206-230m底板巷掘进工作面作业规程
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第一章 概 况 第一节 概 述一、巷道名称: 1661中巷二、巷道的用途: 1661中巷:为了满足1661工作面回风、运煤的需要。三、巷道设计长度及服务年限: 巷道设计长度:1661中巷504 m 。 服务年限:3年。四、预计开、竣工时间: 本掘进工作面自2009年11月份开工,预计2010年2月份竣工。

第一章 概 况 1第一节 概 述 1第二章 地面位置及地质情况 2第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 2第三节 地 质 构 造 3第四节 水 文 地 质 4第三章 巷道布置及支护说明 4第一节 巷 道 布 置 4第二节 支 护 设 计 5第三节 支 护 工 艺 7第四章 施 工 工 艺 9第一节 施 工 方 法 9第二节 凿 岩 方 式 10第三节 爆 破 作 业 10第四节 装 载 与 运 输 12第五节 管线及轨道敷设 13第六节 设备及工具配备 14第五章 生 产 系 统 14第一节 通 风 14第二节 压 风 17第三节 综 合 防 尘 17第四节 安 全 监 控 18第五节 供 电 18第六节 排 水 19第七节 运 输 19第六章 劳动组织与主要技术经济指标 19第一节 劳 动 组 织 19第二节 作 业 循 环 20第三节 主要技术经济指标 21第七章 安全技术措施 22第一节 一 通 三 防 22第二节 顶 板 管 理 24第三节 爆 破 管 理 25第四节 防 治 水 27第五节 机 电 管 理 27第六节 运 输 管 理 29第七节 揭煤与支护 30第八节 工作面现场作业安全准许确认制度 31第九节 工程质量标准化及文明生产 34第十节 其 它 36第八章 灾害预防及避灾路线 36第九章 附施工图表 38

第二节 编写依据一、采区设计说明书及批准时间: 采区设计说明书名称为《十六采区设计说明书》,批准时间为2004年2月。二、地质说明书及批准时间: 地质说明书名称为《1661工作面掘进地质说明书》,批准时间为2008年12月。三、矿压观测资料: 属大地静力场型,简单型。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水 平 名 称 -290m水平 采 区 名 称 十 六 采 区地 面 标 高 1661中巷 地面的相对位置 1661中巷西端东205m处白马河由NE52° 向SW46°穿过工作面,其余均为农田,掘进施工不会对地面建筑物产生影响。井下位置 1661中巷位于十六采区1616轨道上山东翼南部,西至1617皮带上山;东至1661掘进工作面切眼;北临准备开拓的1663上巷;南临1661上巷。

第一章 概 况第一节 概 述 206(-200~-300m)回风上山已掘至-230m标高以下,矿根据实际情况,安排先布置206-230m底板巷及石门。该回风上山作为辅助提升,且在-230m区段只设计临时车场作为存放车。 一、巷道名称 本作业规程掘进的巷道为206-230m底板巷。 二、掘进目的及用途 掘进的目的是为使206采区2067工作面形成运输生产系统,满足该采区工作面62煤层回采的通风、运输、行人及管线敷设的需要。 三、巷道设计长度及服务年限 1、巷道设计长度:甩道及落平巷12+3m=16,信号硐室2m,-230m车场10m,-230m石门35m,-230m底

第二节 煤 层赋存特征一、煤层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距: 1661中巷煤层为16煤:倾角3° ~ 9°、平均6°。 16煤:厚0.82 ~ 1.11m,平均厚0.97m,以黑色半亮型为主,玻璃光泽贝壳状断口,有块状亮煤,夹黄铁矿结核,分布部位不定。工作面内煤层层位稳定,f=1.25 ~ 2.5。 16煤上距15煤层20.63 ~ 44.92m,平均32.80m。 16煤下距17煤层7.00 ~ 17.31m,平均12.17m。二、煤层顶、底板岩性 ~ 特征: 表2—1

