090201运输顺槽规程.docx
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090201运输顺槽规程
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090201工作面运输服务的巷道。
二、掘进目的及用途
掘进的目的是形成完整的生产系统,满足090201工作面采煤工作面生产的运煤、进风、行人等需要。
三、巷道设计长度和服务年限
巷道设计长度:
共计450m。
工程量共计:
300m。
服务年限:
矿井服务年限0.8a。
四、预计开、竣工时间
根据有关复产文件决定:
本工作面自2012年月日开工,预计2012年月日竣工。
一、设计说明书及批准时间
初步设计说明书名称为<山西灵石华强煤业有限公司资源整合初步设计说明书>。
批准时间为2007年。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《山西灵石华强煤业有限公司生产矿井地质报告》;批准时间为2010年11月。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置
待掘进巷道地面相对位于本矿井田东北部小和平村以南的坡地。
第二节煤(岩)层的赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固系数和层间距
井田内可采煤层为太原组的2、4、7、9、10、11煤层,简述如下:
1、4#煤层
位于太原组顶部,K7砂岩为其直接顶板,有时相变为泥岩,煤厚0-1.40m,平均0.76m,结构简单,不含夹矸,为井田内局部发育,局部可采之不稳定煤层,属三型,可采区位于井田北东部,呈东厚往北、西、南变薄之趋势,其底板为泥岩、砂质泥岩。
2、9#煤层
位于太原组下部,K2灰岩为其直接顶板,煤厚1.30-1.60m,平均1.42m,结构简单,不含夹矸,为井田内全部发育,全部可采之稳定煤层,属一型,其底板为泥岩、砂质泥岩,向斜轴部相变为粉细砂岩。
3、10、11#煤层
位于太原组下部,上距9#煤层6m左右,10及11#煤层井田内大部地段合并为一层煤,中北部分叉为两层,其间泥岩厚度0.85-1.60m,当二者合并后多含1-3层夹矸,结构简单-较简单,而当二者分叉后,其上部10#煤层作为独立煤层,煤厚1.50-1.70m,平均1.60m,不含夹矸,结构简单,下部11#煤层厚4.50-7.47m,平均6.04m,含0-2层夹矸,从而也成为简单结构煤层,总的看来10、11#煤层井田内全部发育,全部可采,为稳定煤层,属一型。
其顶板为泥岩,底板为炭质泥岩、泥岩。
详见可采煤层特征表 表1
表1 可采煤层特征表
含煤地层
煤
层
煤层厚度(m)
煤层间距(m)
煤层结构
稳定
程度
型别
最小-最大
平均
最小-最大
平均
矸石层数
类 别
太
原
组
(C3t)
4
0-1.40
0.76(5)
61.95-66.20
64.42(3)
0
简单
不稳定
三型
9
1.30-1.60
1.42(5)
0
简单
稳定
一型
5.10-6.00
5.46(5)
10
1.50-1.70
1.60
(2)
0
简单
稳定
一型
0-1.60
0.67(5)
11
4.50-7.47
6.04(5)
0-3
简单-较
简单
稳定
一型
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
1、瓦斯
根据晋中市煤炭规划设计研究院关于《山西灵石银源华强煤业有限公司矿井生产期间瓦斯等级鉴定报告》(二〇一〇年九月)对山西灵石华强煤业有限公司瓦斯检测结果:
矿井为生产矿井,9号煤层矿井瓦斯绝对涌出量1.88m3/min,相对涌出量2.18m3/t;二氧化碳绝对涌出量1.12m3/min,相对涌出量1.30m3/t,为低瓦斯矿井。
