五采区91752回风巷掘进作业规程.docx
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五采区91752回风巷掘进作业规程
叙永县鑫福煤业有限公司灯盏坪煤矿
掘进工作面作业规程
编号:
灯矿掘2016-6号
掘面名称:
五采区91752回风平巷
编制人:
黄伟
总工程师:
王启才
矿长:
彭锐贤
编制日期:
2016年3月28日
《五采区91752回风平巷掘进作业规程》会审表
职务
意见
签字
日期
编制人
生技科
安监科
通风科
机电科
调度室
生产矿长
安全矿长
机电矿长
通风副总
总工程师
矿长
《五采区91752回风平巷掘进工作面作业规程》贯彻学习情况签字表:
第
一次
第
贯彻人
地点
学习时间
第一次
学
习
人
员
签
名
贯彻人
地点
学习时间
第
二
次
学
习
人
员
签
名
贯彻人
地点
学习时间
第
三次
学
习
人
员
签
名
目录
第一章概况-1-
第一节概述-1-
第二节编制依据-3-
第二章地面位置及地质情况-3-
第一节地面位置及邻近采区开采情况-3-
第二节煤岩层赋存特征-3-
第三章巷道布置及巷道断面、支护说明-6-
第一节巷道布置及断面设计-6-
第二节矿压观测-9-
第三节支护设计-9-
第四章施工方式及工艺流程-12-
第一节施工方法-12-
第二节凿岩方式-13-
第三节爆破作业-15-
第四节装岩与运输-18-
第五节管、轨、线敷设-21-
第六节设备及工具配备表-22-
第五章主要生产系统-22-
第一节通风系统-22-
第二节压风系统-26-
第三节综合防尘及排水系统-26-
第四节防灭火-27-
第五节安全监测监控-28-
第六节供电系统-28-
第七节通讯与人员定位-29-
第六章劳动组织及主要技术经济指标-31-
第一节劳动组织-31-
第二节循环作业-31-
第三节主要技术经济指标-33-
第四节主要设备及工器具-34-
第五节工程质量标准-35-
第七章安全技术措施-35-
第一节一通三防-35-
第二节顶板管理措施-41-
第三节爆破管理-42-
第四节防治水管理-44-
第五节机电安全管理-45-
第六节运输管理-48-
第七节保证工程质量和回收煤质量的措施-48-
第八节文明施工-49-
第九节其他-49-
第八章灾害应急措施及避灾路线-50-
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
五采区91752回风平巷掘进工作面。
二、巷道用途
该巷道形成后,将作为五采区一区段91752采煤工作面的回风、行人的主要通道。
三、工程概况
1.工程量
五采区91752回风平巷西翼全长280m,东翼120m。
先掘进西翼方向,掘进达到设计位置以后继续施工东翼,掘进总工程量2212m3。
2.巷道坡度
五采区91752回风平巷设计坡度+5‰。
3、巷道服务年限:
预计服务年限1年。
4、预计开峻工时间:
预计开工时间2016年4月5日,竣工时间预计为2016年7月10日,工期95天。
四、巷道布置平面图
第二节编制依据
一、《五采区91752回风平巷掘进工作面地质说明书》
二、《煤矿安全规程》
三、四川省煤炭设计研究院于二00三年一月编制的《四川省鑫福矿业集团有限公司叙永灯盏坪煤矿扩建初步设计说明书》、《四川省鑫福矿业集团有限公司叙永灯盏坪煤矿扩建初步设计安全专篇》
四、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法(试行)》中掘进工作面质量标准化规定
五、《矿井设计规范》