板巷及石门110+36m=142。总工程量209m。 2、巷道服务年限:3年左右。 附图:巷道工程布置平面图(1:2000)。 四、预计开工竣工时间 开工时间为2010年8月份,预计竣工时间为2010年11月份。第二节 编 写 依 据 一、采区设计说明书及批准时间 1、《206采区(-200m~-300m)区段开采设计方案》(批复文号[2008]224号,批复时间2008年11月7日) 二、地质说明书及批准时间 1、地质说明书为《206-230m底板巷工作面掘进地质说明书》。 2、《206采区-200m~-300m区段轨道上山及回风上山掘进地质说明书》。第二章 地面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 表1 井上下对照关系情况表水平、采区 二水平206采区 工程名称 206-230m底板巷地面标高 +127.2~+192.5m 井下标高 -230m地面的相对位置建筑物、小井及其他 龙塘乡桑花冲、仙岭坳一带,地表无建筑物,主要是丘陵山地,少有稻田。井下相对位置对掘进巷道的影响 工作面上部正布置2065(-180m)以上回采工作面,周边无其它采掘工程邻近采掘情况对掘进巷道的影响 本工作面北起-230m石门,南至F36断层附近,-230m底板巷布置在煤层底板内,距离煤层法线距离约25m。对掘进巷道无影响。第二节 煤层赋存特征煤层产状、厚度、结构、坚固性系数 由于沉积基底不平及后期构造挤压作用,致使煤层厚度变化较大,煤层不稳定,将会出现底鼓及不可采区。 本区62煤层为无烟煤,半暗型光泽,煤层厚度不稳定,厚0.30~3.20m,偶含不稳定夹石,坚固性系数f=1.0~1.5,属破碎煤层。 煤层直接底板为砂质泥岩,局部相变为粉砂岩,老底为细砂岩,直接顶为砂质泥岩,老顶为细砂岩。见表2、表3。表2 煤层特征情况表指标 参 数 备 注煤层厚度(最小~最大/平均)/m 0.30~3.20/1.7m 煤层倾角(最小~最大/平均)/ 10~27°/20 煤层硬度f 1.0~1.5 煤层层理(发育程度) 发育 煤层节理(发育程度) 发育 自然发火期/d 无自然发火倾向 绝对瓦斯涌出量/(m3·min-1) 0.15 相对瓦斯涌出量/(m3·t-1) 3.24 煤尘爆炸指数/% 无爆炸性 地温/℃ 正常 表3 煤层顶底板情况表 顶底板名称 岩石类别 硬度 厚度 岩性顶板 基本顶 细砂岩 6 3.0~20.0 斜层理,风化豆渣状 直接顶 砂质泥岩 3 1.0~12.0 灰黑色,性脆,局部相变为细砂岩 伪 顶 泥岩 1 0.05~1.00 黑色,易脱落底板 直接底 砂质泥岩 3 1.1~5.00 中间夹细砂岩,较破碎 基本底 细砂岩 6 4.0~16.0 薄至中厚层状,缓波层理,含菱铁矿结核附图:煤层综合柱状图(1:500)煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤层爆炸指数 该煤层相对瓦斯涌出量为3.24m3/t(岩巷掘进),属高瓦斯,煤层无自燃发火倾向,无爆炸性。第三节 地 质 构 造 施工区域内的地质构造简单,为一单斜构造,地层走向为NE15~30°之间变化,倾向SW,倾角为10~27°,平均20°,局部岩层受构造应力作用达45°,有次一级褶曲及小断层现象,但均未破坏到煤层。附图:地质剖面图。第四节 水 文 地 质 本区为新开拓区,所以不涉及积水巷道和老空问题。区域内地表无水体建筑,无小煤窑,无含水层,水文地质简单。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷 道 布 置 施工顺序 1、在206(-200~-300m)回风上山-230m标高退上10m处(现场标定)作为-230甩道交岔点变断面起点(即开门起始位置),按方位角α1=169.25°、i1=27°掘甩道,同时坡度每前进3m减小10,至-230.61m牛鼻子柱墩时,坡度由最初的270减小到240,即27~26~25~240,落平后对直掘6m,然后向右转13.50,按182.7方向掘车场及-230m石门见煤。 2、待-230m石门见煤后,从见煤点退出20m开门掘206-230m底板巷,按方位角227.7°、掘10m转272.7° 掘9m转304.7°掘91m,按方位角259.7°掘一石门约36m后见煤。32表5 巷道特征表巷道名称 净宽 净高 净断面 毛断面 方位 坡度 工程量 m m m2 m2 度 度 m-230m甩道及 落平巷 2.4 2.4 5.1 5.8 169.25 27转3‰ 10+6信号硐室 2.0 2.0 3.6 4.1 262 3‰ 2-230m车场 3.6 2.8 8.7 9.5 182.7 3‰ 10-230m石门 2.6 2.5 5.8 6.44 182.7 3‰ 35206-230m底板巷 2.6 2.5 5.8 6.44 227.7 3‰ 110一石门 2.4 2.4 5.1 5.8 259.7 3‰ 36回风石门 2.4 2.4 5.1 5.8 待定 3‰ 待定合 计 —— —— —— —— —— —— 209第二节 支 护 设 计 一、巷道断面甩道、落平巷及一石门断面为半圆拱形,S净= 5.1 m2,S毛= 5.8 m2。信号硐室断面为半圆拱形,S净= 3.6 m2,S毛=4.1 m2。-230m车场断面为半圆拱形,S净= 8.7 m2,S毛=9.5 m2。-230m石门及底板巷断面为半圆拱形,S净= 5.8 m2,S毛=6.44 m2。附图:各巷道断面图(1:50) 二、支护方式 永久支护 永久支护采用锚杆、金属网、喷射混凝土联合支护,一次成巷。锚网喷支护必须严格按正规循环作业,实行短掘短支,严禁空顶作业。为使支护与实际情况相符,并减少材料消耗、降低成本,如当头岩性为较硬的砂岩(f >6),比较稳定,巷道帮、顶可以不布置锚网支护,直接喷浆即可。 一旦围岩发生变化,不是稳定的砂岩,如遇岩性破碎带或页岩则应恢复锚网喷支护。 按悬吊理论计算锚杆参数(以净宽2.6m断面为例) 1、锚杆长度计算: L = KH + L1

顶、底 板 岩 性 特 征 表 表2—1顶、底 板 名 称 岩 石 名 称 厚 度 岩 性 特 征老 顶 泥 岩 浅黑色,块状,贝壳状断口,顺层面有黄铁矿条带和结核。f = 4.0 ~ 6.0。直 接 顶 十 灰 岩 灰色,致密坚硬、性脆,质不纯含泥岩成份,呈条带状分布并有多量纺锤虫和海百合茎化石,局部有黄铁矿,裂隙发育被炭质充填。f = 10.19 ~11.46。直 接 底 铝 质 泥 岩 浅灰色,含明显的植物根化石,有多量Ф0.01~ 0.06m菱铁矿结核和黄铁矿结核。f = 4.20。老 底 中 砂 岩 灰~灰白色,泥质胶结,致密坚硬,颗粒集中,分选与浑圆度良好。以石英成分为主含炭屑线构成水平层理和波状层理,顺层面有云母线。f = 4.0 ~ 8.0。

