22612掘进工作面作业规程Word格式.docx
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1.3、工程安排
本巷道由开拓二队施工,巷道工程量为3356.862m,循环进尺1.8m,日进尺10.8m,预计311天完成。
二、地质概况
2.1巷道的煤层和围岩特征及其柱状图
2.1.1巷道的煤层特征
22612皮带顺槽所掘煤层为2.3#煤,煤层稳定,煤层厚度2.89m,结构为:
1.83(0.4)0.61,整体呈一向斜构造,两翼倾角为6°
。
2.1.2围岩特征(见表1)
2.1.3柱状图(见图2)
2.2地质构造
22612皮带顺槽掘进中将揭露一条落差为8.0m的F136正断层;
巷道左侧为FS101和F135断层,落差均为12m,断层附近岩层裂隙发育,并可能有伴生小断层,对巷道掘进有一定的影响。
2.322612皮带顺槽地表及井下四邻关系
22612皮带顺槽地表位于王家坡西南,元家山东南,十字岩村一带。
盖山厚度为285-533m。
井下位于南六采区,北为760东一回风巷、皮带巷、轨道巷,南西邻矿界,西邻22608回采工作面,东为22618工作面。
2.422612皮带顺槽周围的水文地质情况
22612皮带顺槽水文地质条件复杂,属带压开采,工作面煤层底板标高低于奥灰静止水位标高(+900m)100-190m,煤层底板最大突水系数为0.028MPa/m。
实际隔水层厚度(140m)大于安全隔水层厚度(13.66m),属相对安全区。
顶板砂岩含水层水是工作面的主要充水因素,随着工作面的掘进,顶板裂隙增加,顶板砂岩水会沿顶板裂隙和锚杆、锚索孔流入工作面内。
正常情况下,工作面仅有淋水、滴水现象。
预计工作面正常涌水量为3.0-5.0m3/h,最大涌水量为30m3/h。
2.4.1矿压观测:
巷道掘进开口处设一个顶板离层观测站,之后每50m设一个顶板离层观测站,本巷施工长度3356.862m,共需设68个观测站,并用记录牌板显示。
每个站在巷道中心线上安装一个LBY-3型顶板离层指示仪,(严格按顶板离层仪说明书进行安装)用于观测顶板离层状况。
观测频度:
距工作面50m之内每天观测一次,其它测站每周一次。
2.4.2其它地质情况
22612皮带顺槽瓦斯含量低,相对涌出量2.73m3/t;
煤尘具有爆炸性,爆炸指数24.8%;
煤的自燃倾向性属Ⅱ类(自燃发火)。
三、巷道断面及支护形式
3.1巷道平面布置
巷道平面布置图(见图1)
3.2巷道断面及管线布置(见图3)
断面为矩形断面,巷道参数:
毛宽4.5m,毛高3.0m,毛断面积13.5㎡;
净宽4.4m,净高2.95m,净断面积12.98㎡。
3.3永久支护形式
该巷道支护参数编制依据生产技术科《22612工作面设计说明书》。
3.3.1顶板支护
3.3.1.1顶板完整稳定采用“左旋螺纹钢锚杆+锚索+钢筋网+W钢带”对顶板进行支护,每排布置一根W钢带,锚杆间、排距为1.0×
0.9m,呈“五·
五”排矩形布置,五根锚杆全部垂直顶板打注。
在钢带中心两侧各布置一根锚索,间距为2m,排距为1.8m。
垂直顶板打注,循环进尺1.8m。
(见图4)
3.3.1.2顶板裂隙发育时根据现场实际情况锚索按照每2排锚索中间增加1根锚索,按照“五花形”布置。
(见图4-1)
3.3.1.3顶板特别破碎压力大时,在原支护的基础上加套金属棚子,确需加套金属棚子时另外编写专项措施。
3.3.2两帮支护:
两帮采用“左旋螺纹钢锚杆+铁丝网+梯子梁”进行永久支护,按每排三根布置,间、排距为1.0×
0.9m,每排锚杆最上一根距顶板0.3m。
(见图4,图4-1)