六、灯盏坪煤矿《掘进管理制度、技术操作规程、岗位责任制》
七、《灯盏坪煤矿2016年采掘接替计划》
八、《煤矿掘进工作面作业规程编制规范》
第二章地面位置及地质情况
第一节地面位置及邻近采区开采情况
水平名称
+920m水平
采区名称
五采区
地面标高(m)
+1220~+1272m
井下标高(m)
+1050.5m
地面的相对位置及建筑物
该掘进工作面地面为丘陵、坡地,无河流、公路、水塘、居民建筑。
井下位置及掘进对地面设施的
影响
91752回风平巷位于五采区一区段,与92052回风巷、1050运输运输石门相连,与地表相对高差210~260m,掘进对地表基本无影响。
邻近采区
开采情况
该巷处于五采区上部,属第一区段,附近无采掘情况,掘进对其并无任何影响。
掘进方位
349°
坡度
+5‰
长度
280m
第二节煤岩层赋存特征
一、煤(岩)层特征
1.91752回风平巷布置在C17下煤层内,以煤层顶板作为巷道顶板,以煤层走向作为巷道掘进方向,走向在296º左右。
2.C17下煤层下距C20煤层5.6~6.3m,平均6.0m,上距C17上煤层0-4.07m,平均2.4m。
从五采区1010运输石门揭煤情况来看,煤层厚0.7~0.85m,平均0.8n,单一结构为主,局部夹1~2层0.08~0.36m的夹矸,以条带状半亮煤为主,次为条带状半暗煤及致密状亮煤,偶见黄铁矿颗粒,煤层容重1.50t/m3,煤质较好,中高发热量,为中灰低硫3#无烟煤。
属光亮型~半亮型煤。
3.C17下煤层顶板为砂质泥岩、泥岩,为中等冒落顶板;底板为砂质泥岩、泥岩,底鼓现象一般较轻,局部较强。
二、91752回风平巷煤岩柱状图
第三节地质构造
一、地质构造
根据五采区+920运输大巷、+1050回风大巷和92052回风平巷掘进期间揭露的地质构造情况来看,91752回风巷将在掘进至170m处遇一倾斜正断层,该断层走向断断距约20米,落差约2米。
从《灯盏坪煤矿精查地质报告》得知,该煤层在三、五采区中部存在一个走向在200米至300米之间,倾斜在150米至200米的冲刷带,故回风巷只布置至冲刷带处并留15米的保安煤柱。
二、瓦斯、煤尘情况
2015年11月,由四川煤矿安全监察局安全技术中心对我矿五采区的C17下煤层进行了瓦斯参数测定,报告结论显示:
C17下煤层瓦斯吸附常数a=39.202cm3/g,b=0.911Mpa,+920m标高处瓦斯压力为0.62Mpa,瓦斯压力梯度为0.0021Mpa/m,煤层瓦斯含量为8.5837m3/t。
矿井属高瓦斯矿井,2015年10月,本矿在县煤管局的领导下,组织进行的矿井瓦斯和二氧化碳涌出参数测定结果来看:
我矿相对瓦斯涌出量为24.19m3/t,相对二氧化碳涌出量为14.21m3/t;绝对瓦斯涌出量为4.54m3/min,绝对二氧化碳涌出量为3.25m3/min。
C20煤层掘进工作面最大涌出量为0.42m3/min。
根据2015年度矿井瓦斯等级鉴定报告显示:
瓦斯绝对涌出量为4.54m3/min,相对瓦斯涌出量为24.19m3/t,C20煤层掘进工作面鉴定月最大绝对瓦斯涌出量0.42m3/min。
本次C17下煤层瓦斯涌出计算数据参照2015年度中C20煤层掘进工作面的瓦斯涌出量作为计算依据。
矿井未发生过煤与瓦斯突出事故,也未发生过瓦斯动力现象。
经四川省煤炭质量检验中心鉴定,煤尘无爆炸性,煤层自燃倾向性为不易自燃。
三、水文地质情况
该巷道底板标高+1050.5m—+1056.5m之间,其对应地面为丘陵、坡地,无河流、公路、水塘、居民建筑等,施工时对相邻巷道及地表无影响。
该巷道距地表垂高240m左右,经调查邻区域无大的水体、构造相通。
