下山进风巷作业规程.docx
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下山进风巷作业规程.docx
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下山进风巷作业规程
安龙县海子龙康煤矿
掘进工作面作业规程
工作面名称:
下山进风巷
编制人:
李德山
批准人:
丁祥兵
编制日期:
2014年6月
执行日期:
2014年6月
目录
矿审批意见……………………………………………………………………………4
作业规程学习记录……………………………………………………………………5
第一章编制概况……………………………………………………………………6
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区开采情况…………………………………6
第二节井下地质情况……………………………………………………………6
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………………………………………………………………9
第四节支护工艺……………………………………………………………12
第四章施工工艺…………………………………………………………………13
第一节施工方法……………………………………………………………13
第二节凿岩方式……………………………………………………………14
第三节爆破作业……………………………………………………………15
第四节装载与运输…………………………………………………………16
第五节管线敷设……………………………………………………………16
第六节设备及工具配备……………………………………………………17
第五章生产系统…………………………………………………………………17
第一节通风系统……………………………………………………………17
第二节压风系统……………………………………………………………21
第三节防尘系统……………………………………………………………21
第四节防灭火………………………………………………………………21
第五节安全监测系统………………………………………………………22
第六节供电系统……………………………………………………………22
第七节排水系统……………………………………………………………23
第八节运输系统……………………………………………………………23
第九节通讯系统……………………………………………………………23
第六章劳动组织及循环作业………………………………………………………23
第七章安全技术措施……………………………………………………………24
第一节 一通三防………………………………………………………………24
第二节顶板管理………………………………………………………………26
第三节爆破管理………………………………………………………………28
第四节防治水管理……………………………………………………………32
第五节 机电管理………………………………………………………………34
第六节 运输管理………………………………………………………………35
第七节其它……………………………………………………………………36
第八章 井避灾原则及避灾路线……………………………………………………38
修改补充记录…………………………………………………………………………41
作业规程审批、学习表
审
批
情
况
姓名
职务
审批意见
时间
学
习
传
达
情
况
传达人
传达时间
学习人员签字
作业规程贯彻学习记录
贯彻人员:
贯彻地点:
学习时间
学习人员
签字
工种及职务
学习时间
学习人员
签字
工种及职务
第一章编制概况
一、工程名称:
下山进风巷掘进。
二、工程目的:
作为下个采区东翼采面总进风巷,掘进120米后与112208运输巷贯穿,形成通风系统,负责通风、行人、运输。
三、施工工期:
2个月。
四、工程基本情况:
施工基本参数:
施工方位角度为318°,布置在煤层中,沿顶板倾向掘进。
开口点在112205运输巷口,沿原下山延伸掘进,巷道设计长度:
120米。
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
该巷道主要位于矿区中部区域,本区域内无村庄、河流,地表全部被山体覆盖,地形上无大的切割和冲沟,距地表最浅的垂直高差为117米,本开掘区域内无采空区及巷道,因此在开掘过程中对地表无大的影响,巷道位置详见附图。
