煤回风巷掘进作业规程.doc
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1、第一章 概 况第一节 工作面概况一、工作面地面位置回风巷掘进工作面井上位置位于离石区北约15KM的西属巴镇上则焉村附近山梁上,地理坐标为东经11137371110541,北纬373629373737,属吕梁山系,是典型的黄土高原地貌。回风巷掘进工作面井下位于炭窑里煤矿与高岭上交界处。二、工作面井下位置回风巷掘进工作面位于采区右侧,南面为未采区、运输巷,北面为现回风巷。第二节 地质及水文地质 1、回风巷工作面位于井田北部边缘,岩层总体为背斜构造,工作面在背斜轴部。向东掘进岩层倾角25的上山。2、柱状图及煤层顶底板情况(后附柱状图)3、回风巷工作面地表无常年性河流,仅在雨季有洪水从沟谷中流过。4、
2、回风巷工作面上覆岩层为山西组砂岩水层及强隔水层,工作面基本无淋水。5、回风巷工作面下方岩层为太原组含水层,工作面掘进延伸接近其含水层,掘进过程中受其影响。第三节 影响掘进其他情况1、瓦斯:根据矿瓦斯等级鉴定结果及我矿以往开采的瓦斯记录,本矿为低瓦斯矿井,相对涌出量为2.4m3/t,绝对涌出量为0.4m3/min。在掘进过程中做好瓦斯检查及通风工作,预防采空区有积聚的瓦斯涌出。2、煤尘:根据测试报告,本工作面煤尘具有爆炸危险性,10#煤火焰长度110mm,最低岩粉用量70,煤层为自燃煤层,自燃倾向等级为。3、涌水量:最大涌水量70m3/h;最小涌水量5m3/h;第二章 工程概况一、巷道布置1、回
3、风巷工作面在10#煤层布置,跟顶留底。2、现因遇地质构造变化穿岩层下山掘进。二、巷道名称及用途1、巷道名称:10#煤回风巷。2、用途:回风巷掘进工作面由回风巷、联络巷构成。待回风巷系统构成后,用于矿井回风及与井底车场联络。三、巷道平面布置图(见附图)四、巷道工程量总长度800m。已掘580m(为11#工字钢架棚,正梯形断面),后220m为拱形断面。五、工程施工安排本巷道从2011年10月开工,每月计划完成50米,预计于2012年竣工。六、矿压监测1、掘进过程中,每班用力矩扳手对所注的锚杆进行检测,凡达不到规定扭矩的二次扭紧,失效的必须补打安装,并做好验收记录。2、每安设300根锚杆时,抽1组锚
4、杆进行拉拔检验,每组锚杆不少于3根,并做好记录,设计或材料变更应另取一组检验。3、每班要观察顶板情况,支护情况,发现有明显矿压显现时,必须采取措施加强支护。七、服务年限:巷道与矿井服务年限相同。八、掘进方位:90;掘进坡度:15开口底板标高:956m。九、编写依据本作业规程依据晋邦德煤业有限公司机械化升级改造工程可行性研究报告和煤矿安全规程操作规程等有关文件、规定而进行编制的。 第三章 巷道断面及支护形式第一节 巷道断面巷道形状为直墙半圆拱,巷道掘进断面:13.64。巷道净断面:12.68。巷道净宽度:4m,墙高1.6m,拱高2.0m,净高3.6m。安全硐室:形状为直墙半圆拱,巷道掘进断面:4
5、.1。巷道净断面:3.57。巷道净宽度:2.0m,墙高1.0m,拱高1.0m,净高2.0m。巷道断面特征及支护参数表巷道名称 (断面编号)围岩类别支护形式断面积()掘进尺寸(mm)锚杆参数净掘进净宽净高锚杆类别锚杆(m)直径()排列方式间排距()1-1 岩锚喷13.2214.3240003700树脂锚杆2.020矩形900附:巷道永久支护断面图巷道每米材料消耗量表巷道名称 (断面编号)锚杆(根)铁托板(个)金属网(m2)树脂药卷(节)砂子(m3)水泥(吨)石子(m3)1-112.212.210.924.41.641.41.64第二节 支护设计一、确定巷道支护形式10#煤回风巷根据钻孔柱状资料分
