东辅运大巷配电硐室通道掘进作业规程(寇鲜荣).doc
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1、 神东煤炭集万利一矿东辅运大巷配电硐室通道掘进作业规程 规程名称:东辅运大巷配电硐室通道掘进作业规程 单位负责人:编 制 人: 编制日期: 2011年 月 日批准日期: 2011年 月 日执行日期: 2011年 月 日 生产单位盖章万利一矿规程审批表编制人施工单位施工单位负责人时间审批人员签字部门签字时间部门签字时间生产办机电副总机电信息中心生产副总生产指挥中心通风副总安管办安全矿长通风科机电矿长驻矿地测站生产矿长技术副总矿 长总工程师审批意见第一章 工程概况5第一节 概 述5第二节 编写依据5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 煤层赋存特征及地质构
2、造6第三节 水文地质8第三章 巷道布置及支护说明9第一节 巷道布置9第二节 矿压观测9第三节 支护工艺12第四章 工程施工方法及工艺15第一节 工程施工破、装、运、支等环节工艺15第二节 工作面设备配备及技术特征表15第五章 工作面生产系统19第一节 运输系统19第二节 通风系统19第三节 供电系统21第四节 安全监测监控系统28第六章 工程质量及煤质管理31第一节 工作面工程质量31第二节 机电设备管理32第三节 文明卫生管理标准32第四节 煤质指标及煤质保证措施33第七章 劳动组织及主要技术经济指标35第一节 劳动掘进作业方式35第二节 作业循环35第三节 主要技术经济指标36第八章 工作
3、面灾害防治38第一节 水灾事故的预防38第二节 火灾事故的预防39第三节 瓦斯、煤尘事故的预防41第四节 顶板事故的预防42第五节 其它要求及防范措施45第九章 工作面安全技术措施46第一节 一般规定46第二节 “一通三防”安全技术措施47第三节 岗位工种操作时的安全技术措施49第四节 掘进顶板支护安全技术措施49第五节 过地质构造安全技术措施51第六节 机电运输管理安全技术措施51第七节 探放、防治水安全技术措施56第八节 其它安全技术措施58附图1:巷道布置平面示意图 附图2:通风系统图 附图3:避灾路线图 附图4:供电系统图第一章 工程概况第一节 概 述一、巷道名称:东辅运大巷配电硐室通
4、道。二、巷道用途:净化采空区污水。 三、巷道设计长度和服务年限东辅运大巷联巷设计长度30.7米,为永久巷道。四、预计开竣工时间巷道施工计划2011年11月中旬开工,2011年11月底竣工。附图1:巷道布置平面示意图第二节 编写依据一、依据生产办提供的万利一矿过滤净化水通道改造设计。二、依据地测公司驻矿地测站提供的东辅运大巷联巷地质说明书。三、依据邻近采区或相邻矿井类比矿压观测资料;四、煤矿安全规程、操作规程、煤炭工业技术政策、神华集团质量标准化标准考核评级办法实施细则汇编、神东煤炭集团生产技术管理制度汇编、神东煤炭集团“一通三防”管理实施细则及各工种劳动定额;五、相关管理制度,如工作面交接班制
5、度、机电设备维修保养制度、“一通三防”管理制度、胶轮车辅助运输管理制度、煤质管理制度等;六、依据煤矿本质安全管理体系中所涉及的各类危险源的辨识及预控管理措施,以及其它相关的各项内容;七、依据万利一矿安全生产事故应急预案。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一、地面相对应位置联巷相应的地面标高为1406m1420m。对应地面区域内无水体和建筑物,对掘进工程没有影响。联巷的相应的地表覆盖物为第四系残积坡,冲洪积层,多为砂质粘土和黄土。掘进工作面对应地面为昌汉沟支沟沟缘,沟内无积水。二、工作面邻近采区开采情况联巷位于万利一矿42煤东辅运大巷与东胶运大巷之间,该工作面北
