14505轨道巷炮掘掘进作业规程.docx
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14505轨道巷炮掘掘进作业规程
目·录
第一章概况1
第一节概述1
第二节编写依据2
第二章地面相对位置及地质情况2
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况2
第二节煤(岩)层赋存特征3
第三节地质构造4
第四节水文地质4
第三章巷道布置及支护说明5
第一节巷道布置5
第二节支护设计6
第四章施工工艺17
第一节施工方法17
第二节凿岩方式17
第三节爆破作业17
第四节装、运煤(岩)方式19
第五节管线敷设20
第五节设备及工具配备20
第五章生产系统21
第一节通风系统21
第二节压风系统23
第三节综合防尘系统23
第四节防灭火24
第五节安全监测监控系统26
第六节供电系统28
第八节运输系统30
第六章劳动组织及主要技术经济指标表32
第一节劳动组织32
第二节循环图表33
第三节主要经济技术指标表33
第七章安全技术措施34
第一节施工准备34
第二节“一通三防”管理34
第三节支护与顶板管理36
第四节爆破管理37
第五节锚网支护监测管理43
第六节防治水管理45
第七节机电管理45
第八节运输管理52
第九节其他55
第八章煤矿井下安全避险“六大系统”59
第一节人员定位系统59
第二节监测监控系统60
第三节供水施救系统60
第四节压风自救系统61
第五节通信联络系统61
第六节紧急避险系统62
第九章灾害应急措施及避灾路线62
第一节预防火灾、瓦斯、煤尘灾害措施62
第二节防水灾措施62
第三节避灾方法及避灾路线63
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为14505轨道巷。
二、掘进目的及巷道用途
掘进目的是形成14505回采工作面通风、生产运输系统,用于14505工作面回采时的物料运输、通风、行人。
三、巷道设计长度及服务年限
巷道设计长度:
巷道分一号轨道巷975m和二号轨道巷403m,共1378m(平距)。
服务年限:
5年
四、预计开、竣工时间
本掘进工作面2014年1月下旬开工,预计2014年10月底竣工。
第二节编写依据
一、工作面设计说明书及批准时间
工作面设计说明书名称为《朱家河煤矿14505掘进工作面设计说明书》,批准时间为2014年1月。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《朱家河煤矿14505掘进工作面地质说明书》,批准时间为2014年1月。
三、其他编写依据、矿压观测资料
《煤矿安全规程》、《煤矿操作规程》、断层附近围岩应力分布。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
采区名称
四采区
地面标高(m)
+931.00m~+933.00m
井下标高(m)
+646.00m~+708.20m
地面相对
位置及建筑物
井下位置及掘进对地面设施的影响
该巷道位于马窑正断层以北,四采集中轨道上山以西,14503运输巷以南,六采集中运输巷以东之位置,对地面无较大影响。
邻近采区
开采情况
工作面东邻一采区(已闭采),西邻六采区(正在进行开拓布置)。
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚硬系数、层间距
1、煤层赋存
该工作面煤层赋存较稳定,煤层厚度在3.2~5m之间,平均厚度4.2m。
根据已掘巷道揭露情况和煤层底板等高线可知,该工作面煤层倾角较小。
煤层倾角在0°~5.2°之间,平均2.58°左右,煤层中夹矸0~3层,厚度0~0.4m,岩性以泥岩为主。
煤质特征表
煤种
工业牌号
硬度
发热量
灰份
硫份
贫煤
PM
0.85