本矿井虽为低瓦斯矿井,但仍不排除局部瓦斯聚集、发生瓦斯爆炸的可能。
特别是在开采深度增加,面积加大及生产能力提高的情况下更应注意瓦斯检测和通风工作,以免局部瓦斯聚集发生事故。
另外,该矿2、4号煤层采空区存有一定积气,开采中亦需防范。
2、煤尘的爆炸性及煤层煤样检验结果为:
据山西省煤炭工业管理局综合测试中心提供测试结果,矿井所采9、10、11#煤层煤尘有爆炸性。
据山西省煤炭工业管理局综合测试中心提供测试结果,9、10#煤层自燃等级为Ⅱ级,有自燃倾向性。
上述鉴定资料为矿井钻孔资料,在实际生产中要补充9、10、11#煤层的煤尘爆炸性及煤的自燃倾向性鉴定资料,并采取相应措施。
该矿开采中未发生煤自燃情况,无火区分布。
3、地温、矿压
据《地质报告》提供:
该矿地温、地压属正常区,且该矿在生产中也未发现地温、地压异常。
第三节地质构造
1、本区属吕梁——太行断块之孝义——双池复向斜的南段东翼,区域构造总体呈一轴向北东、向北倾伏的向斜,断层不甚发育,落差较大的仅见有汾河正断层。
井田总体构造由一宽缓的背斜和一宽缓的向斜构成,二者平行排列,两翼基本对称,轴向北东,向北东倾伏,西北仰起,地层倾角不大,为2-3°,井田内断裂构造不发育,仅在其东南部发现1条正断层,理论上讲正断层具导水性,开采时也应引起注意。
井田总体构造地层平缓,有利于矿井生产。
2、煤层对比的可靠性和稳定性分析及对开采的影响
煤层对比是在地层对比到组的基础上进行的,利用煤层自身特征、煤层上下岩性、标志层、沉积回、煤层间距、地球物理测井曲线等均进行对比。
标志层明显,沉积旋回和韵律明显,无论可采煤层或不可采煤层,其层位对比均是可靠的,对可采无影响。
第四节水文地质
(一)、区域水文地质概况
1、井田位于吕梁山与太岳山之间,区域水文地质单位属郭庄泉域的迳流区。
郭庄泉域北部和西部以吕梁山背斜轴太古界片麻岩为其天然边界,东以汾阳——义棠断层及霍山断裂为界,南止下团柏断层。
南北长约110km,东西宽约57km,泉域面积6300km2,属向斜储水构造。
泉域的底部、西部和北部出露的寒武、奥陶系石灰岩直接接受大气降水和河床渗漏补给,地下水由东北及西北向南运动在汾河断层西南段汇合,受团柏背斜和下团柏断层的阻隔,在霍县东湾村至下团柏断层间出露,泉口标高578.2——521.88m,据1978—-1987年间实测资料最大流量6.92m3/s。
区域内河流为汾河河系交口河流域,交口河发源于孝义西辛一带,为一季节性河流。
2、井田主要由宽缓的背斜和一宽缓的向斜构成,背斜上部张性裂隙发育,可贮存一定的水,往下则裂隙发育减弱,含水性也随之减小,但向斜构造具备贮水条件,地下水由北、西、南汇入向斜中心,向东排泄。
此外,井田东南部发育1条正断层,理论上讲正断层具导水性,开采时也应引起注意。
3、矿井涌水量及预算
本矿批准开采2、4、7、9、10、11#煤层,设计开采9、10、11#煤层,本次改扩建设计生产能力为450kt/a,设计采用富水系数法,矿井正常涌水量为15m3/h,最大涌水量为18m3/h,设计涌水量据地质报告资料预估,要求矿方在今后开采过程中,据涌水量实际涌出情况采取相应措施。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
090201运输顺槽,巷净宽3.8m,净高2.2m,净断面8.36m2,作为090201工作面的运输运输、行人,为090201工作面的一个安全出口。
第二节支护设计
根据我矿9#煤层的顶板稳定状况,以及以往我矿类似工程的实践成功经验,9#煤层掘进顶板不支护,对两(煤)帮进行锚杆支护。
遇地质构造顶板岩性发生变化时,用临时支护施工,采用12号工字钢制作棚架进行永久支护。
一、巷道断面
运输顺槽采用邦锚杆支护,延煤层掘进,属煤巷.净断面8.36m2;支护材料为锚杆,巷道倾角5°,掘进长度450m。
具体见巷道特征表.