但由于C17下煤层顶板属砂岩,具有弱含水性,因此掘进时局部地段可能会有滴水或淋水现象,但对巷道掘进不会造成透水威胁。
巷道掘进涌水主要是施工水与防尘水,因此做好巷道水沟施工,保证施工水经过水沟正常排出
第三章巷道布置及巷道断面、支护说明
第一节巷道布置及断面设计
一、巷道布置
五采区91752回风巷布置在五采区一区段,开口于92052回风巷末端,掘进方位α=349º,巷道坡度+5‰.预计从C20到C17约有18m的穿层石门,穿过C20煤层顶板遇见C17煤层以后,顺C17煤层走向掘进91752回风巷。
2、巷道断面设计
1、穿层石门段采用矿用工刚梯形断面支护,巷道断面特征及参数:
①下部净宽2.8m,上部净宽1.6m,净高2.2m,掘进断面5.28m²,净断面积4.84m²。
2、根据我矿C17煤层顶底板情况,巷道以不破坏煤层顶板为准,支护采用锚梁、锚杆联合支护顶板,不规则异形断面。
巷道断面特征及参数:
①采用异形断面施工:
下部净宽2.7m,上部宽度2.7m,上山侧净高2.7m,下山侧净高1.35m,中间净高2.2m。
②水沟位于巷道下山侧,矩形断面,宽度0.3m,深度0.2m,掘进毛水沟。
③巷道行人侧位于巷道上山侧,行人侧1.6m高度处巷道净宽度为0.92m,另一侧为0.3m。
轨道安装偏下山帮,轨中心与巷道中心偏差0.3m,轨距为0.6m,枕木间距1.0m。
巷道掘进断面5.65m²,净断面积5.35m²。
3、巷道断面及支护参数图(图五)
第2节矿压观测
一、观测对象:
五采区91752回风平巷
二、观测内容:
巷道净高、净宽的变形量。
三、观测方法:
1、观测工具:
钢卷尺(5m)1把,铅垂线(5m)2根。
2、测点布置:
每隔25m布置1组测点,1组测点由4个组成;在巷道水平方向距底板1m高位置在巷道上下帮分别布置1个测点,在巷道中心方向顶底板分别布置1个测点;测点用木桩分别打入围岩内不少于30cm,木桩中心分别用钉子作好标记,钉子必须处于水平和垂直方向。
3、矿压观测:
每10天分别对巷道变形(位移量)观测,观测方法为量取测点水平方向和垂直方向距离,及水平与垂直方向交点中心位置变化值。
通过对巷道变形量的观测,分析巷道矿压变化规律,及时采取相应的支护措施,为巷道支护设计提供合理的科学依据。
四、数据处理
将巷道观测的数据建立台帐,分析该巷在不同时期的变形数据,直至巷道不能满足安全使用要求需重新大修时或者报废时,从而总结巷道支护参数,掘进工艺,断面形状及采动影响等方面,以作为同类型巷道断面设计与支护参数设计提供科学依据。
第三节支护设计
一、支护设计
该巷为顺层半煤巷巷道,岩性变化较大,巷道围岩坚固性系数f在1~6之间,根据围岩性质和我矿巷道支护经验,本巷道采用锚杆支护。
二、临时支护
1、临时支护材料:
内注式单体液压支柱
2、施工顺序:
(1)危岩清刁:
巷道爆破形成毛断面后,先将巷道危岩活石清刁干净。
(2)断面检查:
用钢尺丈量检查巷道毛断面规格是否符合《作业规程》要求,断面局部不足部分可采取风镐或打浅眼,放小炮进行处理,直至断面符合要求为止。
(3)临时支护采用内注式单体液压支柱(DN28—250/90型)作为临时支护材料,临时支护方式为戴帽点柱形式进行支护。
3、安全注意事项:
(1)爆破后的危岩活石清刁必须由有经验的老工人担任,操作人员站在支护完好的地点,并选好安全撤退路线,由外向里逐步检查清刁。
(2)危岩清刁必须要有人观察安全,观察安全的人员站立在操作人员的另一侧斜后方,留出操作人员撤退路线。
(3)检查毛断面时要以巷道中心向巷道两帮分别丈量,检查巷道中线的两帮宽度、上帮高以及下帮高是否足够,不够的需及时处理。
