采区轨道下山作业规程.doc
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1、第一章 概 况第一节 概述一、巷道名称41、42采区轨道下山二、巷道用途用于矿井41、42采区提高、下放物料需要。三、设计长度41、42采区 轨道下山全长523.3m,其中下山巷道长497.3m、13个躲避硐室26m)。四、巷道坡度设计坡度为-20度。五、服务年限:30年六、筹划开工时间:预测9月5日开工第二节 编写根据一、地质阐明书及批准时间地质阐明书名称为41、42采区轨道下山及41、42采区下部车场地质阐明书批准时间:4月二、矿压观测资料;由神宁集团金能煤业分公司矿压组收集、分析。第二章 地面位置及地质状况第一节 相邻采区开采状况 相邻采区开采状况见附表1附表1 巷道位置对照关系表水平、
2、采区三水平工作面名称41、42采区轨道下山地面标高+1100m工作面标高602400m地面位置41、42采区轨道下山及41、42采区下部车场相对地面投影位置:新副井以西215m920m、新副立井以北488m。井下位置及四邻采掘状况41、42采区轨道下山及41、42采区下部车场为新采区开拓巷道,位于42采区。由41、42采区上部车场沿地层倾向由东向西向深部延伸。以南11m到+600m区段轨道石门;以西为41、42采区待开拓区域、以北97m到32区31区600中央联系石门。第二节 煤(岩)层赋存特性41、42采区轨道下山及41、42采区下部车场揭穿岩层以页岩、煤线、细砂岩、中粒砂岩、石英砂岩,砂质
3、泥岩为主,煤线及附近岩层中有害气体赋存量大。煤岩层特性状况表见附表2附表2 煤岩层特性状况表 指 标参 数备 注岩层厚度(最小最大/平均)/m0.92.6/1.75岩层倾角(最小最大/平均)/()1822/20岩层硬度f46岩层层理(发育限度)较发育岩层节理(发育限度)较发育自燃发火期 绝对瓦斯涌出量(m3/min)煤尘爆炸指数 ()地温()1517第三节 地质构造1. 本工作面范畴内煤岩层走向373046、平均4330,倾向北西,倾角1822、平均20。 第四节 水文地质一、水文状况本巷道在掘进过程中揭穿厚层状细砂岩中含水薄弱,但上覆厚层状中粒砂岩矿编富水性较强(层号26,历史最大涌水量53
4、m3/h),预测41、42采区轨道下山及41、42采区下部车场掘进过程中揭穿小构造发育范畴巷道顶板会浮现滴、淋水现象,应加强排水力度。若41、42采区轨道下山及41、42采区下部车场掘进过程中顶板淋水有增大趋势,停止掘进,打钻探放水。 预测最大涌水量0.88m3/min;正常涌水量0.02m3/min。附图1:41、42采区轨道下山地质预想剖面图 第三章 巷道布置及支护第一节 巷道布置41、42采区轨道下山巷道布置在41、42采区运送下山与专用行下山之间,与它们之间距离为30m,北侧为41、42采区运送下山,南侧为41、42采区专用行人下山,东侧41、42采区绞车房,41、42采区西侧为+40
5、0m水平轨道石门。上部与41、42采区上部车场相连,下部与41、42采区下部车场相连。附图2:41、42采区轨道下山平面图附图3:41、42采区轨道下山剖面图 第二节 矿压观测1.观测对象:41、42采区轨道下山2.观测内容:锚杆受力状态监测、锚固力监测3.观测办法:(1)锚杆受力状态监测:每30m布置一组锚杆测力计,每组1个测力计托盘为特制铁托盘。(2)锚固力监测:每支护100根锚杆检查一组,一组检查3根,测试拉拔力达到设计锚固力(50KN)为合格。4. 数据解决:采用施工时及时观测,对采集数据进行分析、解决后将成果反馈到设计和施工中,以便及时修改设计、指引施工。第三节 支护设计一、巷道断面
