芦河煤业副斜井揭露号煤层设计 .docx

《芦河煤业副斜井揭露号煤层设计 .docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《芦河煤业副斜井揭露号煤层设计 .docx（40页珍藏版）》请在淘文阁 - 分享文档赚钱的网站上搜索。

1、精品名师归纳总结副斜井井筒揭 3#煤层施 工 方 案湖南楚湘建设工程有限公司芦河工程部可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结二一三年六月十七日审批单位职 务审 批 意 见项 目负责人签名：日期：年 月 日施安 全工负责人签名：日期：年 月 日方质 量负责人签名：日期：年 月 日通 风负责人签名：日期：年 月 日机 电审批看法表经理签名：日期：年月日技术可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结负责人签名：日期：年月日监 理签名：日期：年月日监理监 理签名：日期：年月日方监 理签名：日期：年月日审批看法表审批单位职 务审批意 见矿 长建签名：日期：年月日设总 工方程 师签名：日期

2、：年月日领生 产导矿 长签名：日期：年月日意安 全见矿 长签名：日期：年月日机 电可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结矿通长风签名：日期：年 月日助理签名：日期：年月日通风科签名：日期：年月日建设方安全科总工办签名： 签名：日期： 日期：年年月月日日部调度室签名：日期：年月日门安标办签名：日期：年月日意机电科签名：日期：年月日见信息中心签名：日期：年月日编制依 据1、2021 年版煤矿安全规程2、2021 年版防治煤与瓦斯突出规定3、芦河煤业有限公司兼并重组整合矿井的质报告4、芦河煤业 3 号煤层矿井瓦斯涌出量猜测报告5、山西兰花芦河煤业有限责任公司副斜井凿井工程施工图6、煤矿瓦斯

3、抽采达标暂行规定可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结芦河煤业副斜井揭露3#煤层施工方案为预防副斜井揭露 3# 煤层过程中发生煤与瓦斯突出事故,实现矿井安全建设.依据煤矿安全规程、防治煤与瓦斯突出规定等有关规定要求, 结合芦河煤业有限公司兼并重组整合矿井的质报告和芦河煤业副斜井施工的实际情形 ,特制定副斜井揭露 3# 煤层施工方案 .该施工方案针对副斜井井筒揭煤作业期间而制定,工作面距 3# 煤层顶板最小法距 5m 至全断面进入 3#煤层底板 2m 段属揭煤过程 .第一节基本简况一、巷道布置情形副斜井（新建）：井口标高 574.300m, 掘进方位 129 4504, 净宽 4.0m

4、,可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结净断面 12.68m 2,倾角 23 .,斜长 412.25m, 表土段采纳钢筋混泥土支护 ,基岩段采纳锚喷支护 . 落底后布置井底车场及硐室, 落底于 3号煤层下部岩层+420.000标高.井筒内铺设单轨 ,单钩串车提升 ,的面安装矿用提升绞车 ,担负矿井帮助提升任务 ,设台阶扶手 ,兼做进风井及安全出口 .工作面巷道断面外形均为直墙半圆拱 ,其揭煤的断面特点如下： 表 1 ：巷道断面特点表巷道名称工程断面积m 2断面外形支护方式锚杆间排距mmC20 混凝土厚度（ mm ）副斜井掘进断面表土基岩27.92/19.95直墙 /半圆拱钢筋混泥土5

5、0015.25直墙 /半圆拱锚网索喷组合支护800 800150净断面12.68直墙 /半圆拱揭煤过程中如遇岩（煤）层破裂、围岩稳固性差,就在原设计支护方式下增加 U25 型钢加工支架加强支护 ,间距 800mm. 岩巷掘进采纳 ZWY-120/55L 型矿用挖掘式装载机 ,使用 JTP-1.6/1.5型提升绞车和 KC2.5-6 型侧卸式箕斗下放物料、提矸。的面排矸选用装载机、翻斗自卸汽车排矸.煤巷掘进与岩巷相同,煤炭最终装运指定的煤炭存放的.附图 1：芦河煤业副斜井巷道布置平面图、断面图二、煤层瓦斯的质情形1、煤层的质情形依据井筒检查孔成果报告 ,3 号煤层位于山西组中下部 ,煤层厚度 4

