11901运输巷掘进作业规程 新

发布 2022-09-19 02:25:28 阅读 8643

六xx乡xx煤矿。

111901运输巷掘进。

作作业规程。作。作。

矿。审。

编制日期:2023年3月5日。

审批会签表。

施工单位:作业规程学习和考试记录。

负责人传达人班次:

作业规程复查记录。

作业人员贯彻学习签名。

第一章概况。

第一节概述。

一、掘进巷道基本情况。

巷道名称:11901运输巷掘进工作面。

巷道位置:巷道开口标高1252.4m,预计终止标高+1252.

7m ,11901运输巷由+1250m运输石门见19#煤层处开门,方位角 134°57′9″,预计掘进长度100m。

二、巷道用途。

11901运输巷服务于11901采煤工作面,采煤工作面通风、运输、行人用途。

三、施工前准备工作。

施工前,通风(设施)系统、供电(电气设备)系统、压风、防尘消防、通讯、运输系统、监控系统等按规定要求安装好,准备支护材料,并经有关科室验收合格。

编制并审定《11901运输巷掘进作业规程》和及其它相关安全技术措施,并组织作业人员学习、考试,合格后方可上岗作业。

该工程预计2023年2月下旬开工, 2023年4月上旬竣工。计划工期1.5个月。

四、巷道布置图。

第二节编制依据。

煤矿安全规程》、《煤矿操作规程》《防治煤与瓦斯突出规定》、《防治水规定》;

xx乡xx煤矿(整合)《开采方案设计》中有关19#煤层一采区设计;

11901运输巷掘进工程地质说明书》。

第二章地面相对位置及地质情况。

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况。

上下对照关系表。

第二节煤层赋存特征和地质构造。

一、煤层特征。

#煤层特征表。

22、煤与瓦斯突出。

该矿未作煤与瓦斯突出危险性鉴定。依据《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》黔安监办字〔2007〕345号文,三家寨煤矿属煤与瓦斯突出矿区,高瓦斯矿井,掘进作业过程中,按煤与瓦斯突出矿井管理。

二、煤层顶底板情况。

#煤层顶底板情况表。

三、地质构造。

1、本区整体为一平缓的单斜构造,地层走向主要为北东~南西向,倾向东南105°,倾角27°~31°、平均28°。矿区内构造类型属中等构造。

2、断层情况及其对回采的影响。

3、本区无大的断层构造,对掘进有一定的影响。

4、褶曲情况及其对回采的影响。

5、预计 19#煤工作面运输巷、回风巷掘进过程中,煤层走向方位变化较少,出现影响掘进作业的褶曲较少。

四、地层综合柱状图。

第三节水文地质。

1、工作面的直接顶板为泥岩灰岩或灰色灰岩,底板为粉砂质泥岩、泥岩、细砂岩,属弱含水层,局部地段有滴水淋水。

巷道布置在井田西翼,掘进过程中,可能遇断层,联通积水区。

掘进工作面主要充水方式为渗水、滴水、淋水,水量不大,局部可能发生突水。

该工作面在掘进过程中,尤其是在雨季期间,一定要随时观察顶板情况,做好防排水工作,做到安全生产。掘进作业时,必须探清掘进工作面前面地质构造,进行探放水作业。根据贵州省文件精神,掘进作业过程中,必须坚持“有掘必探,先探后掘”的探放水措施。

2、预计11901运输巷掘进工作面涌水量:1t/m3。

第三章巷道布置及支护说明。

第一节巷道布置。

一、巷道布置。

二、 矿压观测。

观测对象:11901运输巷顶板、两帮,以及巷道支护情况。

观测内容:围岩来压,支架抗压情况,顶板空顶,漏顶。

观测方法。每班班长进班作业前,要求先对11901运输巷进行检查,并用长柄工具进行敲帮问顶。作业过程中,加强顶板管理,坚持敲帮问顶制度。

处理出现顶板破碎和漏顶必须先进行维修,然后才能作业。维修时,先将里面人员撤出,由外向里逐段进行维护,维护方法采用重打锚杆挂网支护或工字钢棚子支护。

第二节支护设计。

一、永久支护。

11901回风巷支护方式选择:

根据我矿技术水平及11901采煤工作面回采工艺要求,11901运输巷采用锚杆—网支护。顶板破碎地点和断层带位置采用工字钢棚子支护。

11901回风巷巷道断面选项择:

锚网支护。跟据11901采煤工作面通风、运输、行人需要,11901运输巷锚网断面形状为直墙半圆拱形,宽3.2m,中净高2.