20MJ/Kg
2.6%
2.8%
2、巷道围岩特征
直接顶:
粉砂岩,深灰色,含较多云母片,质不均,夹砂岩条带显示缓波状层理,含黄铁矿结核。
老顶:
中粗粒粉砂岩,灰黑色,含白云母碎片,质不均,产植物碎屑化石,含黄铁矿结核,底部为炭质泥岩。
直接底:
深灰色泥岩,砂质泥岩。
老底:
K3石英砂岩,灰色细粒,致密坚硬,硅质胶结,含黄铁矿结核。
煤系地层综合柱状图
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤尘爆炸指数
本矿属瓦斯矿井,煤不易自燃,但煤尘有爆炸危险,爆炸指数为22.56%,故需加强“一通三防”管理工作。
瓦斯绝对涌出量2.31m3/min,相对涌出量0.89m3/t,二氧化碳绝对涌出量为4.6m3/min,相对涌出量为1.77m3/t。
第三节地质构造
该掘进工作面地质构造比较简单,从煤层底板等高线来看,为一倾角较小的单斜构造。
第四节水文地质
该巷道南邻马窑正断层,预计掘进期间会遇到马窑正断层所派生的许多小断层,因此在掘进期间必须做好地质勘察工作。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
14505轨道巷布置在5-2煤层中,两段总长度1378m(中-中)。
在四采皮上距14508一号辅助巷向外(中-中)10m处以250°方位开口施工14505一号辅助巷(中-中)67m(其中一号辅助巷与四采轨上上下交错形成风桥系统),然后以340°方位施工二号辅助巷(中-中)20m,再以70°方位开口施工14505一号轨道巷外段巷道(中-中)30m与四采轨上贯通,再以250°方位继续开口施工14505一号轨道巷里段巷道945m,然后以340°方位角施工二号切眼(中-中)30m,最后再以250°方位角施工二号轨道巷403m。
14505轨道巷平面布置示意图
第2节支护设计
一、巷道断面:
1.正常断面为圆角矩形锚网支护,其S掘=9.7㎡,S净=8.9㎡。
断面特征
掘进断面
净断面
支护形式
排距
面积m2
上宽m
下宽m
高m
面积m2
上宽m
下宽m
高m
锚网支护
0.8m
圆角矩形
9.7
1.6
3.8
2.7
8.9
1.6
3.6
2.6
2.支护说明表:
掘进断面
9.7m2
锚杆名称
锚杆规格
锚固剂型号
数量
净断面
8.9m2
锚索
Φ15.24×6m钢绞线
K2360
两节
巷道形状
圆角矩形
左旋螺纹钢
Φ20×2500mm
K2360
两节
排距
800mm
A3圆钢
Φ16×1600mm
Z3530
一节
间距
600mm/700mm
玻璃钢锚杆
Φ17×1700mm
K2360
一节
网目尺寸
50×50mm
金属菱型网
4000×900mm
铁托盘
120×120mm
T型钢带型号
GD130∕18-1600∕700-Φ30
木托板
350×200×50mm
3.巷道断面支护示意图:
二、支护方式
(一)、临时支护:
采用两根DWB26-30/100型外注式玻璃钢单体支柱与T型钢带配合菱形网进行临时支护。
钻爆法施工断面尺寸达到设计要求后,用长把工具将迎头活石活矸处理掉,在确认顶板无安全隐患的情况下,迅速用单体支柱将菱形网和T型钢带顶至顶部,连网护住顶板,临时支护打好后,及时用大锨拉完迎头浮煤,最后进行永久支护。
工作面最大空顶距为1000mm,最小空顶距200㎜。
同时工作面备用两根单体支柱,根据实际情况做点柱使用。
临时支护示意图
(2)、永久支护:
14505工作面轨道巷采用锚网(索)+T型钢带联合支护,锚杆排距0.8m,锚杆间距0.7m(弧拱部0.6m),锚索布置形式1-2-0,锚索长度为6m。
支护参数计算依据《朱家河煤矿大断面、大跨度煤巷锚杆支护设计》。
1、理论计算
本巷锚杆排距拟定为800mm。
主要依据非弹性区理论和组合拱理论进行设计计算。
设计原始参数:
煤层普氏系数?