6、.75- 7.49m, 平均 6.01m. 煤层稳固 ,赋存区全部可采 ,煤层结构简洁 ,常含有 0-2 层夹矸,煤层顶板为粉砂岩 ,局部为砂质泥岩 ,底板为泥岩、砂质泥岩 .煤层为黑色 ,条可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结痕为灰黑色 -黑色,断口阶梯状、贝壳状 , 似金属光泽 ,内生裂隙发育 .煤岩类型主要为半亮煤和半暗煤互层发育 ,煤体结构主要为原生结构煤 , 其中半亮煤煤体较坚硬 ,半暗煤煤体坚硬 .3 号煤层露头线发育在井田内南部 , 部分区域遭受剥蚀 ,由于井田内 3 号煤层开采历史长 ,资源已近枯竭 ,只留有部分村庄、工业广场及大巷保安煤柱资源.2、水文的质及涌水量

7、资源兼并重组前 ,参与整合的各矿井开采3 号煤层,受采掘破坏影响的含水层为其煤层上部的碎屑岩含水岩层及第四系孔隙水,疏干排水使该的层水位下降,该含水层补给条件差 ,补给水源少 ,单位涌水量 0.0017-0.060L/s .m,依据煤矿防治水规定分类依据 ,矿井水文的质类别为简洁 .资源整合后 ,井田内 3 号煤层开采后存在 16 处采空区积水 ,积水区总面积约 421695 m 2,积水总量约 796083m 3.依据矿井水文的质特点 ,认真做好井上、井下的防治水工作 ,对本井田存在的老空积水 ,认真做好调查工作 .由于本矿井内 3 号煤层开采时间长 ,采空区多 ,分布情形由于历史的缘由不能

8、完全清晰,防治水需投入肯定的工程量 ,工作宜进行 ,依据煤矿防治水规定分类依据,矿井水文的质类别为中等 .揭煤区域水位的质条件相对较简洁,涌水量比较小 .奥灰水突水的可能性小,的质构造一般不具备导水性 .但依据以往北庄煤矿开采明白 ,副斜井开拓时有可能受到断层影响 ,会有肯定导水性 ,因此揭煤过程中需加强构造探测.3、瓦斯情形可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结依据芦河煤业 3 号煤层矿井瓦斯涌出量猜测报告和3# 煤层埋深等值线图可知：设计开采井田内西北部3 号煤层瓦斯含量很高 ,随埋深由东南向西北逐步增大 ,最大埋深约 220m. 而依据西冯街煤业 3 号煤层原始瓦斯含量增长梯度

9、公式和芦河煤业 3 号煤层的最大埋深（约为 220m ）,运算得芦河煤业3 号煤层最大瓦斯含量约为 13.4m 3/t.其次节区域综合防突措施一、区域突出危急性猜测依据防治煤与瓦斯突出规定第61 条规定：石门和立井、斜井揭穿突出煤层前 ,必需精确掌握煤层层位 ,把握煤层的赋存位置、外形 .依据副斜井凿井施工图 ,在副斜井开拓至煤层最小法向距离10m 之前,即副斜井开拓至距3#煤层 27.39m 时,工作面施工探测孔 ,以便精确把握距 3#煤层顶板的距离 ,施工时,现场悬挂标示牌 ,标明煤层位置 ,防止误揭煤层 .当副斜井开拓至距 3# 煤层顶板最小法距10m 时,工作面迎头进行永久支护,在迎头

10、位置向下打 5 个探测孔兼区域猜测孔 ,探孔一次穿透煤层全厚且进入底板不小于 0.5m, 测定煤层产状、厚度 ,并在钻孔期间完成取芯工作 ,由河南理工高校瓦斯讨论所完成瓦斯含量测定工作.附图 2：副斜井最小法向线 10m 探孔布置图副斜井开拓至距3#煤层顶板最小法距 7m 时,必需停止作业 ,依据河南理工高校出具的副斜井揭煤瓦斯含量测定报告确定是否实行区域防突措施. 如瓦斯含量测定值小于临界值指标 ,不能确定是否进行掘进或实行区域防突措施时,必需进行瓦斯压力测试 ,只有等瓦斯压力和瓦斯含量测定值均小于临界值指标时 ,方可确定为无突出危急 ,直接开拓至距3# 煤层顶板最小法距 5m, 开可编辑资

