青龙山煤矿轨道下山掘进作业规程.doc
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1、大方县青龙山煤矿轨道下山掘进作业规程建设单位:大方县青龙山煤矿施工单位:矿建四项目部编制单位:矿建四项目部项目经理:生产副经理:安全副经理:技术主管:施工队长:编 制 人 :编制时间:2008年9月6日青龙山煤矿轨道下山作业规程会审意见(会审签字单)主持人:时间:地点:参加部门及人员:工程管理部:通风管理部:安全管理部:副总工程师:总工程师:掘进作业规程会审意见一、规程名称:青龙山煤矿轨道下山掘进作业规程二、审批意见:目 录第一章 主要工程概述1第二章 地质说明书2第三章 施工方法3第四章 掘进3第五章 劳动组织配备 掘进作业循环图表及主要技术经济指标表9第六章通风与瓦斯煤尘和防灭火11第七章
2、 运输系统15第八章供电系统17第九章照明、通讯系统17第十章探老巷、老空、过断层破碎带及巷道贯通的安全措施18第十一章 安全技术措施18第十二章 避灾路线26第一章 主要工程概述一、 工程概述青龙山煤矿位于大方县北部八堡乡白果村,南距毕节市小坝镇约5km公里,北东距八堡乡约4km公里,至毕节市约40km,距大方县城约60km,。井田走向长2.0km,倾向宽1.49km,面积为2.9797km2,开采深度由+1700m+1200m。矿区内及附近暂无其它矿井,与周边相邻矿井也无矿界重合。矿井主要开采6-2和26煤层;6-2煤层平均厚1.6m,顶板为深灰色粉砂岩、泥质粉砂岩、细砂岩;底板为灰色泥岩
3、、粉砂质泥岩。26煤层厚度1.232.83m,平均厚度1.78m,采用厚度1.231.62m,平均1.38m,煤层顶板为粉砂质泥岩;底板为泥岩。矿井设计采用斜井开拓,设计生产能力15万吨/年,矿井可采储量426.1万吨,服务年限20.3年。轨道下山:工程量515m,坡度16,井口坐标X=3030953, Y=35552939, Z=+1716m, 方位295,设计断面为直墙半圆拱形,净宽2.8m,净高2.6m,拱高1.4m,净断面积6.5,表土段采用料石碹支护,厚度0.5m:基岩段采用打锚杆,挂网,喷混泥土联合支护,喷混泥土厚度0.1m,锚杆选用20mm,L=2000mm的钢筋树脂锚杆,间排距
4、800800mm,金属网采用6.5mm,规格为1000800mm,网孔规格100100mm。网间搭接100mm。施工拟从井口开始以下山方式掘进,出矸采用耙斗机装车,绞车提升,地面人工翻矸。二、 开竣工时间1、 开工时间:2008年9月20日2、 预计竣工时间:2009年4月5日三、 施工准备开工前先建好施工所需的压风、运输、通风、供电等系统,并准备好施工机械及材料。第二章 地质说明书一、工程名称:青龙山煤矿轨道下山二、工程位置:大方县八堡乡白果村三、周围开采情况:经实地考查,现轨道下山下山方向无煤窑及采空区四、地面地形建筑物:对应地表为高山,井口上方均为灌木林,无任何建筑物及构筑物。五、地质构
5、造:无详细地质资料,据现场考查,预计井筒范围内无大断层及褶曲。六、井筒顶底板情况:井筒所穿岩性多为粉砂岩、泥质粉砂岩,穿过煤层底板时有膨胀性泥岩。七、煤层瓦斯: 6-2煤层、26号煤层均按煤与瓦斯突出矿井进行管理,6-2煤层的煤尘无爆炸性。八、水文地质:矿区均为碎屑地区,地下水受降雨补给,就近排泄。地表冲沟较为发育,多为雨季性溪沟,旱季断流,巷道涌水多为淋水及裂缝水。九、施工中应加强地质预测预报工作,做到“疑必探、先探后掘”第三章 施工方法一、施工方法:全断面爆破成巷,软岩及表土段施工采用松动爆破。二、作业方式:根据现场周岩情况,表土段施工采用掘支单行作业与平行作业相互补充的作业方法。第四章
6、掘进一、巷道形状及断面尺寸、支护1、巷道形状及断面(1)风水管路沿井筒右帮布置,距底板高1m,即以腰线为基础,腰线上铺水管,腰线下铺风管。(2)电缆沿井筒左帮布置距底板1.8m。(3)通风风筒沿井筒拱部靠右帮布置,距底板高2m(4)运输设施临时轨道沿巷道中心铺设。(5)行人、水沟行人侧右帮,水沟靠左帮布置。 (6)工程前期采用潜水泵将工作面积水直接排到地面,中后期在巷道中设临时水仓,安装一台80D454水泵,安装二寸钢管排到地面。2、支护1临时支护表土段明槽开挖采用1:0.5放坡,根据实际情况选择适当的暗硐开挖,表土段暗硐开挖采用木点柱打作临时支护,即在明槽开挖后将碹体砌墙施工到迎头,短掘短砌
