.72m。
厚度0.25-1.55m,平均0.75m。
顶板一般为砂质泥岩,底板为泥岩。
7号煤层厚度变化大,总体呈中间厚,南北薄,为全井田不稳定局部可采煤层。
4、11号煤层
位于太原组下段中下部,厚度1.00—4.32m,平均2.51m。
含0-1层夹石,结构简单。
11号煤层厚度变化不大,在206、207、209孔一带因古河床冲刷使11号煤层变薄,探-2孔一带11号煤层冲刷。
11号煤层厚度总体呈北厚南薄,为全井田稳定可采煤层。
回风立井穿越可采煤层2#煤,位于山西组中下部,全区稳定可采、厚度0-2.40m,平均1.30m。
2号煤层厚度变化大,总体呈北东薄至尖灭,向南西呈增厚厚趁势,可采区主要集中在井田的南西部,为全井田较稳定大部可采煤层。
第三节、地质构造
1、构造:
受克城——南湾里复式向斜的控制,,本井田总体为一轴向近南北的向、背斜构造,地层倾角一般5-8°
,局部达15°
左右。
井田内发育3条褶曲及36条断层,未发现陷落柱。
2、断层:
本井田2号煤层在开采过程中揭露36条小断层,各断层断距一般小于5m,延伸长度小于500m。
3、岩浆岩
井田内无岩浆岩侵入。
综上述,井田构造属简单类
第四节、水文与地质
依据矿方提供的井田地质资料说明,本井田内的水文地质条件如下:
1、井田地表河流
地表水汇集于井田中部展布的辛庄河及井田西部边界处的昕水河,辛庄河往南西汇入昕水河,昕水河往西至大宁县古镇村汇入黄河,井田属黄河流域昕水河水系,井田内各沟谷基本常年无水,遇雨亦一泻而去,雨停后沟干或为细流,属季节性溪流。
2、含水层
对井田开拓有影响的含水层是:
(1)、据矿方提供的地质资料,K8砂岩含水层是开采2、3号煤层的直接顶板充水含水层,2、3号煤层开采塌陷裂隙与上覆砂岩体发生水力联系,或在浅
部与风化裂隙水发生水力联系,成为矿井充水的主要来源。
据矿井开采水文地质调查,矿井开采2煤层正常涌水量一般在576m3/d,最大排水量一般在730m3/d,矿井开采3煤层正常涌水量一般在35m3/d,最大排水量一般在75m3/d。
2号煤层采空区总积水量35652m3,3号煤层采空区总积水量149480m3,因此,2、3号煤层矿井水文地质条件为中等类型。
(2)K2石灰岩含水层是开采11号煤层的直接顶板充水含水层,局部地段可能通过开采产生的塌陷裂隙带接受上部砂岩的充水补给,并可能与上部2、3号煤层采空区积水发生水力联系,下伏奥灰岩溶地下水位标高(840—890m),低于11号煤层的最低标高(1090m),因此,11号煤层矿井水文地质条件为简单类型。
但应在构造破碎地段防止上部2、3号煤层采空区突水。
在井筒掘进施工时务必坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘”的探放水原则。
根据历年来矿井瓦斯等级鉴定批复结果,本井田开采2号煤层的矿井2006-2008年度绝对瓦斯涌出量0.43-1.73m3/min,相对瓦斯涌出量1.46-5.75m3/t,属低瓦斯矿井。
开采3号煤层的矿井2006-2008年度绝对瓦斯涌出量0.32-2.35m3/min,相对瓦斯涌出量1.94-5.39m3/t,属低瓦斯矿井。
开采11号煤层的矿井2008、2009年度绝对瓦斯涌出量1.15-2.23m3/min,相对瓦斯涌出量3.68-7.10m3/t,属低瓦斯矿井。
根据历年来矿井煤尘测试结果,本井田2、3、11号煤层均为有爆炸性危险的煤层。