=0.85;煤层容重γ=20KN/m3;岩体容重γ′=23KN/m3;煤层粘聚力c=2.0MPa;内摩擦角δ=30°;P为累计地应力6.4MPa。
顶板支护分析:
按非弹性区理论计算顶板稳定层位置。
、巷道宽B=3.8m,半跨a=1.9m,高h=2.7m,
等效圆半径:
r0=
=2.3m
则不支护时煤巷内部最大非弹性区半径R0为:
R0=r0
=2.3×
=2.74m
两帮非弹性区深度:
a1=2.74-1.9=0.84m
顶部非弹性区深度:
a2=2.74-1.35=1.39m
冒落拱高度:
b=
=
=2.73m
冒落拱内锚杆承受煤体的重量:
G1=γ·S·D
式中:
γ为煤层的容重;S为冒落拱包络线内煤体截面积;D为锚杆排距,取0.8m。
G1=20×1.5×3.8×2.73×0.8=248.976KN
顶锚杆参数
由于每排顶锚杆的设计荷载值为50KN,则每排顶锚杆的数量为:
248.976/50=4.97952根,取5根/排。
锚固长度:
L1=
注:
1、式中d为钻孔直径;
2、τ为岩体与锚固剂的抗剪强度,取
3、m取值1.2~1.5。
则锚固长度为L1=
=0.225m,计算中取值600mm.
根据顶部挤压加固理论,锚杆长度为:
L顶=1.39+0.6+0.1=2.09m。
故由锚杆承载力可知顶部锚杆选择选取Φ20×2500mm型左旋螺纹钢锚杆,排距为800mm,锚固长度600mm。
帮锚杆参数
由两帮非弹性区深度:
a1=0.84m,根据顶锚杆锚固长度计算,帮锚杆长度为:
L帮=0.84+0.6+0.1=1.54m
故煤柱侧锚杆选取Φ16×1600mm型A3圆钢锚杆,排距为800mm,锚固长度为300mm;煤墙侧锚杆选取Φ17×1700mm型玻璃钢锚杆,排距为800mm,锚固长度为600mm。
锚索布置
锚索的计算主要是根据顶部悬吊作用,四采区巷道煤层最大厚度为5m,巷道高度2.6m,顶部锚索悬吊煤层最大厚度为2.4m,若排距为800mm,则锚索所承受的上部岩体重量为:
G2=γ·S·D=20×3.8×2.4×0.8=145.92KN
直径Φ15.24mm钢绞线破断力为350KN,则每排选用145.92/350=0.417根,理论上每排800mm选取1根,即锚索布置方式为1-1-1。
锚固长度为:
L2=
=0.658m
取锚固长度为1200mm,锚索长度为:
L2=1.2+0.15+0.05+2.4=3.8m,理论上选取4m锚索满足支护设计要求。
锚杆间距计算
A=
,式中:
A——锚杆间距,m;
Q——锚杆设计锚固力,50KN/根;
H——冒落拱高度,取2.73m;
R——煤容重,取20KN/m3;
K——安全系数,一般取K=2;
A=
==
=0.676m,故拱角锚杆间距取600mm,同理可得,帮部锚杆间距取值为700mm。
、根据以上理论计算,锚杆支护设计同样能满足小断面支护要求,因此,根据朱家河煤矿地质条件煤层厚度实际情况,选取锚索长度为6m,锚索布置方式为1-2-0。
锚杆支护巷道工程质量规定表
项目
质量标准
部位
巷道规格及名称(毫米)
正常断面
净宽
0~+100mm
中线至左帮墙
1800mm
中线至右帮墙
1800mm
净高
-50~+200mm
全高
2600mm
锚杆锚固力
左旋螺纹钢
50KN
A3圆钢
45KN
玻璃钢
45KN
锚杆螺母扭距力
左旋螺纹钢
150N·m
A3圆钢
120N·m
玻璃钢
40N·m
金属网及钢带施工质量
顶帮
网搭接紧密,压实,保证每隔200mm扭结一处,每扣扭结不小于一圈半,钢带压网紧贴岩面。
锚杆布置
间距
±100mm
顶部
700mm
弧拱,帮
600/700mm
排距
±100mm
顶部
900mm
弧拱,帮
900mm