6、部南部均为42煤一盘区采空区。表1 井上下对照关系表水平、采区42煤一盘区工程名称东辅运大巷联巷地面标高1406m1420m井下标高1288m1290m地面的相对位置建筑物、小井及其他工作面地表位置位于灭火工程指挥部西侧约760处,无村庄、无小井。井下相对位置对掘进巷道的影响位于42煤东辅运大巷与东胶运大巷之间。对本工作面掘进均无影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响该工作面北部南部均为42煤一盘区采空区,对生产无影响第二节 煤层赋存特征及地质构造一、煤层赋存特征1、煤层赋存较稳定,水平层理较发育,煤层厚度5.05m。煤层结构较复杂,含有1层夹矸,厚度0.20m,岩性粉砂岩。煤层总体为一单斜构造,
7、煤层倾角平缓,约13。2、煤层煤岩类型为暗淡型煤,颜色为褐黑色,光泽暗淡,具参差状断口,煤层面含丝炭成分高,常具有丝绢光泽。亮煤呈条带状具沥青光泽,节理较发育,煤易脆,易风化成粉末,平均容重1.33t/m。3、42煤层煤平均水份11.37%,平均灰分13.47%,平均挥发份37.00%,平均发热量19.81KJ/Kg,硬度f=2左右,煤中含黄铁矿结核。42煤层属低-中灰,中高-高挥发份,中发热值-高发热值,特低-低硫不粘结煤,煤质较稳定。4、煤层绝对瓦斯涌出量0.39 m3/min,相对瓦斯涌出量0.17 m3/ t,煤层瓦斯含量低,属低瓦斯矿井。煤尘爆炸火焰长度为65750mm,煤尘爆炸所需
8、岩粉量为65%75%,故煤尘具有爆炸危险性。本井田煤层的自然倾向等级属容易自燃煤层,本区的煤自然发火期为23个月。5、该煤层直接顶板为浅灰色细砂岩,泥质胶结,疏松,含炭迹。厚度1.88m。老顶为粉砂岩夹细砂岩,厚度约9.6m。6、直接底为灰色粉砂岩,厚度5.6m,含植物化石,泥质胶结,遇水易膨胀变软,根据现有巷道揭露看,煤层底板起伏不太明显。二、地质构造工作面范围内煤岩层为单斜构造,煤层总体走向205,倾向295,倾角为2。上覆基岩约115m。工作面周围巷道未发现构造。表2 煤层特征情况表指标参数备注煤层厚度m5.05煤层倾角2煤层硬度/f24煤层层理(发育程度)发育自然发火期/d6090绝对
9、瓦斯涌出量/m3.min-10.39相对瓦斯涌出量/m3.t-10.17煤尘爆炸容易程度易爆炸地温梯度/(C/100m)1.7无地温异常表3 煤层顶底板情况表顶、底板岩石名称厚度(m)岩性特征老顶粉、细砂岩9.6深灰色,上部水平层理发育,下部变形层理发育,含炭迹。直接顶细砂岩1.88泥质胶结,疏松,含炭迹。直接底粉砂岩5.6灰色,粉砂质为主,见云母碎片,含泥质少,交错层理极发育,含大量植物化石。老底泥岩、粉、细砂岩9.0灰色,粉砂质为主,含少量泥质,交错层理,水平层理发育。第三节 水文地质该地区内砂岩裂隙水为主要充水水源,巷道表现为滴、淋水。预计巷道正常涌水量为5m3/小时,最大涌水量为15m
10、3/小时。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置联巷布置在东辅运与东胶运之间,距离东辅运巷道口250米左右,按照180方位角,以地板标高+1288.1开口,按+6坡施工7m,以地板标高+1288.6水平施工10m,按-6坡施工10m后底板标高达到+1287.6,取平施工3.7m与东胶运大巷贯通。巷道断面为矩形,设计规格为:宽高=53m。第二节 矿压观测根据公司要求和万利一矿生产实际,对联巷的掘进进行顶板离层监测、锚杆扭矩和拉力检测。表4 矿压观测内容、目的及手段一览表序号观测内容观测目的测试手段1顶板离层监测顶板稳定状况顶板离层监测仪2锚杆扭矩检查锚杆安装质量扭矩扳手3锚杆拉力检查锚杆的锚