9m,净断面9.34m2,煤层厚度不够时,破底板保障巷道净高。

工字钢棚子支护。

据11901采煤工作面通风、行人需要,11901运输巷架棚断面形状为梯形,上宽2.6m,下宽3.5m,中净高2.

5m. 净断面7.63m2,上为顶板斜面(不破坏顶板)。

煤层厚度不够时,破底板保障巷道净高。

11901回风巷锚网支护参数设计:

1)、巷道两帮的破坏范围:

c=[kc××h×bc/(1000óm)-1] ×htan(45-/2)

kc——巷道周边挤压应力集中系数,取kc=3.0;

岩石平均质量密度与当地自由落体加速度之积,取=25kn/m3;

c——采动影响系数,按两侧均为实体煤,取bc=1.15;

m——顶煤的单向抗压强度,取óm=19.1mpa;

—煤层的内摩擦角,=45°;

h——巷道高度,h=2m;

h——埋深,100m

经计算:c=1.42m。

2)、顶板最大松动范围按下式预计:

b=(a+c)/fm

中:fm——顶板的坚固性系数,取fm=1.91;

a——巷道的半跨距,a=3/2=1.5m;

经计算:b=(1.5+1.42)/1.91=1.53m。

3)、锚杆的长度:

1、帮锚杆:

破坏范围的2/3处作为两帮支护长度的下限,全部破坏范围作为支护的上限。则:两帮锚杆有效范围长度l帮平=0.

95~1.42m,取平均值:1.

2m,外露部分取0.2m,并留有一定的安全余地。

帮锚杆取值长度2m。

顶锚杆:着支护合力作用点为端点形成的拱高b1为顶板锚杆支护长度的下限,顶板在支护条件下全松动范围拱高为支护的上限,则顶板锚杆有效锚固长度l顶为:

顶= b1~b=(a+2c/3)/ fm~(a+c)/fm =1.28~1.53m、

平均值:1.41m,外露部分取0.2m,并留有一定的安全余地。

锚杆取值长度2m。

3)、锚杆间距s1按下式计算:

s1=rt/(kb)

式中:rt——锚杆的实际锚固力,取rt=40kn/根;

k——安全系数,取k=3;

—煤的质量密度与当地自由落体加速度之积,=14.2kn/m3

经计算:s1=0.61m。

校核杆体抗剪强度所需锚杆间距s2,按下式计算:

s2=8×(0.25d2+pof)l顶/[3k2b(2a)]

—锚杆直径,20mm螺纹钢;

—锚杆体抗剪强度,查表:500mpa;

s2——顶板抗剪安全系数,取5;

o——锚杆锚固力,40kn/根;

a——巷道的跨度,3m;

—分层间摩擦因素,0.3。

算:s2=0.8m。

s1、s2中的最小值作为顶板锚杆支护间距。

帮锚杆间距、排距取0.8m。

支护参数。支护参数详见支护图。

顶锚杆四个,间距800mm。锚杆孔深1900mm,垂直巷道顶板。

帮锚杆三个,下帮锚杆二个,锚杆孔深1900mm,垂直棚帮。

顶板、上帮、下帮分别用锚网铺满。

锚杆布置排距(巷道方向)800mm。

11901运输巷架棚支护参数设计。

2、工字钢棚子支护采用11#工字钢加工制作,根据支架加工图加工支架,上梁净宽2.6米,腿长3米。

工字钢棚子支护间距0.8米。支护腿梁之间20mm螺纹钢拉杆连接。拉杆全长1m,两端螺纹各长0.15mm

棚顶用木板接顶严实,空顶部份用老木接严实,支柱不得歪斜,永久支护不落后工作面2米。

二、临时支护。

锚网支护巷道临时支护采用抬棚支护方式维护顶板。

支护方式:采用液压支拄和相木组成一梁一柱抬棚支护顶板。

支护要求:梁采用φ120mm~φ140mm、长度过2.2m坑木,沿倾向紧贴顶板,液压支柱垂直顶板,升压受力。支护间距为0.5m~0.6m,紧贴工作面必须打临时支护。

注意事项: 顶板锚杆打好安装后,方可拆除临时支护。抬棚支护控顶距离2.4米。

架棚支护巷道采用前探梁超前支护。

前探梁的制作及使用:将二根等长的3m的15kg/m 轨道(或10#槽钢),用四付卡子或铁链配插销悬挂于距工作面最近的棚子下面,布置在顶板**,铁轨(或10#槽钢)间距不少于0.8米,卡子(或铁链)间距1.

8米,铁轨或槽钢能伸到空顶区内控制,并在两根伸向前方空顶区内。

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