采区变电所机掘规程.docx
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采区变电所机掘规程
东江煤业集团
综掘工作面作业规程
工作面名称:
采区配电所
编制人:
王诚华
单位负责人:
李文革
施工单位:
综掘工区
批准人:
刁长房
编制日期:
2010年4月19日
执行日期:
2010年4月19日
目录
目录…………………………………………………………………………1
签字栏………………………………………………………………………………2
审批意见……………………………………………………………………………3
作业规程传达记录…………………………………………………………………3
第一章概况………………………………………………………………………3
第一节概述……………………………………………………………………3
第二节编写依据………………………………………………………………3
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开采情况…………………………………3
第二节煤(岩)层赋存特征…………………………………………………4
第三节水文地质………………………………………………………………5
第三章巷道布置及支护说明…………………………………………………6
第一节巷道布置………………………………………………………………6
第二节支护设计………………………………………………………………6
第三节支护工艺……………………………………………………………10
第四章施工工艺………………………………………………………………11
第一节施工方法……………………………………………………………11
第二节凿岩方式……………………………………………………………12
第三节装、运岩(煤)方式………………………………………………12
第四节管线及轨道敷设……………………………………………………12
第五节设备及工具配备……………………………………………………13
第五章劳动组织与主要技术经济指标………………………………………14
第一节劳动组织……………………………………………………………14
第二节循环作业……………………………………………………………14
第三节主要技术经济指标…………………………………………………15
第六章生产系统………………………………………………………………16
第一节通风系统……………………………………………………………16
第二节压风系统……………………………………………………………18
第三节防尘系统……………………………………………………………18
第四节防灭火………………………………………………………………19
第五节安全监测系统………………………………………………………19
第六节供电系统……………………………………………………………20
第七节排水系统……………………………………………………………20
第八节运输系统……………………………………………………………20
第九节通讯系统……………………………………………………………21
第七章灾害预防及避灾路线…………………………………………………21
第八章安全技术措施…………………………………………………………22
第一节施工准备……………………………………………………………22
第二节“一通三防”管理…………………………………………………22
第三节顶板管理……………………………………………………………24
第四节防治水管理…………………………………………………………26
第五节机电管理…………………………………………………………27
第六节运输管理……………………………………………………………30
第七节设备管理……………………………………………………………30
第八节其它…………………………………………………………………34
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、位置
本《作业规程》掘进的巷道为采区配电所,开门位置在总回中段,导线点“尹点”。
二、掘进目的及巷道用途
满足一采区下水平各工作面供电需要。
三、巷道设计长度、坡度、工程量
巷道设计长度、坡度、工程量:
1、设计长度71m,与总回中段、轨道中段两巷贯通,与两巷的夹角31°。
总回中段导线点“尹”点位配电所中线位置,中线至左帮0.5m。
顺5#煤顶板掘进。
