2390掘进作业规程第3版.docx
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2390掘进作业规程第3版
编号:
Jj00021
开滦集团有限责任公司荆各庄矿业分公司
2390柱掘进作业规程
施工单位:
掘进区
编制人:
施工负责人:
主管工程师:
主管副总工程师:
总工程师:
主管经理:
安全经理:
2011年11月01日
目录
第一章概述1
第一节概述1
第二节依据1
第二章地面相对位置及水文地质情况1
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况1
第三节地质构造2
第四节水文地质2
第五节地质储量与瓦斯、煤尘及自然发火情况3
第三章巷道布置及支护说明3
第一节巷道布置3
第二节支护设计3
第三节支护要求及验收标准6
第四章施工工艺7
第一节施工方法7
第二节装载与运输10
第三节管线敷设10
第四节设备及工具配备10
第五章生产系统11
第一节通风系统11
第二节压风系统13
第三节防尘供水系统14
第四节安全监测系统14
第五节人员定位系统14
第六节通讯系统14
第七节供电系统14
第八节排水系统14
第九节运输系统15
第六章劳动组织及主要技术经济指标15
第一节劳动组织15
第七章安全技术措施16
第一节“一通三防”管理安全技术措施16
第二节掘进安全技术措施22
第三节防治水与排水安全技术措施27
第四节机电安全技术措施29
第五节运输安全技术措施30
第六节其它安全技术措施35
附图45
附图12390柱综合柱状图45
附图2掘进机截割路线图46
附图3生产系统示意图46
附图3生产系统示意图47
附图4避灾路线示意图48
贯通后:
49
附图5防尘供水系统示意图50
附图6压风、排水系统示意图51
附图7除尘风机使用示意图52
附图8安全监测设备布置示意图53
附图10供电系统图55
附图1110.5m2金属拱形支架支护断面图(单位:
mm)56
附图1210.5m2金属拱形支架炮眼布置图(单位:
mm)57
附图1311.3m2金属拱形支架支护断面图(单位:
mm)58
附图1411.3m2金属拱形支架炮眼布置图(单位:
mm)59
附图1510.5m2金属拱形支架支护断面图(单位:
mm)60
附图16断电示意图61
矿审批意见
2390柱掘进作业规程初审记录
一、时间:
2011年10月29日
二、地点:
掘进区会议室
三、主持人:
张军田
四、参加人:
张军田、金治美、赵永胜、陈鹤、刘长伟、李艳强、张超、郑延杰、王志祥、李作一
五、初审意见
1、完善现有运输系统,保证施工过程中设备正常运转。
2、2390柱掘进过程中加强煤质管理。
2390柱掘进作业规程会审记录
一、时间:
2011年11月1日
二、地点:
技术部会议室
三、参加人员见附表
四、会审意见
1、矿车运输部分矿车进行摘挂钩前,要将矿车停稳,打好临时阻车器后方可进行摘挂钩作业。
2、巷道掘进过断层及过老巷时,另行补充安全技术措施。
第一章概述
第一节概述
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为[2390柱运道、2390柱风道、2390柱运道绕道、2390柱风道绕道、2390柱切眼]
二、掘进的目的
掘进的目的:
为2390柱综采工作面安装、回采做准备。
三、巷道设计长度
巷道设计长度:
1760m;
四、预计开竣工时间
2011年11月6日~结束
五、为了保证生产安全,依照《煤矿安全规程》、《安全技术操作规程》制定本规程,凡本工作面作业人员必须经过培训,考试合格后持证上岗;本工作面检查指导人员,必须学习掌握本规程。
第二节依据
一、采区设计说明书及批准时间
采区设计说明书名称为《2390柱掘进工作面设计》,批准时间为:
2011年10月28日。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《2390柱掘进地质说明书》,批准时间为:
2011年10月28日。
三、《煤矿安全规程》、《安全技术操作规程》。
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
2390柱掘进工作面位于原二十二冶,与荆马公路交差口以东,金地生态园和茅草营大棚的正下方位置。
该掌位于二水平轴东采区第9煤层;地面标高25.1m~26.3m,工作面标高-300m~-457m,走向长度460m~462m,平均461m。