11、料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结始执行局部防突的相关事项 .采纳瓦斯压力和瓦斯含量参数测定进行区域突出危急性猜测 ,临界值依据防治煤与瓦斯突出规定第43 条规定执行 .表 2 ：依据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域猜测的临界值瓦斯压力 P（ MPa ）瓦斯含量 W（ m 3 /t）区域类别P 0.74W 8无突出危急区除上述情形以外的其他情形突出危急区二、区域防突措施1、依据河南理工高校出具的瓦斯含量/ 压力测定报告 ,如含量（压力）指标超过临界值时 ,依据防治煤与瓦斯突出规定第49 条规定 : 采纳穿层钻孔预抽石门（含立井、斜井）揭煤区域煤层瓦斯的区域防突措施.实施穿层钻孔预抽石门（含

12、立井、斜井）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应当在揭煤工作面距离煤层的最小法向距离7m 以前实施 .钻孔的最小掌握范畴是石门和立井、斜井揭煤处轮廓线外12m, 同时掌握范畴的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于 5m.式中： W1煤层瓦斯储量 , m3。k1围岩瓦斯储量系数可取1.11.3。k2不行采邻近煤层瓦斯储量系数 ,可取 1.2 1.4。 A井筒施工煤层煤炭的质储量 ,吨。 W井筒施工煤层平均瓦斯含量 ,m3/t.由于储量的运算关系到瓦斯抽放的精确性 ,因此,在挑选 K1 、K2 的修正值时选取中间数值 ,即： K1 =1.2,K 2 =1.3 。可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳

13、总结煤炭的质储量A=（ 24+12 2）（4.5+7 2）5.61.45=7738.48吨依据副斜井开拓坡度运算 ,从揭煤最小法向线 5m 开头到过煤约长 24m, 揭煤长度前后各辐射 12m 。斜井开拓宽度为 4.5m （毛断面） ,巷道两侧掌握外边缘到巷道轮廓线为 7m. 煤平均厚度 6.01m, 煤容重 1.45.瓦斯总储量W 1=K1K2AW=1.2 1.37738.48 13.4=161765.19m 3瓦斯可抽量瓦斯可抽量是指在瓦斯储量中能被抽出的最大瓦斯量,运算公式如下： W 抽= W 0Kg式中 W 抽可抽瓦斯量 ,m3Kg瓦斯抽放率 ,%W0瓦斯储量 ,m3依据瓦斯储量运算得

14、出目前副斜井揭煤前瓦斯含量为 20.9m 3/t（抱负数据） ,为满意瓦斯含量小于 8m3 /t 要求,抽放率为 70% 。经运算 ,瓦斯可抽量为113235.63m 3,剩余瓦斯储量 48529.56m 3,吨煤瓦斯含量为 6.27m 3/t.2、瓦斯抽放管管径运算：瓦斯抽放管管径的挑选合理与否 ,对抽放系统的建设投资及系统抽放成效有很大影响 ,一般采纳以下公式运算 ,并参照抽放泵的实际才能使之留有余的 .0.1457 Q / VD式中： D- 瓦斯抽放管内径 ,m。V- 抽放管内瓦斯平均流速 ,经济流速 V 10-12m/s, V=12m/s.可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总

15、结Q-管内混合瓦斯流量 ,m 3/min。瓦斯浓度取 20%, 管内混合瓦斯流量为 25m 3/min, 设计瓦斯抽采规模为5m3 /min. 设计抽采规模依据芦河煤业进、回风立井统计的百M 初始流量、瓦斯含量、透气性系数等瓦斯参数经运算得出抽放管直径D=0.210m, 因此在井筒内增设一趟 200mm无缝钢管作为瓦斯抽放管路 ,与的面抽放系统负压测三防装置室内的DN300抽放管路连接进行抽放 ,管路连接时需在工程部工房后面最低点和工作面最低点安设放水除渣装置 , 管路入井口设置接的装置, 并在 200mm管路侧安装LUGB-200直读式涡街流量计 ,对副斜井穿层瓦斯预抽钻孔的抽放情形进行实时

16、观测,确保瓦斯抽采达标 .3、抽放周期依据设计要求全天 24 小时进行抽放 ,平均抽放浓度为 20%, 抽放混合瓦斯流量 25m 3/min, 矿井日最大瓦斯抽放纯量可以达到7200m 3 ,估计可抽瓦斯量约 16 天完成抽放 .实际抽放各项工程后 ,要边抽边测 ,以实际抽采量与抽采率为依据 ,直到满意瓦斯抽采暂行规定和防治煤与瓦斯突出规定的相关要求,并做到瓦斯抽采达标 .4、区域预抽钻孔施工方案方案一：第一在副斜井距离 3#煤层顶板最小法向线 7m 位置施工长 15m 导硐,导硐推动时与煤层顶板平行保持 7m 法距, 导硐为半圆拱形断面 , 宽 4.0m, 高3.0m. 导硐采纳锚网喷支护