11、固力锚杆拉力计4锚索拉力检查锚索的锚固力锚索拉力计矿压观测管理办法:1、矿压观测采用安装顶离层仪的方法,严格按照公司制定的技术管理汇编中有关矿压观测的内容进行认真落实。2、安装顶板离层仪的施工人员在安装前必须经过培训,熟悉掌握仪器原理及安装步骤,第一次安装时必须有生产技术科人员现场指导和监督,确保安装质量。3、顶板离层仪必须布置在巷道中心线上,自东辅运大巷开口处安装一套,往前200m再安装一套。4、每10根锚杆抽查1根锚杆扭矩,每班进行,此项工作由队验收员负责。失效锚杆进行紧固或重新补打。巷道每300根(或300根以下)抽样一组(3根)进行锚固力测试,此项工作由矿生产办和我队共同实施。第三节
12、支护工艺一、支护形式1、顶板支护要求根据矿生产办设计,巷道顶板采用金属锚杆、锚索挂钢筋网联合支护。顶锚杆采用182100mm的螺纹钢锚杆,锚杆间排距0.91.0m,每排打设6根锚杆;每根锚杆配2根CK型23mm500mm树脂药卷锚固,外露长度小于50mm,间排距误差100mm,顶锚杆碟形托盘规格:15015010mm;顶网采用6.511002500mm钢筋网,网格:150mm150mm,搭接宽度不小于0.1m,联网间距0.3m,使用双股14#铅丝,每300mm交替绑扎一道,搭接处必须用锚杆固定;顶锚索选用17.86500mm钢绞线,间排距为2.2m2.0m,每根锚索配3根CK型23mm600m
13、m树脂药卷锚固,每根锚索设计锚固力不小于14吨,抗拔力不小于22.4吨,破断拉力不小于33.7吨,外露长度小于200mm,间排距误差100mm,托盘规格:30030016mm。2、两帮支护要求两帮采用“圆钢锚杆+钢筋网+碟形托盘”支护。帮锚杆为161800mm的圆钢锚杆,帮锚杆间排距为0.9m1.0m,最上排帮锚杆距顶0.2m,配1根CK型23mm500mm树脂药卷锚固,外露长度小于50mm,间排距误差100mm,帮锚杆碟形托盘规格不小于:12012010mm;帮网采用6.521002500mm钢筋网,网格规格:150mm150mm,顶网与帮网、帮网与帮网搭接,搭接宽度不小于0.15m,联网间
14、距0.3m,要求用双股14#铅丝,每300mm交替绑扎一道,搭接处尽量用锚杆固定。3、开口抹角处支护要求开口抹角处除了正常之后外,必须加密加强支护,锚杆间排距缩小为1.0m1.0m,锚索间排距缩小为1.5m1.5m,并加设W钢带。二、支护工艺1、顶锚杆支护工艺及要求(1)割煤够一个循环(1m)操作人员退机后进行敲帮问顶标位打眼挂顶网注锚杆上托板紧固螺母进行下一循环。(2)打锚杆时必须按由外向里顺序进行。发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声,要立即停止作业,撤出工作面人员,待顶板稳定或隐患处理后,方可由外向里加强支护。(3)锚杆间排距为0.9m1.0m,矩形布置,间排距误差100mm。(4)锚杆
15、外露长度从托板算起不大于50mm,锚杆锚固力不小于5吨,螺母扭力距不小于100Nm。(5)锚杆角度按设计打设,误差不超过15。(6)使用CK2350树脂药卷,每孔2根。安装锚杆时,用锚杆杆体顶住锚固剂送至孔底,启动搅拌器,边旋转搅拌边匀速推进到孔底,搅拌时间为1020s(超快型锚固剂)。搅拌停止后,等待60s,卸下搅拌器上托板、拧紧螺母。(7)锚杆间排距误差不超过设计的100mm。2、锚索支护工艺及要求(1)准备工作标位打眼上药卷注锚索上锚索托板(上W钢带)用张拉千斤顶预紧钢绞线。(2)接、解钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。(3)搅拌器一定要插入钻机底,钢绞线要插进搅拌器底部,注药卷过程中