  • 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0.4m; L2——锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m。其中: H = = = 0.43 m式中 B——巷道开掘宽度,取2.6m; f——岩石坚固性系数,砂质泥岩取3。 则: L = 2 × 0.43 + 0.4 + 0.1 = 1.36 m 2、锚杆间排距计算: 设计时令间距、排距均为a,则 a = 式中 a ——锚杆间排距,m; Q ——锚杆设计锚固力,64KN/根; H——冒落拱高度,取0.43 m; γ——被悬吊砂岩的重力密度,取19.992KN/m3; K——安全系数,一般取K=2。 a = = 1.929 m施工时取a = 800mm。通过以上计算,选用直径14mm、长度1600mm的等强度螺纹钢锚杆,锚杆间排距为800mm×800mm,锚杆打设后及时全断面挂金属网。网之间要压茬连接,压茬长度不小于80mm,每隔200mm有一个连接点。当围岩稳定性差、较破碎时,锚杆间排距可缩小为600mm×600mm,挂双金属网。 临时支护 1、围岩及顶板较稳定时,不采用临时支护,采用短掘短支作业方式,一次成巷。即掘一槽炮支护一槽炮(0.9m),实行零空顶作业状态。2、围岩及顶板较破碎时,则调整施工工序,采用:初喷→锚网→喷工序。初喷厚度不少于50mm,喷浆体初凝后,施工人员方准进入当头作业。第三节 支 护 工 艺 一、支护材料 1、锚杆及锚固剂:锚杆采用直径为14mm的等强度螺纹钢锚杆,长度为1600mm。每根锚杆采用2卷水泥锚固剂锚固,锚固长度不少于400mm,锚杆外露长度为30~50mm,托盘为正方形,规格(长×宽)为130mm×130mm,用厚10mm钢板压制成弧形。水泥锚固剂直径28mm, 长度225mm,锚杆均使用配套标准螺母紧固,水泥锚固剂型号为MsJHs28/225,锚固力不少于64KN(35MPa)。 2、网采用8#冷拉丝制作成方形网,网的规格为长×宽=1800 mm×900mm,网孔为长×宽=100mm×100mm,网之间要压茬连接,压茬长度不小于80mm,相邻网之间用扎丝连接,连接点要匀均,间隔200mm。3、混凝土采用425号硅酸盐水泥配细沙及绿豆沙,其体积配合比为:水泥:细沙:绿豆沙=1:2:1.5,水灰比为0.45~0.55,速凝剂掺入量为水泥重量的4~6%。喷拱时取上限值,喷淋水区时可酌情加大速凝剂掺入量,速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。 二、锚杆安装工艺1、打锚杆眼:打眼前,首先严格按中、腰线检查巷道断面规格,不符合设计要求时必须先进行处理;打眼前要先按照由外往里、先顶后帮的顺序检查顶帮,敲掉活矸危岩,确认安全后方可作业。锚杆眼尽量与岩层层理、裂隙面垂直,当以上条件不具备时,应尽量与巷道周边垂直。锚杆眼位置要准确,眼位误差不得超过100mm,眼孔方向误差不得大于150。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钻钎上做好标志,严格按锚杆长度打锚杆眼,深度1.5m,打眼时应按由外往里、先顶后帮的顺序依次进行。2、锚杆安装:安装前先用高压风把眼孔内岩粉、积水吹洗干净,吹洗时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人。安装时必须先把水泥锚固剂用清水浸泡45~60秒钟,以手握锚固剂药卷有温热、潮湿、松软之感觉为准,然后把水泥锚固剂用炮棍顶进眼底(水泥锚固剂有扎口一端朝向眼外),再用凿岩机套锚杆把锚杆顶进眼底至水泥锚固剂药卷内,顶进时凿岩机只升气腿子不开机旋转;或直接用大锤把锚杆敲打进眼底至水泥锚固剂药卷内,敲打时力量要适中不可太大。待约2分钟水泥锚固剂固化时间过后,锚固牢靠后再挂网并拧紧螺母。当两排锚杆装好后才可进行挂网工作,挂网时网面、托板要紧贴岩石,螺母要拧紧。喷射混凝土 1、准备工作: 检查锚杆安装和网铺设是否符合设计要求,发现问题及时处理。 清理喷射现场的矸石杂物,接好风、水管路,输料管路要平直,不得有急弯,接头要严密,不得漏风;严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。 检查喷浆机是否完好,并送电空载试运转,紧固好摩擦板,不得出现漏风现象。 喷射前必须用高压风水冲洗岩面,在巷道拱顶和两帮拉绳安设喷厚标志。 喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。2、喷射混凝土的工艺要求:喷射顺序为先墙后拱,从墙基开始自下而上进行,岩面不平的应先凹后凸。喷枪头与受喷面尽量保持垂直,喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8~1.0m为宜。人工拌料时采用潮拌料,水泥、砂及绿豆砂应清底并翻拌3遍使其混合均匀。喷射时,喷浆机的供风压力为0.4MPa,水压应比风压高0.1MPa左右,加水量凭射手的经验加以控制,合适的水灰比是0.45~0.55之间。喷射过程中应根据出料量的变化,及时调整给水量,保证水灰比准确,要使喷射的湿混凝土无干斑、无流淌、粘着力强、回弹料少,一次喷射混凝土厚度50~70mm,并要及时复喷,复喷间隔时间不得超过2h。否则,应用高压水重新冲洗受喷面。3、喷射工作:喷射工作开始前,应先在喷射地点铺上旧胶带,以便收集回弹料。若喷射地点有少量淋水时,可适当增加速凝剂掺入量;若出水点比较集中时,可设好排水管,然后再喷浆。喷射工作结束后,喷层必须连续洒水养护7天以上,7天以内每班洒水3次,7天以后每天洒水1次。一次喷射完毕,应立即收集回弹料,混凝土回弹率不得超过15%,并应将当班拌料用净。喷射工作结束后,必须卸开喷头,清理水环和喷浆机内外部所有灰浆和材料。回弹料收集后可掺入料中继续使用,但掺入量不超过30%。开机时,必须先给水,后开风,再开机,最后上料;停机时,要先停料,后停机,再关水,最后停风。喷射工作开始后,严禁将喷射枪头对准人员。喷射中突然发生堵塞故障时,喷射手应紧握喷头,并将喷口朝下。4、喷射质量:喷射前必须清洗岩帮、清理浮矸,喷射均匀,无裂隙,无穿裙和赤脚。5、支护材料每米用量:(以净宽2.6m断面为例)锚杆12.5套,水 泥锚固剂25筒,冷拉丝网4块,水泥0.65t,河沙1.87t,绿豆沙2.0t。施工中备用材料不少于2天的用量,并在工作面外100m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 一、巷道开门施工方法1、施工前测量人员按施工设计标定开门位置,巷道开门掘3~4m,按设计要求挂好中腰线,施工单位严格按中腰线施工。2、开门前,必须对开门口左右各10m巷道支护进行检查加固,并将各种管路、电缆落地,用废旧溜槽、板木等物掩盖好。3、开门前,通风部门按设计要求提前安设局部通风机,接好风筒。施工队准备好各种支护材料。4、巷道开门采用简易交岔点形式,采用锚网喷支护方法施工。 二、锚网喷施工方法1、迎头爆破后,先由班组长(或有经验的大工)在专人监护下,站在顶板完好、退路畅通的安全地点用钢钎进行敲帮问顶工作,按照由外往里、先顶后帮的顺序敲掉迎头的活矸危岩,确认无隐患后,出迎头矸石堆放到后头,将中腰线延长至迎头,进行扩刷工作,检查确认巷道断面规格达到设计要求后,即可进行顶、帮部锚网工作。2、锚网工作从顶部向两帮进行,先打设锚杆后挂网,锚杆、网必须至底板,网及锚杆托板要紧贴岩帮。3、锚杆眼布置尽量垂直巷道轮廓线、垂直层面,锚杆间距符合规定要求,网之间压茬连接,压茬长度不小于80mm,锚杆盘要实,连好网。4、喷射混凝土,为使支护达到最佳支护效果,喷射前必须用高压风水冲洗岩面,在巷道拱顶和两帮拉绳安设喷厚标志。喷射时应按照先墙后拱、从墙基开始自下而上的顺序进行,岩面不平的应先凹后凸。喷枪头与受喷面尽量保持垂直。5、喷射后,喷层厚度不少于100mm,喷后不露网筋,达到设计厚度要求,第二节 凿 岩 方 式 本规程所施工的巷道均采用打眼爆破的方法破岩。打眼机具采用7665mz型凿岩机打眼,风源来自地面压风机房。第三节 爆 破 作 业掏槽方式为菱形中空直眼掏槽法。1、炸药、雷管:使用三号煤矿许用乳化炸药、毫秒电雷管,电雷管必须编号。2、装药结构:正向装药结构。附图:正向装药结构图。3、起爆方式:使用MFB-100型起爆器全断面一次起爆,联线方式为串联。4、采用光爆锚网喷向前掘进,根据围岩硬度周边眼眼距定为350~400mm,抵抗距为500mm。炮眼利用率为90%,眼痕率达60%以上。附图:炮眼布置图。爆破图表见表6、 7、8、9。表6 甩道、落平巷及一石门(净宽2.4m)爆破说明书眼号 炮眼名称 炮眼深度 装药量 炮眼角度 起炮顺序 起炮方式 联线方式 筒数 合计 水平角 垂直角 1~4 掏槽眼 1.1 2 8 90 90 1

