轨道大巷作业规程1.docx
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轨道大巷作业规程1.docx
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轨道大巷作业规程1
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称:
+1330m水平轨道大巷
二、巷道类别:
岩巷
三、巷道相邻关系:
+1330m水平轨道大巷开口于副斜井井底车场正迎头,南面为胶带大巷,南回风大巷,西面为副斜井井底车场,北面为水仓、北回及8煤采区开拓巷道。
四、掘进目的及用途:
运输、行人、进风。
五、巷道设计长度及服务年限:
+1330m水平轨道大巷设计长度约790m,现已施工595m,剩余195m工程。
服务年限预计93年。
六、预计开工时间:
2013年度预计1月26日起开始施工。
第二节编写依据
一、编写依据
1.参照国家《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿防治水规定》《煤矿安全技术操作规程》相关规定;
2.《防治煤与瓦斯突出规定》;
3.《中华人民共和国煤炭法》、《中华人民共和国矿山安全法》;
4.《五轮山矿井初步设计安全专篇》;
5.《煤矿井巷工程质量验收评定标准》;
6.贵州能化有限公司2011版《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》;
7.《+1330水平轨道大巷》设计图;
8.《贵州五轮山矿井一盘区含煤地质层综合柱状图》;
9.五轮山通防部提供的《专项防突设计》及《消突评估报告》。
二、地质说明书
以2010年2月份编制《五轮山公司+1330水平轨道大巷预计剖面图》为依据。
其中将揭露8煤、6-4煤、6-3煤、6-2煤、5-3煤、5-2煤、5-1煤。
三、矿压观测资料
1.该巷道掘进过程中揭露8煤、6-4煤、6-2煤、6-3煤、5-3煤、5-2煤、5-1煤等多层煤层,由于煤层顶板岩石都较为破碎,为此穿层掘进过程中,应力较为集中,掘进过程中必须加强顶板管理,特别是炮后及时支护及揭煤层期间的超前支护。
2.由每班技术人员对巷道顶板离层量,底板相对移近量,两帮相对移近量,锚杆的载荷及锚固力观测,并收据数据,对岩石破碎带可安装顶板离层仪进行观测。
第二章巷道地理位置及水文地质情况
第一节地面相对位置及周围开采情况表
水平名称
一水平
采区名称
一采区
地面标高(m)
+1600m
井下标高(m)
+1330m
地面的相对位置及建筑物
该作业头与地面相对高差270m,地面无建筑物。
井下位置及掘进对地面
设施的影响
掘进对地面无影响。
邻近采区开采情况
无开采工作面。
走向
NE45°.
长度
1960m
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
根据五轮山主斜井揭露煤层可知,轨道大巷施工过程中将揭露8煤、6-4煤、6-3煤、5-3煤、5-2煤、5-1煤。
根据地质说明书分析该巷道煤(岩)走向335°,倾角约16°。
1.8煤呈细条带至线理状结构,局部为中条带结构,半暗至半亮型煤,煤层厚度0~5.32m,平均厚度1.75m。
2.6-4煤呈线理细条带状结构,半暗至半亮型煤。
6-4煤层其分三个分层,下煤、中煤、上煤,其中下煤与上煤平均厚度0.6m,中煤约1m。
3.6-3煤呈中至细条带结构,局部线理状结构,半亮型为主,局部为暗至半亮型,煤层厚度0~7m,平均厚度2m,常与6-2、6-1煤层相合并。
4.5-3煤呈细条带至线理状结构,半暗至半亮型煤层,夹矸0~2层,煤层厚度0.14~4.16,平均厚度1.73m。
5.5-2煤呈细条带至线理状结构,半暗至半亮型煤层,夹矸0~3层,煤层厚度0.14~3.92,平均厚度1.21m。