2、巷道规格,开门先按1-1断面施工8m(包括抹角),然后扩右帮施工2-2断面,最后余8m贯通时,缩右帮返回1-1断面。
第二节编写依据
一、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《东江煤业说明书》,批准时间为2008年9月。
二、矿压观测资料
尚未观测。
第二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
地面相对位置及邻近采区开采情况表表一
水平名称
采区名称
一采区
地面标高(m)
+940~+955
井下标高(m)
+750(开门标高)
地面的相对
位置及建筑物
地面相对位置于大沟煤矿以西山沟,巷道所经区域井上无建筑物,不会对地面造成影响。
井下位置及
掘进地面
设施的影响
对地面影响不大。
邻近采区
开采情况
巷道两端与一采轨道中段和总回中段贯通连接
走向
倾斜
2-3°
长度
71m
第二节巷道穿过地段的煤(岩)层赋存特征
一、地质构造
巷道顺5号煤顶板掘进,平均煤厚5.5m,其中含有1-2层夹矸,厚度均在0.1m以下,并不影响施工。
根据地质报告显示,巷道所经区域无断层、陷落柱、褶曲等构造。
5号煤顶板主要为沙质泥岩和粉砂岩,总厚度约9m,之上为4号煤,4号煤层较薄不可开采。
巷道施工区段以上地面为雒家庄山下南方山沟和少许耕地等,地质构造中无陷落柱、采空区等,所以掘进过程中不会对地面构成影响。
顶、底板岩性特征表
顶底板
名称
岩石
名称
厚度
(m)
岩性特征
老顶
粉砂岩
1.5-3m
深灰色,含少量页片化石,f=2-3;
直接顶
泥质砂岩
0~3.64
深灰色,含植物化石,厚0~3.64m,f=3-4;
伪顶
泥质页岩
0-0.5
深灰色,含植物化石
煤层
煤层
5.5
1/3为焦煤,其他为肥煤,f=3
直接底
沙质泥岩
0.6~0
0.75-0.5
浅灰色,富含植物根部化石,东部较厚,向西逐步变薄,
浅灰色细砂岩与灰黑色粉砂岩互层,以细砂岩为主,f=4~5
老底
粉砂岩
4.0-2.1
浅灰色,层状结构,含翅羊齿及少量根部化石,f=5。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
据晋煤安字(2007)2030号《关于对2007年度年产30万吨及以上煤矿瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》,东江煤业大沟煤矿相对瓦斯涌出量为3.9m3/t.d,绝对瓦斯涌出量为0.32m3/min,CO2相对涌出量为0.32m3/t.d,CO2绝对涌出量为3.9m3/t.d,为低瓦斯矿井。
据《山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告》,5号煤层火焰长度大80mm,岩粉用量70%,吸氧量0.53ml3/g,煤尘具有爆炸性,属于自燃煤层。
第三节水文地质
一、水文情况:
据地质报告,井田范围各含水层受补给条件影响,除奥灰含水层和太原组灰岩含水层局部富水性较强外,大都属弱含水层。
山西组5号煤层的直接充水含水层为煤层之上山西组砂岩含水层和煤层下伏的太原组灰岩含水层,因为这些含水层的水可以通过冒裂带和底鼓等途径直接进入矿井。
由于太原组以上各含水层大都含水性较弱,—般不会对煤层开采造成威胁。
但考虑到奥灰水位高于煤层底板,如有断层或陷落柱沟通,将对煤层的开采造成威胁。
因此,开采时应防止这两层含水层的水通过冒落带和构造裂隙进入矿井,并应注意周围矿井废弃采空区积水情况,应采取有效的防范措施,避免造成水害事故。
本井田水文地质条件为简单类型。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
平面位置见图1(1:
2000)
第二节支护设计
一、巷道断面
巷道支护断面图见图(1:
50)。
1-1断面净宽3.2m,2-2断面净宽4.2m;净高为2.6米。
二、支护方式
(一)临时支护
1)、临时支护形式:
采用吊环式前探梁作临时支护,前探梁为长度不小于3.2米的3吋钢管或π型钢制成,数量:
1-1为2根,支点数4个,2-2为3根,支点数6个;前探梁间距0.8-1.2米。
方木规格:
长×宽×厚=2.5×0.15×0.15m;当顶板不平,吊环不能正常使用时,可用40t溜子链代替吊环。
2)、临时支护顺序:
(1)迎头截割施工后,洒水降尘;
(2)用长把工具(≥2m)敲帮问顶,摘除迎头危矸悬岩;
(3)松前探梁方木木仨,拿下方木;