第二节井下地质情况
一、瓦斯情况:
根据《黔西南州安龙县煤矿2011年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》:
海子龙康煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为1.32m3/min,相对瓦斯涌出量为9.48m3/t。
二氧化碳绝对涌出量为0.93m3/min,相对涌出量为6.66m3/t。
鉴定等级审批结果为低瓦斯。
按低瓦斯矿井进行施工和管理。
二、煤炭自燃倾向性:
贵州省煤田地质局实验室2013年1月6日对安龙县海子龙康煤矿煤炭自燃倾向等级鉴定报告,22#煤层自燃煤层倾向分类为三级不易自燃。
按三级不易自燃进行施工和管理。
三、煤尘爆炸危险性:
贵州省煤田地质局实验室2013年1月6日对安龙县海子龙康煤矿煤尘爆炸性鉴定报告,22#煤层无煤尘爆炸性危险性,因此按无爆炸危险性进行施工和管理。
四、地温:
本矿井属地温正常矿井。
五、煤与瓦斯突出:
根据黔安监管办字[2007]345号文件《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》;该煤矿不属于煤与瓦斯突出危险区,按低瓦斯矿井进行施工和管理。
六、水文地质:
水文地质类型属裂隙充水矿床,水文地质条件复杂程度为中等。
通过对龙康煤矿范围内地表和井下的调查分析,矿区内无河流、水库等大型地表水体,矿井充水水源主要为地下裂隙不和老窑积水,因此在矿井在生产过程中必须加强探放水的管理,坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先探后采”的原则。
七、顶底板条件:
煤层顶底板均为浅灰、灰色薄-中厚层状粘土岩及粉砂岩、砂岩,煤层直接顶、底板均为薄-中厚层粘土岩,局部有0-0.3m伪顶,为炭质粘土岩,稳定性较差,矿山在开采时应注意采取有效的防治措施和合理的支护方法,以防止顶板发生掉顶、掉块等安全事故的发生。
八、地质构造:
据分析,在施工过程中会碰到断层,但对掘进巷道影响不大,但要注意过断层时,水量加大,要提前做好防排水工作。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
根据设计,开口施工方位角度为318°,布置在煤层中,沿22号煤层顶板倾向掘进,若煤层高度不够,则保证沿顶起底板掘进,严禁在施工时破坏顶板的完整性,巷道断面为矩形,巷净宽3米,巷道中心净高2米。
巷道尺寸及设备摆放位置见后图一、二。
第二节矿压观测
一、锚杆锚固力检测
掘进过程中,每班安注的锚杆要用扭矩扳手和液压测力计逐根进行检测,凡扭紧力达不到120N.m锚杆,要当班补打安装,并将检测记录结果记入专用记录本中备查。
二、顶板离层监测
1、顶板离层检测仪的布置
在放施工过程中,选用LBY-2型顶板离层检测仪,自开口处开始,在巷道顶板中部每200米安设一台。
2、顶板离层检测仪的安装
(1)、用36mm的钻头在顶板上打眼,眼的深度应比锚杆设计长度大500mm。
(2)、用端部带槽的安装杆将上部锚固器1推至眼底,轻拉一下细钢丝绳,确认锚固器已锚住。
(3)、用端部带槽的安装杆将上部锚固器2推至锚固剂设计位置下端,轻拉一下细钢丝绳,确认锚固器已锚住。
(4)、将套管组件3(其下端为固定点3)插入钻孔空口,同时将细钢丝绳从刻度尺端向外拉,确保两个刻度尺指示环移动顺畅,不受任何卡阻,并确认套管组件已固定在钻孔中。
(5)、将刻度尺4用与其相连的钢丝绳固定好,截去多余的钢丝绳,确认刻度尺不受卡阻。
(6)、将刻度尺5用与其相连的钢丝绳固定好,截去多余的钢丝绳,确认刻度尺不受卡阻。
(9)、记录下固定点3与刻度尺4之间、刻度尺4与刻度尺5之间的两个数据,即为顶板离层检测仪的初始数据。
3、数据的检测及资料整理分析
(1)、巷道内要悬挂顶板离层检测仪管理牌板,每7小时由专人进行填写,内容齐全,文字清晰。
(2)、检查人上井后要及时填写监测记录表,及时送到技术部门。
第三节支护设计
一、巷道断面图
1、顶板完整地段用锚杆支护,支护后净断面如下图一;
2、局顶板破碎或过断层时用架棚支护,支护后净断面如下图二。
(上图为图一,下图为图二)
二、支护方式
(一)、临时支护
采用前探梁作为临时支护,前探梁使用10号槽钢,4米长3根,吊挂采用直径18mm钢筋做成的吊环,吊环规格为150mm×100mm。
安装时,先将吊环拧在锚杆外露端,每根前探梁采用2个吊环,由外向里推移,至工作面后,用木棒前后将前探梁背紧;在爆破后安装前探梁,在打锚杆后永久支护到位后才能取下前探梁,做到不空顶。