运输顺槽特征表
巷道名称
090201运输顺槽
巷道方位角(度)
90
巷道倾角(度)
5°
所在水平
9号煤层
巷道长度
450
巷道腰宽、
(m)
净
3.8
掘进
3.8
巷道断面
(m2)
净
8.36
掘进
8.36
锚网
锚杆(m)
1.6
金属网
巷道装备
掘进机.皮带,刮板机
附图:
巷道断面图。
二、支护方式
(一)临时支护
采用吊挂前探支架作为临时支护,前探梁由15kg/m的两根钢轨制作,长度不小于4m,间距不大于1.2m,用链环将前探梁固定在棚梁上,每班前探梁不少于2个固定点。
前探梁必须及时跟头,其最大控顶距离为2.0m,前探粱上用2块规格为(长×宽×厚)=1500mm×200mm×150mm半圆木和木椽杆接顶。
(二)永久支护
按悬吊理论计算锚杆参数:
1.锚杆长度计算:
L=Ll+L2+L3
式中L——锚杆长度,m;
Ll——锚杆锚外露长度,一般取0.10m;
L2——锚杆的有效长度,m。
L2=(1+ƒ)/(1+2ƒ)+(B-1)/(B+1)=1.2m
式中B——巷道开掘宽度,取3.8m:
ƒ——岩石坚固系数,取2。
L3----锚杆锚固长度,0.3~0.4m,取0.3m
则帮锚杆长度L=0.1+1.2+0.3=1.6m,取1.6m
2.锚杆间、排距
根据工程类比法及我矿相关工程实践,确定锚杆间距为0.9m,排距为1m。
3、锚杆直径的确定
d=(1/110)×L=1.6/110=0.014m
d—锚杆直径m
L---锚杆长度m
通过以上计算,选用直径14mm的锚杆长1.6m,锚杆的间距0.9m、排距为lm。
在支扩中,当围岩稳定性较好时,采用锚杆支护的方式(锚杆距工作面不得超过2m);当围岩稳定性较差时;锚杆的间、排距要缩小为600mm。
(三)锚杆支护质量要求
1.巷道净宽、净高允许误差为0~+150mm;
2.锚杆间、排距0.9m×l.0m,允许误差为±100mm:
3.锚杆方向垂直于岩层面,最小不小于75°;
4.锚杆木托板紧贴岩壁,不得松动;
5.锚杆外露不超过50mm;锚固力不得少于50kN;基础深度不得小于100mm。
第三节支护工艺
一、支护材料
锚杆及木托板:
锚杆采用直径14mm的锚杆,长度为1.6m,锚固剂2支,1支规格K2335,另1支规格Z2335。
锚杆的外露长度为30--50mm;木托板由厚30mm×150mm×300mm的木板制成。
锚杆支护材料的规格和强度必须符合设计要求。
采购锚杆支护材料必须符合以下条件。
①所采用锚杆支护材料厂家,必须有生产许可证,产品有出厂检验合格证。
②杆体有破断力检验报告。
使用不同厂家的钢材,每一批都需进行破断力检验。
③锚固剂生产厂家,还必须取得煤矿安全标志证书。
产品名牌上必须注明失效期。
支护材料的检验标准执行《中华人民共和国煤炭行业MT146、1-1955树脂锚杆锚固剂》和《中华人民共和国煤炭行业标准MT146、2-1995树脂锚杆金属杆体及其附件》的规定。
检测项目为:
锚杆锚索、托盘、钢带、金属(塑料)网、锚固剂等的材质、品种、规格、强度、时效等,塑料网要进行抗静电和阻燃试验。
锚杆安装前应检查锚固剂性状。
严禁使用过期、硬结、破裂等变质失效的锚固剂;
使用锚固剂时,应先放快速的,再放慢速的。
锚杆拉力计和力矩搬手,锚索的张拉力要定期进行验定。
锚(索)杆布置形式见支护图
二、锚杆安装工艺
1.打锚杆眼:
(1)首先要认真敲帮问顶,及时用长柄工具找掉危岩,确认安全后方可进行工作。
打眼时必须站在临时支护下进行作业。
(2)打眼前,要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。
不符合要求时,必须处理。
(3)打锚杆眼使用锚杆机、风钻打眼,锚杆机钻头直径为27mm,风钻钻头直径为32mm。
使用锚杆机打眼时要先送水、后送风,停锚杆机时要先停风、后停水。
(4)打眼深度为1.15m,锚杆外露长度小于50mm,与岩壁尽量垂直,夹角不小于75º。