三、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、二氧化碳涌出量、发火期、煤尘爆炸指数: 根据通防部门提供的资料知,北宿煤矿历年瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井,无高瓦斯区。2008年瓦斯等级鉴定结果:矿井瓦斯相对涌出量1.21m/t,瓦斯绝对涌出量为2.31m/min;二氧化碳相对涌出量3.86m/t,绝对涌出量为7.35m/min;16煤层掘进工作面最大瓦斯绝对涌出量为0.08 m/min。 16煤煤尘爆炸指数为43.07%,具有强烈的爆炸危险性。 煤层自燃倾向性鉴定为三类,属不易自燃煤层,矿井自投产以来,从未发生过自然发火事故。

联5~11 辅助眼 1.0 2 14 90 90 2 12~15 左帮眼 1.0 1 4 85 90 3 16~20 顶 眼 1.0 1 5 90 85 3 21~24 右帮眼 1.0 1 4 85

地温为21℃ ~ 23℃,地压为0.265Mpa。附:煤岩层综合柱状图见附图1第三节 地质构造 1661中巷东西走向,地质构造简单,预计在1661中巷施工过程中将会揭露F8-1正断层的延展断层,对煤层的稳定性有一定的破坏,对1661中巷施工有一定影响。断层构造性质及参数表 表2—2断层名称 走向 倾向 倾角 性质 落差 预计延展长度F8-1 115~155 25~65 39~90 正断层 2.50~5.50 预计该断层将穿过1661中巷。