工作面长度150m,面积69150m2。
该掌北部为2391巷采采空区及2391、2392采空区,西部和南部为2394、2395、2097、2092E、2092EⅡ采空区,东部为F3断层防水煤柱。
下伏3320皮带巷,3320轨道巷,上覆无工程。
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)层赋存特征
该煤层为复合结构煤层,煤层厚度为1.5~10.5m,平均煤厚为6.9m,煤层倾角为8~25゜,平均倾角为13゜,受采空区及老硐影响,煤层产状及煤厚变化较大。
表2-19煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
抗压强度
(MPa)
抗拉强度(MPa)
岩性特征
老顶
粉砂岩~中砂岩
16.06
50.2
2.83
上部为含有浅紫、淡紫、浅灰色泥质斑点,大小不等,含植物化石,下部为浅灰色,夹褐色细砂岩条带,水平层理。
直接顶
粘土岩
8.14
43.5
3.15
致密均一,细腻有滑感,含层状菱铁质矿物,局部缺失。
直接底
泥岩
6.53
34
1.75
致密均一,细腻有滑感质脆,断口不齐,含铁质结核和化石。
第三节地质构造
本区域地质条件较复杂,断裂构造发育,有f1、FE107、FE170三条正断层,倾向分别为193º、3º、50º,倾角分别为80º、55º、48º,落差分别为2.5m、2.0m、12m,受采空区及老硐影响煤层产状及煤厚变化较大,根据现有资料分析,影响该工作面掘进的构造见下表:
表2-2地质构造情况一览表
构造名称
倾向
(º)
倾角
(º)
性质
落差
(m)
预测位置(m)
对掘进影响程度
f1
193
80
正断层
2.5
风道410
有一定影响
FE107
3
55
正断层
2.0
风道150
有较大影响
FE170
50
48
正断层
12
风道420
有较大影响
第四节水文地质
一、水文情况:
该掌北部为2391巷采采空区及2391、2392采空区,西部和南部为2394、2395、2097、2092E、2092EII采空区,东部靠近F3断层防水煤柱,掘进时将部分进入2391、2392、2393等复采区并过多条老硐,同时还受9煤层顶板裂隙水和煤8~煤5砂岩裂隙承压含水层影响,水文地质条件复杂,施工过老硐及复采区时要采取相应的安全技术措施,同时要加强顶板管理,防止顶板抽冒,并备足排水设施,保证排水能力。
正常涌水量0.3m³/min,最大涌水量0.9m³/min。
第五节地质储量与瓦斯、煤尘及自然发火情况
一、地质储量
工作面工业储量:
617371t;可采储量:
463028t。
二、瓦斯、煤尘及自然发火情况
1、瓦斯绝对涌出量:
0.29m3/min;
2、二氧化碳绝对涌出量:
0.77m3/min;
3、煤尘爆炸指数:
44.17%;
4、煤层自然发火期:
两个月;
5、地温18℃。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道布置
2390柱掘进巷道具体参数见下表:
表3-1巷道布置及参数表
工作面
名称
区段
工程量(m)
支护形式
巷道规格(m)
棚距(m)
备注
2390柱掘进工作面
风道绕道
AB
38
金属拱形
支架支护
4.0×2.7
0.6
运道皮带机头储带仓40m范围使用11.3m²金属拱型支架
BD
238
CE
105
运道绕道
KM
47
MN
4
风道
EF
474
运道
JI
42
4.0×2.7
(4.5×2.8)
IH
240
HG
426
切眼
FG
146
4.0×2.7
合计(m)
1760
第二节支护设计
一、支护设计
1、顶底板分析
9煤层直接顶为粘土岩,厚度1.05m,致密均一,细腻有滑感,含层状菱铁质矿物,局部缺失;老顶为粉砂岩~细砂岩,厚度24.2m,上部为含有浅紫、淡紫浅灰色泥质斑点,大小不等,含植物化石,下部为灰白色,基底式胶结,水平断续层理;直接底为泥岩,厚度5.91m,致密均一,细腻有滑感质脆,断口不齐,含铁质结核和化石。
2、地应力分析
水平地应力方向为NE136°;2390柱运道、2390柱风道与水平地应力方向夹角为79°,巷道侧压较大,不利于支护,掘进施工时应加强支护;2390柱运道绕道、2390柱切眼与水平地应力方向夹角为11°,巷道侧压较小,有利于支护。
3、采动影响及地质构造分析
该工作面为9煤层工作面,地质条件较复杂,断裂构造发育。