6、本巷道设计形状为拱形断面。断面尺寸为:11断面S掘 =21.0m2,S净 =19.3m2;掘宽5.3m,掘高4.55m;净宽5.0m;净高4.4m;锚网喷+锚索,T150mm。22断面S掘 =18.1.0m2,S净 =16.4m2;掘宽4.84m,掘高4.27m;净宽4.6m;净高3.9m;锚网喷+锚索,T120mm。躲避硐室断面S掘 =4.3m2,S净 =3.6m2;掘宽2.2m,掘高2.2m;净宽2m;净高2m;锚网喷,T100mm。二、永久支护设计设计办法:解析法锚杆设计锚固力:50kN 支护方式:锚网支护(树脂锚杆、金属网)按悬吊理论计算锚杆参数1.锚杆长度计算:冒落拱高度 式中 B-
7、巷道开掘宽度,取4.64m; f-岩石结实性系数,砂质页岩取4。H-冒落拱高度 锚杆长度 (安全系数K取2,L1为锚固段长度,取0.5m,L2为露出围岩长度0.1m)因而,锚杆长度选2.4m,满足规定。2.锚杆间、排距计算:间、排距 式中 Q-设计锚固力,50KN r-围岩密度,取20KN/m3由于本巷道为穿层巷道,因此选用锚杆间排距为800800mm1770mm,满足规定。原设计为锚网喷支护,后矿方规定增长锚索加强支护。锚索间距:11断面为2200mm、2-2断面为;锚索排距1-1及2-2断面均为2400mm。锚索长度为6000及8000,每间隔3排6000长,布置8000长1排,依次循环,
8、每排均为2根。附图4:41、42采区轨道下山永久支护断面图41、42采区轨道下山锚索布置平面图第四节 支护工艺一、永久支护材料1.锚杆:采用左旋高强度螺纹钢树脂锚杆,直径为20mm,长度2400mm;2.锚杆托盘:铁托盘:长宽厚=150mm150mm10mm,碟形铁托盘。3.锚索采用规格为17.8L6000/8000钢绞线,锚固剂采用3支K2850树脂锚固剂,孔径为30mm,托盘规格为30030010mm。4.锚固剂:MSK28/50型树脂锚固剂,每孔两节。5.网:采用直径6.5mm钢筋制作钢筋网,长宽=2500mm900mm,网孔长宽=100mm100mm,网要搭接100mm,用14#铁丝联
9、网,连网间距200mm;托盘必要压住压茬部位。6. 喷砼:喷层为混凝土,砼强度标号为C20,水泥标号为425#水泥,砂为河沙,含水率4%-6%,碎石为5-10碎石,砼配合比为水泥:砂:石子=1:2:2,水灰比为0.45,速凝剂为J85型,掺入量为水泥重量3%5%。喷拱取上限,有淋水时可加大速凝剂掺入量,速凝剂必要在喷浆机上料口均匀加入。二、锚杆安装工艺1.打锚杆眼:(1)按中腰线检查断面,不符合规定先解决合格。(2)由外向里、先顶后帮顺序进行敲帮问顶,找掉活石危石。(3)检查暂时支护与否合格。(4)拟定锚杆眼位,眼位误差不得超过100mm,并在钻杆上做好锚杆眼深标记。(5)打锚杆眼,应由外向里
10、,先顶后帮。2.安装锚杆:(1)先将眼孔内积水、煤岩粉用压风吹扫干净,吹扫时,眼孔方向不得有人。(2)每眼2节树脂药卷,树脂药卷用锚杆慢慢送入眼底,开动锚杆安装机带动锚杆,边推动锚杆边搅拌药卷,搅拌工作持续进行,30s后停止搅拌。(3)15min后,挂网,上托盘,紧固螺母,螺母拧紧力矩不不大于100N.m。(4)遵循每打好一种锚杆眼,安装一根锚杆原则。三、锚索施工工艺1、钻孔:搭好工作台,运用风动钻机配合B19六方中空可接长钻杆和28mm钻头按设计位置钻孔。一人在工作台上扶钻机并接长钻杆,一人在工作台下扶钻机,第三人负责操作钻机,三人密切配合按顶锚杆打眼工艺逐根接好钻杆打设锚索钻孔达到规定规定