锚杆安装
安装牢固,托板紧贴壁面,未接触部位楔紧
锚杆(索)角度
锚杆(索)角度应与井巷轮廓的法面或与层理面、节理面、裂隙面垂直
锚杆(索)丝头外露
锚杆螺母外10~40mm之间,锚索露出锁具150~250mm
锚杆距迎头
≤200mm
螺母扭矩、锚固力
符合设计要求
锚索安装深度
5800mm
锚索预应力
100KN
第三节支护工艺
一、锚杆金属网联合支护材料:
(1)锚杆
顶部、弧拱部采用Ф20×2500㎜左旋螺纹钢锚杆,保护煤柱帮部采用Ф16×1600㎜A3圆钢锚杆,一号轨道巷里段开口向里5m内煤墙侧采用Ф16×1600㎜A3圆钢锚杆,5m处向里煤墙侧采用Ф17×1700mm玻璃钢锚杆。
(2)锚索
采用Ф15.24㎜钢绞线,长6m,布置形式1-2-0;
(3)锚固剂
锚索采用两节K2360树脂锚固剂锚固,锚固长度1200mm;左旋螺纹钢锚杆采用两节K2360树脂锚固剂锚固,锚固长度1200mm;A3圆钢锚杆采用一节Z3530树脂锚固剂锚固,锚固长度300mm;玻璃钢锚杆采用一节K2360树脂锚固剂锚固,锚固长度600mm。
(4)加固网
采用12#铁丝加工的菱形金属网,网目50×50㎜,规格4000×900㎜,网目间逢孔必联。
(5)托板
采用铁、木双托板,木托板规格为350×200×50㎜,中部孔径为Ф22㎜,铁托板规格为120×120×8㎜钢板,孔径为Ф18㎜(A3圆钢锚杆配用)及Ф22㎜(左旋螺纹钢锚杆配用)。
二、锚杆金属网联合支护工艺:
锚杆、锚索安装工艺及技术要求:
1、打锚杆眼:
打眼前,首先按照中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调整处理;打眼前先要敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩情况,处理活石活矸,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50mm,眼向误差不得大于1°。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钎杆上做好标记,严格按锚杆长度打眼。
打眼应按照先顶后帮、先中间后两帮的顺序依次进行。
2、安装锚杆:
安装前,应将眼孔内的煤粉清理干净。
然后把树脂锚固剂用锚杆送入眼底,锚杆外端头套上专用搅拌器,顶拱部锚杆用锚杆钻机(帮部锚杆用煤电钻)卡住专用搅拌器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,其搅拌时间为10~15s,初凝1.5~3min后方可上好托盘旋紧螺母。
3、锚杆安装技术要求:
①顶部及弧拱部锚杆采用MQT-120型风动锚杆钻机(B19-1×8配套钎杆,Ф28㎜钻头)配2.2M内六方上锚器搅拌药卷并紧固。
帮部锚杆采用MZ-1.2型煤电钻配合专用内六方上锚器进行安装,使用活口扳手进行紧固。
②工艺流程
打眼→安装树脂药卷及锚杆→连接特制连接器(头部为Ф24内六方或Ф16螺母内丝)→开锚杆钻机(煤电钻)搅拌10~15s→停机等待90~180s→上好托板→开机上紧螺母。
③锚杆丝头外露10mm~40mm。
药卷凝固5min后左旋螺纹钢锚杆扭矩不低于150N·m,A3圆钢锚杆扭矩不低于120N·m,玻璃钢锚杆不低于40N·m(力矩扳手检测)。
④锚杆的锚固力左旋螺纹钢不得低于50KN,A3圆钢不得低于45KN,使用MLY-B型锚杆拉力计读数时左旋螺纹钢不低于17Mpa,A3圆钢不低于15MPa。
⑤锚杆间、排距误差±100mm,托板、网与顶板必须紧贴煤壁。
⑥锚杆角度应与井巷轮廓的法面或与层理面、节理面裂隙面垂直。