(4)临时支护必须挖设柱窝,支设牢固。
(5)巷道爆破后围岩不稳定时,必须改变临时支护方式,采用矿用工刚或前探梁等超前支护方式。
(6)临时支护滞后全断面锚杆支护不得超过2米。
三、永久支护
1、支护材料:
(1)锚杆:
采用Ф16×1800mm的右旋螺纹钢锚杆,设计锚固长度600mm,锚固力不小于90KN。
(2)锚固剂:
树脂锚固剂:
超快速树脂锚固剂MSCK(2850)型,每眼两条。
(3)锚网:
φ6㎜螺纹钢筋焊网,网片规格:
1000×2000㎜,网眼间距:
100×100㎜,网片搭接宽度100mm,并用扎丝扎紧。
(4)锚盘及螺母:
锚盘选用厚3mm的正方形锚盘,边长150mm,螺母选用配套专用锚杆用螺母,托盘贴严贴实岩帮壁,螺母拧紧,其扭矩力不得小于100N.m。
2、施工机具
采用MQT130型气动锚杆钻机进行打眼与安装锚杆。
3、支护参数:
参考《采矿设计手册》,结合我矿实际和工作经验,该巷道锚杆间距设计为800×800mm,正方形布置,每一横截面布置6根锚杆,其中上帮3根,顶板3根,最下排锚杆距离巷道底板150mm,最大不得大于200mm,锚杆间距误差不得大于50mm。
4、材料、数量、规格及存放地点
巷道所用的支护材料一律分类存放,码放整齐,锚杆、锚条存放在石门车场末端,存放靠近巷道帮壁侧,不得影响通风、行人与运输安全,存放数量不少于2—5天的用量。
四、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
(1)采用MQT--120型气动锚杆机,Φ28mm一字型合金钢钻头,B22中空六角钢钻杆打锚杆孔。
(2)锚杆眼垂直于岩层层面或巷道轮廓线,和岩层层理或巷道轮廓线的夹角不小于75°。
(3)锚杆眼径(φ28mm)要和锚固剂规格(φ23mm)配合一致,锚杆眼深度1800mm,误差0—+50mm。
(4)锚杆按设计要求先在巷帮顶描眼,成矩形布置,间、排距800×800mm。
间距排距误差不大于±100mm。
2、安装锚杆
(1)采用MQT--120B型风动锚杆机安装锚杆。
(2)在锚杆安装前,先用压风吹净眼内的岩粉和积水。
测量锚杆眼的角度、深度、间、排距,不符和质量标准的锚杆眼要重新施工。
(3)安装锚杆时,先放入MSCK(2850)树脂锚固剂1支,再放入MSCK(2850)树脂锚固剂1支,用锚杆将锚固剂轻推到眼底后再搅拌,搅拌时间约为20S。
等待60秒钟,锚固剂固化后再紧固锚杆螺母。
(4)铺设钢筋网用锚杆压接,金属网搭接长度100mm,搭接位置用12#铁丝捆扎,捆扎间距不大于200mm。
铺设金属网时锚杆托盘托住金属网,安装螺母,锚固剂固化后,用力矩扳手拧紧锚杆螺帽,使托盘压紧金属网和岩面,预紧力≥100Nm。
五、巷道支护工程质量规定
项目
允许偏差mm
部位
巷道规格及名称(mm)
巷道
净宽
左帮
±50
中线至左帮
1350mm
右帮
中线至右帮
1350mm
巷道净高
±50
腰线上
1200mm
腰线下
1000mm
巷道坡度
+5‰
锚固力
KN
顶、帮
100KN/根
喷射厚度
mm
/
锚杆布置
±100
顶
800×800mm
左
800×800mm
锚杆规格
Φ16×1800
锚杆安装
锚杆机安装
锚杆距迎头
≯800mm
工业卫生
三无一畅清洁卫生
六、巷道涌水的处理方式
底板涌水:
水沟导入顺水沟自流排出。
顶板涌水:
处理若出水点集中时,采用打孔导流法,导入水沟后自流排出。
第四章施工方式及工艺流程
第一节施工方法
一、施工工艺及流程图