17、,锚杆型号为 MSGLW-335/22 2200mm, 网片采纳4.0mm 钢丝网,网孔 100 100mm, 网片规格： 2000 1000 ,锚杆间排距为 800 800mm, 每套锚杆配 MSK2335 型树脂药卷进行支护 ,喷射混凝土强度可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结等级为 C30, 喷射时只进行初喷 ,厚度为 50mm. 导铜内施工穿层抽放钻孔 .钻孔掌握范畴为揭煤处巷道轮廓线外12m, 同时掌握范畴的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于 5m.抽放钻孔施工 10 排,巷长开孔排间距 1.5m, 巷宽开孔排间距 0.8m, 设计抽放钻孔 60 个.钻孔长度在 17m-

18、44.6m 之间,合计钻孔长度 1762.4m. 详见区域预抽钻布置图 .方案二：副斜井开拓至距 3# 煤层顶板最小法向距 7m 时,停止作业。在距工作面迎头 4m 内的巷道两侧施工抽放钻场 .钻场为半圆拱形断面 ,长 4.0m, 高 2.5m, 深度 3.5m. 钻场采纳锚网喷支护 ,锚杆型号为 MSGLW-335/22 2200mm, 网片采纳4.0mm 钢丝网,网孔 100 100mm, 网片规格： 2000 1000 ,锚杆间排距为 800 800mm, 每套锚杆配 MSK2335 型树脂药卷进行支护 ,喷射混凝土强度等级为 C30, 喷射时只进行初喷 ,厚度为 50mm. 钻场内施工

19、穿层抽放钻孔 . 钻孔掌握范畴为揭煤处巷道轮廓线外12m, 同时掌握范畴的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m.抽放钻孔施工10 排,即在巷道迎头施工三排、底板施工一排钻孔。左侧钻场施工三排钻孔。右侧钻场施工三排钻孔.沿走向开孔排间距（工作面迎头0.6m, 钻场 0.8m ） ,巷宽开孔排间距 0.7m, 设计抽放钻孔 60 个.钻孔长度在13m-48m 之间,合计钻孔长度 1700m. 详见区域预抽钻布置图 .抽放钻孔使用 ZDY1200S钻机或 ZYJ-500/180型架柱式液压回转钻机进行施工 , 钻孔80mm, 瓦斯抽放孔使用 50mm无缝钢管和聚氨酯协作棉纱（布）进行封孔 ,封孔长

20、度为 6m, 孔口使用50mm铠装胶管连接至 200mm可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结抽放管路上 .施工时编制专项施钻安全技术措施 .方案优、缺点对比：方案一。优点：抽放成效好 ,抽放周期短 .缺点：工程施工量大,抽放终止后需对导硐进行回填、浇筑, 施工周期长 ,耗资大.方案二。优点：工程施工量小 ,钻场可依据巷道布置情形依据逃避硐、临时水仓位置设置 ,耗资相对较小 .缺点：抽成效相对不如方案一 ,但能满意副斜井揭煤工作所需 . 附图 3：最小法向线 7m 区域预抽钻孔布置图及 15m 导硐断面图附表 4：区域预抽钻孔参数表附图 5：最小法向线 7m 区域预抽钻孔布置图及钻场

21、布置图示意图三、区域措施成效检验依据实际抽放情形 ,对瓦斯抽采进行统计和计量 ,待瓦斯抽采量达到需抽量后,经运算煤层瓦斯残余量满意要求,编制区域瓦斯抽采达标评判报告,经工程部技术负责人和矿总工程师审批后 ,方可进行区域防突成效检验 .1、区域效检方法：直接测定煤层残余瓦斯压力或含量.2、评判指标：煤层残余瓦斯压力P 或煤层残余瓦斯含量 W临 界 值： P0.74MPa 或 W8m3 /t3、区域措施成效检验测试点的布置要求：对于穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时 ,至少布置4 个检验测试点 ,分别位于要求预抽区域内的上部、中部和两侧 ,并且至少有一个检验测试点位于预抽区域内距边