掘进过程中将通过2391Ⅰ采空区、2392Ⅰ采空区、2393Ⅰ采空区,2391I运道老硐、2392I风道老硐、2392I运道老硐、2393I风道老硐、2393I运道老硐、2394I风道老硐、2394I运道老硐、2395I风道老硐、2395I运道老硐、2097IIE风道老硐、2395I探巷老硐、2390E轨道巷老硐、2390E皮带巷老硐、2390E轨道巷老硐、2390E联络巷老硐。
表3-2掘进经过老硐位置及老硐名称
老硐名称
将见老硐位置(m)
与设计巷道
夹角(゜)
影响范围(m)
2395I探巷
距风道开口24
79
5
2097IIE联络巷
距风道开口62
84
4
2097IIE风道
距风道开口74
84
4
2395I运道
距风道开口86
84
4
2395I风道
距风道开口174
84
4
2394I运道
距风道开口182
84
4
2394I风道
距风道开口265
84
4
2393I运道
距风道开口274
84
4
2393I风道
距风道开口354
84
4
2392I运道
距风道开口365
84
4
2392I风道
距风道开口446
84
4
2391I运道
距风道开口455
84
4
2390E轨道巷
距风道绕道开口15
85
4.4
2390E皮带巷
距风道绕道开口48
88
4.4
2390E轨道巷
距切眼F点11
85
4.4
2390E联络巷
距切眼F点55
89
20.2
表3-3掘进经过采空区及影响范围
采空区名称
2390柱风道(将见位置距风道开口/m)
2393I
278~354
4、根据矿使用金属拱形支架的经验和常用的金属拱形支架类型选取10.5m2金属拱形支架进行验算;
10.5m2金属拱形支架间距验算及选择、确定:
①巷道顶板压力
Pt=α×L2×r×a×9.8
Pt-巷道顶板压力(KN);
α-承载系数α=1;
L-巷道掘进宽度(m),
r-顶板岩石容重(2.5t/m3);
a-金属拱形支架架间距(m)。
②矿用金属拱形支架额定载荷
P10.5=338.9~395KN
③计算棚距
依据P10.5>Pt=α×L2×r×a×9.8
a10.5 =p10.5/αL2r×9.8 =338.9~395/42×2.5×9.8 =0.865~1.008m 因此,25U型钢,10.5m2金属拱形支架间距0.6m能满足支架额定载荷。 5、11.3m2金属拱形支架间距验算及选择、确定: ①巷道顶板压力 Pt=α×L2×r×a×9.8 Pt-巷道顶板压力(KN); α-承载系数α=1; L-巷道掘进宽度(m), r-顶板岩石容重(2.5t/m3); a-金属拱型支架间距(m)。 ②矿用金属拱形支架额定载荷 P11.3=304.2~359.5KN ③计算棚距 依据P11.3>Pt=α×L2×r×a×9.8 a11.3 =p11.3/αL2r×9.8 =304.2~359.5/4.52×2.5×9.8 =0.613~0.797m ④棚距确定: 经上述验算,11.3m2金属拱形支架间距0.6m能满足支架额定载荷。 第三节支护要求及验收标准 根据设计,2390柱掘进工作面除运道储带仓40m范围采用11.3m2金属拱形支架支护外,其它范围均采用25U型钢10.5m2金属拱形支架支护。 1、10.5m2金属拱形支架支护验收标准: ⑴巷道净宽: 4000mm(-50,+100)。 ⑵巷道净高: 2700mm(-30,+100)。 ⑶支架间距: 600mm(-50,+50)。 ⑷搭接: 350mm(-40,0);卡距: 250mm(-20,+20)卡缆包两头,接口严密,卡缆上齐上紧。 ⑸支架前倾后仰: 水平巷道允许偏差±1°(1m垂线不大于17mm);倾斜巷道支架架设要迎山有劲(每上山起坡6~8°,出1°迎山角),迎山角误差≤1°,不得退山。 ⑹卡缆: 采用25U卡缆,每架支架使用七付卡缆,即上顶中间一付,两帮搭接处各三付,卡缆螺栓扭矩: ≥150N·m。 ⑺支架梁扭矩: ±30mm。 ⑻柱窝深度: 300mm(-20,+20),棚腿戳在实底上。 ⑼支拉杆位置: 每架三道,上顶中间一道,两帮搭接中间卡缆处各一道;支拉杆规格: (长×宽×厚)480×60×5mm3角钢,眼距424mm。 ⑽巷道插背: 巷道采用木质背板插背。 木质背板规格: (长×宽×厚)800×100×50mm3;背板间距: 上顶不大于150mm,两帮不大于200mm。 ⑾最大临时控顶距900mm。 2、11.3m2金属拱形支架验收标准: ⑴巷道净宽: 4500mm(-50,+100)。 ⑵巷道净高: 2800mm(-30,+100)。 ⑶支架间距: 600mm(-50,+50)。 ⑷搭接: 450mm(-40,0);卡距: 350mm(-20,+20);卡缆包两头,接口严密,卡缆上齐上紧。 ⑸支架前倾后仰: 水平巷道允许偏差±1°(1m垂线不大于17mm);倾斜巷道支架架设要迎山有劲(每上山起坡6~8°,出1°迎山角),迎山角误差≤1°,不得退山。 ⑹卡缆: 采用29U卡缆,每架支架使用七付卡缆,即上顶中间一付,两帮搭接处各三付,卡缆螺栓扭矩: ≥150N·m。 ⑺支架梁扭矩: ±30mm。 ⑻柱窝深度: 200mm(-20,+20),棚腿戳在实底上。 ⑼支拉杆位置: 每架三道,上顶中间一道,两帮中间卡缆处各一道;支拉杆规格: (长×宽×厚)480×60×5mm3角钢,眼距424mm。 ⑽巷道插背: 采用木质背板插背,木质背板规格为(长×宽×厚)800×100×50mm3;背板间距: 上顶不大于150mm,两帮不大于200mm;上顶插严背实。 插背要求: 背紧背牢且直、顺。 ⑾最大临时控顶距900mm。 第四章施工工艺 第一节施工方法 一、施工方法 以机掘为主,巷道开口及其它不适应机掘的条件采用炮掘。 二、施工工序 1、炮掘 首先将溜子机尾接到掘进迎头,然后按爆破说明书的规定打眼放炮,根据设计断面崩出相应荒断面,人工手镐找掉,刨出完整的断面,将前探梁(前探梁规格: 由两根长2.5m,80mm槽钢背靠背焊接而成)串至掘进迎头、上梁、上好上顶支拉杆、插背上顶、挖窝子、戳腿、紧卡缆、上好两帮金属支拉杆、插背好两帮、打好机尾压柱,将煤出清,完成一个工艺循环。 2、机掘 采用EBZ-90(EBZ-135)型掘进机破煤(矸)、装煤(矸)。 首先用掘进机将皮带机尾拉到掘进机的转载下,然后开机割煤,割出完整的断面后,再进行找掉工作,将前探梁(前探梁规格: 由两根长2.5m,80mm槽钢背靠背焊接而成)串至掘进迎头、上梁、上好上顶支拉杆、插背上顶、挖窝子、戳腿、紧卡缆、上好两帮金属支拉杆、插背好两帮,完成一个工艺循环。 二、放炮说明书 表4-110.5m2金属拱形支架放炮说明书(附12炮眼布置图) 炮眼序号 炮眼 名称 眼 深 (m) 炮眼角度 炸药 名称 每眼装药量(㎏) 装药量 合计(㎏) 封 泥 长 度 预想 爆破 效果 起 爆 顺 序 连 线 方 式 水平 垂直 1-6 掏槽眼 1.0 75-80° 90° 煤矿 许用乳化炸药 0.45 6.9 封 满 85-90% Ⅰ 串 联 7-12 辅助眼 0.8 90° 90° 0.30 90-95% Ⅱ 13-28 周边眼 0.8 80-90° 80-90° 0.15 95% Ⅲ 表4-211.3m2金属拱形支架放炮说明书(附14炮眼布置图) 炮眼序号 炮眼 名称 眼 深 (m) 炮眼角度 炸药 名称 每眼装药量(㎏) 装药量 合计(㎏) 封 泥 长 度 预想 爆破 效果 起 爆 顺 序 连 线 方 式 1-6 掏槽眼 1.0 75-80° 90° 煤矿 许用乳化炸药 0.45 8.7 封 满 85-90% Ⅰ 串 联 7-16 辅助眼 0.8 90° 90° 0.30 90-95% Ⅱ 17-36 周边眼 0.8 80-90° 80-90° 0.15 95% Ⅲ 四、根据放炮说明书选取发爆器: Rmax≥1.6Rc 式中: Rmax——选取发爆器最大负载电阻,Ω; Rc——测算爆破网络全电阻阻值,Rc=Rm+RL×n,Ω; L——该工作面所需最长爆破母线长度(双根线),取260m; Rm——测算该工作面所使用爆破母线最大电阻值,Rm=2×Rb×L/100,Ω; Rb——我公司爆破母线(单根型号: MT/T930-2005)每百米电阻值2Ω; RL——爆破网络中单个雷管电阻值,取6.8Ω; n——该工作面爆破图表中最多炮眼个数,取36个; 经计算: 1.6Rc=1.6×255.2=408.32Ω 因此该工作面所选取的发爆器的最大负载电阻Rmax≥408.32Ω,方可使用。 我公司所使用的发爆器是FD200-XS-BL,其最大负载电阻Rmax=1220Ω; Rmax=1220Ω>1.6Rc=408.32Ω 因此该工作面选用FD200-XS-BL型发爆器(双闭锁)进行爆破工作符合要求。 五、电爆网路测试操作: 1、爆破网络全电阻阻值验算: Rc=Rm+RL×n(Ω) 10.5m2断面爆破网络全电阻阻值为: 200.8Ω 11.3m2断面爆破网络全电阻阻值为: 255.2Ω 根据要求实测爆破网络全电阻值Rs应满足: 发爆器最大负载电阻Rmax×0.8>Rs>Rc及1.15×Rc>Rs>Rc时方可爆破; 经比较Rmax×0.8>Rc×1.15,因此,在实际操作过程中满足1.15×Rc>Rs>Rc时就可以进行爆破。 