本巷掘进施工采用钻爆法施工,分次爆破,锚杆加网支护跟紧碛头,分次成巷施工法。
掘进施工工艺流程
二、施工方法
工作面采用钻爆法施工,凿岩机凿眼,毫秒延期电雷管起爆,三号煤矿乳胶炸药爆破,人工装渣。
三、开口施工方法:
巷道开口前由技术科现场确定开口位置,标定好中腰线。
巷道开口前,清刁92052回风巷末端碛头开口点的危岩活石,备好该巷道掘进所需的临时支护材料和永久支护材料。
开口施工前,要对该巷道的《作业规程》进行审查批准,并组织施工人员进行贯彻学习。
作业规程未审查批准或向施工人员贯彻,不得开始施工。
第二节凿岩方式
一、凿岩方式
打炮眼:
采用YT—28型凿岩机,B22mm中空六角钢钎杆,采用Ф42mm“一”字型钻头,施工钻凿炮眼。
打锚眼:
采用MQT—130型锚杆钻机,B19mm中空六角钢钎杆,采用Ф28mm“双翼”型钻头,钻凿锚杆孔。
二、炮掘施工工序安排,工艺流程
交接班→安全检查→处理安全→打眼(煤层)→装药联线→布岗放炮→通风→处理安全→临时支护→出煤→打眼(岩层)→装药联线→布岗放炮→通风→处理安全→临时支护→出矸→支护→钉道→文明生产。
三、打眼工操作要领及注意事项
1、气动凿岩机操作
(1)描眼:
碛头打眼首先看好中腰线,根据毛断面尺寸,画出轮廓线,按炮眼布置图标定眼位后再进行打眼。
(2)管路连接:
打眼时风水管连接要牢固,并且连接头之间外加保护连接。
(3)操作要领:
风钻操作按“一条线、中心钻、靠边站、角度好、水适量”的要领进行。
即:
操作时钻身、钻杆、钻进方向一条线;钻杆在眼中心旋转;人站在钻身一侧操作,不准骑在钻腿上;钻腿的支撑角度要掌握好,以保证钻腿有适当的轴推力;风钻的供水量要适当,以保证打眼排矸顺利,但不因供水量过大造成水洗钻为宜。
打眼质量要掌握好“准、平、直、齐”的要点。
即:
点眼要准确(误差≤50mm),眼底要在一个水平面上(误差≤50mm),钻眼要平直,使爆破后工作面整齐。
周边眼左右及倾角与掘进方向及坡度误差≤5°。
为达到“准、平、直、齐”的要求,打眼时要预量钎长;掌钻人做到心中有数。
先按中腰线方向打个炮眼,插入炮杆或钻杆,作为其他炮眼的导向标准。
点好眼后,到钻后掌握方向。
打钻前,钻杆下不准有人,严禁在残孔中打眼。
2、MQT-120型锚杆钻机操作
(1)首先检查钻孔位置的顶板及两帮的稳定性,找净危岩活石,确保钻眼安全。
(2)检查钻孔位置的底板上有无障碍,以使钻机安全工作。
(3)检查钻机的控制开关是否处于非工作位置,钻杆是否弯曲变形,严禁使用弯曲变形的钻杆。
(4)操作钻机人员必须保持正确的姿势操作钻机,(正确的操作姿势:
操作者两腿分开500-600mm,以抵消钻机突然发生钻堵时产生的扭距;两手握住控制手把,左手大拇指接触气腿控制开关)非操作人员要靠右侧,不得比操作者更靠近钻机,以避免钻机满载突然停钻,产生较大的扭距使操作杆向左旋转而伤人。
(5)钻机开眼时,必须在钻的右侧扶稳钻机,确保开眼位置正确,严禁在钻的前方点眼。
(6)钻孔时不能使用太大的推动力,避免顶弯、折断钻杆。
(7)钻机旋转时,不得用手触摸旋转的钻杆。
(8)钻孔完成后,应检查钻机有无损伤和松动的螺栓,并紧固好;所有控制操纵把手停在非工作位置。
(9)钻孔完成后,先关闭气腿开关,再关掉水开关、风马达扳机。
关闭气腿开关时,应将开关旋至全敞开供风的1/3,严禁将气腿开关一旋到底。
(10)钻机气腿收缩时,不得用手去扶,以避免外气腿与风马达夹手。
(11)钻杆脱离钻孔之前,应往前跨一步,用手抓住马达头的把手,以保持锚杆钻机的平衡,防止歪倒伤人。
(12)钻机平放时,人员不得正对于气腿方向。
(13)钻眼时必须分三次钻眼,以防断钎伤人。