6、析,属稳定岩层,适合锚杆支护。锚杆(锚索)预紧力与扭矩对照表项目锚杆(索)规格预紧力(KN)拉拔机表值(MPa)扭矩(N.m)涨拉力(KN)锚杆M205015190锚索17.830230二、支护参数计算1锚杆长度的确定通过加固作用使顶板形成承载结构所需的锚杆有效长度按下式确定:L=(1+)(1.1+)+ L3式中:f岩石普氏系数,取7;B巷道有效跨度,B=4.2 m;L3锚杆外露长度;取0.05;则L=(1+1/14)(1.1+4.2/10)+ L3=1.68 m据以上计算,选择2.0m锚杆符合要求。2锚杆间、排距锚杆的间、排距要保证其约束强度尽可能分布,为此考虑围岩的完整性(完整性系数)及锚
7、杆的作用角(与f值有关),按下式计算锚杆间排距的平均值。=K锚. K护(+)式中:K锚锚固方式系数,全长锚取1.2,K护护岩方式系数,有托盘或钢带取1.0I围岩完整系数,与节理间距及分层厚度有关,0.35I0.75,取0.6f围岩普氏系数,取7则顶锚杆: =1.21.0(30.620.61)+(271271)=0.981米,顶锚杆间距取0.9米,排距0.9米,根据D间=0.9米,计算顶板每排锚杆根数n: n=4.20.9=7,取n顶=5;帮每排锚杆根数: n=2.7;取n帮=3。据以上计算结果;顶、帮锚杆间、排距取0.9m符合要求。3.单根锚杆承载力确定及顶板锚杆锚固力设计 根据围岩潜在失稳指
8、数确定单根锚杆承载能力及设计锚固力:围岩潜在失稳指数:q=()式中:垂直应力,通过计算=6.48Mpa最大水平应力,取侧压系数=0.5,则=3.24 Mpa顶锚杆长度范围内各分层岩体抗压强度平均值,=45MpaB巷道宽度;h巷道高度;因为,故按计算q:q=(=0.748顶帮锚杆约束强度推荐值见上表。Q0.50.51.01.01.51.52.02.02.52.53.0顶板, KN/m20-5050-100100-150150-200200-250250-300巷帮, KN/m22020-2525-3535-5050-7070-95由表按插值法得顶锚杆约束强度为顶=75 KN/m2则顶锚杆单根承载
9、能力为:P顶=62.5KN对于两帮q=()巷帮煤体强度,据测定=17.5Mpaq=(=1.92由表按插值法得帮锚杆约束强度为帮=47.6KN/m2P帮=47.6KN根据计算得出的顶帮锚杆单根锚杆承载力,可确定顶帮设计锚固力分别为62.5KN和47.6KN。4锚杆杆径顶=式中:n强度储备系数,取1.5 s锚杆杆体屈服极限,螺纹钢锚杆材质为MnSi取s=300Mpa顶=0.019m; 取20mm据计算顶帮锚杆选用公称直径20的螺纹钢锚杆,均满足设计要求。5锚索补强加固参数:根据对10#煤顶板冒落的观测,顶板冒落高度为2.5米,取2.5m为顶板潜在破坏高度,即h=2.5m。锚索的布置间隔按巷道失稳时