⑦帮部锚杆永久支护距工作面迎头最大可滞后两排。
⑧搅拌机械的转速不低于150r/min,搅拌时间必须在凝胶时间内完成。
4、锚索安装技术要求
A、锚索安装工艺流程
打锚索孔→送入锚固剂和锚索→连接钻机锚固锚索→安装锁具→安装张拉千斤顶→风动加压→风动回油卸压→取下张拉千斤顶。
B、技术要求
①采用MYT—120型风动锚杆钻机(Ф28mm钻头、B19-1×8组合钻杆)配合圆孔锚索连接器安装。
②锚索眼深5.8m,树脂药卷按规定的数量、规格逐条放进眼口,用锚索顶住药卷,轻轻将药卷送至眼底,安装过程中搅拌时间控制在15~20s,要求一气呵成,绝不能反复搅拌,否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏,导致锚固失效。
③锚索外露长度150~250mm。
④安装15min后张拉预紧力必须达到100KN以上,使用MSY-160型千斤顶预紧时SYB型手动油泵的压力表读数必须在34MPa以上。
5、施工质量和要求:
①锚杆应严格按支护设计规定布置,锚杆排距800m;顶部、弧拱部间距600mm;帮部间距700mm;锚杆间排距允许误差土100mm。
锚杆角度(特殊角除外)垂直于该点巷道轮廓的法面,允许误差0o~1o。
托板紧贴岩(煤)面,接触面积不小于70%;锚杆丝头要求从螺母外计量外露长度10~40mm。
三、支护材料备用量规定:
施工中备用材料不少于2天的用量,并在专用料场中挂牌管理,码放整齐。
第四章施工工艺
第一节施工方法
本巷道采用钻爆法施工,锚杆金属网联合支护。
施工前,首先按由外向里对施工点处前后各10m范围内的支护进行安全检查,确认安全后,方可开始施工。
施工工艺流程为:
安全确认
打眼
延长溜子
爆破
净化风流
临时支护
大锨拉煤
永久支护
小锨清煤。
第二节凿岩方式
本巷道采用MZ—1.2型煤电钻配合煤钻杆进行钻爆法施工。
第三节爆破作业
一、掏槽方式为:
楔形掏槽法
二、炸药、雷管
使用二级煤矿许用乳化炸药、毫秒延期电雷管,电雷管必须编号。
三、装药结构:
正向装药结构。
四、起爆方式:
起爆使用MFB—200型发爆器,铜芯爆破母线,其连线方式为串联连线。
爆破顺序:
掏槽眼
辅助眼
压眼
底眼
底角眼
顶眼
周边眼。
炮眼个数增减不超过10%,超过时,另行补充安全技术措施。
打眼工必须严格按标定的眼位打眼。
爆破后眼痕率不小于50%,装药量可作适当调整,调整量0.1kg,确保巷道成形。
炮眼布置示意图
装药结构示意图
爆破说明书
眼号
名称
炮眼
深度
倾角
装药量
爆破顺序
雷管段数
连线方式
水平(°)
垂直
(°)
节/眼
Kg/眼
1、2
掏槽
1.0
63
90
2
0.4
1
串
联
3、4
辅助
0.8
70
90
1.5
0.3
3
5、6、7
底眼
0.8
90
79
2
0.4
3
8、9
压眼
0.8
90
90
2
0.4
3
10、11
底角眼
0.8
90
79
2
0.4
3
18~22
顶眼
0.8
90
79
2
0.4
5
12~17、23~28
周边眼
0.8
90
90
1
0.2
5
27~32
空心眼
0.8
90
90
/
/
/
/
合计
43
8.6
爆破经济技术指标表
1
煤层硬度系列
0.85
7
循环进度
0.8m
2
炮眼数目
34个
8
炸药
矿用2#乳化炸药
3
炮眼深度
0.8m
9
雷管
毫秒延期电雷管
4
周边眼距
0.4m
10
炸药耗量kg/m
10.75kg/m
5
最小抵抗线
0.6-0.75m
11
雷管耗量发/m
35发/m
6
炮眼利用率
82%
第四节装、运煤(岩)方式
一、煤(岩)装载方式:
14505轨道巷掘进工作面采用人工大锨拉煤,小锨清煤方式进行装载。