6.5-1下煤呈细~中条带结构,半亮~半暗型煤,夹矸一般一层,煤层厚度0~2.9m,平均厚度0.96m;5-1煤呈细条至线理状结构,半暗至半亮型煤,局中为暗淡型,煤层厚度0.88~4.72,平均厚度1.53m。
8煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
厚度
岩石硬度
顶板
基本顶
细砂岩
4.8
4-6
直接枯
粉砂岩
3.2
伪顶
泥质粉砂岩
3.6
底板
直接底
细砂岩
12.5
基本底
粉砂岩
5.2
6-4煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
厚度
岩石硬度
顶板
基本顶
泥质粉砂岩
3.8
4-6
直接顶
细砂岩
0.8
伪顶
粉砂岩
0.4
底板
直接底
泥岩
2
基本底
粉、细砂岩
5.9
6-3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
厚度
岩石硬度
顶板
基本顶
4-6
直接枯
粉、细砂岩
5.9
伪顶
泥质砂岩
0.3
底板
直接底
粉、细砂岩
2.06
基本底
5-3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
厚度
岩石硬度
顶板
基本顶
4-6
直接枯
粉、细砂岩
7.54
伪顶
底板
直接底
粉、细砂岩
0.41
基本底
石灰岩
5.1
5-2煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
厚度
岩石硬度
顶板
基本顶
4-6
直接枯
细砂岩
9.1
伪顶
底板
直接底
粉、细砂岩
7.54
基本底
5-1煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
厚度
岩石硬度
顶板
基本顶
4-6
直接枯
K3石灰岩
1.3
伪顶
底板
直接底
细砂岩
9.1
基本底
二、煤层瓦斯涌出量、瓦期等级、发火期、煤尘爆炸系数
井田可采煤层瓦斯含量较高,为7.14~32.30ml/g.r,平均18.17ml/g.r,瓦斯梯度(每100m增加)4.21ml/g.r。
瓦斯成分中CH4占71.39%—99.9%,平均96.68%。
属于高瓦斯矿井。
该矿井为煤与瓦斯突出矿井,上盘煤层均有突出危险。
据坐拱勘探区煤的自燃等级鉴定。
8煤层还原温度402℃,氧化温度371℃,着火温度386℃,还原燃点与氧化燃点的差值(△T)为31℃,属不易自燃型煤层。
8煤层爆炸试验火焰长度为0m,岩粉量为0%,不具爆炸性。
6-4煤层还原温度402℃,氧化温度376℃,着火温度391℃,还原燃点与氧化燃点的差值(△T)为29℃,属不易自燃型煤层。
该煤层爆炸试验火焰长度为0m,岩粉量为0%,不具爆炸性。
6-3煤层还原温度405℃,氧化温度376℃,着火温度391℃,还原燃点与氧化燃点的差值差值(△T)为29℃。
5-3煤层还原温度401℃,氧化温度369℃,着火温度384℃,还原燃点与氧化燃点的差值差值(△T)为32℃。
第三节地质构造
据《+1330水平轨道大巷地质预测预报》分析,现掘前端将遇断层,系该巷道掘进期间最大困难。
为确保掘进期间的安全,需注意以下事项:
必须严格执行“有掘必探、先探后掘,长探短掘”的原则,探明前方水害、瓦斯、地质构造的情况。
第四节水文地质
1.据坐拱勘探区含(隔)水层特征分析:
龙潭组(P21):
主要由灰色,深灰色细砂岩、粉砂岩、泥岩组成,含水性较弱,该段施工主要受地表水与降水影响较大。
2.根据调查所有生产性小矿井、废弃老窑均位于五轮山井田矿界以外及煤层露头线附近,距目前开采边界线较远,且开采范围小,开采水平在+1695m以上,水平轨道大巷标高+1335m,老窑水对该巷道施工无影响,但裂隙水较发育。
第五节瓦斯地质
根据《五轮山公司安全专篇》分析,其中6-4煤层原始含瓦斯量16.89(ml/g.r),8煤原始瓦斯含量14.47(ml/g.r),以上各煤层均有突出危险。