(二)、永久支护
根据22#煤层顶板条件,决定采用锚杆及锚网对巷道进行永久支护。
锚杆采用等强度螺纹钢,每根锚杆采用3卷树脂锚固剂,锚固剂型号为K2335,网为3.5mm的冷拔丝编制的方格网,网的规格(长×宽)为2200mm×1000mm,网要用扁铁连接压茬。
顶板支护为锚杆3根,巷帮上各3根进行锚杆加锚网进行护帮,锚杆间距和排距为800mm×800mm。
局部顶板破碎地带和过断层时采架棚支护,架棚材料为12号国标工字钢,支架上铺设8号铁丝加工的经纬网,两帮和接顶用木棒接顶严实,间距为1米一棚。
(三)锚杆支护验证(用悬吊理论计算锚杆参数)
锚杆长度计算:
L=KH+L1+L2
式中L——锚杆长度,m;
H——冒落拱高度,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0.5m;
L2——锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m;
其中:
H=B/(2f)=3/(2×3.2)=0.47m
式中B——巷道开掘宽度,取3m
f——岩石坚固系数,取3.2
则:
L=2×0.46+0.5+0.1=1.54m
通过以上计算,选用直径18mm、长度为2000mm的等强度螺纹钢锚杆,锚杆间距和排距为800mm×800mm,锚杆打设后要及时全断面挂冷拔丝编制的方格网,网的规格(长×宽)为2200mm×1000mm,相邻两网要用扁铁连接压茬。
爆破前锚网支护到工作面的距离不大1米。
当围岩稳定性较差时,锚杆间、排距缩小至600mm。
三、支护质量要求
(一)、锚网支护质量要求
1、巷道净宽、净高误差为0~+150mm;
2、锚杆间、排距为800mm×800mm,允许误差为±100mm;
3、锚杆方向应垂直于顶板岩面,最小不得小于75°;
4、锚杆托盘紧贴顶板,不得松动;
5、锚杆外露不超过50mm;
(二)、架棚质量要求
1、棚距1000mm。
误差±50mm。
2、背帮、背顶均为6块木板,背帮、背顶均匀布置,必须塞紧、接顶、背实。
3、撑木每架棚6根,即顶部及两帮均为2根。
顶部撑木布置在棚顶两端棚爪位置,帮部两根撑木布置在距顶、底板300mm、500mm处。
撑木与工字钢垂直,不得倾斜,牢固有力,严禁塞进其他物体替代。
4、顶铺金属网,并用12#联网丝隔扣相联,网与网对接。
5、棚腿扎角10~16度,施工过程中如因顶板压力变大,顶板离层量较大等原因,需在原锚网支护段套支棚时,棚腿扎角可根据原巷道情况减小,但不得出现倒扎角。
6、棚腿柱窝深度≮150mm,棚腿必须垫木鞋,必须支在实底,严紧支在浮煤浮矸上,不得出现失脚现象,棚口必须垫垫板。
7、支架要垂直于顶底板,支架不得出现“甩肩”、“错牙”,“退山”等现象。
第四节支护工艺
一、支护材料
1、锚杆采用国标螺纹钢,直径为18mm,长度为2000mm,每根锚杆采用3卷树脂锚固剂,锚固剂型号为K2335,锚固长度不小于700mm,托盘长度为正方形,规格(长×宽)120mm×120mm,用10mm厚的钢板压制成弧形,树脂锚固剂直径为25mm,每块长度为350mm,锚杆均使用国标配套标准的螺母紧固。
2、网采用3.5mm冷拔丝编制的方格网,网的规格(长×宽)为2200mm×1000mm,网格的规格(长×宽)100mm×100mm,相邻两网要用扁铁连接压茬,搭接长度不小于80mm,相邻两网要用14号铁丝连接,连接点要均匀布置,间距200mm。
3、架棚材料为12号国标工字钢,支架上铺设8号铁丝加工的经纬网。
背板材料:
木质板皮,最小规格:
长×宽×厚=1000×60×10mm;撑木断面规格:
60×40mm,木鞋规格为250×160×50mm,棚口垫板规格为120×100×10mm。
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;打眼和安装锚杆的锚杆机型号为:
MQT-120J-B,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,打眼时要预量钎子长度,在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打眼,深度1500mm(误差0~50mm),锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干净。