3.4综掘巷道采用掘进机机载前探支护进行临时支护,最大控顶距2.0m,最小控顶距0.2m。
(见图5)
3.5支护材料
3.5.1锚杆材料
顶帮锚杆均采用规格为φ20×
2200mm的左旋螺纹钢锚杆,顶锚杆使用树脂药卷为MSCKb2360型与MSK2380型各1卷,MSCKb2360型药卷位于眼底部,帮锚杆使用树脂药卷为MSCKb2360型1卷,顶帮锚杆均呈“矩形”布置。
3.5.2钢筋网材料
钢筋网采用φ6.0mm钢筋焊接成1000×
4300mm的矩形片网,肋与筋的间距均为90mm。
3.5.3锚索材料
锚索采用φ17.8×
6500mm的钢绞线,MSCKb2360、MSK2380树脂药卷各两卷,MSCKb2360型药卷位于眼底部。
3.5.4W型钢带材料
W型钢带使用优质钢板加工为280×
4300mm。
3.5.5铁丝网材料
铁丝网采用10#铁丝编织,尺寸为2000×
5000mm。
3.5.6梯子梁材料
梯子梁采用8#钢筋加工为80×
2100mm,孔间距为1000mm。
3.6支护材料的材质、规格、型号、参数详见下表2
支护材料的材质、规格、型号、参数表2
材料名
型号
规格
参数
备注
锚杆
螺纹钢锚杆
φ20×
2200mm
1000×
900mm
锚索
钢绞线
φ17.8×
6500mm
1800mm
钢筋网
φ6.0mm钢筋矩形网
90×
90mm网格
4000mm
铁丝网
10#铁丝加工
2000×
5000mm
树脂
药卷
MSCKb2360
MSK2380
1卷/根
各1卷/根
各2卷/根
帮锚杆
顶锚杆
W钢带
优质钢板加工
280×
4300mm
1根/排
梯子梁
长2100mm,孔间距1000mm
2根/排
帮锚杆使用
锚索托盘
150×
16mm
一块
锚杆托盘
100×
10mm
四、掘进方式
4.1采用全断面一次成巷方式施工,EBZ160型掘进机配合胶带输送机出煤。
4.2作业方式
工作面出煤、运料平行作业,临时支护、出煤、永久支护依次进行。
4.3工艺流程
交接班→安全质量检查→巷道定向→延长胶带输送机→割煤→临时支护→永久支护→进行下一个循环。
(截割程序见图6)
4.4各工序衔接及施工要求
4.4.1安全检查
开工前,跟班队长、班长、验收员、瓦检员、安全员首先进入工作面进行安全质量检查,分别用2.7m与1.5m长的撬棍站在有支护的安全地点进行“敲帮问顶”,检查工作面10m内的支护,并检查确认超前钻探允许掘进距离是否到位。
同时检查风筒口距工作面的距离、工作面瓦斯浓度、控顶距及机电设备完好等情况,保证都符合规定,确认无安全隐患后,方可让职工进入工作面施工。
4.4.2巷道定向
人工定向时,由两名有经验的老工人配合验收员拉中(边)线,拉线时,最少要由测绘中心给定的三个线点进行校检,若三点不在一线,则返回前一组线点,直到有三个线点在一线才能用以定向,并及时通知测绘中心对不在一线的三个线点进行校对;
激光定向时,每班施工前检查激光是否与校验点重合,不重合时查明原因并纠正。
4.4.3延长胶带输送机
4.4.3.1每掘进15m时进行延接皮带,延接带式输送机时,首先将输送机开空。
把输送带接口开到距输送机卸载滚筒3m处,然后一个人开张紧绞车松绳,另一人倒开输送机,使输送带松弛,抽掉输送带接口穿条,把所加的输送带加好,打输送带卡子必须对正中心,上好穿条,再由一个人操作张紧绞车紧绳,另一人正开输送机,直到输送带张紧合适,保证正常运行。
4.4.3.2延伸输送带时,至少由三个经过培训有经验的人员进行操作,一人负责安全监护、联络,两人负责具体操作。
延伸前必须和工作面的有关人员取得联系,得到同意后方可开始操作。