根据地质钻孔确定见煤点,在距各煤层岩柱7m时,由矿通防部分别对各煤层进行区域消突,根据《防治煤与瓦斯突出规定》,区域效果论证残余瓦斯含量小于8m3,瓦斯压力小于0.74Mpa,方能确定无突出危险,同时由矿通防部编制消突评估报告,由施工单位编制揭煤措施,方能进行揭煤施工。
第三章巷道布置及支护说明
第1节巷道布置及施工顺序
巷道布置
+1330水平轨道大巷开口副斜井井底车场,方位NE45º,以+5‰坡度穿层掘进。
附:
+1330水平轨道大巷平面图
第2节支护设计
一、巷道断面
1.+1330水平轨道大巷设计为直墙半圆拱,其S开挖=17.5m2。
开挖宽度4.8m;开挖高度4m;墙高1.6m。
2.水沟布置在巷道右帮,并距右帮底80mm,其开挖规格:
700mm×550mm,净宽500mm,净高450mm,钢筋水泥盖板:
650mm×350mm×50mm。
附图:
《+1330水平轨道大巷断面图》
2、支护设计
(一)临时支护:
采用吊挂前探梁作为临时支护,前探梁采用ø76mm钢管制作,单根长4m,间距为1200mm,一组三根。
安装时先将吊环拧在锚杆外露端,每跟前探梁不少于2个吊环,将钢管穿过吊环,同时将已捆绑的网片贴紧巷顶,将钢管穿至网片下部,用木刹将后段吊环钢管刹紧,前端钢管将网片托起紧贴岩帮,吊环采用δ10钢板、Φ20圆钢加工制作。
锚杆采用Φ20mm,L=2000mm的左旋无纵筋螺纹钢制作,Z2350的锚固剂每眼不低于2条,锚固力不小于100KN。
前探梁必须及时跟迎头,放炮后其最大控顶距离不能大于2.0m。
钢筋网片采用Φ6.5mm圆钢加工制作。
(二)永久支护:
+1330水平轨道大巷采用锚网+喷射混凝土支护方式,喷射C20砼100mm。
按悬吊理论计算锚杆参数。
1、锚杆长度计算
L=KH+L1+L2
式中:
L—锚杆长度,m;
H—冒落拱高度,m;
K—安全系数,一般取K=2;
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.5m;
L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m;
其中:
H=B/2f=4.8÷(2×6)=0.4m
式中:
B—巷道开掘宽度,设计4.8m;
f—煤岩硬度系数;
则L=2×0.4+0.5+0.1=1.4
2、顶、帮部锚杆间排距计算
a=
式中:
a—锚杆间排距,m;
Q—锚杆最小锚固力,100KN;
H—冒落拱高度,经计算为m;
R—被悬吊砂岩的重力密度,25.48KN/m3;
K—安全系数,一般取K=3;
A={100÷(3×0.58×25.48)}1/2=1.5
通过以上计算,选用Φ20×2000mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间排距800×800mm符合要求。
该巷道必须采用边支边掘的方式进行施工,在锚喷支护中,当围岩稳定性较好,采用先锚后喷的方式;当巷道过围岩破碎带、过煤层,围岩稳定性较差时,巷道顶部可采用Φ40×6000mm×3.5mm超前钢管+钢筋梯支护+锚索+喷射混凝土支护方式。
三、支护材料
1.锚杆:
采用高强度无纵筋左旋螺纹钢树脂锚杆,丝扣长度100mm,规格为Φ20mm,L=2000mmm,并使用配套螺母紧固。
锚杆杆体不应有毛刺、裂纹、锚固段无油污。
2.托盘由10mm,150mm×150mm的正方形钢板制成。
3.锚固剂:
每根锚杆采用2卷Z2350型锚固剂。
4.钢筋网:
采用ø6.0mm圆钢加工制作,网的规格为长×宽=2m×1m,网格规格:
100mm×100mm,网片压茬不小于100mm。
5.锚索采用ф17.8mm×6300mm低松弛预应力钢绞线,规格1×7型,每根锚索采用Z2350锚固剂3条锚固,锚索间距1200mm,排距1600mm,外露长度不在于300mm。
锚索托盘由厚度不小于20mm的优质钢板加工成220×220mm规格,专用锁具紧固。
6.喷射混凝土:
喷射混凝土强度为C20级,
