采区运输上山上山作业规程.doc
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1、施工安全技术措施报审表工程名称:观音山煤矿一井西一一采区运输上山 编号:致:贵州省煤矿设计研究院威信项目监理部:观音山煤矿一井西一一采区运输上山作业规程已编制完成.请予以审查附:观音山煤矿一井西一一采区运输上山作业规程承包单位:湖南涟邵建工集团观音山矿井项目部 项目经理: 日 期: 专业监理工程师审查意见: 专业监理工程师 日 期 总监理工程师审核意见:项目监理机构 总监理工程师 日 期 观音山煤矿一井西一一采区运输上山作业规程 编制人: 项目总工 : 项目经理: 编制日期: 二一一年三月二十日编制单位:湖南涟邵建工集团威信观音山矿井项目部第一章 概况及地质征一、概况设计参数:运输上山联络巷1
2、31.243m,运输上山斜长689.5m、平巷10m,总斜长为830.743m,坡度25,方位340,巷道布置在玄武岩与龙潭组煤系地层中开拓。 用途:服务观音山煤矿一井西一一采区的运煤。巷道在玄武岩中施工设计采用锚网喷支护方式:巷道净宽3200mm,净高2900mm。采用161800mm树脂锚杆,间排距800mm,每套锚杆采用两支K2850树脂锚固剂锚固;钢筋网片采用6.5钢筋加工,网格100100mm,规格10002000mm;喷50mmC20砼。巷道在龙潭组煤系地层中施工设计采用复合支护方式:巷道净宽3200mm,净高2900mm。初次支护:采用161800mm树脂锚杆,间排距800mm,
3、每套锚杆采用两支K2850树脂锚固剂锚固;钢筋网片采用6.5钢筋加工,网格100100mm,规格10002000mm;喷100mmC20砼。二次支护:采用U25U形棚间距800mm,稳定后喷200mmC20砼。二、煤层特征根据地质资料显示运输上山布置在龙潭组煤系底板下的玄武岩中开拓,在井田内长兴组仅C1煤层可采,龙潭组仅C5煤层可采。C1、C5煤层间距31-48m,平均38m。煤层倾角28-42。C1煤层顶板为泥质灰岩、泥质粉砂岩,底板为泥岩、泥质粉砂岩。顶底板岩层稳固性中等。C5煤层顶板为泥岩、泥质灰岩,底板为泥岩、泥质砂岩。顶底板岩层稳固性中等,底板稳定性差。三、水文地质特征井田属于以裂隙
4、含水层充水为主的水文地质条件中等类型。四、瓦斯、煤尘、煤的自燃、地温 井田内C5煤层修正后的瓦斯含量介于220.64ml/g之间,平均8.2ml/ g;瓦斯含量相对较高。本巷道设计不穿煤层,但本矿井属煤与瓦斯突出矿井,必须按突出管理。 煤尘本井田煤尘暂认为有爆炸危险性。 煤的自燃根据初步设计资料,煤层暂认为容易自燃。 地温本井田内存在正常地温梯度背景下的一级高温区。第二章 施工方法及施工工艺 施工方法 从轨道上山+1095m轨道石门进入施工运输上山联络巷,联络巷施工完后,安装一台1m绞车提升,配套P-60耙岩机、1T矿车运输。 联络巷施工中在合适位置与业主、监理沟通扩大断面,做一个车场。 由于
5、运输上山上段平巷只有5m,距离太短,建议业主修改设计,增加平巷段,并设计一个绞车房。 因轨道上山下部车场要打钻,回风井+995回风联络巷队施工完后,可以在运输上山下部,返掘3040m停止;主要是从上向下施工。 施工工艺一、工序 采用风钻打眼,装药、放炮,通风、排烟,临时支护,耙斗机装矸,矿车运矸,绞车提升。运输上山通过1m绞车提升到运输上山联络巷,人力推车到+1095m轨道石门交岔点处,由业主2.5m绞车通过轨道上山提升到上部车场,转电机车运至井口卸矸场通过铲车装汽车运至永久卸矸场。二、爆破作业A、钻眼工作面上、下断面分别采用YTP26型3-5台风钻打眼。眼深均为2m,净进尺均为1.76m,采
6、用激光仪指向,钻眼前首先根据激光仪标定巷道轮廓线,按照爆破图表用布孔仪布眼,采取分区、划片由井帮向中心顺序钻进。严格按准、平、直、齐操作要领进行打眼,实行五定,即定人、定钻、定眼位、定时间和质量。B、爆破设计使用3号煤矿安全炸药,其主要技术参数为:直径32mm、每卷药重0.15Kg、每卷长170mm。为满足起爆要求,选用3m长脚线,段别为15段的毫秒延期电雷管(总延期不超过130ms),光面爆破。采用楔型掏槽,反向连续装药。C、爆破设计按掘进断面8.962进行爆破设计。岩石硬度系数=8-10,施工中根据岩石情况及时调整,经试验选取最佳爆破参数。爆破说明书爆破原始条件名称单位数量名称单位数量掘进