4.4.3.3松开输送带后,人员站在电机或输送带架子上拆接输送带时,必须把输送机开关停电并闭锁、挂牌停电,并有专人看管防止误开输送机伤人。
4.4.3.4处理张紧绞车乱绳或绞车绳落道时,必须先把绞车绳放松,然后将张紧绞车及输送机开关停电并闭锁,再进行处理。
4.4.3.5紧好输送带后,必须沿带式输送机巡视检查,然后试运转,发现异常,立即停机处理。
4.4.3.6延伸带式输送机工作结束,试运转无问题后方可通知工作面有关人员恢复正常工作。
4.4.4截割方法
截割时,先从左上方定位切割煤帮,直至底板,然后从左到右,从下向上切割中间部分,再切割右帮,最后将巷道轮廓进行修整,保证不超挖,不欠挖,并把煤壁扫平。
具体操作方法:
合上掘进机电控箱开关,启动油泵电机,操作行走手柄,按照巷道尺寸定好进刀位置,启动切割电机,依靠掘进机行走履带向前进刀0.4m后停止行走。
按照截割程序图进行切割,切割中间部分时,水平摆动切割头到位后,使其升高一个截割头距离进行切割,每次跨距不大于0.4m。
切割过程中让装载臂与刮板输送机工作,使铲板紧贴底板,并落下后部稳定器,将掘进机后部略微抬高,使掘进机在切割过程中有较好的稳定性。
切割底部时应一刀压一刀,以免出现硬坎。
如此重复以上动作,切割够一个循环后,掘进机退出工作面,切割头放在底板上,切断机组电源并闭锁,加盖好截割头防护罩。
4.4.5临时支护
4.4.5.1割完煤后,掘进机退后3m,将截割头落地,并闭锁,盖好防护罩,然后进行“敲帮问顶”,检查处理隐患。
人员必须站在永久支护完好的地点,分别用2.7m与1.5m的长柄工具清除活矸危岩及伞檐。
随后人员站在永久支护下联网,网间搭接一孔,一人联网,一人进行安全监护。
联网时使用14#铁丝,隔一孔联一扣,双股扭三匝。
4.4.5.2联网完毕后检查支护装置各部位零件及管路,保证完好状态。
然后铺网,将联好的钢筋网放在顶架上,使顶架上的磁铁将其吸住,然后起动掘进机开进工作面,操作二位三通阀,使液压油切换到支护装置油路。
由掘进机司机调整掘进机临时支护的位置,掘进机司机操作支护装置的支撑缸和折叠缸液压控制阀手柄;
使主架和顶架由折合状态慢慢平稳打开,达到所需的角度和位置时松开两操作手柄;
操作主架的升降油缸操作阀手柄使主架升起达到巷道高度,使钢筋网紧贴顶板。
然后将掘进机开关闭锁停电。
钢筋网与上一循环钢筋网搭接,临时支护完毕后方可进行永久支护。
4.4.6永久支护
割完煤,临时支护完毕后,应进行详细的“敲帮问顶”,确定顶、帮无安全隐患后,开始联网,打注锚杆。
4.4.6.1铺网工艺
铺帮网:
顶板支护完毕后,将帮网铺平拉展,与顶网及原帮网对接,联网时使用14#铁丝,隔一孔联一扣,双股扭三匝。
4.4.6.2顶锚杆的布置及安装
4.4.6.2.1割完煤后,首先进行详细的“敲帮问顶”,处理完隐患后,开始铺网、临时支护、永久支护依次进行。
4.4.6.2.2打锚杆眼前,先按设计要求进行定位,标记,同时在钻杆上也要做一标记,以保证打眼深度。
4.4.6.2.3采用MQT-120型锚杆钻机打锚杆眼,长1.0m、1.5m、2.3m的六角中空钻杆交替使用,φ30mmY型钻头打顶锚杆眼,锚杆钻机由两人操作,一人按眼,一人开机,先开水阀门,再开风阀门,再开风钻。
开钻时,轻按钻机马达手把,待眼位固定并钻进一定深度时,掌钎工把手松开,退到机身后侧监护。
钻机必须保持平稳,严禁前后左右摇摆,打眼时,不得来回拉动钻杆,以免拉动扩大孔径,眼深2.15m。
4.4.6.2.4锚杆眼打好后,取下钻杆,将MSCKb2360、MSK2380型各一卷树脂锚固剂依次放入锚杆眼内(MSCKb2360型在眼底),然后用预先上好连接头的锚杆体将锚固剂送到眼底,外露0.3m时开始搅拌,边搅拌边推进,搅拌时间为15-25秒,保持推力30秒,然后取下搅拌机具,3分钟后将锚杆尾部螺母拧紧且顶开力矩片,使预紧螺母扭矩达到175N·
