主井井底车场施工作业规程.docx
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主井井底车场施工作业规程.docx
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主井井底车场施工作业规程
义煤集团新安县鑫茂煤矿
井底车场施工作业规程
第一章概况
第一节基本概况
主井井底车场位于井田上部,水平标高+155m,走向方位角121º,设计全长170m。
车场内设置煤仓、消防材料库、变电所、井底绕巷等。
主要用于矿井进风、煤炭、材料运输和人员上下,服务年限至矿井报废,服务时间长,质量标准要求高,为确保该工程安全、顺利施工,特编制本施工作业规程。
第二节编写依据
本作业规程设计主要依据为《新安县兴山煤矿技术改造初步设计(修改)》、《新安县兴山煤矿技术改造设计安全专篇》、《河南省新安县兴山煤矿水文地质调查报告》以及矿井编制的各种安全技术安全措施和了解到老井开采情况。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及附近采区开采情况
主井井底车场地面相对位于付斜井口北150米,距离矿区办公楼西北200米,地表为农田无其他建筑物。
主井井筒南侧有一宽约30米、深15米的自然泄洪沟。
井巷沿倾向上方50米有原报废老井掘进老巷,该老巷水平标高自+309米~+120米,全长320米,下方附近无采区老窑。
第二节煤(岩)层赋存特征
本矿地层内含煤地层石炭二叠系,主要为上石炭统太原组和二叠统山西组。
1、上石炭统太原组一煤组
该煤层含煤八层,称为一煤组。
底部的一1煤层为不稳定煤层,局部可采,其余各层均为不可采,极不稳定煤层,有时为炭质泥岩所代替。
该组煤层薄,煤层及灰岩层数多,具有明显的沉积旋迴特征,每层灰岩之下含1~2层煤或煤层层位。
2、二叠系山西组二1煤层
二叠系山西组下部的二1煤层,是本矿的开采对象,区内二1煤层全区发育,埋深10~580m赋,赋存标高在+300~-300m之间,煤层倾角35º~45º,平均42º,为倾斜煤层。
二1煤层为黑色,厚度大,易于对比,其本身也是一个良好的标志层,矿区内二1煤层整体呈单斜构造,厚度较为稳定,煤层厚度在1.51~6.49m,平均厚为3.32m,受煤层原生构造影响,井田范围内二1煤层不含夹矸,本组地层厚度79.76m,二1煤层含煤系数4.16%。
二1煤层层位稳定,全区发育,测井曲线发育良好,是良好对比标志层,其老顶是灰白色细至中粒长石石英砂岩,含云母特多,层位稳定,名谓大占砂岩,是预见二1煤层的主要标志之一;二1煤层上部约30m处有一层灰色鲕状泥岩,平均厚4.17m,层位稳定,是预见二1煤层的辅助标志,二1煤层底板下6.7m,有1—3层薄层状菱铁质泥岩,致密坚硬,比重大,层位稳定,也是对比标志层。
第三节地质构造
矿区位于新安向斜东北部北翼,属土石洞背斜之背翼,为一单斜构造,岩层走向北东,倾向北西,倾角40º~45º,构造简单。
对矿区有影响的构造为土石同背斜与F13和F35断层。
1、土石洞背斜轴部在矿区以南约700m处,轴向284º,向NW倾伏,北翼陡、南翼缓,属一不对称背斜,对矿区煤层形态起控制作用。
2、F13断层
为矿区西部边界断层,断层走向北西,延展长度约1000m,倾向60º,倾角70º,断层落差大于100m,17—3钻孔对该断层进行了控制为正断层。
3、F35断层
为矿区东部边界断层,断层走向北西,延展长度约1000m,倾向232º,倾角70º,断层落差60m左右,17—1钻孔对断层进行了控制,为正断层。
矿井主要断层详见表
断层名称
性质
走向
倾向
倾角
落差
备注
F13
正断层
NW
60º
70º
大于100m
F35
正断层
NW
232º
70º
大于60m
第四节水文地质
1、含水层
①寒武系灰岩含水层