7、断面m28.96炮眼密度个/ m25.13炮眼深度M1.8毫秒雷管个46炮眼个数个46总装药量Kg36.75岩石系数F10炸药类型煤矿安全炸药爆破参数表眼 号炮眼名称炮眼深度(m)炮眼个数(个)装 药 量爆破顺序联线方式卷/眼卷数重量(kg)1-6掏槽眼267426.3串联7-19辅助眼1.8134527.820-38周边眼1.81959514.2539-46底眼1.887568.4共 计5024536.75主要技术经济指标名 称单位数量名 称单位数量炮眼利用率%88每米耗药量Kg23.26每循环工作面进尺M1.58每米巷道耗雷管量m29.11每循环炸药消耗量Kg46每m3岩石耗药量kg2.6
8、0每循环爆破实体岩石m314.16每m3岩石耗雷管量个3.25 装岩:采用P60B耙岩机装岩。耙岩机距工作面距离不大于30m,即每30 m移动一次耙岩机。放炮后,先将工作面矸子倒出,进行打眼作业。工作面后方出矸与工作面前方打眼平行作业。耙岩机装矸入矿车,通过绞车提升到运输上山上部车场转电机车运至井口卸矸场,通过铲车装汽车运至永久卸矸场。三、支护工艺、永久支护A、巷道在玄武岩中施工设计采用锚网喷支护方式:巷道净宽3200mm,净高2900mm。采用161800mm树脂锚杆,间排距800mm,每套锚杆采用两支K2850树脂锚固剂锚固;钢筋网片采用6.5钢筋加工,网格100100mm,规格10002
9、000mm;喷50mmC20砼。巷道在龙潭组煤系地层中施工设计采用复合支护方式:巷道净宽3200mm,净高2900mm。初次支护:采用161800mm树脂锚杆,间排距800mm,每套锚杆采用两支K2850树脂锚固剂锚固;钢筋网片采用6.5钢筋加工,网格100100mm,规格10002000mm;喷100mmC20砼。二次支护:采用U25U形棚间距800mm,稳定后喷200mmC20砼。B、放炮后进行安全检查和质量检查,再安设锚杆,安设锚杆使用MYT-140锚杆机,(帮锚用MYS-50)采用端头锚固。C、按设计要求点好锚杆位置,打锚杆眼,方向应与巷道周边垂直。安装锚杆:a、按设计要求先将锚固剂药
10、包送入孔内;b、将锚杆杆体套上托板及带上螺母,杆尾通过联接套与锚杆机头联接;c、将杆端插入已装好树脂药包的岩孔内,支起锚杆机并利用锚杆杆体将破药包推送至孔内,使药包接触到岩孔底为止;d、搅拌药包,搅拌时间以205s(具体按锚固剂性能确定)为宜,中间不能停钻;e、凝固后拧紧螺母,使托板紧贴岩面。必须根据所采用的机具、锚杆、锚固剂性能进行试验后适当调整施工工艺。D、喷砼:一般情况下,工作面后方喷砼支护与前方工作面打眼及锚杆支护平行作业,顶部喷砼高度大,需安设工作平台。如围岩稳定性较差时,放炮后立即喷砼30-50mm厚封闭围岩,然后再打锚杆挂网,工作面后方复喷砼与前方打眼与锚网支护平行作业。如围岩稳
11、定,墙部锚网支护可留在耙岩机后方适当距离与工作面打眼平行作业。喷砼时,将Z-VII型高效喷射机安放在工作面后方适当位置,砼料在地面搅拌站集中搅拌,使用JS500砼搅拌机,搅拌好的砼料用料车运送至工作面喷砼点。输料管用754.5的钢管或耐磨胶管通过快速接头连接。设计喷砼标号为C20,喷砼配比为水泥砂小石子的重量比= 1 2 2 ,水灰比为0.45。速凝剂的掺量为水泥重量的5%。一般分两次喷射达到设计厚度。为了减少灰尘对人体的危害,在喷射工作面后方安设3组喷雾洒水防尘装置。E、复喷之前先埋桩,保证复喷厚度。一般喷射程序是:先喷射墙基部位,其次喷射两帮墙,最后喷射拱顶部位。F、司机操作顺序为:开机时
12、,开风开水送电加料。停机时,停料停电停水停风。G、喷射时应先喷射裂缝处与凹处,即首先补坑,找平后再按正规操作喷射,喷头应尽量与岩面垂直,并与岩面保持1m左右的间距,自下而上呈螺旋状轨迹移动,旋转直径以300mm左右为宜。H、养护:喷射后坚持洒水养护,每小班安排专人洒水养护两次,养护时间不少于7天。有淋水时可不养护。I、喷砼主要工艺参数确定如下。工作风压:喷射机的工作风压一般需要满足喷头(嘴)处的压力在0.1MPa左右。一般在工作面或后方喷砼,距离较近,工作风压为0.2Mpa以下。水压一般比风压小0.1MPa左右为宜。水灰比:0.45时,平整,粘结性好,石子分布均匀;强度高,与岩石粘结强,回弹、