打完眼后,要用压风把眼内的集水、岩粉清理干净。
2.安装锚杆:
(1)装树脂药卷前,先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度,看孔深是否符合要求,孔深不够时,应重新打眼达到要求为止。
(2)安装锚杆时,先把树脂药卷按规定的数量装入眼内,随后插入锚杆。
此时,安好连接套,插入风锚机,启动风锚机使之旋转,慢慢推进到眼底,搅拌20s,停钻,卸下风锚机,待5min后方可卸下联接套。
20min后,上好托扳,将螺母用气扳机拧紧。
(3)锚杆的托板要紧贴岩壁,如岩壁不平时,先用手镐找平,再安装锚杆。
(4)锚杆的锚固力不得低于50kN/根。
3.锚杆质量标准
⑴锚杆与岩层面得夹角符合设计要求。
锚固力:
帮锚≧50kN,⑵机检查螺母的拧紧程度时,以锚杆钻机不能继续转动时为准。
这时塑料减摩垫圈变形或挤出。
⑶螺母扭矩要求,Φ≤16㎜,100N·m≤扭矩≤150N·m;
必须安排专人对锚杆进行二次手动加扭,使锚杆预紧力满足设计要求。
二次紧固要求:
150N·m≤扭矩≤200N·m;
4、锚杆施工措施
⑴锚杆支护作业场所距工作面200m以内,必须备有5-10架备用棚及相应的支护材料,以备改变支护和抢险之需。
⑵每一小班都必须对上一班及本班锚杆螺母扭矩及安装质量进行逐一检查。
5、锚杆拉拔试验安全技术措施
⑴锚杆拉力计必须合格,可靠运转。
⑵拉拔锚杆时,拉力计前方和下方严禁站人。
⑶锚杆端一旦出现颈缩时及时卸载。
⑷锚杆抗拔力不符合要求时,可用加密锚杆进行补强支护,必要时打锚杆加强支护。
⑸锚杆抗拔力试验每300根抽样一组,每组锚杆不少于3根。
6、锚杆预紧力检查
⑴锚杆预紧力检查采用力矩扳手;
(2)每小班各抽样一组(3根)进行锚杆螺母扭矩检测。
每根锚杆螺母拧紧力矩应符合技术要求;
(3)每组中有一个螺母扭矩不合格,就要再抽查一组(3根)。
若仍发现有不合格的,应将本班安装的所有螺母重新拧紧一遍。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一.巷道均为新掘巷道,采用综掘机破煤爆破、锚杆支护进行掘进。
遇构造用风搞打眼放炮、综掘机出渣进行施工。
刮板机、皮带机联合运输,多工序平行,一次成巷的施工方法。
过断层破碎带施工时另编制过断层专项安全技术措施。
二.各交岔点的施工方法:
各交岔点的施工采用先掘进、锚杆支护施工,施工时,先掘进直巷超过交岔点的长度后,再以扩帮的方法人工施工交岔点。
支护采用锚杆支护。
并严格按作业规程施工。
第二节凿岩方式
一、机掘施工
工作面配备一台EBJ-120型综掘机掘进,布置在迎头,经转载皮带向后面的皮带机出渣。
主要设备及工具配备表
设备名称
型号
单位
使用量
备用量
合计
备注
局扇
FBDN06-2×15KW
台
1
1
2
风动锚索钻机
MQT-110
台
3
2
5
气腿式凿岩机
7655型
台
2
2
4
风镐
B47
把
3
2
5
刮板运输机
SGB-420
台
2
1
3
电泵
30K自吸泵
台
1
1
2
水泵
KWQX25-10-2.2
台
2
1
3
综掘机
EBJ-120TP
台
1
1
2
皮带
SSJ-800
台
3
1
4
掘进机截割方式:
沿巷道中心线分两步截割,第一步截割中线东帮,第一刀从上向下沿“S”型路线来回截割,第二刀从上向下刷直煤帮,然后将底板扫平;第二步截割中线西帮,方法同上。
当顶板破碎时,可在第一步割煤完成后,先对顶板进行支护,然后再进行第二步割煤工序。
二、炮掘施工
遇构造时用爆破落岩,掘进机出渣。
炸药使用矿用硝铵炸药,毫秒电雷管起爆。
起爆使用MFB-100型防爆发爆器起爆,连线方式为串联。
周边眼眼距为350㎜—400㎜,抵抗距为400㎜,周边眼距与抵抗距之比为0.85~1.0.当煤层较软时,周边眼距应控制在300㎜,抵抗距为400㎜.半眼率不低于60%。
第三节爆破作业
巷道施工遇构造岩层较硬时,需要进行爆破作业。