m,达不到时重新补打,锚杆锚固力不小于105KN。
4.4.6.2.5使用钻机前,必须详细检查风压、水压是否正常,检查风水管接头是否牢固,上好润滑油。
4.4.6.2.6打顶锚杆时,锚杆钻机操作工必须面对靠近钻机作业一侧的煤帮随时观察煤帮变化情况,发现有掉矸现象,应立即停止作业,处理隐患后,方可继续作业。
4.4.6.2.7在打注顶锚杆的全过程中,必须有一人负责安全监护,保证钻机操作工的作业安全。
4.4.7.3帮锚杆布置及安装
4.4.7.3.1两帮采用“左旋螺纹钢锚杆+梯子梁+铁丝网”进行永久支护,两帮均按每排每帮三根布置,间、排距为1.0×
0.9m,每排锚杆最上一根距顶板0.3m。
4.4.7.3.2采用MQTB-80/2.2型钻机配合六角中空钻杆和φ30mmY型钻头打锚杆眼,螺纹钢锚杆眼深2.15m。
4.4.7.3.3安装帮锚杆时,必须将煤壁整修平整,铁丝网铺平紧贴煤壁布置。
4.4.7.3.4左旋螺纹钢锚杆使用连接头配合杆体进行安装,帮眼每眼内放MSCKb2360型药卷一卷。
4.4.7.3.5托盘要与岩面密贴,不得点接触或线接触,尾部螺母必须拧紧,并使用力矩扳手进行检查,左旋螺纹钢锚杆预紧螺母扭矩为175N·
m,锚固力不小于105KN。
4.4.7.3.6拧紧螺母,保证锚杆螺母外露出锚杆丝扣10-40mm之间。
4.4.7.3.7巷道内如遇地质构造等特殊情况,巷道超高800mm每排必须补打一根帮锚杆。
补打的帮锚杆与上一排帮锚杆的距离为900mm。
4.4.7.4锚索的安装
4.4.7.4.1利用MQT-120型钻机配合φ19mm可接六方中空钻杆和φ30mmY型钻头钻孔,孔深6.3m。
4.4.7.4.2安装时,将MSCKb2360型树脂锚固剂和MSK2380型树脂锚固剂各两卷依次放入孔内(MSCKb2360型树脂锚固剂在眼底),用锚索将药卷推至孔底,上好锚索安装器,将锚索安装器与钻机连接。
4.4.7.4.3开始时,钻机低速运转,均匀用力将锚索往里推当锚索外露1.0m时,快速钻动钻机,最终锚索露出锁具150-250mm,保持钻机平稳搅拌45秒后停止,再保持钻机推力1分钟后,方可撤钻机。
4.4.7.4.4安装锚索1小时后,开始上托盘和锁具,用锚锁涨拉机进行涨拉承载,保证涨拉压力读数不低于30MPa,要求锚固力不小于200KN,锚索安装到位后应采用锚索套进行保护,防止扎伤风筒及作业人员。
涨拉过程中,人员严禁站在涨拉千斤顶下方90°
锥体3m范围内。
五、运输方式及管理
5.1煤的装、转、运方式
皮带皮带
22612皮带顺槽工作面---→760东皮带大巷--→南二煤库--→南翼皮带巷
—→低硫卸载坑→低硫上仓皮带→低硫煤仓→地面(见图7)。
5.2材料、设备的运输方式
蓄电车提升机架线电机车架线电机车
地面---→副斜井---→井底车场----→760轨道大巷-----→760东轨道大巷
架线电机车绞车绞车
-----→南六2#材料下车场--→南六2#材料上车场--→22612皮带顺槽车场
绞车或人力
-----→22612皮带顺槽工作面(人力运输距离不得超过300m)。
5.3上、下班人员行走路线
步行猴车人车
地面主井候车室主井760运输大巷760东轨道
步行步行
大巷南六2#车场工作面。
5.4运输管理规定和措施
轨道铺设执行《煤矿安全规程》的规定和镇城底矿运输管理相关制度的规定。
5.4.3运料措施
5.4.3.1斜坡或平巷串车必须使用专用的、合格的插销、三环链,并按规定数量挂车,严禁超挂车。