13、粉尘小;一次喷射厚度:一般不应小于骨料最大粒径的两倍,以减少回弹率;一次喷射层厚度过大,将出现喷层下坠,流淌或与岩面之间出现空壳;喷射层太薄,骨料易于回弹。两次喷射最小间隔时间:在常温(15-20)时,掺速凝剂15-20分。喷射混凝土设计厚度大于一次喷射层厚度时,应分层喷射。、临时支护围岩好放炮后,采用喷砼厚20-30mm做为临时支护后及时打锚杆,如顶板破碎要打超前锚杆或超前管棚支护,必须采取加强支护方式通过破碎带。四、作业循环图表及进度工作面实行正规循环作业,采用平行作业方式,三八制作业,一般情况下,副斜施工正规循环率为76%,则每月实际进度为1.763300.76119m ,能够满足进度计
14、划和工期的要求。施工中必须采取正规循环作业,尽量减少工序循环时间,加快施工进度。附正规循环图。正规循环作业图工序名称时间(分)循 环 时 间12345678安全检查施工前准备15锚杆施工(初喷)70划眼及打上部眼70吹 眼10倒矸、出矸150打下部眼80吹下部眼20装药联线35撤人、放炮通风30出 矸(100)后方复喷或墙部锚杆(150)第三章 生产系统一、通风系统该巷道掘进独头通风距离较长,因此优化通风设计,加强通风管理,着力改善工作环境是提高单进水平,加快施工速度的重要环节之一。根据施工类似矿井的经验,采用如下掘进通风方案。1、施工期的局部通风方案通风方式及风筒选择根据我公司从事类似工程施
15、工的经验,采用压入式通风。风筒选用摩擦阻力较小的800mm或1000mm软质阻燃防静电风筒。风筒布置综合考虑运输方式和巷道断面,风筒沿一侧拱肩部悬吊。风机选型工作面所需风量Q的确定a、按同时工作的最多人数计算QQ=KVpM式中K风量备用系数,取K1.15Vp工作面内每人每分钟所需风量,Vp4m3/minM工作面内同时工作时的最多人数,M20Q1.1542092m3/minb、按炸药消耗量计算QQ5pB/t式中p工作面炸药消耗量,P46kgB炸药爆炸时所产生的气体折合成CO的体积,B36t排除工作面炮烟的时间,t30minQ(54636)/30276m3/minc、按瓦斯涌出量计算(施工中根据现
16、场实际测算)d、按以上计算,工作面所需的风量暂定为Q276m3/min。施工通风机选用FBD NO:6.3/222(风量:460300 m3/min)高效对旋式通风机配800mm软质阻燃风筒压入式通风,可以满足要求。二、提升、运输系统运输上山提升系统JTB-1.0Z绞车提升能力计算、提升机选择提升机JTB-1.0Z调度绞车型号:JTB-1.0Z 牵引力:25KN最大提升速度:1.5m/s 容绳:600mm钢丝绳直径:18.5mm 电机:45KW提升钢丝绳选择斜长取950m,取计算斜长L0=750m。倾角=25 采用定制1t翻斗矿车2辆提升,自重z=565Kg2=1130Kg。提升货载质量:Q=
17、0.85Vjg=0.8511600=1360Kg2=2720Kg(式中:Vj-矿车容积,g-松散矸石比重)拟选15.5钢丝绳,每米重量为0.842:QG=7500.842=613.5钢丝绳安全系数校核:提物:M= (QZ+Q+QG) Sin+(QZ+Q+QG)Cos0.01 =(1130+2720+613.5)Sin25+(1130+2720+613.5)Cos250.01=1927147KN/19.3KN=7.6147KN为钢丝绳最小钢丝破断力总和。7.66.5,符合规程规定要求。绞车能力计算Fj(QZ+Q) (Sin+f1Cos)+PSBL0(Sin+f2Cos)=(1130+2720)(
18、Sin25+0.01Cos25)+ 0.842750(Sin25+0.2Cos25)=2043.310=20433N/1000=20.43KNFj-提升机其强度要求允许的钢丝绳最大静张力QZ-提升容积荷载 Q-提升料物荷载PSB-每米钢丝绳标准重量 L0-钢丝绳最大长度f1-矿车阻力系数取0.01 f2-钢丝绳移动的阻力系数取0.2比较:25 KN20.43KN经过计算运输上山一次提升两辆1t矿车运矸下料,满足施工要求。三、排水系统 斜井施工期间,在井筒内每间隔80m设临时水仓,根据涌水量大小选择合适的地点设水仓。工作面后方利用躲避硐底部做作为临时小水仓,工作面积水用电动潜水泵及风泵排至小水仓