10、潜在冒落范围内的岩层容重全部由锚索承担来确定。 潜在顶板破坏区自重载荷为:Q=SrD式中:S-潜在冒落范围的面积;S=Bh=4.22.5=5.25 m2r岩层平均容重;据岩性取2.6t/m3D锚索间距。 Q=5.252.6D=13.652D则锚索的破断载荷应满足:P索=KQ=1.113.65D=37.5T(K为安全系数,取1.1),D=2.5米;为安全可靠,可取锚索间距2.03.0 m.,多根布置并与顶锚杆托盘联合支护。锚索长度:锚索应锚在稳定岩层中,锚固长度一般1.52.0m,则索=2.5+2.0=4.5m。考虑锚索张拉长度不小于0.3 m,锚索长度为5.2m。结合晋邦德实际情况选取公称直径
11、17.8mm,锚索长度为5.2m,满足设计要求。6根据以上计算以及巷道用途选择不同支护参数,现场可据实际情况加强支护,巷道具体支护形式及所用材料设计参数见下表巷道名称支护材料规格材质布置间排距10#煤回风巷顶锚杆202000螺纹钢900900帮锚杆202000螺纹钢900900锚索17.85200钢绞线30002000第三节 巷道永久支护一、巷道采用打锚杆、挂钢筋网、喷浆联合支护。二、顶、帮采用锚杆20的左螺旋无纵筋树脂锚杆,锚杆长度2000,锚孔深1950,锚杆间距900,锚杆排距900,锚孔布置为矩形,使用MSCK2360/MSK2360树脂锚固剂两根(卷)锚固。三、金属网片采用6的钢筋网
12、,网格为80mm80mm,规格:24001000mm,铁托盘:15015010mm。网与网之间连接方式为搭接,搭接长度不小于为100mm。四、遇顶板变化(离层厚度达不到要求、不稳定、较破碎等)时,缩小锚杆间、排距,加打锚索。锚杆间排距:750mm。锚索规格:17.245200,间距3.0m,巷道沿中线单根或双排三花(排距不大于2000mm)布置。使用MSCK2360两根及MSK2360一根锚固。五、最大空顶距2.0m,最小空顶距0.2m,循环进度1.8m, (见附图)六、拱顶部分要求在工作面完成一个循环后及时进行支护,直墙部分可在耙斗机后进行支护,滞后耙斗机最大距离不得大于20m。第四节 临时
13、支护初喷3050mm厚的混凝土砼作为临时支护,支护紧跟工作面不留空顶。第五节 支护质量要求1锚杆以及锚杆支护所用的网等材质、品种、规格、结构、强度必须符合设计要求。零件齐全,使用前要严格进行检查。2锚固剂的材质、规格、强度符合设计要求。3施工前,应对巷道进行检查,发现问题及时处理。4锚杆的间距、排距、深度、布置方式及锚杆的方向符合设计要求。施工时,要先按设计要求点好锚杆眼的眼位,在钻杆上测量好钻眼的深度,定好眼的方向,然后再打眼。打完的眼要进行冲洗。5安装锚杆必须按操作规程进行。托板紧贴岩面,锚杆必须使用力矩扳手检测,锚杆初锚力不得小于50KN,永久锚固力不小于70KN。不得在托板上垫木头、石
14、块或多加托板,以确保锚杆的锚固力符合设计要求。安装好的锚杆,锚固力不符合要求,则要重新安装或补打锚杆。6锚杆的外露长度应符合要求,有托板的锚杆露出托板3050mm。7.锚索预紧力为80-120KN,张拉力为200-230KN,破断力为380KN,搅拌时间不小于20-30s,锚索外露长度控制在250300mm之间。8网必须铺平、铺好,紧贴帮顶,搭接长度不得小于100,使用14#铁线隔2孔链接,必须拧紧、链牢,拧铁线圈数不得少于3圈。9施工完毕后,还要指定人员经常检查,发现问题,及时处理。第四章 施工组织及施工要求第一节 施工组织一、施工方法采用凿岩机打眼,煤矿许用二级乳化炸药,14段毫秒延期电雷