二、煤(岩)运输系统:
1、运输方式:
14505轨道巷工作面采用3部40T刮板输送机、4部胶带输送机进行运输。
2、路线:
14505轨道巷→14505二号辅助巷→14505一号辅助巷→四采皮上→四采煤仓→西部运输大巷→地面。
第五节管线敷设
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。
电缆每隔1m吊挂一处,电缆垂度不超过50mm。
水管要接口严密,不得出现“跑、冒、滴、漏”现象,水管距迎头20m范围内使用Ф16mm与Ф10mm高压胶管,20m外使用2寸无缝钢管,风管距迎头20m范围内使用Ф25mm与Ф16mm高压胶管,20m外使用2寸无缝钢管,要随工作面前进及时延长:
以备迎头正常用水用风。
第五节设备及工具配备
设备配备表
设备名称
型号
功率(KW)
使用(台)
局部通风机
FBDY№5.6/2×11
11×2
2
刮板输送机
SGW-40T
55
3
皮带输送机
SPJ-800
55
4
煤电钻
MZ-1.2
4
1
综保
ZBZ-4-4.0M
1
馈电
KBZ20-400
1
真空开关
QBZ-120
7
第五章生产系统
第一节通风系统
本工作面采用FBDY№5.6/2×11型局部通风机进行压入式通风,局部通风机安设在四采轨上14508联络巷口处的新鲜风流中,详见通风系统示意图。
一、掘进工作面风量计算:
1、按掘进工作面瓦斯涌出量计算:
Q掘=100q1×K掘进m3/min=100×0.07×2=14m3/min
100——单位瓦斯涌出量配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值;
q1——掘进工作面绝对瓦斯涌出量,0.07m3/min
K——掘进工作面瓦斯涌出量不均衡系数,取值1.5~2。
2、按CO2涌出量计算:
Q掘=100q2×K掘通
q2—掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量,m3/min,取最大值0.25m3/min;
Q掘=100×0.25×2=50(m3/min)。
3、按迎头最多人数计算:
Q掘>4N(N取15)=60m3/min
4——每人每分钟应供给的最低风量m3/min;
N——掘进工作面同时工作的最多人数。
4、按局扇实际吸风量计算:
Q煤掘=Q扇×Ii+60×0.25Sm3/min=345.5m3/min
式中:
Q扇——局部通风机实际吸风量,取200m3/min;
Ii—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,取1;
S—局部通风机安装处巷道面积,取9.7m2
综上可知:
Q煤掘=345.5m3/min
二、掘进工作面风速验算:
1、按最低风速验算
Q煤掘>60×0.25×S(9.7)=145.5m3/min
2、按最高风速验算
Q煤掘<60×4×S(8.9)=2136m3/min
3、根据工作面回风流中的瓦斯不超过1%验算
CH4浓度=q/Q掘×100%=0.89/345.5=0.00241<1%
由以上计算和验算可知,掘进时迎头最大所需风量345.5m3/min。
选用FBDY№5.6/2×11型局部通风机(其额定供风量为200~400m3/min)满足风量要求,采用双风机双电源,实现风电闭锁,并符合有关规定,风筒直径选用φ600mm阻燃抗静电风筒。
三、局部通风机安装地点和通风系统
1、局部通风机安装地点及要求
安设在四采轨上14505联络巷口的新鲜风流中,使用局部通风机必须实行
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