11、,然后缩下钻机逐根卸下钻杆。2、安装:运用锚索将3支K2850树脂药卷依次轻轻推送入孔底,锚索下端用专用搅拌器与钻机相连,2人扶钻机,保持钻机与钻孔成一线。开动钻机边搅拌边推动锚索,先慢后快,待锚索插入钻孔达规定量后,全速旋转搅拌40s后停止,下缩钻机,卸下搅拌器。搅拌后锚索外露长度不得超过350mm。3、张拉:锚索安装40min后,依次安装托板(槽钢)、锁具,使它们紧贴顶板。然后挂上张拉千斤顶进行张拉,观测油泵压力表读数达到2MPa后停止张拉,待人员所有撤至被张拉锚索下方半径5m以外后,方可继续张拉。待油泵读数达到35MPa以上后停止张拉,并扳动张拉油泵手把进行卸载,然后2人至工作台上卸下张
12、拉千斤顶。若张拉千斤顶行程不够时,两人扶住千斤顶,将千斤顶回零,然后按上述办法继续张拉到规定规定。4、安装托盘时,不得少于三人,一人抬起槽钢并将锚索插入槽钢孔内,另两人安装小托板及锁具,安装时要站在工作台上,三人密切配合。四、喷射混凝土工艺1.喷射前,检查工作面支护状况,锚杆紧固、网铺设与否符合规定,与否有网包,发现问题及时解决。2.清除矸石杂物,清出墙基。3.检查喷浆机、风水管、输料管接头与否牢固、严密,输料管要平直,喷浆机安顿要平稳,喷浆机送电空载试运转。4.用高压风水冲洗岩面,并设喷厚标志。5.喷射顺序为先墙后拱,从墙基开始自下而上进行,喷枪头与受喷面尽量保持垂直,且距离以0.8m1.0
13、m为宜。6.供风压力为0.4MPa,水压应比风压高0.1Mpa,水灰比0.45,一次喷厚20mm30mm,复喷时间如果超过2h,必要用高压水重新冲洗受喷面。7.开机时,先给水,后开风,再开机。停机时,先停料,后停机,再关水,最后停风。8.解决堵塞故障时,喷射手要紧握喷头,并将喷口朝下。9.喷射质量:表面均匀、平整,无裂缝,无“穿裙”,无“赤脚”。五、光爆锚网喷巷道工程质量规定1. 巷道净宽:(中线至任何一帮)合格品为0+150mm2巷道净高:(腰线至顶、底板)合格品为0+150mm3锚杆:间、排距 +100mm。 孔深 0+50mm。 外露长度 50mm。 角度 105x754.锚索:外露长度
14、300+100mm。间、排距误差100。预应力不不大于设计95%。安装有效深度任意一根95%。角度(90) 87x93。4.喷射混凝土: 表面平整度50mm。 喷层厚度设计值90% 基本深度设计值90%5.水沟: 中心位置 +50mm。 宽度 +30mm。 深度 +30mm。其他按照神华安全质量原则化原则及考核评级办法实行细则汇编(第四版)执行。六、暂时支护1.暂时支护方式:前探支护(双臂前探梁),运用锚杆端部做悬吊点,悬吊前探梁。2.暂时支护材料规格:(1)双臂梁采用直径为50mm钢管制作,长度为3000mm。端头焊接400mm长尖钎子,全长3400mm。(2)钢筋网采用6.5mm钢筋焊接而
15、成,网孔100100mm,规格:长宽=2500900mm。(3)双臂梁数量:两根(每根用两个特制连接器连接)。(4)暂时支护环为两个单环通过螺栓连接,螺栓直径为20mm,环宽为80mmm,直径为90mm,壁厚为8mm。3.暂时支护操作过程及规定:(1)爆破后,先敲帮问顶,清除活矸危石,及时架设暂时支护;作业人员必要站在顶板完好永久支护下,将双臂前探梁前端插入已预留500mm孔内,后端用特制连接器与后排顶部已支护好锚杆尾端连接牢固,每个前探梁必要有两个连接器与锚杆端部固定,连接器用16圆钢与12012010mm碟型钢板焊接制作。(2)在双臂梁上铺好钢筋网,钢筋网与双臂梁之间用14#铁丝捆绑牢固,