根据历年来矿井煤的自燃测试结果,本井田2、3、11自燃倾向性等级为Ⅱ类,自燃倾向性为自燃煤,
第三章、井筒布置及支护说明
第一节、井筒布置
回风立井地面井口坐标为x=4035904.000,y=19532896.000,z=+1302.000m,井底标高+1120.000m,。
回风立井主要担负全矿总回风任务、兼安全出口。
井巷施工前,组织掘进队所有人员对该工程的工程特征、支护方式、井壁结构状况、爆破参数、避灾路线、吊盘使用以及对电缆水管放炮前的保护措施和施工工艺进行学习,确保施工安全。
第二节、支护设计
一、井筒断面设计:
地面表土段及基岩风化段采用双层钢筋砼砌碹支护,断面为圆形,净直径5m,净断面19.625m2,壁厚度550mm,根据设计图纸表土段(为永久锁口段)及基岩风化段需支护60m﹛段长据实际情况而定﹜。
基岩段前10m采用单层钢筋网砼砌碹支护,壁厚度400mm,此后基岩段采用素砼支护,支护厚度400mm。
二、支护方式
(一)、临时支护:
1、回风立井地表表土层用挖掘机辅以人工一次性整平,多余渣土用10T东风自卸汽车外运至料石选场地堆放。
2、立井进入锁口段施工,表土段采用人工铁锹、风镐和高效风铲配合,实行短段掘砌,
3、放炮后,找掉井壁松动的危岩后,如果有跨落、坍塌情况先用木板打横撑支撑于另一井壁做为临时支护,支柱应有足够的强度。
(二)、永久支护(见断面图)按设计要求有以下两种:
1、永久锁口段和基岩风化段(60m、段长据实际情况而定)根据设计图纸要求,为双层钢筋砼支护,砼c35。
钢筋砼砌碹支护规格表
支护方式
钢筋砼砌碹
掘进段面(基岩段)
26.41m2
支护材料
钢筋、砼
钢筋规格
Φ12、20、22
净断面
19.625m2
钢筋保护层(内壁)
65㎜
掘进断面(表土段)
29.21m2
钢筋保护层(外壁)
115㎜
2、基岩段前10m采用单层钢筋网砼砌碹,砼C35.
3、基岩段采用素砼支护,砼C35,支护厚度400mm.
(三)、支护质量规定:
(钢筋砼砌碹)
保证项目
检查项目
1
水泥标号,骨料砂浆配比
2
钢筋规格、质量
3
砼强度C35
基本项目
设计值
标准
合格
优良
井筒净直径
5000
-50--+50
-30~+30
井筒净长度
197000
-50--+150
0~+150
砌体厚度
表土及基岩风化段
550
基岩段
400
4
钢筋布置
内层网
250×
246
外层网
251
5
钢筋搭接
≥36d
(d为钢筋直径)
6
模板组装
支护质量规定表(钢筋砼、素砼)
钢筋的材质、品种、规格、强度结构。
水泥标号、生产日期。
砂浆配合比、钢筋搭接尺寸、砼厚度。
井筒中心线至井壁
±
50
30
井筒毛断面
3050
2900
-50~+150
第三节、支护工艺
一、支护材料:
1、井口锁口段钢筋砼砌碹(强度C35)材料选用中砂,425﹟高标号普通硅酸岩水泥及粒径12㎜~24㎜的圆形石子作为粗骨料,水泥:
砂:
粗骨料:
水=1:
1.41:
2.74:
0.43。
2、钢筋网编织规格为内层250mm×
246mm、外层250mm×
251mm;
纵向钢筋选Φ20mm,横向钢筋选Φ22㎜,双层钢网;
砼保护层为外层井壁115mm,内层井壁65mm;
据设计双层钢筋砼砌碹支护60m(可根据实际情况确定砼长度)。
内、外层钢筋网采用Φ12@500,长370mm规格的钢筋钩进行连接.