所有斜坡必须安设可靠的一坡三挡设施,施工下山巷道时,必须在斜坡上部变坡点前2.0m处安设爬轨式阻车器;
斜坡变坡点下20m处安设与斜坡顶部爬轨式阻车器联动的一套帘式挡车器;
斜坡中部设置抓轴式阻车器或空吊阻车器,斜坡坡度大于8°
时每隔100m设置一组,斜坡坡度小于8°
时每隔150m设置一组;
在距轨道道头20m处设置一道临时挡车器,并随轨道头向前移而前移,所有挡车器必须专人管理,发现问题及时处理。
绞车司机检查绞车完好情况,钢丝绳排列情况,有一项不合格严禁拉放车。
信号工检查信号系统情况,信号必须双向对打,声光俱全,并要进行联系性实验,不完好不准拉放车。
把钩工检查钢丝绳,检查牵引车数、各车的连接和装载情况。
牵引车数超过规定,连接不良,或者装载物料超重、超高、超宽或者偏载严重有翻车危险时,严禁发出开车信号。
以上检查如有问题,必须先进行处理,处理完后方可进行作业。
5.4.3.2斜坡运输必须严格执行“行车不行人,行人不行车”制度。
5.4.3.3拉放车信号规定:
一响——停车,二响——拉车,三响——放车,四响——慢拉
五响——慢放,乱响——事故。
5.4.3.4绞车司机执行绞车司机操作规程相关规定。
5.4.3.5信号工、挂钩工执行信号工、挂钩工操作规程相关规定。
5.4.3.6运料工执行运料工操作规程相关规定。
5.4.3.7人工运料严格执行《人工运料安全技术措施》中相关规定。
5.4.3.8交接班时,车辆必须放在平巷,并关闭好所有挡车设施。
5.4.3.9每次挂钩完毕,必须对车辆各部位、保险绳、连接装置等再详细检查一遍,看是否完好正确,牢固可靠,然后瞭望车辆运行方向有无障碍和隐患,确认安全后打开车场挡车装置,进入躲避硐等安全地带,方可发出开车指令进行提升作业。
5.4.3.10车到位后,用铁马阻车器、爬轨阻车器或小头直径不小于180mm的优质圆木向坡底方向倾斜75~80°
作老汉木阻车,必须要将车辆固定可靠,在坡道上装卸物料时,不准摘开钩头和车辆间的连接装置,且绞车司机要闸紧制动闸,不得引起车辆移动,严禁脱岗。
将临近的一坡三挡全部关闭,然后装卸,严禁在车辆的下方有人停留或工作。
严禁只用木楔打掩或用阻车器在串车中间的位置上换钩;
严禁蹬车摘挂钩。
摘钩时,先摘保险绳,后摘钩头;
挂钩时,先挂钩头,后挂保险绳。
5.4.3.11无极绳运输线路内安装的爬轨阻车器和挡车器必须保持常闭状态,只有车辆正常通过时方可打开。
5.4.3.12根据《煤矿安全规程》第八十条和第九十一条规定,施工躲避硐,人行道必须设置红灯和语音提示装置。
5.5运煤措施
5.5.1开胶带输送机时严格执行“开水开机,停机停水”的原则。
5.5.2停机前,必须把胶带输送机上的煤拉空,避免带负荷起动。
5.5.3胶带输送机司机离开岗位时,必须切断电源,把开关停电,并闭锁。
5.5.4信号规定
一响——停;
二响——正开;
三响——倒开;
乱响——事故。
5.5.5胶带输送机启动时点试不少于两次,点试的行程不超过0.5m,时间间隔在20秒以上。
六、通风系统及管理
6.1通风系统(见图8)
6.1.1新鲜风风流路线:
地面→南进风井→760东轨道大巷→南六2#材料车场→22612皮带顺槽车场→局部通风机→风筒→工作面。
6.1.2污风风流路线:
工作面→22612皮带顺槽→22612回风联络巷→760东总回风巷→八字山回风井→地面。
6.2通风方式
采用局部通风机压入式通风。
局部通风机安设在22612皮带顺槽车场里程80m处的平直段,两台风机前后布置,必须保证放置处底板找平、硬化,风机使用专用支架进行支设,支架稳定牢固,风机吸风口下边缘距巷道底板高度大于300mm,风机上边缘距顶板高度大于200mm,同时必须保证风机前后5m范围内断面规整、无杂物、支护完好、无淋水、积水等。