(4)松前探梁木仨,将后面一个前探梁吊环移至前排上紧,前移前探梁,其中一根前探梁端面距迎头不大于300mm,另一根前移至不影响放方木和放钢筋梯子梁、铺网为原则;
(5)往前探梁上放方木,不超过前探梁前端面;
(6)往前探梁上放钢筋梯子梁,铺顶网;
(7)前探梁连同钢筋梯子梁、网一同托起,将另一根前探梁移至端面距迎头不大于300mm;
(8)根据锚杆间排距和巷道中线将钢筋梯子梁调整到合适位置,涨紧网使两帮余留量
对称;
(9)用板枇、木仨紧好前探梁方木,用木仨固定牢固前探梁。
当顶板破碎难以控制,必须采用超前锚杆加强顶板支护。
超前支护是在每次割煤前,紧贴迎头向前以与顶板45度夹角施工2根直径18mm长度不低于1.8m全螺纹钢等强锚杆,锚杆间距0.8—1.2米,锚杆末端用铁锚盘或加木托盘联合紧固,当顶板非常破碎时,每次施工3根锚杆,并且视迎头围岩破碎情况缩小锚杆间排距,增加锚杆的支护密度。
临时支护平、剖面图见图(1:
50)
(二)永久支护
(2)两帮用铁盘将钢网压紧。
附:
锚杆支护设计
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—冒落区高度,m;
K—安全系数,一般取K=2;
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.7m;
L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.05m;
其中:
H=0.5(m)
则L=2×0.5+0.7+0.05=1.75(m)
2、计算锚杆间距、排距:
计算顶板锚杆间排距:
锚杆间排距几何平均数:
d=1/2K锚K护[3I/(2I+1)+(2f-1)/(2f+1)]=1/2×1.0×1.02×[3×0.9/(2×0.9+1)+(2×4-1)/(2×4+1)]=0.84
K锚---锚固方式系数,顶板采用树脂加长锚,取1.0
K护---护顶方式系数,锚带网支护时取1.02
I---围岩完整系数
Ⅰ:
整体性好取0.9Ⅱ:
整体性较好取0.75
Ⅲ:
整体性一般取0.6Ⅳ:
整体性较差取0.45
Ⅴ:
整体性很差取0.3
根据本矿情况,取I=0.9f---顶板岩性普氏系数,取f=4
则计算d=0.84
1-1a、计算锚杆根数:
n=B/d=3.4/0.84=4.1取n=5B---巷道荒宽,取3.4m
b、锚杆间距:
D间=(B-0.4)/(n-1)=(3.4-0.4)/(5-1)=0.75取D间=0.75m
c、锚杆排距:
D排=d2/D间=0.842/0.75=0.95取D排=0.9m
从而确定顶板锚杆间排距为:
0.75×0.9m
2-2a、计算锚杆根数:
n=B/d=4.4/0.84=5.23取n=6B---巷道荒宽,取4.4m
b、锚杆间距:
D间=(B-0.4)/(n-1)=(4.4-0.4)/(5-1)=0.8取D间=0.8m
c、锚杆排距:
D排=d2/D间=0.842/0.8=0.9取D排=0.9m
从而确定顶板锚杆间排距为:
0.8×0.9m
两帮锚杆间排距
a、锚杆间排距几何平均数:
d=1/2K锚K护[3I/(2I+1)+(2f-1)/(2f+1)]
=1/2×1.05×1.07×[3×0.9/(2×0.9+1)+(2×4-1)/(2×4+1)]=0.98
K锚---锚固方式系数,两邦采用树脂加长锚,取1.05
K护---护帮方式系数,锚带网支护时取1.07
I---围岩完整系数
Ⅰ:
整体性好取0.9Ⅱ:
整体性较好取0.75
Ⅲ:
整体性一般取0.6Ⅳ:
整体性较差取0.45
Ⅴ:
整体性很差取0.3
根据本矿情况,取I=0.9f---顶板岩性普氏系数,取f=4
则计算d=0.98
b、计算锚杆根数:
n=H/d=2.7/0.98=2.75,取n=3H---巷道荒高,取2.7m
c、锚杆间距:
D间=(H-0.9)/(n-1)=(2.7-0.9)/(3-1)=0.9
取D间=0.9m
d、锚杆排距:
D排=d2/D间=0.982/0.9=1.06取D排=0.9m
从而确定锚杆间排距为:
顶板1-1:
0.75×0.9,2-2:
0.8×0.9;两帮锚杆间排距为0.9×0.9m。
(三)质量要求:
锚带网
一、巷道质量要求:
⑴、巷道净宽允许偏差:
中线至帮0-200mm;全宽允许+300mm。
⑵、巷道净高不低于2.5m,允许偏差0-300mm。
⑶、锚杆安装牢固,铁盘紧贴壁面,不松动,螺纹钢锚杆予紧力达到300N.m。
⑷、螺纹钢锚杆锚固力:
岩石达到130KN(24.34MPa),煤为70KN(13.11MPa),锚固方式为加长锚。