16、要专人护住钢绞线,以防甩脱钢绞线发生伤人事故。(4)钢绞线锚固后,及时上托板预紧;张拉时,千斤顶应与钢绞线保持同一轴线。(5)液压泵操作人员应缓慢升压,严禁高压换向。使用手压泵时人员检查设备的完好程度,并确保锚索张拉到位。(6)如巷道较高需搭设架时,必须搭设牢固,不允许站在输送带上锁锚索。(7)锚索间排距为2.2m2.0m,间排距误差100mm。(8)每孔注3根CK2360树脂药卷,药卷用锚索逐一送到眼底,顶紧顶实。锚固剂搅拌时间一般控制在20-35S,等待90-180S后进行张拉,严禁随意截短药卷或钢绞线。(9)每根锚索预紧力不小于10吨,锚固力不小于14吨,承载能力不小于22.4吨。(10
17、)锚索与顶板垂直布置角度误差不得超过3,锚索外露长度不超过200mm。(11)锚索紧跟掘进机打设,如遇顶板破碎地段加密、加长锚索并紧跟前头打设。3、循环进度和空顶距的要求巷道掘进期间,切割、支护采取顺序作业,切割循环进度1.0m,掘进施工顶锚杆的最小空顶距离1.8m,最大空顶距离2.8m;顶锚索的最小空顶距离2.3m,最大空顶距离4.3m;巷道两帮无离层、片帮征兆时,帮网滞后工作面不超过15m;两帮有离层、片帮危险时,帮网滞后工作面不超过1m。第四章 工程施工方法及工艺第一节 工程施工破、装、运、支等环节工艺一、施工方法采用掘进机一次切割成巷,掘进、支护顺序作业的施工方法。二、掘进工艺联巷采用
18、EBH-132掘进机切割施工,采用装载机、五吨车出煤,采用MYT-125330锚杆机打设锚杆、锚索来完成巷道的顶板支护工作,采用煤电钻进行帮锚杆的支护工作。三、工作面切割方式采用EBH-132掘进机切割施工,切割深度0.8m,切割宽度1.5m,循环进度1.0m,每一循环进行两次切割。切割时要求截割头从煤壁底部进刀,形成自由面后,再自下而上左右迂回摆动截割至顶部,然后自上而下修两帮。巷道局部切割不到位时进行炮头延伸切割,炮头延伸长度0.4m。四、破、装、运、支等流程掘支流程:掘进机沿中线及巷道轮廓线切割煤岩后,及时进行锚杆、锚索挂网支护,切割下的煤岩经过掘进机铲板耙爪将煤装入随机溜子装载机五吨车
19、地面。第二节 工作面设备配备及技术特征表表5 主要设备及工具使用一览表序号设备、工具名称规格型号单位数量备注1掘进机EBH132台12液压锚杆锚索钻机MYT-125330台13煤电钻MZ-1.2A台14激光指向仪YHJ800A台35铁锹把66镐把27锤把1表6 EBH-132半煤岩掘进机主要技术参数序号机构系统名 称单位规 格1适用范围适应巷道净断面(最大)M27.5-232截割最大尺寸(长宽)m6.14.23截割岩石硬度F84最大工作坡度165一般特征外形尺寸(长宽高)m9.72(2.2,2.8) 1.86总重量t407总功率kw2228卧底深度mm290309地隙mm19510工作机构电动
20、机功率kw13211截割头转速r/min8012截齿形式锥形13截割方式轴向截割、外伸缩式14伸缩行程mm42015行走机构最大功率kw24016工作行走速度m/min4.317调运速度m/min91618接地比压Mpa01419装运机构装运形式星轮、双边刮板机20装运能力M3/h16021液压系统泵站驱动功率Kw9022总流量L/min38023系统工作压力Mpa20,1824供水系统喷雾及冷却水压力Mpa1.5-3.025喷雾耗水量L/min4526喷雾喷嘴数量个1127电控系统供电电压v1140/66028防爆型式隔爆式第五章 工作面生产系统第一节 运输系统一、出煤系统工作面切割下的煤经
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