由灰色原层状灰岩组成,区域上该含水层厚144m,厥山井田共四孔揭露,揭露2.04m~32.37m,其中有一个孔涌水,涌水量3.49m3/时,该含水层为二1煤层底板间接充水含水层,属岩溶裂隙承压含水层,富导水性强,但不均一,正常情况下该层水一般不会进入二1煤层矿井,但从郁山矿井下突水特征分析,应与该层水进入矿井有关,可能受断层的影响,局部地段形成导水通道或薄弱带,造成该层水涌入矿井。
②太原组灰岩含水层
太原组灰岩含水层由上、下两段灰岩组成,上段灰岩由厚层状遂石条带灰岩及遂石团块灰岩组成,厚5.9m~14.50m,平均厚9.4m,为岩溶裂隙水弱含水层,是二1煤层底板直接水含水层,下段灰岩段由灰色泥灰岩组成,厚4.43m~9.06m,平均厚6.48m,为岩溶裂隙水弱含水层,为二1煤层底板间接充水含水层,根据矿区外围对上下段及中段砂岩钻孔混合抽水试验结果,单位漏水量为0.0246升/秒.米,矿区内2个钻孔未见漏水孔和严重消耗孔,岩溶裂隙不发育,富水性不强,导水能力较弱,但由于本组灰岩段的不均一性,若遇断层或薄弱地带,有可能直接进入矿井,造成淹井。
③山西组石灰岩含水层
由山西组中粗粒砂岩组成,平均厚度为37.31m,该层为二1煤层顶板直接充水含水层,属裂隙、孔隙承压水,富导水较差,但其所含地下水可直接进入矿井,引起矿井涌水量增大。
④下石盒子组砂岩含水层
一般由5~7层砂岩组成,厚约35m,本区所在井田未取得相关资料,据新安井田资料,单位涌水量小于0.1升/秒.米,该层属二1煤层间接充水含水层,但因富水性弱,距二1煤层较远且有多个隔水层阻挡,对矿井不具威胁。
⑤第四系含水层
由堆积松散的砂砾石层,卵石层等构成,厚度变化大,据1998年以前调查,矿区附近该含水层有泉眼出露于卵石层,流量变化大。
2、主要隔水层
①本溪组隔水层
由铝质岩、铝质泥岩组成,平均厚度13.89m,隔水性好,一般能阻隔寒武系灰岩含水层与太原组灰岩含水层发生水力联系。
②二1煤层底板隔水层
由太原组最上一层灰岩顶至二1煤层底间的泥岩与细碎屑岩组成,厚约13.48m具一定隔水性,正常情况下可阻止太原组灰岩水进入二1煤层,但在该层薄弱地带或遇构造破坏将失去隔水作用。
③二1煤层顶板隔水层
由二1煤层至砂锅窑砂岩间的泥质岩及细碎屑岩构造,厚25m~35m。
一般能阻止煤层上部砂岩含水层间的水力联系。
3、矿井充水因素分析
①、断水层
F13、F35两断层的存在和与其伴生的小断层,使矿区局部水文地质条件趋于复杂,寒武系含水层、太原组含水层中的地下水均可沿裂隙带突入矿井,威胁矿井安全生产,同时断层破碎带往往是地下水的赋存的空间,又是地下水的活动通道。
②、大气降水
大气降水可通过补给地下水进入矿井,雨季矿井涌水量通常增大数倍,大气降水还可以形成洪流,沿基岩或煤层漏头以及断裂,冒裂带进入矿井。
③、地下水
引起矿井充水的主要因素为地下水,特别是鑫茂矿区东西边界为的两条(F13、F35)正断层,井田走向长度仅450m~500m。
4、矿井水文地质勘查类型
矿区二1煤层底板直接充水含水层单位涌水量均小于0.1升/秒.米,水文地质条件相对简单,属二类一型。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
主井井底车场位于井田上部,水平标高+155m,设计全长170m,巷道坡度2‰,巷道布置见附图一。
第2节支护设计
主井井底车场采用半圆拱料石砌碹,巷道规格分为2种规格:
第一种巷道中宽3.6m,中高3.2m,基础深0.5m,壁厚0.5m;第二种巷道中宽2.6m,中高2.7m,基础深0.5m,壁厚0.5m。
巷道规格详见附图二、三巷道断面图。
第三节砌碹质量标准
1、巷道净宽:
中线到任何一帮的间距不小于设计尺寸20mm,不大于50mm。
2、巷道净高:
腰线上、下均不小于设计尺寸30mm,巷高不大于设计尺寸100mm。
3、巷道坡度:
50m内的坡度允许误差1‰。
4、砌体厚度:
砌体厚度局部不得小于设计50mm。
5、壁后充填:
要求充填密实,充填材质符合要求。
6、基础深度:
深度应符合设计要求,要做到实底,在坚硬岩石上的基础部分不小于设计50mm。
7、压茬及接茬:
压茬不小于砌块宽度的1/4,必须接茬严密。
8、砌体灰缝:
要求灰缝饱满,没有瞎缝。
9、水沟:
必须保证水沟畅通,水沟的深、宽不超过设计±30mm,盖板数量齐全,搁置稳固。
第四章施工工艺
第一节施工方法
本工作面采取按设计全断面一次掘出掘进断面,然后按照设计断面进行永久性砌碹工作,边掘边砌,一次成巷的施工方法施工。
第二节凿岩方式
本工作面采用VF-16/7型空气压缩机供风,YT24型气腿式气动凿岩机配合MZ2-12型煤电钻人工钻眼,钻眼深度2.0m。
第3节爆破作业图表
1、(3.6米断面巷道)爆破原始条件
名称
单位
数量
名称
单位
数量
巷道掘进断面
m2
14.75
炮眼数目
个
60
岩石坚固性系数f
4~6
雷管数目
个
60
炮眼深度
m
2.0
总装药量
kg
31.5
炮眼说明表
眼号
眼名
眼深
(m)
眼数
(个)
装药量
起爆
顺序
联线
方式
装药
结构
单孔
小计
卷数/个
质量/kg
卷数/个
质量/kg
1~6
掏槽眼
2.2
6
6
0.9
4
5.4
Ⅰ
串联
正
向
装
药
7~18
一圈辅助眼
2
12
4
0.6
4
7.2
Ⅱ
19~34
二圈辅助眼
2
16
3
0.45
3
7.2
Ⅲ
35~50
周边眼
2
16
3
0.45
3
7.2
Ⅳ
51~60
底眼
2
10
3
0.45
4
4.5
Ⅴ
合计
60
31.5
预期爆破效果表
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
%
90
每米巷道消耗炸药量
kg
17.5
每循环工作面进尺
m
1.8
每循环炮眼总长度
m
121.2
每循环爆破实体岩石
m3
23.6
每立方米消耗雷管量
个/m3
2.54
炸药消耗量
Kg/m3
1.33
每米巷道消耗雷管量
个/m
33.33
二、(2.6米断面巷道)爆破原始条件
名称
单位
数量
名称
单位
数量
巷道掘进断面
m2
10.13
炮眼数目
个
40
岩石坚固性系数f
4~6
雷管数目
个
40
炮眼深度
m
2.0
总装药量
kg
19.95
炮眼说明表
眼号
眼名
眼深
(m)
装药量
起爆
顺序
联线
方式
装药
结构
单孔
小计
卷数/个
质量/kg
卷数/个
质量/kg
1~6
掏槽眼
2.2
6
0.9
4
5.4
Ⅰ
串联
正
向
装
药
7~8
辅助眼
2
4
0.6
4
1.2
Ⅱ
9~17
辅助眼
2
3
0.45
4
4.05
Ⅲ
18~32
周边眼
2
2
0.3
2
4.5
Ⅳ
33~40
底眼
2
4
0.6
4
4.8
Ⅴ
合计
19.95
预期爆破效果表
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
%
90
每米巷道消耗炸药量
kg
11.08
每循环工作面进尺
m
1.8
每循环炮眼总长度
m
81.2
每循环爆破实体岩石
m3
16.21
每立方米消耗雷管量
个/m3
2.47
炸药消耗量
Kg/m3
1.23
每米巷道消耗雷管量
个/m
22.2
第4节装载与运输
本工作面采用1吨非标侧卸式矿车装煤(岩),人工装(煤)岩,人工推车的轨道运输方式,矿车主要技术参数长2100mm,宽820mm,高1250mm。
矿车轨距600mm。
第5节管线及轨道敷设
巷道内设计敷设Φ500mm反压边阻燃风筒一趟,Φ73×3.5mm的无缝钢管2趟,一趟作为压风管路,一趟作为防尘管路,127V煤电钻电缆一趟,与调度室程控交换机相连通的本安型电话线一趟。
第五章生产系统
第1节通风
该工作面采用2台(一用一备)YBT52-2型局部通风机压入式供风,风机功率11千瓦,风筒直径500mm,供风量0.42~3.75m3/s,风压500~2400Pa,风机安装在副井口南50米处。
按有效风量75%计算供风量为168m3/min。
风量验算:
1、按工作面最多人数计算:
Q=4NK
=4×10×1.25
=50m3/min
式中:
Q—工作面风量
4—每人每分钟最小供风标准
N—工作面同时最多人数10人
K—通风系数取1.25
2、按瓦斯涌出量计算:
Q=100×q掘绝×KCH4m3/min
=100×0.45×1.8