16、未接顶处用板材刹紧背实。(3)架设双臂梁时人员必要站在永久支护下安全地点操作。(4)锚杆未打好之前不得撤除双臂梁,禁止空顶作业。附图5:41、42采区轨道下山暂时支护图第四章 施工工艺第一节 施工办法一、巷道施工顺序:巷道先施工主体,水沟、台阶紧跟背面,最后进行轨道铺设及管道安装。二、施工办法: 每个循环放炮后拱部先锚网支护,三至五个循环后拱部初喷,再进行墙部锚网,初喷支护,施工20米后再进行复喷成巷。三、破岩方式:钻眼爆破,全断面一次起爆。四、工艺流程:交接班暂时支护打拱部锚杆挂网打上部眼初喷出碴打下部眼、帮部锚杆挂网装药放炮通风瓦检、安检、敲帮问顶。第二节 开口设计一、开口设计:1施工前由
17、神宁集团金能煤业分公司地生产科提前标定41、42采区轨道下山开口位置、巷道施工中腰线,并严格按中线施工。2开口前,必要按开口设计规定先打好锁口锚杆,锁口锚杆选用202400mm左旋螺纹钢锚杆,间排距为700700mm。二、施工规定: 1. 施工过程中严格执行“敲帮问顶”制度,及时解决浮矸、危岩。2. 开口处警戒位置:直巷距爆破点不不大于120m,弯巷距爆破点不不大于75m;警戒布置必要由当班班组长亲自安排设立与撤除。3. 开口5m范畴内,循环进度缩小至1.0m,空顶距为零,每循环永久支护到迎头。4.爆破前,由专职瓦斯检查员对开口处及开口地点附近20m范畴内瓦斯浓度及其她有害气体进行测定,只有当
18、瓦斯浓度不不不大于1%,其她有害气体不超过煤矿安全规程规定期方可爆破。5.爆破前严格执行“一炮三检、三人联锁、放炮停电”放炮制度。6.跟班人员及时检查周边支护状况,有隐患及时解决。第三节 凿岩方式一、钻眼工具:岩石段:3台YT28型气腿风钻,“一”字型合金钢钻六棱钢空心钻杆。二、将迎头划分左右区域同步钻爆破眼。三、掏槽方式:楔形掏槽。四、防尘办法:湿式打眼。第四节 爆破作业一、爆破材料及器材1.炸药:矿用三级乳化炸药,药卷规格:28mm200mm,重200g。2.雷管:煤矿许用段毫秒延期电雷管。3.发爆器:FD200D(A)型隔爆多功能发爆器。4.母线:铜芯胶质母线。二、装药构造正向持续柱状装
19、药。掏槽眼装药构造示意图: 900mm 200mm 200mm 200mm 200mm 雷管脚线 粘土炮泥 水炮泥 雷管 炸药三、起爆方式:连线方式为串联,起爆方式为正向起爆,全断面一次爆破。四、炮眼布置图及爆破阐明书1.总装药量:(以11断面为例)1.83212.00.90=69.2Kg 式中 q单位炸药消耗量 ,1.83kg/m3 s巷道断面面积, 21m3 l炮眼深度, 2.0m n炮眼运用率, 取90%2.炮眼数量N:1.83212000.9/(0.3200)=115 式中 m每节药卷长度,200mm。 x炮眼炸药系数,普通为0.20.5p每节药卷重量,取200g。3.炮眼布置图及爆破
20、阐明书炮眼布置图及爆破阐明书详见附图6及附表5-1 附表5: 爆破阐明书(1-1断面)炮眼名称眼号眼深(m)角度(0)装药量(公斤)雷管段号连线办法封孔长度水泡泥块数水平垂直每眼眼数总量掏槽眼162.277900.2363.6一次串联起爆填满封实每眼一块辅助眼7162.090900.22104.017282.090900.22124.829432.090900.22156.0周边眼44812.088900.21387.6底眼82912.090840.22104.0水沟眼922.090840.2210.4共计9230.492阐明:炮眼角度以炮眼和自由面夹角为准,眼距在图上标注。由于断面较高可先放
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