其配合比为水泥:
砂:
石子:
水=1:
1.41:
2.67:
适量的水,水灰比0.4~0.5,水泥采用P042.5型,采用ZL-SI粉质速凝剂其掺入水泥比例3~5%。
7.该巷道每m掘进支护材料消耗表:
喷射
砼(m3)
锚杆根数(根)
托板个数(个)
Z2350锚固剂(支)
钢筋
网(kg)
水沟砼
(m3)
1.736
16.25
16.25
32.5
96
0.14
四、支护质量要求
1.锚杆安装牢固,托板密贴顶帮部,不松动。
2.间、排距不超过允许偏差±100mm,(锚索±150mm)。
3.锚杆方向与巷道轮廓线(或岩层层理)角度≥750。
4.锚杆外露长度≯50mm(螺帽以外,吊挂前探梁用锚杆外露30~50㎜)。
5.锚杆锚固力不小于100KN(锚索150KN)。
6、喷射混凝土后无干斑、无流淌,无墙裙无赤脚。
7.严格按《煤矿安全质量标准化及考核评级办法》执行。
8.各工种工人严格按工序质量操作,前道工序质量不合格,不得进行下一道工序,必须整改,不合格的支护材料严禁使用,班长对本班的工程质量和安全负责。
9.掘进队建立严格的质量验收制度,对本队施工的巷道进行监督检查,所备支护材料必须合格,确保巷道工程质量达到优良。
10.锚网巷道质量见下表
项目
质量标准(mm)
0~+150
部位
巷道规格及名称(mm)
半圆拱断面
巷
道
净
宽
左
帮
墙中
2400
墙脚
2400
右
帮
墙中
2400
墙脚
2400
巷道
净高
0~+150
拱高
2400
墙高
2400
锚固力
顶、帮
100KN/根
锚杆布置
±100
间距×排距
800×800
锚杆规格
顶部
Φ20×2000
帮部
Φ20×2000
水沟
位置
-50~+50mm
起拱线以下2200mm为沟底
宽度
0~+30
700
浓度
0~+30
600
文明卫生
三无一畅
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法
1.施工前由矿(建设单位)指定开口坐标位置,以书面通知形式交给乙方(施工单位)。
然后由地测部放线,标定巷道中、腰线;施工队严格按中、腰线进行施工。
2.掘进方式:
炮掘,巷道采用光面爆破全断面一次成巷的方法向前掘进,周边眼距为350-400mm,抵抗距350mm,爆破巷道轮廓线眼距误差宜小于50mm,眼深误差不宜大于100mm,眼痕率不应小于80%,巷道周边不应欠挖,平均线性超挖值应小于100mm
3.掘进工艺流程:
安全检查→临时支护(接顶)→上部锚网支护→打上部眼→出矸→安装帮锚→喷射混凝土→打下部眼→用压风将孔内浮矸吹净→装药→撤人警戒→检查瓦斯→放炮。
二、特殊地点施工
1.揭煤前,必须每循环进行探掘,在揭煤前必须先对巷道顶部施打超前导管,防止漏顶。
2.三岔口跨度较大的地方,必须及时进行锚索支护。
3.转弯巷道,转弯半径不低于12m,确保正常辅设,方便行车。
4.由于该巷道裂隙发育,下山掘进时,必须安装好排水装置,风泵不低于2个,一个使用,一个备用。
第二节凿岩方式
本规程所施工巷道,均采用钻眼爆破的方法破岩掘进。
一、打眼机具
打眼采用3台Y28型风钻,其中2台工作,1台备用。
六角中空钢钎选用长1.8~2.0m规格,Ø38mm一字型合金钻头。
支护采用2台MQT-120/2.3型专用气动锚杆钻机,其中1台工作,1台备用。
二、打眼
打眼前,首先对顶板支护、压风、供水、设备完好进行安全确认,按中、腰线画出巷道轮廓线,按照爆破图表,确定眼位,用红漆标定,标杆打眼,炮眼要求准、平、直、齐。
打眼时,一人扶钻,一人定眼,打眼人员要先开小压气,待钻杆进入稳定岩石300mm后,定眼人员迅速离开风钻前方,打眼人逐渐加大风量,正常打钻。
打眼时,气腿升降均匀,防止断钎、夹钎。
第三节爆破作业
掏槽方式采用楔式掏槽法,全断在一次性起爆。
一、炸药、雷管
爆破炸药选用三级煤矿许用乳化炸药,药卷规格为φ32mm×300mm,重300g;雷管选用1~5段毫秒延期电雷管,最后一段的延期时间不得超过130ms;发爆器选用MFB-200电容式发爆器。