风筒为φ800mm的柔性风筒,使用φ6mm钢绞拉线,在风筒侧第一根顶锚杆上固定崩紧,用于吊挂风筒,风筒逢环必挂。
风筒吊挂在巷道前进方向右侧,风筒最外缘距顶距离为200mm,距底板1.8m。
风机开关安装在距风机吸风口5m以外的新鲜风流中。
6.3风量计算
6.3.1工作面需风量的计算
6.3.1.1按瓦斯涌出量计算:
Q掘=125×
q掘×
k掘=125×
1.1×
1.7=234m3/min
式中:
Q掘——掘进工作面实际需要风量m3/min;
q掘——掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量m3/min;
k掘——掘进工作面瓦斯涌出量不均衡备用风量系数;
125——掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过0.8%换算系数。
6.3.1.2按二氧化碳涌出量计算
Q掘=100×
k掘=100×
0.04×
1.2=4.8m3/min
q掘——掘进工作面回风流中二氧化碳绝对涌出量m3/min;
k掘——掘进工作面二氧化碳涌出量不均衡备用风量系数;
100——掘进工作面回风流中二氧化碳浓度不超过1.0%换算系数。
6.3.1.3按良好劳动气候条件所需风量计算
Q掘=60V小·
S=60×
0.25×
12.98=195m3/min
式中:
V小——创造良好的劳动气候条件最低风速取0.25m/s
S——掘进巷道净断面积,12.98m2
4)按工作面人数计算
Q掘=4N=4×
46=184m3/min
N——掘进工作交接班的人数最大值,取46人;
4——《煤矿安全规程》规定井下每人需风量为4m3/min。
综合上述计算,22612皮带顺槽的最低配风量为Q掘=234m3/min
6.3.2局部通风机的选型:
FBDYNO6.3/2×
30型局部通风机,风机单电机运转风机吸风量取260~350m3/min,风机双电机运转风机吸风量取450~550m3/min。
则
Q容易=Q吸(1-L%×
n%)=260×
(1-L%×
2%)=260×
(1-50%×
2%)=257m3/min
Q困难=Q吸(1-L%×
n%)=450×
2%)=450×
(1-1200%×
2%)=342m3/min
Q——工作面的实际供风量m3/min;
Q吸——局部通风机实际吸风量m3/min;
L——风筒的长度;
n%——风筒百米漏风率取2%。
因为Q掘实>Q掘所以本工作面风机选择FBDYNO6.3/2×
30型局部通风机两台供风。
其中一台为1#风机,一台为2#风机,两台风机实行单双日手动切换,单日用1#风机,双日用2#风机,杜绝无计划停风。
6.3.3局部通风机的配风计算
6.3.3.1FBDYNO6.3/2×
30型局部通风机运转时,现场最大吸风量:
单电机取350m3/min;
双电机取550m3/min
单电机:
Q局=N×
Q吸+15×
S=1×
350+15×
12.08=531m3/min
双电机:
550+15×
12.08=731m3/min
N——安设局部通风机台数,取1;
S——风机安设巷道的净断面积12.08m2;
Q吸——局部通风机的井下现场最大吸风量,m3/min。
6.3.4风筒出口到工作面的距离计算
L射=4×
S1/2=4×
12.981/2=14.4m>10m
L射——风流的有效射程m
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