2、当实际测量的爆破网路全电阻阻值Rs不在下表规定数值范围内时,不得进行起爆操作: 表4-2现场实测爆破网电阻值范围一览表 掘进工作面断面(m2) 实测全电阻电阻值Rs/Ω 备注 10.5 230.9Ω>Rs>200.8Ω 显示实测全电阻值极其不稳定时,不得起爆。 10.4 293.48Ω>Rs>255.2Ω 3、当爆破网路全电阻值检查不合格时,需到工作面检查连接情况时,必须将两爆破母线从测试端子上解下并扭结在一起,并取下闭锁钥匙,爆破员到工作面检查时应随身携带闭锁钥匙和遥控器,或将闭锁钥匙交给班组长自己带遥控器离开,以避免其他人误操作发爆器,造成事故发生。 直至检查全网路电阻值合格后人员到齐再进行爆破。 (爆破网络阻值不合格严禁爆破,否则会有哑炮)。 六、施工顺序 首先掘进2390柱运道,按设计要求掘进到位后,掘进2390柱运道绕道及风道绕道至与2390柱运料斜井贯通,最后掘进2390柱风道至设计切眼位置,掘进2390柱切眼与2390柱运道贯通。 第二节装载与运输 一、装煤(矸)方式 采用EBH-90型掘进机破煤(矸)、装煤(矸)。 二、运输方式 采用胶带输送机、刮板输送机运输煤(矸)。 第三节管线敷设 管线严格按标准吊挂、随掘进及时向前延接。 (详见巷道布置图) 第四节设备及工具配备 表4-3掘进机电设备一览表 序号 设备名称 设备型号 单位 数量 备注 1 胶带输送机 SDJ-44/SDJ-150 部 2 2 刮板输送机 SGW-40T 部 5 3 局扇 15kWX2对旋 台 2 4 潜水泵 BQW50-20-5.5 台 6 备用2台 5 电话 HAK-1或HTH33 台 4 6 电钻 MZ-12 台 4 7 掘进机(带转载) EBH-90 台 1 8 风车控制开关 4*120 台 1 9 开关 BQD-120(220) 台 10 备用2台 10 开关 QBZ-80(80N) 台 12 备用2台 11 开关 KBZ2-400/1140 台 3 备用1台 12 电缆 MY-0.38/0.66 米 2300 13 综保(照明、煤电钻) ZB-2.5 台 6 14 绞车 JD-1(JD-1.6) 台 13 JH-5T(8T) 台 1 15 铁管路 Ф108mm 米 5200 16 除尘设备 KCS/140型 套 2 第五章生产系统 第一节通风系统 一、掘进工作面风量计算 施工过程中,掘进工作面采用局部通风机压入式通风。 掘进工作面实际需要风量,按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量和炸药量以及局部通风机的实际需风量等规定分别进行计算,然后取其中最大值。 (一)按瓦斯涌出量计算 Qhf=100×qhg×khg =100×0.29×1.2 =34.8m3/min 式中: qhg——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,0.29m3/min; khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数(K=1.2); 100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。 (二)按二氧化碳涌出量计算 Qhf=67×qhc×khc =67×0.77×1.2 =61.91m3/min 式中: qhc——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.77m3/min; khc——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数(K=1.2); 67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。 (三)按炸药量计算(三级煤矿许用炸药) Qhf≥10Ahf ≥10×8.7 ≥87m3/min 式中: Ahf——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,10.5m2断面使
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- 2390 掘进 作业 规程