=81m3/min
式中:
KCH4—瓦斯涌出不均衡通风系数取1.8。
q掘绝—(据设计)掘进工作面绝对瓦斯涌出量按矿井的20%计,则q掘绝=7.1×455×0.2/1.440=0.45m3/min。
3、按工作面炸药消耗量计算:
Q=
=
=144m3/min
式中:
Q掘—掘进工作面实际需风量m3/min。
Ai—掘进工作面一次爆破所用最大炸药量7.2kg。
b—每公斤炸药爆炸后生成的当量,根据炸药有毒气体国家标准取b=0.1m3/kg。
T—通风时间,取25分钟。
C—爆破通风后,允许工人进入工作面工作的CO浓度,取0.02%。
4、按风速进行验算:
⑴按最低风速0.25m/s
Q=0.25×s×60
=0.25×10.12m2×60
=151.8m3/min
⑵按最高风速验算:
Q=4×s×60
=4×10.12m2×60
=2428.8m3/min
经以上各项风量计算和风速验算:
151.8m3/min<168m3/min<2428.8m3/min符合《煤矿安全规程》规定。
第2节压风
根据该工作面的施工需要和技改设计要求,施工期间压风站设在距副井井筒50m处,站内设FHOGD-75F-14.0/7型空气压缩机供风,压风机功率55KW,排气量10.4m3/min,电压380V,转速1480V/min,一用一备,井筒内选用Φ73×4mm无缝钢管,压风支管选用Φ57×3.5mm无缝钢管。
第3节瓦斯防治
本矿井为低瓦斯矿井,矿井瓦斯绝对涌出量3.538m3/min,相对涌出量7.1m3/d,但随着开采深度的增加在日常的瓦斯防治仍要严格按照高沼矿井管理。
1、加强矿井通风设施管理,建立并保持稳定可靠的通风系统,防止瓦斯积聚。
2、落实瓦斯监测监控制度,人工监测和机器24小时不间断监测相结合,做到瓦斯的预测预警。
3、临时停工不得停风,停风时必须在掘进面口设置栅栏、警栏,切断间工作面的供电电源。
4、停风工作面恢复工作时必须制定排放瓦斯安全措施。
第四节综合防尘
1、工作面采用湿式打眼,水炮泥爆破作业。
2、距工作面30-50m处设置一道能够覆盖巷道全断面的降尘水幕,并保持水幕常开。
3、爆破前和爆破后必须对巷道帮顶进行洒水冲刷。
4、装煤(岩)前和装煤(岩)当中对煤(岩)进行洒水,保证湿式的装岩。
5、职工各人必须佩戴口罩,搞好个人防护工作。
第五节防灭火
本矿区煤层不具自燃性,因此防火工作重点为外因火灾,本巷道采用料石砌碹支护,防火重点一是加强机电设备特别是电缆接头的管理,二是加强油脂管理,井下清洗风动工具的破布废油必须用密封的铁桶打到平地进行掩埋处理,严禁乱扔乱放。
第6节安全监控
矿井安装有KJ95N安全监控系统,主井安装2#监控分站,从分站引出5根线路,3根引至主井地面局部扇风机开停传感器和瓦斯断电仪,2根引至工作面瓦斯传感器,传感器一个挂在距工作面迎头5m位置的巷道顶板,一个挂在工作面回风口离主井筒10-15m处,传感器悬挂距顶板不得大于300mm,距巷道侧壁不得小于200mm。
当工作面瓦斯浓度达到1%时,工作面甲烷传感器报警;超过1.5%时,安装在地面的瓦斯断电仪发生动作,切断工作面所有非本质安全型电气供电电源。
工作面回风流中瓦斯浓度达到1%时,安装在回风流中的甲烷传感器报警并通过安装在地面的瓦斯断电仪发生动作,切断工作面所有非本质安全型电气供电电源。
只有待工作面瓦斯浓度降低至1%以下,方准恢复向工作面送电。
第7节供电
向本工作面供电电源取自矿变电所2#配电柜,电压380V,地面采用架空线路,电线断面积240mm2,线路长240m,经主车房配电柜接出局扇机电源、主井2m绞车电源、井下排水水泵电源、照明信号等。
第8节排水
本工作面涌水经巷道内的水沟自流至临时水仓,经5吋潜水泵直接排至平地水池。
第9节运输
工作面采用1吨非标矿车运输,人工推车至井筒罐笼,由安装在地面的2JK-2×1/20型双筒绞车提升至平地,由人工将煤(岩)车推至煤场或碴厂翻掉。
空车、料车运输路线:
地面人工推车井口罐笼2JK绞车下放井底人工推车工作面;
重车运输路线:
工作面人工推车井底罐笼2JK绞车提升井口人工推车煤、碴场。