90 3 25~31 底 眼 1.0 2 14 90 85 4 合 计 49 表7 信号硐室(净宽2.0m)爆破说明书眼号 炮眼名称 炮眼深度 装药量 炮眼角度 起炮顺序 起炮方式 联线方式 筒数 合计 水平角 垂直角 1~4 掏槽眼 1.1 2 4 90 90 1

第四节 水文地质一、水文情况: ⑴ 16煤顶板第十层石灰岩 主要涌水来源为十下灰岩,此层灰岩全区发育,厚4.25 ~ 5.50m,平均4.88m,为灰色石灰岩,致密坚硬性脆,质不纯含泥质成分,局部有黄铁矿,裂隙发育被炭质充填。在浅部和构造附近裂隙较发育,富水性好,深部裂隙多被充填或半充填。为溶穴、裂隙承压水。据精查资料,单位涌水量0.00473~0.00269L/s·m。建井时期副井筒初次揭露十下灰岩最大涌水量达84m/h,投产以后最大涌水量为30m/h,以裂隙淋水为主,为16上煤开采主要的直接充水含水层。与上、下含水层水力联系较差,接受补给不良,以静储量为主,随着开采的延深将逐渐减少。在巷道施工中有可能出现顶板裂隙淋水现象,预计水量不大,一般在3 ~ 5 m/h,最大为8m/h,对掘进影响不大,但要备有完好的排水设备,排水能力必须大于20m/h。 ⑵ 第十四层石灰岩 16上煤下距十四灰25.29 ~ 66.99m,平均46.19m。十四灰全区发育,厚度2.25 ~ 9.00m,平均厚5.63m。为乳白 ~ 灰白色石灰岩,致密性脆质纯块状,具缝合线构造,厚度变化较大,属裂隙承压水。本矿水2号水文观测孔2009年08月观测水位标高-311.99m m,单位涌水量0.0101 ~ 0.01022 L/s·m,渗透系数0.08817m/d。十四灰含水不均一,富水性较差且与上部各含水层水力联系较差。 ⑶ 奥陶系石灰岩 16上煤下距奥灰47.79 ~ 107.62m,平均77.77m。奥灰全区发育,厚度约450 ~ 750m。为灰色厚层,质纯致密石灰岩。溶隙、溶穴较发育,属溶穴、裂隙承压水。本矿水1号、D71号水文观测孔2009年08月观测水位标高+22.81~ +22.01,平均22.41m,单位涌水量0.148 ~ 0.514 L/s·m,渗透系数0.129m/d。奥灰与十下灰及其以上各含水层水力联系差。

联5~11 辅助眼 1.0 2 14 90 90 2 12~15 左帮眼 1.0 1 4 85 90 3 16~20 顶 眼 1.0 1 5 90 85 3 21~24 右帮眼 1.0 1 4 85 90 3 25~31 底 眼 1.0 2 14 90 85 4 合 计 49 表8 -230m车场(净宽3.6m)爆破说明书眼号 炮眼名称 炮眼深度 装药量 炮眼角度 起炮顺序 起炮方式 联线方式 筒数 合计 水平角 垂直角 1~4 掏槽眼 1.1 2 8 90 90 1

二、安全隔水层厚度计算: 现奥陶系石灰岩水位标高+22.81~ +22.01,平均22.41m,1661中巷工作面最低标高-221.5m,则底板隔水层承受的最大水压为2.44×10Pa。据公式:

联5~13 辅助眼 1.0 2 18 90 90 2 14~23 次边眼 1.0 1 10 90 90 3 24~28 右帮眼 1.0 1 5 85 90 3 29~33 顶 眼 1.0 1 5 90 85 3 34~38 左帮眼 1.0 1 5 85 90 3 39~47 底 眼 1.0 2 18 90 85 4 合 计 69 表9 -230m石门及底板巷(净宽2.6m)爆破说明书眼号 炮眼名称 炮眼深度 装药量 炮眼角度 起炮顺序 起炮方式 联线方式 筒数 合计 水平角 垂直角 1~4 掏槽眼 1.1 2 8 90 90 1

t = = 20.20<47.79 式中: t-安全底板隔水层厚度, r-隔水层底板岩石容重25186(N/m), L-掘进巷道底板最大宽度4m, K-隔水层底板岩石的抗张强度5.78×10pa, H-隔水层底板承受的水头压力2.44×10Pa。 因此,该巷道施工过程中不揭露中~大型地质构造时,不会受奥陶系灰岩水威胁。第三章 巷道布置及支护说明第一节 施工顺序 1661中巷自中巷联络巷最北端按270°方位、中巷半煤岩断面施工10m;原方位、改按8°下坡、1661中巷全岩断面施工66.7m;原方位、8°下坡、施工3m过渡断面;原方位、8°下坡、皮带机头断面施工7.0m;改按平坡、原方位、原断面施工5.0m透1617皮带上山(在皮带机头南帮7.0m处施工一工具房,工具房规格:净宽×净高×净深=2.5m×2.45 m×4.0m);自透点退回,按90°方位、1661中巷半煤岩断面施工413m透切眼后,在施工一个压柱窝止。皮带机头方向施工时,每40m施工一个规格与工具房相同的躲避硐;半煤岩施工过程中,每40m施工一个规格为净宽×净高×净深=3.0m×2.0m×4.0m开关硐室。1661中巷平面

联5~14 辅助眼 1.0 2 20 90 90 2 15~18 右帮眼 1.0 1 4 85 90 3 19~25 顶 眼 1.0 1 7 90 85 3 26~29 左帮眼 1.0 1 4 85 90 3 30~36 底 眼 1.0 2 14 90 85 4 合 计 57