二、砼浇注施工方法:
(1)、碹骨、模板加工制作符合生产需要,数量够一个圆班使用;
(2)、砌碹用具、材料准备齐全;
(3)、浇注前应检查井筒毛断面的规格质量,小于设计的地方必须刷掉,危岩浮石必须及时处理,确保安全施工;
(4)、按照井筒中线,放出墙体立模边线(每侧放大25mm),根据中线用风稿挖够墙体基础;
(5)、根据设计要求绑扎钢筋,支墙体模板、浇注井壁砼;
(6)、内、外层钢筋网采用Φ12@500,长370mm规格的钢筋钩连接;
(7)、搭脚手架、移碹骨、支膜板、绑、扎钢筋、钢筋搭接不小于36d(d为钢筋直径);
(8)、浇注时要加强振捣,一般每浇注300mm厚振捣一次,振捣时,振动棒移动距离500mm左右,振捣时间在20-30s为宜,振动程度按以下四点判断:
A、振捣一次砼不再显著下沉;
B、不再出现汽泡;
C、砼形成水平表面;
D、砼外观均匀。
(9)、砼浇注质量要求:
(1)、模板组装和碹骨架设必须牢固可靠;
(2)、砼支护厚度、墙体基础深度不小于设计,石子直径大于或等于12mm骨料;
(3)、砼表面质量无裂缝、蜂窝孔洞露筋现象;
(4)、壁后充填饱满密实,无空带、空顶现象;
(5)、砼表面平整度不大于10mm,接茬不大于15mm;
(6)、砼支护强度达到设计要求C35,其配比为水泥:
骨料:
水=1:
0.43
第四章、施工工艺
第一节、施工方法
一、立(风)井表土段、基岩风化段施工:
立(风)井表土段、基岩风化采用光面爆破法按井筒设计规格短段扩刷施工,配以人工用铁锹、风镐掘进刷帮、单钩提升、普通金属模板砌筑外壁,吊桶下放混凝土。
二、立(风)井基岩段施工:
采用由上向下光面爆破法全断面短段掘砌施工,每次掘进长度为2m。
遇破碎带需加强临时支护,临时支护采用锚网喷。
锚杆为Ф20㎜×
2200mm的钢筋树脂锚杆,间排距800mm×
800㎜,网片规格为1000mm×
1000mm,网格为100mm×
100mm,由Φ6.5mm的钢筋焊接而成,金属网搭接长度为100mm;
喷混凝土厚度为30—50mm.
正常情况下施工工序:
检查瓦斯—打眼—装药—联线—撤出工具设备、瓦斯传感器等—检查瓦斯—放炮—检查拒炮、清除浮矸—临时支护—排矸—拉中线确定断面尺寸—立模—浇筑砼—拆模。
第二节、施工工艺
一、临时锁口的施工:
根据井筒施工图纸、地质结构确定临时锁口深度;
井壁结构为内圈砌筑370mm厚粘土红砖,处围浇注200mm厚素混凝土,标号为C35,为防止临时锁口渗漏水流入井下,把临时锁口下部与永久井壁重合交接500mm高。
并视土层性质在临时锁口底部设置圈梁式壁爪。
临时锁口砌筑时,采用组合拼块模板辅以木托底板及刃角支模,搭设平台人工翻灰砌壁。
安装临时锁口封口盘时,严格按照封口盘设计图施工,临时锁口标高可由现场确定。
在施工临时锁口段及下部井壁时,需预留规定的钢筋搭接长度.
二、井筒表土段施工:
根据井筒穿过的地层地质及井筒技术特征,采取综合措施通过含水层,在保证施工安全、质量的前提下,把握有利时机,组织快速施工。
表土段采用人工铁锹、风镐和高效风铲配合。
井筒提升采用JTP-1.6×
1.2型绞车,配一套单钩1m3吊桶提升.考虑到挖掘时土层稳定性较差,故先在井中挖掘超前小井,疏干积水,再由井中向周边扩展,台阶式挖掘,立模前刷挖至井帮荒径,以防井帮塌落,掘砌段高不宜过大。
施工过程中,要严格按照设计、规范要求,选择合理配合比和外加剂品种及掺量,分别配制出符合设计要求的砼,具体见砼质量保证措施。
砼浇筑时要按规定取砼试块,同样条件下养护28天做抗压强度试验,并保存好资料。
砼入模温度不能小于15℃,以保证井壁的壁厚和质量。
表土段施工结束后,安装凿井吊盘,以及各种管线电缆、安装封口盘。
完成上述系统安装和吊挂后,井筒开始基岩段掘砌。
三、基岩段施工:
根据井筒的技术特征及地质条件,井筒采用短段掘砌混合作业方式施工,选用人工装岩、吊桶、提升绞车、普通金属模板、自卸式汽车为主的提升、钻眼、砌壁作业线。
1、钻眼爆破:
采用YT-28型风钻打眼,3台同时作业,风源来自地面VF-10/7型两台螺杆式压风机供压风,地面主管路采用直径159mm钢管,井内布置一路直径108mm钢管做压风管,选用直径28mm的中孔六角钻杆,钻头使用“一”字型或“三角”型“十”字型,湿式打眼。
使用锚杆机采用MQT-130型气动锚杆机。
炸药选用T330型岩石水胶炸药,雷管选用6m长脚线毫秒延期雷管,380V动力电源起爆电雷管引爆导爆管。
采用光面、光底、减震缓冲爆破新技术,施工过程中根据工作面岩性变化,及时调整爆破参数,提高爆破效率。
各类炮孔在工作面呈同心圆布置,掏槽方式为圆筒形直眼掏槽,掏槽眼深2200mm,辅助眼和周边眼深2000mm。
打眼采取分区定人、定钻、定眼位、及定时间、定数量和岗位责任制,严格按爆破图表进行操作,尽量减少钻孔误差,提高打眼精度,将打眼质量和速度同经济效益及工资分配直接挂钩.