7、即掘进二碹长度后停头进行永久支护,掘支长度为2.0m。进入基岩后采用160mm圆木穿鞋戴帽打点柱作临时支护,间排距1000mm,每排不少于三根,炮后扶正打稳,严禁空顶作业。(2)永久支护表土段明槽及软土层段采用料石碹,支护厚度0.5米,沙浆M10,基岩段采用金属网、树脂锚杆+喷砼联合支护,砼标号C20,锚杆20mm,长2m,锚固剂为Z2335型树脂锚固剂2支,托板规格为100m,金属网由6.5mm钢筋制作,网片规格为20001000,网孔尺寸100100。(3)永久支护与临时支护、永久支护与工作面的最小和最大距离规定临时支护与永久支护距离:表土段暗挖长度不大于2m,基岩锚喷段炮前不大于0.8m
8、,炮后不大于2.2m。永久支护与工作面最小距离0.7m,最大距离:喷砼支护与工作面最大距离40m。二、掘进方式(一)表土明槽开挖:1、开挖长度7m进洞2、开挖方式:机械开挖3、开挖放坡系数:根据现场土质采用1:0.5放坡4、开挖段为粘土,稳定性差,采用长3.0m的1寸半加厚钢管沿巷道轮廓线施工超前撞楔,撞楔间距300mm,作超前支护,施工时设专人观察周围土层松动情况。根据情况采取措施。(二)基岩掘进:采用普通光面爆破(三)打眼钻眼机具采用ZYP-7655型风钻,六角钢钎,一字形合金钻头。工作面配置:风钻三台,两台工作一台备用;锚杆机采用MQC-120C。(四)爆破炸药和雷管选择及炮眼布置1.
9、爆破炸药和雷管选择爆破炸药选用三级煤矿许用乳化炸药,毫秒延期雷管引爆。炮眼数目按由公式N=gshm/aq进行计算式中:g单位炸药消耗量,1.7kg/m2;s断面面积7.13;h炮眼利用率0.85;m药卷长度0.2m;a装药系数0.6;q每个药卷重量,0.15;N=1.77.130.850.2/(0.60.15)=23个按光面爆破要求进行炮眼布置 ,周边眼间距400mm,抵抗距500mm,掏槽眼3对沿工作面中下部布置 ,通过布置工作面共布置 炮眼36个。详见炮眼布置图。2. 装药结构采用正向装药,装药结构见附图3.炮眼布置图炮眼布置见附图。4、爆破说明书炮眼编号炮眼名称炮眼深度(m)炮眼个数装药
10、量角度起爆顺序联线方式水炮泥节卷/眼小计(kg)水平垂直1-6掏槽眼2.0643.677901串联27-13辅助眼1.8733.1590902214-18底 眼1.8531.3590853219水沟眼1.8130.4590853220-36周边眼1.81712.55878742合计3611.1三、联线方式1联线方式:大串联2起爆电流计算及起爆器选择(1)回路电阻计算R=TL/S=0.1761202/3.140.50.5=53.8欧(2)串联雷管电阻计算 R=5.836=208.8欧(3)总电阻R=53.8+208.8=262.6欧(4)电流I=U/R=1800/262.6=6.8(A)2(A)
11、其中为型放炮器的峰值电压。根据上述计算该放炮器可满足要求。3联线顺序四、扒装耙装选用0.6m3耙斗机,其工工艺为锚楔安装滑轮固定撤出耙斗机行程范围内所有施工人员检查安全防护扒装。五、运输1矸石运输工作面矸石经耙斗机装入1吨V型矿车经绞车提升至地面就地填入场区内低洼处,排矸路线为:工作面轨道下山井口地面排矸点。2材料运输施工材料由地面工业广场材料棚装车推到轨道下山井口经绞车提放到工作面。六、掘进工工艺流程施工前的准备打眼吹眼检查瓦斯装药检查瓦斯撤人警戒放炮检查瓦斯敲帮问顶临时支护拱部锚网支护出矸两帮锚网支护喷射砼支护七、喷射砼工工艺流程1在喷射砼之前,用高压风或水对岩帮进行冲洗,喷射砼采用分次复