位置图 附图2(1:3000)1661中巷预测剖面图 附图3

第四节 装 载 与 运 输 一、装载采用P-30B型耙斗式耙矸机装矸或人工装矸。 二、运输206-200m底板巷采用2.5t机车运输,回风上山采用绞车提升,待掘巷道采用1t矿车运输,人力推车。第五节 管线及轨道敷设 一、管线 风水管:敷设在非人行道一侧,其挂钩眼深300mm,挂钩上端距巷道底板1500mm,每隔3000mm打一组挂钩眼。 风筒:敷设在人行道一侧,其挂钩眼深300mm,距巷道底板1900mm,每隔2000mm打一个挂钩眼,风筒吊挂要求平直,环环吊挂,风筒出口距工作面不得超过10m。 电缆:敷设在非人行道一侧,其挂钩眼深300mm,挂钩上端距巷道底板1700mm处,每隔2m打一个挂钩眼敷设电缆, 水沟:布置在人行道一侧,采用装模浇灌混凝土方法施工,规格为250×250mm。正式水沟落后工作面不超过20m,毛坏水沟紧跟工作面。 二、轨道 铺设22kg/m的轨道,轨距为600mm,枕木规格(长×宽×高)为1100mm×150mm×120mm,轨枕间距不大于0.7m。 铺设的轨道必须符合“质量标准化验收标准”中的规定:轨距误差不大于10mm、不小于5mm;轨道间隙不超过5mm,内外错不大于2mm。轨道构件齐全、紧固有效,轨道距工作面为6~15m。第六节 设备及工具配备序号 名 称 规 格 单 位 数 量 备 注1 局

第二节 支护设计一、巷道断面:巷道断面尺寸表 表3—1巷道名称 S S 掘宽 掘高 净宽 净高 1661中巷半煤岩 6.73 6.04 3.26 2.20 3.20 2.00 2.86 2.80 1661中巷全岩段 7.29 6.16 2.96 2.78 2.80 2.50 1661中巷皮带机头 11.37 10.68 4.16 3.18 4.00 3.10 工具房(躲避硐) 5.97 5.45 2.66 2.53 2.50 2.45 临时车场 8.49 7.60 3.86 2.20 3.80 2.00 绞车窝 4.12 4.00 2.06 2.00 2.00 2.00 开关硐室 6.12 6.00 3.06 2.00 3.00 2.001661中巷半煤岩段支护断面、平面图 附图4(1:50)1661中巷全岩段支护断面、平面图 附图5(1:50)1661中巷皮带机头支护断面、平面图 附图6(1:50)1661中巷皮带机头工具房(躲避硐)支护断面、平面图 附图7(1:50)临时车场支护断面、平面图 附图8(1:50)绞车窝支护断面、平面图 附图9(1:50)开关硐室支护断面、平面图 附图10(1:50)

扇 FBDY-NO5.6 台 2 备用一台2 凿岩机 7665mz 部 3 3 风 镐 G10 部 1 4 耙装机 P—30B 台 1 5 喷浆机 转7型 台 1 6 钻 杆 D22 根 4 7 钻 头 ¢32 个 4 8 风 筒 ¢500mm 米 300 9 起爆器 MFB-100 台 1 10 放炮母线 两芯电缆 米 300 11 活动扳手 12″ 把 3 12 扒 子 把 9 13 手 镐 把 3 14 钢丝钳 8″ 把 3 15 皮 尺 20m 条 1 16 坡度规 个 1

二、支护方式: 顶板支护 1、顶板临时支护:顶板采用金属前探梁作为临时支护,前探梁规格为Φ72×2700mm的钢管,用套筒螺帽与顶板锚杆固定,前探梁最大控顶距为1.7m,前探梁端头距迎头不大于0.2m,前探梁后端用长1.2m、宽0.2m、厚0.15m的板梁背实顶板,并用大木楔加紧,大木楔规格:长×宽×厚=350×250×200mm。 1661中巷全岩段前探梁正常使用3根,备用1根;1661中巷皮带机头前探梁正常使用5根,备用1根;1661中巷皮带机头工具房前探梁正常使用3根,备用1根;1661中巷半煤岩段前探梁正常使用3根,备用1根;临时车场前探梁正常使用4根,备用1根。 1661中巷全岩段前探梁临时支护平、剖面图 附图11(1:50) 1661中巷皮带机头前探梁临时支护平、剖面图 附图12(1:50) 1661中巷皮带机头工具房(躲避硐)前探梁临时支护平、剖面图 附图13(1:50) 1661中巷半煤岩段前探梁临时支护平、剖面图 附图14(1:50) 临时车场前探梁临时支护平、剖面图 附图15(1:50) 2、顶板永久支护: 所有半煤岩巷道:当石灰岩顶板完整时,顶板不支护;当顶板破碎或离层等地质构造时,采用锚梯喷支护作为永久支护,锚杆间排距为1100×1000mm;所有全岩巷道:采用锚网喷作为永久支护,锚杆间排距为1000×1000mm;锚喷支护时,采用锚杆紧跟迎头的支护方式,最前排锚杆距迎头不超过1000mm。 两帮支护 1、1661中巷、绞车窝、开关硐室两帮均采用锚梯半喷支护、临时车场两帮锚梯全喷支护,锚杆自煤岩交界线以上200mm竖向布置、竖向挂金属梯,锚杆间排距:1100×2000mm,喷厚30mm;最前排锚杆距迎头不超过10000mm。 2、本巷道中所有全岩巷道的施工,均自底板以上500mm开始布置左旋无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆间排距:1000×1000mm,拱基线以上部分挂铁丝网、两帮直墙处挂金属网支护。 锚喷工程质量规定 1、配比:水泥∶砂子=1∶2.5(体积比)。 2、水灰比:0.45∶1。 3、砂浆强度:≥75。 4、速凝剂:为J85型,掺量为水泥重量的3 ~ 5%。 5、锚