巷道掘进岩层较坚硬,故采用楔形掏槽爆破。
炸药使用矿用硝铵炸药,毫秒电雷管起爆。
起爆使用MFB-100型防爆发爆器起爆,连线方式为串联。
附图:
炮眼布置图
爆破说明书
炮眼名称
眼
号
深度(m)
水平角(度)
垂直角(度)
每眼装药(个)
每眼装药量(g)
炸药小计(kg)
每眼雷管(个)
雷管小计(个)
雷管段数
封泥长度(mm)
掏槽眼
1-4
1.3
0
75
3
600
2.4
1
4
1
600
辅助眼
5-12
1.2
0
85
2.0
400
3.2
1
8
1
600
周边眼
13-22
1.2
85
0
1.5
300
3.0
1
10
1
600
合计
8.6
22
附图:
装药结构示意图
装药结构示意图
第四节装载与运输
一、装煤方式
巷道掘进中,工作面使用掘进机装煤(岩)。
二、运输方式
掘进采用SGB420/40T刮板运输机、SPJ80型—2x40KW型皮带机运输。
煤运到煤库。
第四节管线及轨道敷设
在掘进施工中,所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒等均应按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。
1、风水管路接头要严密,不得漏风、漏水。
排水管路使用2寸铁管,洒水管路使用1寸铁管,距工作面20m范围内使用1寸阻燃胶管。
管路悬挂在巷道的北侧,悬挂点距底板高度为1米。
2、风筒使用直径600mm的软胶风筒,悬挂在巷道的北侧,管路的上方,吊挂要平直整齐,不影响运输和行人,逢环必挂且不得漏风。
风筒口到工作面不得超过5m。
3、各种电缆布置在南侧,每隔1.2米使用专用电缆钩悬挂一处,悬挂高度不低于1.6米。
通信、信号电缆铺设在电力电缆上方,间距不小于0.2米。
4、巷道内可根据需要铺设18Kg/m的轨道,轨距0.6米,采用0.15m×0.15m的道木,道木间距1米,轨道铺设要符合质量标准化的要求。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备情况表
设备名称
规格型号
功率(kW)
单位
数量
皮带机
SPJ-80
2x40
台
1
刮板运输机
SGB420/40T
台
1
局部通风机
FBDN06-2×15
2x15
台
2
水泵
KWQX25-10-2.2
2.2
台
1
探水钻
ZYJ420/200
15
台
1
第五章生产系统
第一节通风
掘进过程中采用压入式通风方式,局部通风机安设在二采轨道巷内距运输顺槽口10米外的进风流中。
一、掘进工作面风量计算
独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算,并选取其中最大值。
1、按瓦斯涌出量计算:
Q=100×q×κ=100×0.63×1.8=113.4m3/min
式中Q——掘进工作面实际需要的风量,m3/min
100——单位瓦斯涌出配风量,以运输流瓦斯浓度不超过1%的换算值;
q——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min;此处工作面的q为0.63m3/min;
κ——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,此处取1.8。
2、按炸药使用量计算
Q=25A=25×3.2=80m3/min
25—每千克炸药爆炸不低于25m3的配风量。
3、按人数计算:
Q=4×n=4×12=48m3/min;
式中4——每人每分钟不低于4m3的配风量;
n——掘进工作面同时工作最多人数,此处n=12。
4、按局部通风机的实际吸风量计算:
Q=Q局IKf=240×1×1.2=264m3/min;
式中Q局——掘进工作面局部通风机的额定吸风量m3/min;
FBDN06-2×15型局部通风机吸风量取220-370m3/min.