装药:
用专用扫孔器将炮孔内残渣吹净,并检查孔深是否符合设计,按爆破设计要求装填药卷,使用炮泥封孔。
装药结构及起爆顺序:
采用正向连续装药结构,掏槽眼向外逐圈起爆。
联线起爆:
按要求联线,将井内设备提至安全高度,人员升到地面后,开启井盖门放炮。
2、排矸:
利用人工装矸。
1、2绞车,配一套单钩1m3吊桶
提升。
采用自动座钩式翻矸,矸石通过溜槽溜入10吨自卸汽车,运至排矸场地。
ZL-50型装载机辅助平整场地。
3、砌壁:
采用普通金属模板砌壁,为方便脱立模,缩短立模时间,在模板上口设8根工字钢导向,在浇灌口上设环形斜面板,保证接茬严密,砌壁模板有效高度为1.3m。
砌壁混凝土由井口设置的壹台JS-500型搅拌机拌制,采用吊桶下放混凝土,实现对称浇筑,提高井壁浇筑质量,加快浇筑速度,ZNQ-50型插入式高频混凝土振捣器,振捣混凝土。
冬季施工,用热水拌制混凝土,确保入模温度不低于15℃.
四、井筒揭煤措施:
1、矿井地质资料为低瓦斯,设计按高瓦斯管理,根据《煤矿安全规程》、《防止煤与瓦斯突出细则》的有关规定,编制揭煤施工技术措施,确定揭煤施工的程序和以预防、预报为主的防治突出措施、安全防护技术为主的“四位一体”揭煤防治突出施工技术方案。
2、建立完善组织机构,加强通风管理、机电防爆管理、配备安全监测装置,制定安全自救应急措施。
3、井筒施工接近煤层时,主要采取如下施工方案措施:
(1)、加强井筒实测地质剖面的编录工作,准确预报煤层距井底工作面距离。
(2)、准确测定煤层和瓦斯赋存的基本参数,当井筒施工至距煤层顶板10m时,停止掘进,保证通风量,加强瓦斯监测工作。
施工两个探煤钻孔,查明煤层和瓦斯赋存情况。
(3)、根据瓦斯压力大小,确定揭煤施工方法,当瓦斯压力小于1.0Mpa
时,采取放震动炮方法揭开煤层,如果瓦斯压力大于1.0Mpa时,则采取瓦斯排放等措施,达到要求后再采取放震动炮方法揭开煤矿层。
(4)、井下各种机电设备必须防爆。
(5)、缩短掘进段高,加强临时支护。
五、降尘方式:
采用湿式打眼,放炮后喷雾洒水,出装前对矸石堆人工喷雾洒水等方法降尘。
第三节、爆破作业
1、使用T330型岩石水胶炸药,毫秒延期电雷管引爆,放炮器选用MFB-200型放炮器,串联方式联线,全断面一次起爆。
2、副立井进入基岩段后,炮眼布置见附图.