第五章 生 产 系 统第一节 通 风 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、炸药用量、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 × k = 100 × 0.15 × 1.8 = 27m3/min式中 Q——掘进工作面实际需要的风量; 100——单位瓦斯涌出配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值; q——掘进工作面的绝对瓦斯涌出量,为0.15m3/min; k——掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数,取1.8; 2、按炸药消耗量所需风量计算: Q = 25 A = 25 × 8.55 =213 m3/min式中 25——每1kg炸药爆炸不低于25m3的配风量; A——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,A = 57× 0.15=8.55kg。 3、按人数计算 Q = 4 n = 4 × 12 = 48 m3/min式中 4——每人每分钟不低于4m3配风量; n——掘进工作面同时工作最多人数,n = 12, 则包括管理人员3人。 4、按局部通风机的实际吸风量计算: Q = Q局 × I ×Kf= 180×1×1.34=241 m3/min式中 Q局——掘进工作面局部通风机的实际吸风量,FBDY-NO5.6(2×11)型局部通风机吸风量为150~200 m3/min,取180m3/min。 I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数,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1.34。 所以,掘进工作面实际需要风量取计算最大值241m3/min。 二、掘进工作面风量验算 1、风速验算 V=Q/S=(241÷60)/5.8=0.69(m/s) 按