⑸、网对接严密结实,锚带压网紧贴岩面;网与网之间每隔200mm用铁绑丝扭牢一处。
⑹、锚杆间排距:
允许偏差±100mm;顶板破碎时排距最大不超过800mm。
⑺、锚杆应垂直巷道轮廓线打设,角度不小于85°,顶板靠两帮锚杆必须向巷道两帮倾斜,与铅垂线夹角25°~35°,锚固端距各自邻近帮垂直距离不小于0.5米,并与钢筋梯子梁连接,两肩角锚杆距顶板不大于400mm,与水平线夹角17°~23°,保证锚杆端在顶板岩石中。
两底角处锚杆以40-50°角分别向底板打设。
二、文明生产:
(1)、通风合理风量符合规定,风筒吊挂平直不漏风;
(2)、永久支护及临时支护符合规程要求;
(3)、安全设施齐全,轨道质量符合标准。
(4)、巷道内无杂物,无淤泥、积水,管线吊挂整齐,材料工具码放整齐。
(5)、巷道每天洒水一遍,严格这执行“洒水灭尘”制度。
(6)、巷道文明生产,达到“四无、四整齐”。
“四无”:
巷道内无淤泥积水;无脏杂物和废旧物料;无积(煤岩)尘;无尾工。
“三整齐”:
工具材料码放整齐;工具存放排列整齐;开关上台上架排放整齐。
断面项目
质量标准(mm)
部位
巷道规格及名称(mm)
一采轨道中段、下段
巷
道
净
宽
左
帮
0-200
0-200
上部
中线---两帮、+200mm
中部
中线---两帮、+200mm
下部
中线---两帮、+200mm
右
帮
上部
中线---两帮、+200mm
中部
中线---两帮、+200mm
下部
中线---两帮、+200mm
巷道净高
0-+300
底板至顶板
2600
锚固力
顶板(岩石)
130KN/根
两帮(煤)
70KN/根
锚杆布置
±100
顶板
750×900
两帮
900×900mm(帮)
锚杆规格
Φ×L=顶板18×1800帮18×1800
锚杆安装
人工安装
人工安装
锚杆距迎头
顶板:
≤900
两帮:
≤900
巷道卫生
清洁卫生
第三节支护工艺
一、支护材料:
(1)全螺纹钢等强锚杆规格:
直径×长度=18×1800mm。
(2)树脂锚固剂规格:
直径23mm或28mm,L=350mm。
(3)钢筋梯子梁使用钢筋梯子梁,规格:
1-1钢筋梯子梁规格:
长×宽=3200×100,钢筋直径14mm;2-2长×宽×厚=4200×160×3mm(钢带)。
(4)顶板及两帮铺设金属菱形网,金属网用12#铁丝编织,网孔规格:
50×50mm。
二、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,不符合作业规程要求时必须先进行处理;打眼前要先敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩情况,找掉活矸、危岩,确认安全后、方可开始工作,锚杆眼的位置要准确,眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15度。
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,深度1.7m,锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干净。
打眼时,必须在有效支护下操作。
打眼的顺序,应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。
2、安装锚杆
安装前,应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。
吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人,把2块树脂锚固剂送入眼底,把锚杆插入锚杆眼内,使锚杆顶住树脂锚固剂,外端头套上螺帽,用带有专用套筒的风动锚头卡住螺帽,开动风动锚头,使风动锚头带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,直至锚杆达到设计深度,方可撤去风动锚头,搅拌旋转时大于35秒后,卸下螺帽,挂好网,上好托盘,拧上螺帽,12分钟之后,拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力,拧紧力矩不小于300N·m。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、1、严格按照生产技术科定的中线施工,首先采用炮掘刷片口,采用全断面一次起爆成巷掘进,在片口处安设语音信号,人工装车(底开门),使用总回中段对拉绞车出矸。