22、缘不大于 2m 的范畴.可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结当检验区域内任何一个检验测试点测定指标值超过临界值,就认为该区域措施无效 , 实行区域预防突出补充措施 .当检验区域内全部检验测试点测定指标值小于临界值 ,就认为该区域措施有效 ,可以转入区域验证环节 .附图 6：副斜井揭煤防突措施检验钻孔布置图四、区域验证在最小法向线距离 5m 、3m、1.5m 时分别采纳钻屑瓦斯解吸指标法进行验证,验证时布置 8 个检测孔 ,分别位于工作面上、中、下、左、右 ,做到全断面全煤层猜测 . 在掀开煤层后 ,巷道掘进连续采纳钻屑解吸指标法进行验证, 每次检验结果措施有效时 ,在保证留足所需的

23、防突措施超前距并同时保留至少3m 检验孔投影孔深超前距的条件下,实行安全防护措施后向前掘进 .附图 7：最小法向距离 5m、3m 、1.5m 时区域验证检测孔布置图可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结第三节局部综合防突措施一、工作面突出危急性猜测进行工作面猜测及验证时 ,依据实际情形 ,经运算煤层瓦斯残余量满意要求 ,然后采纳钻屑瓦斯解吸指标法进行工作面突出危急性猜测预报.1、工作面突出危急性猜测采纳钻屑瓦斯解吸指标法进行,在最小法向距5m、3m、1.5m分别采纳工作面突出危急性猜测方法进行区域验证, 每次进行区域验证共布置 8 个检测孔 ,分别位于工作面上、中、下、左、右做到全断

24、面、全煤层猜测 .2、当区域验证指标超过临界值时 ,该掘进工作面为突出危急工作面 ,必需实行局部防突措施 ,并进行成效检验 ,符合要求后方可前掘 ,同时在安全防护措施的条件下掘进 ,直至完成整个揭煤工作 .3、副斜井工作面采纳 ZYJ-500/180型架柱式液压回转钻机 ,打到煤层后停止钻进 ,换上风煤钻取煤样 ,测定 K1 值.4、采纳钻屑瓦斯解吸指标法猜测揭煤工作面突出危急性时,在最小法向距 5m 、3m 、1.5m 按设计施工检测孔 ,在钻孔钻进到煤层时每钻进1m 采集一次孔口排出的粒径 1 3mm 的煤钻屑 ,测定其瓦斯解吸指标 K1 值.5、副斜井揭煤工作面钻屑瓦斯解吸指标的临界值依

25、据防治煤与瓦斯 突出规定第 73 条规定要求 ,按下表中所列的指标临界值猜测突出危急性.假如全部实测的指标值均小于临界值, 并且未发觉其他反常情形 , 就该工可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结作面为无突出危急工作面。否就 ,为突出危急工作面 .表 3：钻屑瓦斯解吸指标法猜测揭煤工作面突出危急性的参考临界值干煤样2000.5湿煤样1600.4h2 指标临界值K1 指标临界值煤样（ Pa）1（mL/g .min 2 ）二、工作面防突措施当工作面猜测为有突出危急时 ,依据实测得到的全部K1 测定值,选用超前预抽钻孔作为工作面防突措施.预抽钻孔或排放孔依据现场施工情形另行进行 设计.三、

26、工作面措施成效检验1、对揭煤工作面进行防突措施成效检验时,实行钻屑瓦斯解吸指标法进行成效检验 ,检验孔数为 8 个,分别位于的上部、中部、下部和两侧 .检验孔深度应小于或等于防突措施钻孔 .2、采纳钻屑瓦斯解吸指标法进行效检及测定方法和测定参考临界值同猜测工作面突出危急性一样 .第四节掘进审批程序及消突钻孔注浆施工区域防突成效检验合格后 ,必需填写防突报告单 , 并经工程部技术负责人审核,经审核的防突报告准时送达山西煤炭建设监理有限公司芦河工程部以及 兰花科创芦河煤业 , 由芦河煤业总工程师牵头组织分管生产、安全、机电、通可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结风副职领导及相关部室技术