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数,本矿均为1台。
Kf---为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,取1.2—1.3,进风巷中无瓦斯涌出时取1.2,有瓦斯涌出时取1.3。
所以,掘进工作面实际需要供风量为113.4m3/min。
二、局部通风机、风筒规格选型
1.局部通风机吸风量的确定:
Qf=Qj/(60×∮c)=113.4/(60×77%)=2.45m3/s=147m3/min.
式中Qf——局部通风机吸风量,m3/s.
Qj——掘进工作面需要风量,m3/s;按瓦斯涌出量计算为113.4m3/min;
∮c——风筒有效风量率,%;取∮c=77%。
2.根据局部通风机吸风量147m3/min,选用FBDN06-2×15型局部通风机(2x15kW)可以达到要求。
3.风筒采用抗静电、阻燃风筒,直径为φ600mm。
风筒要吊挂平直,缓慢拐弯,保证风流畅通。
三、掘进工作面风量验算
1.按最低风速验算:
岩巷掘进工作面最低风量为
Q煤≥q×S煤=9×8.36=75.24m3/min
式中q——按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数,取q=9;
S煤——掘进断面积,S煤=8.36m2。
2.按最高风速验算:
岩巷掘进工作面最高风量:
Q煤≤240×S煤=240×8.36=2006.4m3/min;
式中240——换算系数;
S煤——断面积,8.36m2。
2.按掘进工作面温度和炸药量验算.
炸药量(kg)
<5
5-20
温度℃
<16
16-22
23-26
<16
16-22
23-26
需要风量(m3.min)
40
50
60
50
60
80
温度为25℃、炸药量16kg以下时风量为60m3/min。
3.按有害气体浓度验算.
工作地点风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%,即
Q=P瓦/Q掘≤1%
式中Q---掘进需要风量,m3/min
P瓦----瓦斯绝对涌出量,m3/min(0.63m3/min)
则Q掘≥P瓦/1%=0.63/0.01=63m3/min
掘进工作面需要风量147m3/min满足以上几个条件。
故选用FBDN06-2×15型局部通风机(2x15kW)可以达到要求。
为保证工作面正常供风的需要,选择双风机、双电源方式供风。
四、局部通风机安装地点和要求
(一)局部通风机安装地点
局部通风机要求安装在二采轨道巷内距运输顺槽口不小于10m的进风处。
附:
风机安装位置图
(二)局部通风机安装要求
1.风机必须放在风机托架上,距离地面不小于300mm。
2.风机开关必须上架,风筒距工作面不得大于6m,保证工作面足够新鲜风流。
3.局部通风机必须挂牌管理,专人负责,实现“三专”(专用线路、专用开关、专用变压器)“两闭锁”(风电闭锁、瓦电闭锁)。
4.风筒吊在井筒帮上,风简要求逢环必挂,平直不出现拐死弯现象。
5.风筒接口要严实不漏风,工作面风筒不落地。
6.必须保证风机连续运转,不准无故停电、停风。
五、一通三防安全技术要求
通风系统合理可靠,保证工作面有足够的新鲜风流,保证工作面每人供风量不低于4m3/min保证巷内风速不低于0.15m/s、
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- 090201 运输 规程