打眼时,必须在前探梁临时支护下操作;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;然后把3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,用带有专用套筒的锚杆机卡住螺帽,开动锚杆机,带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,边搅拌边推进锚杆,直至锚杆达到设计深度,方可撤去,搅拌时间15~20秒;搅拌完后等20~30秒后,卸下螺帽,挂好网,上好托盘,紧固螺帽,使托盘压紧金属网;2分钟之后,用扭矩扳手或风扳机拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力,扭矩力不小于120N·m,锚杆托盘紧贴顶板岩面。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道开口施工方法
1、施工前技术人员必须按设计坐标提前标定开口位置,标定中腰线,施工队严格按线施工。
2、开口前,必须对开口左右各15米的巷道支护进行检查加固,并将各种管路、电缆落地,用旧胶带、板梁掩护好。
3、开口前,应按设计要求,安设局部风机,接好风筒,准备好各种支护材料。
二、施工工艺
1、掘进采用28型凿岩机打眼,普通钻爆法施工工艺,一次打眼,一次装药,分时起爆,即先掏糟、后辅助、周边眼。
2、交接班后,必须先进行安全检查,发现隐患立即处理,确认安全无误后方可开工。
然后进行打眼、装药、爆破等工作,每次放炮后,当工作面炮烟吹散后,由班组长和爆破员、瓦检员进入工作面,由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯和拒爆等情况,确认无危险安全后,前移前探支护,接好顶,并打紧背牢,然后进行出煤、打锚杆,以此为一个循环。
3、爆掘施工流程
交接班→检查安全→钻眼前准备→钻眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯→撤人设警戒→爆破→检查瓦斯及爆破效果→洒水消尘、维护顶板→临时支护→出煤、碴→打锚杆支护
4、爆掘工序要求
(1)、钻眼前必须详细检查距迎头10米范围内的支护,发现问题及时处理。
(2)、必须依据中腰线在工作面按炮眼布置标定眼位。
(3、严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼,并坚持湿式打眼。
(4)、爆破要严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮制”制度。
(5)、爆破采用一次打眼,一次装药,分时起爆,即先掏糟、后辅助、周边眼。
正向装药、串联式联线,使用毫秒电雷管,三级煤矿许用乳化炸药,每眼1个水炮泥。
(6)、爆破前班组长必须派专人在所有通往爆破地点的各个通道口爆破撤人距离以外安全有掩护的的地点设置警戒。
每一警戒点安排2人放警戒,设好警戒后,一人在此警戒,另一人返回通知,只有每个警戒点的警戒人员都通知后才可装药放炮,爆破后警戒人员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒。
第二节凿岩方式
1、本规程中巷道均采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。
2、打眼使用YT-28G型凿岩机,打锚杆和安装锚杆使用MQT-120J-B风动锚杆机,风源来自井口空压机房,空压机(电动螺杆式)型号为LG-20/8G,共两台,通过直径110mm及50mm管路送到工作面。
第三节爆破作业
一、爆破参数:
1、采用斜眼掏槽,眼距0.3---0.6米
2、联线方式:
串联
3、采用正向爆破
4、爆破说明书
炮眼名称及编号
1-3
(掏糟眼)
4-8
(辅助眼)
9-16
(周边眼)
合计
眼深(m)
1.4
1.2
1.2
眼距(m)
0.6
0.8
1.2
装药量
眼数(个)
3
5
8
每孔装药量(kg)
0.6
0.45
0.45
总装药量(kg)
1.8
2.25
3.6
7.65
起爆顺序
1
2
3
封泥长度(m)
0.6
0.5
0.5
连线方式
串联、正向装药,
炸药品种
三级煤矿许用炸药
雷管品种
毫秒延期电雷管
发爆器
MRF-100
二、爆破安全措施:
1、参照本规程炮眼布置图,根据巷道暴露煤岩的硬度,可以适当减少炮眼个数。
2、为防止底板渗水,底板炮眼不能接触底板太近,并控制药量。
3、不断总结爆破经验,努力提高质量。
爆破后的巷道断面应成设计形状。