第10节照明、通讯和信号
本工作面掘进施工期间不设计、安装使用照明装置。
信号系统电源来自安装在主绞车房的信号照明综合保护开关;通讯电话电源来自地面型数字程控交换机,号码为8004,能够和矿调度室、各矿长办公室以及其他工作地点联系。
第五章劳动组织及主要技术经济指挥
第一节劳动组织
本工作面采用综合作业队,劳动组织形成“三八”制作业,打眼出矸作业,每班出勤11人,人员配备见附表:
工种
八点
肆点
零点
合计
班组长
1
1
1
3
打眼工
2
2
2
6
放炮工
1
1
1
3
装矸(砌碹工)
4
4
4
12
信号工
1
1
1
3
拥罐工
2
2
2
6
小计
11
11
11
33
第二节循环作业图表
项目
时间
单位
作业循环时间
0点班
8点班
4点班
min
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
18
19
20
21
22
23
24
交接班
20
打眼
240
放炮
60
出(煤)碴
100
临时支护
60
交接班
20
出(煤)渣
200
挖基础
60
砌墙
200
交接班
20
砌墙扩顶
100
封拱
300
挖水沟
30
清理
30
第3节主要经济技术指标
序号
项目
单位
指标
备注
1
工作面长度
m
170
2
煤层厚度
m
2.6
3
煤层倾角
º
45
4
掘进方法
炮掘
5
循环数
个
1
6
循环进度
m
1.8
7
进度
m/d
1.8
8
日出勤人数
个
33
9
炸药消耗
kg
31.5(19.95)
10
雷管消耗
个
60(40)
第6章安全技术措施
第1节通风管理
1、加强局扇管理,局部扇风机必须指定专人看管,保证24小时不间断供风,任何人不得擅自停机。
2、因检修等原因需停机时,必须报经矿调度室同意,撤出人员、切断向工作面供电的电源,方准停风。
3、向工作面供风的风机应安装2台,一台工作一台备用,备用见机应与工作风机型号或性能相同,如型号不同时,最小供风量必须满足生产需要。
4、局部扇风机应安装在本地区主导风向上风头,距主井口15m以外,局扇风机应架空安装,距地面不少于0.3m,上面并应有遮挡,防止雨淋。
5、局部通风机供风风筒,必须使用反压边阻燃风筒,风筒直径不少于500mm,风筒应吊挂平直,接头严密,拐弯处用铁弯斗连接,不能有脱节漏风现象。
6、风筒因爆破或其它原因损坏漏风时,应及时进行粘补,或更换、减少漏风量。
7、工作面应备用5m和10m风筒,随着工作面的推进及时接送保证风筒末端距工作面迎头不超过5m。
8、风筒吊挂必须做到逢环必挂,缺环必补,接头要对接严密,杜绝反绝头。
9、严禁无风,微风作业。
10、临时停工时,必须及时进行密闭,并揭示警标。
11、每旬进行一次测风,掌握工作面峋变化情况。
第二节防瓦斯管理
1、瓦检员必须经过培训考试合格人员持证上岗,严格按照《规程》规定对工作地点进行瓦斯浓度检查。
2、工作地点必须悬挂瓦斯检查记录牌,瓦检员每次应将检查瓦斯、二氧化碳浓度填写在牌上,并口头传达给工作面人员,认真填写记录和报表,并严格执行“三对照”,杜绝空班漏检。
3、严格执行出入井人员检身制度,严禁带烟火和易燃物品入井,严禁穿化纤衣服入井。
4、入井人员佩带的矿灯必须严格检查,严防失爆入井。
5、严禁明火明电照明,明火明电放炮。
6、瓦斯检查员每班至少对工作面瓦斯情况进行3次检查,班组长要随身携带便携式甲烷检测报警仪循回检查瓦斯浓度,工作面还应悬挂一台便携式甲烷检测报警仪,坚决做到瓦斯超限作业。
7、工作面爆破必须做到“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度,放炮必须使用水炮泥,严禁放明炮、糊炮。
8、工作面风流中瓦斯浓度达到1%时,必须停止使用煤电钻,爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,撤出人员切断电源,进行处理。
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