3、放炮前,将井内设备提至安全高度,人员升到地面后同时井口周围的设备要加以保护,以防砸坏设备。
开启井盖门放炮。
第四节、装、运岩方式
一、装岩方式:
施工中,采用人工扒矸装入吊桶(1m3),JTP-1.6×
1.2型绞车提升。
二、运输方式
采用人工装矸,吊桶装运矸石,JTP-1.6×
1.2型绞车提升,提至地面,自卸车运输。
第五节、管线敷设
掘进施工中所敷设的电缆,风、水管、稳车绳等。
应按照断面图中规定的位置敷设,吊挂牢固整齐。
序号
名称
型号规格
单位
数量
备注
提升绞车
JTP-1.6×
1.2型
台
吊桶
1m3
个
稳车
JZ-10/600A
11
自卸汽车
10
T
搅拌机
JS-500
喷浆机
U7
7
局扇
FBD-NO5.6/11×
8
压风机
VF-10/7
9
排水泵
WQ15-65-4KW
激光仪
JK-3
低压柜
GGD2
12
低压开关
QBZ-120
13
综保
WZXZ-2.5
14
甲烷传感器
KQ94A2
15
锚矸机
MQT-130
16
风钻
YT-28
17
砼震动器
ZNQ-50
18
风镐
10型
把
19
煤电钻
套
20
风钻钻杆
长短套钎
第六节、设备及工具配备
设备工具表
第五章、劳动组织与主要技术经济指标
第一节、劳动组织
巷道掘进采用“三八”制作方式(一天三班,每班八小时),组织生产,日一个循环,炮眼深度2m,取炮眼利用率90%,每炮进尺1.8m,日进度成巷1.8m,循环率80℅(见劳动组织表)。
劳动组织循环图表
工种
出勤人数
一班
二班
三班
合计
打眼工
爆破工
出渣工
搅拌司机
班长
上料工
拌料工(兼)
安全员
瓦斯检验员
扎筋工
立(拆)模工
绞车工汽车司机
混凝土震捣工
信号工
51
第二节、循环作业
1、为确保正规循环作业的完成,迎头施工作业必须根据劳动组织人员配备,合理安排工序,以充分利用工作时间,提高工作效率。
若因特殊情况当班完不成循环要由下一班完成,若当班循环完成有剩余时间可进行下一个循环。
2、井筒掘进根据循环作业图表每天完成一个工作循环(见正规循环作业图表)
第六章、生产系统
第一节、通风系统
本矿2006~2008年瓦斯等级鉴定批复结果:
2#煤层绝对瓦斯涌出量0.41m3/min,相对瓦斯涌出量0.98m3/t;
3#煤层绝对瓦斯涌出量0.32-2.35m3/min,相对瓦斯涌出量1.94-5.39m3/t;
11#煤层的绝对瓦斯涌出量1.15-2.23m3/min,相对瓦斯涌出量3.68-7.10m3/t属低瓦斯矿井。
一、掘进工作面风量计算:
1、按瓦斯涌出量计算:
Q掘=100×
q瓦×
K=100×
0.41×
2=82m3/min
2、工作人数计算:
Q掘=4N=4×
6=24m3/min
3、按一次最大爆破炸药用量计算:
Q掘=25A=25×
11.6=290m3/min
Aj---为掘进面一次爆破最大消耗量,取11.6kg
25—每kg炸药不低于25m3配风量。
4、按风速计算:
v.mins<
Q掘<
Q局—工作面风量:
v.mins—最低允许风量9m3/min
vmins—最高允许风量240m3/min
S—净断面19.6
vmin.s=9×
19.6=176.4m3/min
vmin.s=240×
19.6=4704m3/min
上面1、2、3、4中最大风量即为掘进工作面所需风量取290m3/min。
二、局部通风机风量计算:
Q局=1.2Q掘
式中:
Q掘—掘进工作面风量取290m3/min
Q局=1.2×
290=348m3/min
三、通风机风量验算:
1、按最低风速验算:
V=348÷
60÷
19.6=0.3>0.15m/s(符合规程)
2、按最高风速验算:
V=4704÷
19.6=4≤4m/s(符合规程要求)
四、通风系统:
地面新风→风机→风筒→迎头→井筒→地面
说明:
作业面为独头掘进井。
第二节、压风系统
1、高压风来源于地面两台VF-10/7型螺杆式压风机供压风,地面主管路采用直径108mm钢管,井内布置一路直径79mm钢管作压风管经
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