15、管,MFB-200型或FD100型发爆器起爆破岩,采用耙斗机将渣装入1T矿车,由绞车、刮板机、罐笼运渣。二、施工组织 :每个循环开始施工前,首先敲帮问顶,检查已施工巷道的顶帮支护情况,将浮矸、活石清除干净后,必须采用6m钻杆打眼探水,然后打眼、装药工作,等放炮结束,全面敲帮问顶后进行初喷、锚、网支护、复喷永久支护 ,最后清理卫生、文明生产,完成一个循环的作业工作。三、施工工艺流程交接班、处理隐患打眼 装药放炮敲帮问顶初喷浆封闭挂网打顶锚杆出渣挂网打帮锚杆复喷永久支护第二节 各工序施工工艺及要求一、交接班、处理隐患每班严格按交接班制度进行交接班,必须汇报清楚当班生产情况及遗留问题。每班开工前、
16、打眼前、装药前及每次重新进入工作面前,都要对作业范围内的安全情况进行一次全面的检查,检查通风设施、 瓦斯浓度、 顶板情况等,由跟班队长认真清理顶帮浮岩、 活石、伞檐、额头等一系列不安全因素,确认安全方可作业。二、打眼作业1、钻眼工具使用MOGF-12/8G矿用螺杆移动式空气压缩机供风,使用YT28型气腿式凿岩机,六方对边空心钢钎(222000mm、钎头42mm一字形合金钢钻头)打眼。2、钻眼组织工作面同时使用两至三台风钻打眼,必须避免拥挤和忙乱,应按爆破说明书画好眼位,按区域定人、定钻、定眼位、定角度、定深度、定眼数、定时间分工负责。钻眼顺序应自上而下移动,打上部眼的钻机不应布置在同一垂直面内
17、。钻工岗位分工及钻眼顺序见附图。3、打眼工艺流程:钻眼准备定眼位按炮眼角度放置好钻杆将马达控制开关旋转一小角度钻杆缓慢转动,同时将支腿控制开关旋开一小角度,让钻头和煤壁逐渐接触打开控制水开关钻进约100mm后,将马达控制开关全部打开,全速钻进。4、炮眼布置1).掏槽采用锥形掏槽,锥形眼眼距566,与工作面的夹角85,与水平面的夹角5。每眼装药量: 1.0kg,一段起爆。2).铺助眼眼距取500 mm,紧邻周边眼的铺助眼与巷道轮廓线相似的形状布置,使之与周边眼的抵抗线处处相等,其眼距为500 mm。与工作面的夹角85,与水平面的夹角5。每眼装药量:0.8kg,二段起爆。3).周边眼周边眼眼距选4
18、00 mm,最小抵抗线400 mm。与工作面的夹角85,与水平面的夹角5。每眼每眼装药量:0.8kg,三段起爆。4).底眼底眼布置:孔距500 mm,孔口高出底板200 mm,孔底于底板100200 mm。与工作面的夹角85,与水平面的夹角5。每眼装药量:0.8kg,四段起爆。5、装药工艺:采用正向装药、正向起爆的方法爆破维修。在迎头以外的安全地点装配起爆药卷用压风将炮眼内的粉尘清理干净用炮棍将药卷轻轻推入眼底填炮泥,一手拉脚线,一手填炮泥,要慢慢用力轻捣压实,眼孔填够炮泥后,要将脚线扭结,并盘放在眼口,不得拖在炮眼外边。6、装药填药结构平面图三、 爆破作业1、爆破材料1).炸药选用矿用二级乳
19、化炸药。2).雷管使用毫秒延期电雷管14段。2、爆破工艺:瓦斯浓度检查设置好警戒联线吹哨确定警戒区内无人,并等 5分钟后通电爆破瓦斯浓度检查收炮线。3、爆破网络为了便于检查和操作、联接简单、不易遗漏,故使用串联连接。4、爆破参数表序号123456炮 眼名 称眼号眼数(个)眼深(m)眼距(m m)倾角()装药量()起爆顺序联线方式水平垂直单孔合计中心眼012.000串联掏槽眼1-442.25665851.04.0辅助眼5-33292.05005850.823.2周边眼34-54212.04005850.816.8底 眼55-5842.05005850.83.258-6022.04005850.8
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