喷支护巷道工程质量规定见表3—2

规程规定:0.25 2、按掘进工作面温度和炸药量验算:炸药量/kg <5 5~20温度/℃ 6以下 16~22 23~26 <16 16~22 23~26需要风量/(m3· min-1) 40 50 60 50 60 80 温度为25℃、炸药量在5~20 kg时风量为80 m3/min。 掘进工作面需要风量241m3/min满足以上4个条件,所以选用FBDY-NO5.6(2×11)型局部通风机。 三、局部通风机安装地点和通风系统 安装局部通风机的地点设在2065底板巷内距离一石门交岔口10米以外的新鲜进风流中,此处全风压风量大于局部通风机吸风量,且可以保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风道口的最低风速。根据《煤矿安全规程》第一百二十八条第三款规定,高瓦斯矿井煤巷掘进工作面的局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机,并能自动切换。因此此处配备一套同等能力的备用局部通风机,并能自动切换。通风系统: 新风:主井→-100m北大巷→-100m运输石门→206上平台→206暗主井→206-200主石门→2065底板巷→2065底板巷一石门→206(-200m~-300m)回风上山→工作面。 乏风:工作面→206(-200m~-300m)回风上山→2065底板巷一石门→2065回风上山→2064二石门→2064运道→206-160主石门→206-160回风绕道→206暗副井-160回风上山→-100回风巷→东大巷→-100北大巷→126回风上山→副井→地面。 附图:通风系统示意图。 第二节 压 风 风源来自地面压风机房,自主井经井底车场至掘进工作面,分别用4寸、2寸铁管及1寸胶管接至工作面。地面风压为0.75MPa,工作面最小风压为0.4MPa。 压风系统: 地面压风机房→副井 →-100m北大巷→-100m运输石门→206采区上车场→206暗主井→206-200m主石门→2065底板巷→206(-200m~-300m)回风上山→掘进工作面。 附图:压风系统示意图。第三节 综 合 防 尘防尘水源来自地面水池。供水管路由副井经-100m井底车场接至掘进工作面,分别用2寸、1寸铁管及1寸胶管接至工作面。距工作面50m内回风流中设一道全封闭常开水幕。 采用湿式打眼、使用水炮泥、爆破喷雾、装岩洒水、冲刷岩壁、净化风流等综合防尘措施。防尘系统: 地面水池→副井→-100m井底车场→-100m北大巷→-100m运输石门→206采区上车场→206暗主井→206-200m主石门→2065底板巷→206(-200m~-300m)回风上山→掘进工作面。 巷道水幕 装岩洒水 → 装水炮泥水针 冲刷岩壁水管 附图:防尘系统示意图第四节 安 全 监 控 一、便携式甲烷报警仪的配备和使用矿生产管理人员(矿队长、安监员、技术员、班组长)、爆破工和值班电钳工等下井时都必须随身携带便携式甲烷报警仪,所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。放炮员每次放炮时必须进行“一炮三检”工作,并做好记录。班组长应把常开报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内巷道顶部,随时对工作地点进行瓦斯检测。电钳工在检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度,有报警信号时必须停止作业,进行处理。 二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用 在工作面距当头5m处,且距顶板不大于0.3m、距巷帮不小于0.2m处安置一台甲烷传感器T1,其报警值≥1%、断电值≥1.5%,断电范围为工作面所有非本质安全电源,复位值小于1%。在距回风与负压混合处10—15m处回风流中,距顶板不大于0.3m、距巷帮不小于0.2m处安置一台甲烷传感器T2,其报警值≥1%,断电值≥1%,断电范围为回风巷所有非本质安全电源,复位值小于1%。瓦斯探头采用KJ101-45型全量程甲烷传感器。第五节 供 电供电系统 1、工作面掘进施工,电源来自206采区-100m变电所,供电方式为集中供电。 2、工和面及其回风巷所有电器设备必须受控于风电、瓦斯电闭锁。 附图:供电系统示意图第六节 排 水 根据地质说明书的有关资料,工作面区域内水文地质简单,只有少量顶板砂岩裂隙水,随揭露范围增加而逐步疏排。 第七节 运 输 一、运矸: 掘进工作面→206(-200m~-300m)回风上山→2065底板巷→206-200m主石门→206暗主井→206采区上车场→-100m运输石门→-100m北大巷→主井底→地面矸石山。 二、运料: 地面料场→主井底→-100m北大巷→-100m运输石门→206采区上车场→206暗主井→206-200m主石门→2065底板巷→206(-200m~-300m)回风上山→掘进工作面。 三、照明、通信和信号 1、掘进工作面安设的电话(专用电话号码另定)必须能直接和调度室、井底车场、中央变电所、206采区上部车场、绞车房及各区段车场等相互联系。 2、施工过程中作业场所不需安设声光信号和行车红灯。第六章 劳动组织与主要技术经济指标第一节 劳 动 组 织 采用每天“三八”作业制(一天3班,每班8h),每小班一循环,循环进尺0.9米,每天循环三次。劳动组织见表8。表8 劳动组织表序号 出 勤 人 数 备注 工种 一班 二班 三班 合计 1 打眼工 3 3 3 9 2 放炮工 1 1 1 3 3 装运工 3 3 3 9 4 装岩司机 1 1 1 3 5 队 干 1 1 1 3 6 拌料工 兼2 兼2 兼2 兼6 7 上料工 兼2 兼2 兼2 兼6 8 喷浆工 兼2 兼2 兼2 兼6 合 计 8+1 8+1 8+1 24+3 在册人数8×3÷85%+3=32第二节 作 业 循 环 为确保正规循环作业的完成,工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备,合理安排工序,工序和工序之间做到交叉进行、平行作业,以充分利用工作时间,提高工时利用率。正规循环作业图表见表9。表9 锚网喷正规循环作业图表工 序 时间 1 2 3 4 5 6 7 8交 接 班 15分 准备工作 15分 打眼 180分 装药连线 30分 放炮排烟 30分 打锚杆挂网 100分 扒矸机出矸 70分 喷 浆 40分 (耙装机装矸循环作业图表)工 序 时间 1 2 3 4 5 6 7 8交 接 班 15分 准备工作 15分 打眼 180分 装药连线 30分 放炮排烟 30分 打锚杆挂网 100分 人力出矸 250分 喷 浆 40分 (人力装矸循环作业图表)主要技术经济指标 表10 主要技术经济指标表序 号 项 目 单 位 数 量 备 注1 在册人数 人 32 以净宽2.6m 巷道为例,其中-230m车场按1m折1.5m计算。2 出 勤 率 % 85 3 出勤人数 人 27 4 班循环进度 m 0.9 5 日 进 度 m 2.7 6 循 环 率 % 70 7 月工作日 天 30 8 月 进 度 m 57 9 工 效 m/工 0.11 10 炸药消耗 Kg/m 12.6 11 雷管消耗 个/m 36 12 道木消耗 m3/m 0.028 13 锚杆消耗 根/m 10.0 14 水泥消耗 吨/m 0.65 15 河沙消耗 吨/m 1.87 16 绿豆沙消耗 吨/m 2.0 17 速 凝 剂 Kg/m 36 18 锚 网 块/m 4 第七章 安全技术措施第一节 一 通 三 防 一、通风管理 1.加强 通风管理,局部通风机必须有专职人员挂牌管理,保证局部通风机正常运转,其他人员不得随意停开。 2.风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直,无脱节、无破口,做到逢环必挂,风筒口距工作面不大于10m,以保证工作面有足够的风量。 3. 局部通风机要装有风电、瓦斯电闭锁装置,停风时能自动切断供风巷道内的一切电源。并要与采煤工作面分开供电。 4.局部通风机要长时运转,无论工作、不工作或交接班不得停止运转。局部通风机不开时,要把人员撤至进风巷内,并在巷道门口设置“严禁人员入内”的警示牌,工作面禁止放炮。 5.由于停电或者其它原因造成局部通风机不能正常运转时,要停止作业,切断电源,撤出人员。在恢复通风前必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工开启局部通风机,恢复正常通风。 6.巷道贯通前必须遵守下列规定: 掘进巷道贯通前20m,必须停止一个工作面作业,并且通风部门要做好贯通后的调整通风系统的准备工作。 贯通前20m,停掘的工作面必须保持正常通风,设置栅栏和警示牌,并且经常检查该工作面的通风状况,发现瓦斯超限要立即处理。在掘的工作面每次放炮前,瓦检员必须到停掘的工作面及其附近风流中检查瓦斯浓度,只有在两个工作面内及其回风流中的瓦斯浓度都不超过1%时,方可放炮。否则,必须停止掘进,进行处理。 每次放炮前,必须派专人在能够通往两个工作面的所有通道口距工作面150m以外站岗警戒。 二、综合

巷道工程质量规定表 表3—2项 目 质量标准 部 位 巷道规格及名称 部 位 巷道规格及名称 中巷半煤岩 临时车场 中巷全岩 皮带机头巷道

帮 -50 ~ +200 墙 顶 2600 2000 拱基线 1400 2000 墙 中 2500 2000 墙 中 1400 2000 墙 脚 2400 2000 墙 脚 1400 2000 右

帮 墙 顶 600 1800 拱基线 1400 2000 墙 中 500 1800 墙 中 1400 2000 墙 脚 400 1800 墙 脚 1400 2000巷道净高 2000 2000 2500 3100喷层厚度 30 30 80 80表面质量 平整密实,墙基无裸露、无蜂窝、麻面、赤脚、穿裙现象基础深度 100 100 100 100初喷距迎头 复喷距迎头 移机后耙装机外巷道必须在24h内成巷工业卫生 三无一畅,清洁卫生

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