12、喷,第一次喷50mm左右,间隔两小时左右,再复喷。若间隔时间较长,复喷时则应对已喷面清洗后再喷。2.喷料湿润减少粉尘,喷头距受喷面不能太远或太近,一般控制在(0.81)米左右,应尽量垂直受喷面,喷射角度在7590,工作风压调至(0.10.25)Mpa为宜,下料要用筛网,规格2020mm的钢筋园形网片,大小与喷射搅拌机口相同。3工艺流程:准备喷料检查井筒断面清洗受喷面预埋喷厚标志喷射砼清理回弹料。第五章 劳动组织配备 掘进作业循环图表及主要技术经济指标表一、劳动组织配备表见附表511。二、掘进作业循环图表见附表。三、主要经济技术指标序号指标名称单位数量序号指标名称单位数量1炮眼利用率%8510每
13、米雷管消耗量个/m242每循环进尺m1.511每米锚杆消耗量套13.753循环爆破实体岩石m310.712每米锚固剂消耗量支27.54单位岩石炸药消耗量kg/m31.713每米水泥消耗量吨0.35每米巷道炸药消耗量Kg/m7.414小班进尺m1.56掘进断面m27.1315日进尺m4.57矿井瓦斯等级高16月进尺m908岩石硬度F=617循环炮眼长度m669单位体积雷管消耗量个/m33.418第六章通风与瓦斯煤尘和防灭火一、 通风瓦斯(一) 工作面风量计算1、 按瓦斯涌出量计算:Q=1000.0042.0=0.8m3/min式中:掘进期间最大瓦斯绝对涌出量取0.004m3/minK瓦斯涌出均衡
14、系数2.02. 按排除炮烟计算 Q=25A=2511.1=277.5m3/min3.按掘进面最多人数计算Q=304=120m3/min根据上述计算,工作面所需最大风量定为277.5m3/min(二) 风速验算V=Q/S/60=0.71 m/s0.15m/s 符合设计要求(三) 风机选型根据上述计算结果,掘进初期安装一台KFD6.3型211KW对旋风机,掘进中后期安装1台30KW风机可满足掘进要求。(四) 通风设施布置1.风机安装风机安装在井口往外10m处,吸风口距巷道底板高度1米。2.风筒选用800mm胶质帆布风筒,风筒沿巷道拱部靠右布置 。(五)瓦斯安全监控装置布置掘进必须安装瓦斯断电仪,主
15、机安装在地面,T1悬挂在距工作面迎头不大于5M、距顶板不大于0.3M处,瓦斯报警浓度为0.8%,断电瓦斯浓度为0.8%,复电瓦斯浓度0.8%。T2悬挂在距井口往里10至15米、距顶板不大于0.3米处,瓦斯报报警浓度大于等于.8%,断电瓦斯浓度大于0.8%,复电瓦斯浓度小于0.8%。T1、T2只准人工复电,瓦斯电闭锁必须长期处于完好状态。(五) 通风、瓦斯管理1、 通风系统要合理可靠,局扇安装必须符合“三专两闭锁”要求,专人管理风机,严禁随意停开,严禁局扇喝循环风,严禁一台局扇供两个以上掘进头;严禁使用3台以上局扇供一个掘进头。2、 工作面必须配备专职瓦检员,瓦检员必须经过培训合格,并取得上岗合
16、格证的人担任,严禁无证上岗,严禁瓦检员代头代面,瓦斯检查不得出现空班漏检,弄虚作假,脱岗、岗上睡觉等情况。3、 风筒吊挂平直,风筒末端不落地,风筒出口距工作面距离:岩巷不大于7米,半煤岩巷不大于5米,煤巷不大于5米。4、 局扇必须挂牌管理,其停开必须报井口调度,调度同意后由风机工执行(电工兼职),严禁任意开停。5、 井下施工人员严禁破坏通风设施,项目部每班设一名专职通风工维护风筒,确保工伯面风量。6、 放炮地点20M附近风流中瓦斯浓度达到0.8%及其以上时,严禁装药放炮。7、 工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%时,必须停止作业,切断电源,撤出人员,进行处理。8、 回风流中瓦斯浓度达到0.8%时,
17、必须停止作业,撤出人员,切断电源进行处理。9、 放炮后风流中瓦斯浓度达到3%、或炮后30min瓦斯浓度不降到0.8%以下时,必须停止作业,采取有效措施处理后方可恢复作业。10、 井下临时停风时间预计超过24小时的,必须在停风后24小时内对停风地点进行封闭,严禁无风、微风及瓦斯超限作业。11、 瓦检员必须严格执行“一班三汇报”,“一炮三检查”及“三人联锁放炮”制度,监督放炮员按规定使用水炮泥和封填炮泥。12、 小班瓦斯检查不少于三次,记录齐全准确,严禁空、漏、假检现象。13、 对监测、监控系统的管理必须执行制度规定,对设计、安装、验收、检查维护、数据分析、汇报程序、问题处理等进行规范;瓦检器及瓦
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