19、,再用潜水泵排至临时水仓内。临时水仓设一台MD46-50(5-9)离心式水泵排至运输上山上部车场的水沟内,排水管为1084,一般采用一级排水。水仓容量及水泵的选择,应根据涌水量的大小与高程计算确定,必须有合理的备用量。 四、供电系统利用观音山进风井原有的供电系统五、安全监测系统一)、便携式甲烷报警仪的配备和使用:1、管理人员下井时必须携带便携式甲烷报警仪,对施工范围内的甲烷进行不间断的监测,如有报警现象(甲烷报警点为1%)必须进行处理。2、爆破工下井担任爆破工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作,并做好记录。3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪,并
20、把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧,当报警时,停止工作,进行处理。4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度,有报警现象时,不得通电或检修。二)、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用:1、掘进工作面甲烷传感器探头安设在距迎头不大于5m的巷道内,其报警浓度为1.0%CH4,断电浓度为1.5%CH4,复电浓度为1.0%CH4,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。2、甲烷传感器应布置在巷道的上方,垂直悬挂,距迎头不得大于5m,距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm。六、压风系统、供水系统利用进风井
21、原有的供压风与供水系统七、通讯系统在工作面距工作第二个躲硐内与运输上山上部车场安装防爆电话,两部电话都与进风井调度室电话相通。第四章 灾害预防及避灾路线一、灾害预防(一)防治瓦斯的措施1、严格执行瓦斯检查制度,瓦斯检查员每班至少三次到迎头检查瓦斯,并及时了解工作面有害气体状况,爆破工要做到“一炮三检”并记录好,班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次瓦斯浓度,坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪悬挂在巷道的上方,垂直悬挂,距迎头不得大于5m,距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm。2、爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1%时,严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓
22、度达到1.5时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理;电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5 时,必须停止运转,撤出人员,切断电源,进行处理。掘进工作面内,体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2时,附近20m内,必须停止工作,撤出人员,切断电源进行处理。3、严格执行炮眼布置,装药量、炮眼装填的规定。4、掘进头供电要使用风电闭锁装置。5、加强局部通风机的管理,保持局部通风机的正常运转,风筒紧跟迎头,出风口距迎头不大于10m。严禁无计划停风。二、避灾路线若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时,施工人员应按如下路线进行撤离并熟悉各避灾路线:受灾工作面运输上山运输上山联络巷+10
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