27、负责人会审确定后,方由工程部工程经理下准掘通知单,施工作业队拿到准掘通知单实行安全防护措施后方可向前掘进.掘进前将对全部消突钻孔进行注浆加固,增强煤岩强度从而提高煤岩自身支撑力,降低煤与瓦斯突出危急性 .1、采纳 ZDY1200S型煤矿用 液压注浆泵将注浆液沿原瓦斯抽放孔注入煤岩.2、注浆工序注浆前先用清水对注浆机进行冲洗 ,再经混合的水泥、水玻璃、防水剂通过注浆泵注入注浆管最终注入注浆孔.期间须认真观看注浆孔压力 , 严禁超压 . 注浆完毕后 ,需清洗注浆机 .在注浆施工时 ,井下不答应其它平行施工作业 .3、注浆量运算Q=R2H+V 其中： R钻孔半径 0.080/2, 单位 m H注浆长

28、度为 1762.4, 单位 m V注浆区域体积 5336.88, 单位 m3 岩体裂隙率,取 0.09Q=0.08/2 2 1762.4+5336.88 0.09=480.3m 3井底钻孔数量为64个（检测孔 4 个,设计抽放孔 60 个） , 钻孔直径80mm, 需要注浆量为 480.3m 3.最小法向距 7m-1.5m 之间,需三个循环开拓完成 ,每循环布置炮眼 53 个, 装药量 39.6kg, 全断面一次起爆 .掏槽眼为 2.2m, 帮助眼和周边眼均为 2m. 掘进炮眼深 2.0m, 炮眼利用率 85%, 循环进度 1.7m.可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结第五节 掀开

29、煤层及过煤门段施工待副斜井掘进至最小法向距 1.5m 时,工作面停头 ,修整好工作面 ,采纳钻屑瓦斯解吸指标法进行 K1 值测定,如 K1 值超标,就施工排放孔 ,排放施工完成后进行成效检验 ,如 K1 值仍超标 ,就要延长排放时间 ,再次进行成效检验 ,直至不超标为止 .当 K1 值不超标时 ,保持安全岩柱 1.5m （距煤层法距 1.5m ）的情形下 ,施工一条 7.0M长的导硐 ,施工时确保其与煤层顶板平行 .导硐为半圆拱形断面 , 宽 4.0m, 高 2.5m, 长度与掘进工作面修整后的长度相等,应当准时做好超前支护,支护方式与最小法距7M 段施工的导硐支护方式一样. 最终在该导硐道底

30、板打眼至底板岩层及煤层中 ,一次性揭露煤层 .揭露煤层后 ,复原巷道掘进 .一、爆破说明书1、揭煤炮眼布置1） 揭煤炮眼共布置 240 个煤、岩眼各 120 个.在 7M 长导硐内施工 12 排炮眼,巷长排间距 0.6m, 巷宽开孔排间距 0.4m, 岩眼深度为 1.3m （岩眼距煤层顶板上 200mm ）,煤眼深度为 2.5m （煤眼进入煤层 1m） .2） 岩层眼距煤层 200mm, 打岩眼时 ,如误穿煤层 ,岩层眼必需用炮泥封堵至煤层 200mm.2、雷管及炸药类型1）雷管： 1 5 段,6.5m长脚线 ,提前由厂家进行电阻测定 , 误差不超过0.1 ,超过 0.1不得使用. 2）炸药：

31、三级煤矿含水炸药 .3、由于在的面爆破 ,爆破距离过远 ,实行开关 +380V电源起爆 ,爆破母线可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结采纳 10mm 2 电缆,揭煤前在井筒内铺设 10mm 2电缆,在铺设电缆前编制电缆铺设、使用措施 .4、连线方式使用大串联的方式连线 .二、掘进方式采纳钻爆法施工 ,掀开煤层时一次掀开 3#煤层厚度为 0.8m.附图 8：芦河煤业副斜井巷道炮眼布置图及巷道爆破参数表附图 9：芦河煤业副斜井巷道揭煤炮眼布置图及揭煤爆破参数表附图 10：爆破装药示意图三、过煤门3#煤层掀开后进行清碴、支护、打眼时 ,都应尽可能防止或减轻对工作面煤体的扰动 ,不得随便挖

32、煤壁、柱窝等 .掀开煤层后巷道掘进连续采纳钻屑解吸指标法进行验证 ,每次检验结果措施有效时（干煤粉： K1 值小于 0.5。湿煤粉： K1 值小于 0.4 视为消突措施有效） ,在保证留足所需的防突措施超前距并同时保留至少 3m 检验孔投影孔深超前距的条件下 ,实行安全防护措施后向前掘进.施工时,实行多打眼、少装药、快支护方法 ,削减对岩（煤）体的破坏 . 过煤门时 ,如顶板岩（煤）层条件不好 ,可缩短循环进度 .第六节巷道的加强支护及导硐的处理为保证工作面过煤层的段能够安全牢靠推动,在揭煤期间应对工作面加强支护,采纳 U25 型拱架协作锚网喷复合支护 ,具体加强支护如下：工作面放炮后 ,班组