二、装药结构及技术要求
全部炮眼采用正向连续柱状装药,装药时要小心用炮棍送到底眼,不得装错雷管段号,不得弄断雷管脚线,有水时使用防水套。
正向装药具体操作是:
药卷聚能穴朝向眼底,装1~3条药卷、装引药、装水炮泥。
炮眼的剩余部份按《煤矿规程》规定:
装填≮0.5m的粘土质炮泥封填。
三、起爆方式
爆破网络采用串并联联线,全断面一次起爆。
四、爆破网络雷管发爆计算
电流计算公式:
式中I:
通入爆破网路的总电流,安培。
E:
放炮电源电压,一般取并联是大值1800伏;
N:
每个串联分路上的雷管数(取最大值19)个;
M:
联分组数4组
R:
每个雷管电阻0.42欧姆;
Ro:
放炮电源和母线电阻10欧姆;
I0:
串联雷管群交是小准爆电源,一般取1.2安培;
五、炮眼布置图及爆破说明书
附图:
炮眼布置三视图,炮眼装填结构示意图、爆破说明书、爆破警戒图。
六、施工质量技术要求
1.打眼前必须由跟班队长、班(组)长、验收员共同画好施工施工巷道轮廓,标出炮眼位置。
打眼工严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药。
放炮员按爆破图表联线爆破。
2.施工必须按要求掘进巷道,严禁拉底、丢帮或出现严重的超挖。
第四节支护工艺
一、支护说明:
巷道顶板处于中硬以上岩石,围岩比较完整,锚杆间排距为800mm×800mm,误差±100mm,梯形巷道顶部锚杆垂直顶板布置,拱形巷道拱部锚杆成扇型布置,角度不得小于75°,帮部锚杆与巷帮垂直,角度不小于75°,最底部一排锚杆自底板以上400mm开始打注,锚杆除螺帽外外露长度不超过50mm,不小于15mm,锚固力不小于100kN,预紧力矩不小于150N·m,支护锚杆紧跟迎头外,前排锚杆距迎头超过800mm时及时安装锚杆,全断面挂设钢筋网,揭煤、过断层或地质构造带根据条件采用钢筋梯、超前导管进行加强支护。
二、临时支护
1.前探梁钢管不得弯曲变形、无裂纹、无锈蚀,壁厚不小于3mm,长度不低于4000mm。
2.前探梁间距要均匀布置,正常使用过程中,必须确保每根前探梁至少有两个固定点,前探梁吊环必须安装在丝扣完好的拱部锚杆上,上满丝扣并尽量预紧。
前探梁安装到位后,必须用木刹及背板刹紧背牢。
3.炮后必须在前探梁的掩护下进行锚杆安装,安装前探梁前必须先找净迎头所有浮矸。
三、锚杆安装工艺
(一)、打锚杆眼:
1.打眼前,首先严格按照中、腰线检查巷道规格,不符合设计尺寸的必须用风镐刷掉,保证巷道成型,打眼前先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶、帮找掉活矸危石,确认安全后方可作业。
2.锚杆眼位要准确,锚杆间距800×800mm眼位误差±100mm,眼向误差不得大于15°,锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钻杆上做好标志,深度为1900mm,误差≤50mm。
3.打锚杆眼采用MQT-120/2.3型气动锚杆钻机,钻头采用φ28mm。
打眼时,必须随时调整钻机位置,确保打眼角度,用顶锚机打顶,用帮锚机打帮。
(二)、安装锚杆钢筋网片
安装前,必须先吹尽孔内粉尘,将锚杆送入孔内,查看孔内深度,然后用锚杆将树脂药卷轻轻送如眼底,拧上螺帽,连接套衙,用MQT-120/2.3型专用气动锚杆钻机推进锚杆并同时对树脂药卷搅拌,搅拌20s凝固后,取下钻机,挂上钢筋网,套上托盘,再用锚杆钻要第二次紧固,打掉螺母上的阻力垫,旋转螺母,压紧托盘,加强锚杆的预紧力。
要求托盘紧贴岩面,确保有效支护,避免顶板离层。
安装锚网时,对网片不紧贴岩面的,在气动锚杆安装锚杆的同时用锤子敲打网片,使网片变形,贴紧岩面。
网片必须压茬100mm,并用12#铁丝隔扣相连,铁丝必须拧紧。
(三)锚索支护
1.采用锚杆钻机配合组合钎杆钻孔,钻孔直径28mm,深6.3m。
2.锚索安装:
安装前要检查钻孔情况,保证孔深与锚索长度一致,用钢铰线将树脂锚固剂送入眼底,用连接器将钢铰线连接在锚杆机上,搅拌钢铰线向上推进,外露达到要求后搅拌30秒,停转3~5分钟方可卸下锚杆机。
3.锚索张拉:
张拉前要先找孔口,放好垫板(锚盘)锚具,然后穿上张拉千斤顶,千斤顶与钢铰线在同一轴线上,一次行程不超过150mm,当一次张拉行程超过150mm时要进行多次张拉,张拉千斤顶的张拉力要超过锚索设计值的20%。
锚索外露长度不得大于300mm。
4.锚索切割:
用GD—190液压切割器,切断多余的钢铰线,切割时,切割器周围严禁有人。
5.锚索支护要求锚固力不小于150KN。
四、喷射混凝土支护工艺
(一)准备工作
1.清理喷射现场的矸石杂物,接好风、水管路,输料管路要平直不得有急弯,接头要严密,不得漏风,严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。
2.检查喷浆机是否完好,并送电空载试运转,紧固好磨擦板,不得出现漏风现象。
3.喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。
4.喷射前,必须用高压风水冲洗受喷面。
(二)、喷射混凝土的工艺
1.喷射顺序为:
先墙后拱或先墙后顶,从墙基(100mm)开始自下而上进行,喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。
2.喷射混凝土采用C20级,其配合比为水泥:
砂:
石子:
水=1:
1.41:
2.67:
适量的水。
水泥采用425#普通硅酸盐水泥;采用ZL-SI粉质速凝剂其掺入水泥比例3-5%。
3.喷射混凝土技术要求
(1)初喷厚度不小于50mm,喷浆时,必须采用湿料,喷射前,必须冲洗岩帮,喷头与受喷面的距离以0.9m---1.2m,角度以90º为宜;喷射完后必须及时养护。
(2)喷浆前必须先找净巷道顶板、两帮活矸。
(3)喷浆操作顺序为:
开机顺序:
开风→开水→启动电机→机器正常运转后均匀加入喷料。
停机顺序:
停止加料→空运转2—3分钟→关水→关风→停机。
(4)喷浆时,一人抱喷枪咀,一人打灯并协助拖动输料管。
(5)施工过程中,经常检查输料管、出料口是否畅通,发现堵管时,应采取用敲击法疏通,若用高压风吹通时,工作风压不超过0.5Mpa,同时要放直输料管,喷浆手应紧按喷枪咀,前方严禁站人,必要时拆卸管路处理。
第五节装载运输
一、装载工具
(一)装岩方式
1.采用P-90B型耙装机装岩,1.5T矿车接矸,人力推车至副斜井井底车场,通过副斜井2JK-3.5/30E,V=3.57m/s型绞车提升至地面。
2.为了避免放炮损坏耙岩机和保证装岩速度,耙岩机距迎头10-30m为宜。
(二)、运输路线
运矸路线:
迎头耙装机机→+1330m水平轨道大巷→副斜井井底车场→副斜井井筒→地面→临时翻矸场→翻笼翻矸。
运料路线→地面(操车场)→副斜井井筒→副斜井井底车场→+1330m水平轨道大巷→迎头。
二、装运要求
1.所有进入耙岩机的矸石必须打小、打碎,块度要求≤300mm;预防大块跳出伤人。
2.为提高装矸速度,耙岩机与迎头每隔30m朝前移动一次。
3.及时清理轨道上的浮泥,防止跳车下道和减少推车阻力,加快运输。
4.矿车装满矸推开后,耙斗司机可继续将迎头上的矸石转移至耙岩机喇叭口为下一次装矸节约时间。
5.斜井提升矸石,矸石严禁超过矿车体积的80%。
3、耙岩机使用技术要求
1.回头轮的固定
耙装机的回头轮一般固定高于岩堆800mm-1000mm,并向下略带5度倾角。
回头轮倒楔锚固深度:
稳定岩石迎头不小于600mm,两帮不小于400mm;煤层迎头不小于800mm,两帮不小于600mm;软岩(遇水膨胀)、破碎带及断层区域施打ø20×2000mm树脂锚杆作为回头轮固定。
2.耙装机钢绳连接
耙装机的主、副绳连接必须牢
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