4、参照上表的装药量进行装药,减少空帮、空顶。
5、在爆破前要检查安全,做好一炮三检,加固永久支护和临时支护,
以免爆破崩倒支护。
6、炮前保护好风筒、管线、电缆及附近电气设备等。
三、炮眼布置图、装药示意图:
第四节装载与运输
一、装载运输机具
耙装机一部;
DTL600皮带机一部全长300米。
二、装运方式及要求
通过人工或耙装机装卸到DTL600皮带机上,然后通过DTL600皮带机输送到主皮带机上,通过主皮带机输送到地面。
皮带机随着工作面的延伸而延长,当耙装机延长达到60米时,开始延长DTL600皮带机,如此交替延伸。
第五节管线敷设
1、在掘进过程中,所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒均应按断面图中规定的位置吊挂牢固、整齐,电缆勾每隔3m一个,电缆垂度不超过50mm。
2、风、水管接头要严密、不得漏风、水,风管和防尘管采用直径50mm镀锌管,距工作面迎头20米使用1寸软管,要随工作面前进及时延长,以备迎头正常用水。
3、风筒使用直径600mm抗静电、阻燃风筒,逢环必挂且不得漏风,风筒口距工作面不得超过5米。
第六节设备及工具配备
序
号
设备工
具名称
型号规格
单位
数量
备注
1
局部风机
FBDYNO5.6/2
台
2
1台备用
2
凿岩机
YT-28
台
2
备用1部
3
风动锚杆机
MQT-120J-B
台
2
备用1台
4
探水机
ZLT-360
部
1
5
耙装机
ZJPB-22
部
1
第五章生产系统
第一节通风
一、掘进工作面需要最低风量计算
Q掘面=60×V×S×Kt
=60×0.25×6×1.10
=99m3/min
式中:
Q掘面——掘进工作面需要最低风量,m3/min
V——掘进工作面的允许的最低风速m/s,取0.25m/s
S——掘进巷道断面积,m3
Kt——掘进工作面温度调整系数,取Kt=1.10
掘进工作面温度调整系数
掘进工作面空气温度(℃)
<20
20~26
>26
Kt
1.05
1.10
1.15
二、掘进工作面风量验算
(1)按瓦斯涌出量验算
Q=100×q掘×K掘通=100×0.08×2.0=16m3/min
式中:
Q——掘进工作面按瓦斯涌出量所需风量;
q掘——掘进工作面瓦斯绝对涌出量,取0.08m3/min
K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数,取K掘通=1.5~2.0
(2)按二氧化碳涌出量验算
Q=100×q掘×K掘通=100×0.15×2.0=30m3/min
式中Q——掘进工作面按二氧化碳涌出量所需风量
q掘——掘进工作面二氧化碳绝对涌出量m3/min,取0.15m3/min
K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数,取K掘通=1.5~2.0
(3)、按人数验算
Q=4×N=4×15=60m3/min
式中:
Q——掘进工作面按一次工作最大人数每分钟所需风量
N——掘进工作面同时工作的最多人数,取15人
(4)、按炸药量验算;
Q=25Aa=25×3.6Kg=90m3/min
式中:
Q——掘进工作面按一次爆破最大炸药所需风量
25——1kg炸药爆破后所需要的风量
Aa——工作面一次爆破最大用药量
根据以上计算,掘进工作面最低风量大于按瓦斯、二氧化碳涌出量、炸药量及人数进行的验算值。
因此只需工作面的风量大于此值就能满足要求。
三、局部通风机选型
Q局=Kt×Q掘面=1.01×141.9=156m3/min
式中:
Q局——局部通风机的吸风量,m3/min
Q掘面——掘进工作面需要最低风量,m3/min
Kt——风筒漏风系数,取Kt=1.01
通过计算,吸风量达到156m3/min的风机就能满足要求,从下表中可以知道,选用FBDYNO5.6/2,风机功率2×7.5kW,吸风量180—300m3/min对旋风就能满足要求,考虑距离过远,选择2×11对旋风机,直径为Φ600mm的风筒向掘进工作面供风。
常用局部对旋通风机吸风量
型号或名称
风机功率(kW)
吸风量(m3/min)
FBDYNO5.6/2
2×7.5
180—300
FBD-NO-6.3
2×11
360-550
四、局部通风机安装地点的需要风量计算
Q掘=1.4Q局=1.4×(180~300)=252~420m3/min
式中:
Q掘——局部通风机安装地点的需要风量,m3/min
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