(14)紧固螺母的套筒必须与锚杆螺母相配套,及时更换变形的套筒,严禁使用不配套的套筒,严禁套筒内插铁丝紧固锚杆。
(15)施工人员一律不准站在操作钻把的左侧,点眼时钎子下方严禁有人,要侧身在单体钻把手右侧。
第三节爆破作业
一、爆破原始条件表二
序号
名称
单位
数据
1
掘进断面
平方米
5.65
2
煤、岩层坚固系数
f
煤f=0.6~0.8岩f=2~6
3
瓦斯情况
高瓦斯矿井
4
雷管类型
1-5段毫秒雷管
5
炸药类型
3#煤矿乳胶炸药
二、爆破器材
采用三号煤矿乳化炸药,药卷规格Φ35mm×200mm×200g
采用煤矿许用8#毫秒延期电雷管Ⅰ~Ⅴ段,总延期时间不得超过130ms。
采用MFB-200防爆放炮器引爆。
三、装药结构
采用正向连续装药,装药后先装水炮泥再充填黄土炮泥。
装药时将药卷用炮棍送到眼底,炮孔有水时使用防水袋。
四、起爆方式
先掏槽后辅助再周边,采用分次装药、分次起爆的方法,分次起爆中连线方式为串联。
5、爆破设计
1、炮眼布置图
2、装药结构图.
3、爆破说明书
序
号
炮眼
编号
炮眼
名称
炮眼
深度
(m)
装药量
与煤(岩)壁夹角
雷管段数
爆破次数
联线
方式
炮眼
充填
条/眼
小计
水平
垂直
1
1—4
煤掏槽眼
2.0
4
16
84°、78º
0°
1
串
联
黄
泥
充
填
2
5—8
煤辅助眼
1.8
3
12
86°
0°
3
9
一层岩眼
1.8
3
3
86°
0°
2
4
10、11、12、
二层岩眼
1.8
4
12
86°、0º
0°
5
13—16
三层岩眼
1.8
4
16
86°、0º
-3~6°
Ⅲ
6
合计
11.8kg
4、预期爆破效果表
序号
名称
单位
数据
1
炮眼利用率
%
86
2
循环进尺
m
1.6
3
循环出煤、矸量
立方米/循
煤3.02立方米、矸5.94立方米
4
循环炸药消耗
㎏/循
11.8
5
每米炸药消耗
㎏/m
7.375
6
循环雷管消耗
发/循
16
7
每米雷管消耗
发/米
10
第四节装岩与运输
一、装载
装载方式:
采用人工装岩。
2、运输
煤矸、材料运输方式:
采用1吨U型固定式矿车运输,特殊材料由材料车装运。
人员运输方式:
+770m运输大巷采用平巷人车运输,8吨蓄电池机车牵引;三、四采区行人上山采用架空乘人装置(俗称“猴车”)运送。
三采区到五采区1050回风平巷、运输石门为步行。
一采区、五采区轨道上山采用1.6m提升绞车提升运输,+920m运输大巷、+770m运输大巷采用8吨蓄电池机车牵引运输。
3、运输路线
1、矸石车运输路线:
91752回风平巷掘进工作面→+1050m运输石门→五采区上部车场→五采区轨道上山→五采区下部车场→+920m运输大巷→一采区上部车场→一采区轨道上山→一采区下部车场→+770m运输大巷→地面储装运系统。
2、空车、材料运输路线:
地面→+770m运输大巷→一采区下部车场→一采区轨道上山→一采区上部车场→+920m运输大巷→五采区下部车场→五采区轨道上山→五采区上部车场→+1050m运输石门→91752回风平巷掘进工作面
四、主要运输设备配备表
序号
设备名称
型号
数量
运行路线
用途
1
矿车
MGC1.1-6
40辆
+1050m运输石门、轨道上山、+770m运输大巷、+920m运输大巷、
运输
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- 采区 91752 回风 掘进 作业 规程
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