2、片口施工完毕后,待能够进入掘进机的安全空间后,采用EBJ120TP型掘进机落、装煤,在总回中段敷设40T溜子,入第四联络巷溜子转运运输下山系统运煤。
二、采用锚带网支护,使用金属全螺纹锚杆支护,严格按地测专业所放中线及生产技术部下达施工放线通知单施工。
三、1、炮掘每班完成一个循环,循环进尺1.5m,放炮前最大控顶距≤0.9m,放炮后最大控顶距2.4m。
2、机掘每班完成三个循环,循环进尺1.8m,截割前最大控顶距≤0.9m,截割后最大控顶距2.7m。
爆破说明书表1-1
眼
号
炮眼
名称
眼深
m
眼距
m
抵抗线
m
装药量
角度
爆破顺序
封泥长度
联线方式
装
药
角
度
水炮泥块数
眼数
个
每孔装
药量块
总
装药
重量Kg
水平
垂直
左度
右度
仰度
零度
俯度
1-4
掏槽
1.9
0.5/
1.0
0.5
4
3
2.4
74
74
0
0
0
1
0.6
串
联
正
向
装
药
4
5-12
辅助眼
1.7
0.6
0.5
8
2
3.2
90
90
0
0
0
2
0.6
8
13
-24
周边眼
1.7
0.55
0.55
12
2
4.8
75
75
0
0
0
3
0.6
12
25-30
底眼
1.7
0.55
0.55
6
2
2.4
90
90
0
0
14
4
0.6
6
合计
30
64
12.8
30
爆破指标
编号
项目名称
单位
数量
全岩
半煤岩
全煤
1
岩石种类及坚硬程度
普氏(f)系数
F=2-4
2
炸药种类
Kg
硝酸氨或乳化炸药
3
雷管种类
个
毫秒延期电雷管
4
雷管号数
#
1-4
5
循环进度
m
1.5
6
炮眼利用率
%
88.4
7
爆破体积
m3
13.26
第二节凿岩方式
本规程所施工的巷道采用炮掘刷片口和EBJ120TP型掘进机落煤(岩)。
一、打眼机具:
根据煤岩性质采用2部MQT-120\2.5锚杆机,两帮可用1—2部YT—24(7665)型风钻或风锚头,风钻配直径22mm中空六角钢钎及直径32mm柱齿钻头,风锚头配麻花钎子。
全部采用湿式打眼,钻孔施工要坚持定人、定钻、定眼、定位、定责的打眼方法。
二、降尘方法
采用综合防尘措施,湿式凿眼,割煤、装煤、出煤全过程洒水降尘,无水不开机,各转载点设置喷雾,先开喷雾后开机,巷道内设置2道净化水幕来净化风流(距迎头不大于50m一道;距回风口不大于50m一道,在巷道开门施工中,净化水幕可安设在回风巷道中),每班按制度进行洒水灭尘。
掘进机喷雾齐全,正常使用。
第三节装、运岩(煤)方式
一、装岩(煤)方式
1、刷片口采用炮掘,人工装车(底开门),使用总回中段对拉绞车出矸。
2、机掘采用EBJ-120TP型掘进机落煤、装煤。
二、运输方式
运输方式:
1、片口施工完毕后,待能够进入掘进机的安全空间后,采用EBJ120TP型掘进机落、装煤,在总回中段敷设40T溜子,入第四联络巷溜子转运运输下山系统运煤。
第四节管线及轨道敷设
在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。
水管要接口严密,不得出现漏水现象,水管距迎头30m范围内使用ф10mm高压水管,30m外使用二寸铁管,要随工作面前进及时延长,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。
第五节设备及工具配备
设备及工具配备情况表
序号
名称
规格型号
单位
数量
备注
1
局扇
FBD-6.0,15kw
台
2
主副
2
掘进机
EBJ-120TP型
部
1
3
溜子
40T
部
1
4
锚杆机
MQT-120
台
2
5
风钻
YT-24型
部
2
6
风锚头
部
1
7
风镐
G10
部
2
8
锚杆拉力计
MLK-30
台
1
1Mpa/5.341KN
130KN/24.34Mpa
70KN/13.11Mpa
9
扭矩扳手
把
1
不小于300Nm
10
锚索涨拉器
SL-30
台
1
1Mpa/3.5KN
100KN/28.57Mpa
11
放炮器
MFB-100
台
3
每班一个
12
雷管盒
个
3
每班一个
13
炸药箱
个
3
每班一个
14
绞车
JD-25
部
2
对拉
备注:
配齐迎头日常工具,并实行交接班制度。
第五章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
1.组织形式:
该巷道掘进由三个掘进班组承担,每班在册10人
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