33、长准时处理掉顶部的活石,依据副斜井作业规程要求进行临时支护 ,支护到位后方可进行打锚杆挂网作业, 禁止操作人员在无可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结支护下空顶作业 .拱架支设要依据中线及设计棚距大小找出柱窝位置 , 再按中腰线把柱窝深度挖够 .利用铁板（ 200 200 8 铁板作为垫板） ,架腿处须坚实,平直,并准时进行喷浆 .一、临时支护临时支护采纳先拱顶, 打锚杆, 再两帮. 锚杆采纳 MSGLW-335/22 2200mm型金属锚杆 ,网片采纳 4mm钢丝网片 , 网孔 100 100mm, 网片规格： 2000 1000 ,锚杆间排距为 800 800mm, 每套锚杆配

34、 MSK2335型树脂药卷进行支护 .铺网支护前必需将爆破落煤进行平整 ,用 DN20-300/90轻型单体液压支柱顶住网片进行,在支柱顶住确认坚固之后方可进行锚、网施工. 每张网片所用支柱不得少于2 根,临时支护时必需有专人对支护进行监护,并做好支柱防倒措施 ,以保证支柱支撑坚固 ,防止卸压倒柱伤人 .二、永久支护永久支护实行架网喷支护 ,实行 U25 型支架支护 ,间距 800mm, 支架采纳卡缆固定 ,U 型架的具体支护过程可参照副斜井表土段转基岩段时复合支护施工方式施工 .施工时严禁空顶作业 ,控顶距最大不超过 0.8m, 严格执行“掘一支一”. 喷射砼强度等级： C30, 喷射混凝土

35、时 ,初喷 50mm, 复喷 150mm, 共喷射厚度： 200mm. 架 U 型钢支架范畴：距离煤层法距 7m 时开头架 U 型支架支护,直至将 3# 煤层完全掀开后 5m.附图 11：副斜井架棚支护设计图三、巷道复原揭煤完成后 ,对井筒进行修复 ,导硐巷道进行黄土回填充实 ,开口及小三角区域处进行钢筋混凝土浇筑 .可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结第七节安全防护措施一、工作面安全防护设施1、压风自救装置1) 的面设一台 OG160F 型压风机 ,排风量 25m 3 /min, 经108 4 压风管路向井下供风 .压风自救安设在井下压风管路上,安设数量必需满意两班交接班 的总人

36、数（不得少于12 个） ,保证其正常供风 ,完好使用 . 压风自救装置安装位置在工作面 25-40m 范畴内,随掘进前移 ,距工作面迎头不超过 40m.2) 压缩空气供应量每人不得少于 0.1m 3/min.3) 安装的点必需在支护良好、无杂物、无设备影响的区域 .4) 安装压风自救装置之前要先放气 ,吹净管路中的杂物 ,防止堵塞减压阀 , 工程部应指定专人进行治理和检查 ,必需每班进行检查试验 ,保证正常供风 , 完好使用,发觉问题准时进行处理 ,并有记录可查 ,否就工作面不准施工 .2、防尘水幕：工作面距回风流应安设至少 1 组净化水幕。工作面距迎头 30m 范畴内应安设至少 2 组净化水

37、幕 ,两组水幕间距不大于 5m。水雾能封锁全断面 ,爆破前开启 .3、隔离式自救器：揭煤施工人员必需随身携带隔离式自救器,自救器必需保证其有效、合格 ,且每个人必需会正确使用自救器 .4、自救器、压风自救系统、净化水幕等设施设备必需经过认真检查,确认完好后方可进行爆破作业 .二、远距离爆破专项措施为保证揭煤作业安全无事故 ,揭煤全过程中严格执行远距离爆破, 并且井下人员全部撤至的面 .具体的停电、撤人范畴、爆破点如下：可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结1、爆破戒备设置：芦河煤业副斜井井口 20m （不正对井口）外 .副斜井井口戒备由跟班队长、井口检身工和安全员负责在通路上担任警戒

38、,戒备人员必需在安全的点进行戒备 .戒备线处应设置戒备牌、拉杆或拉绳 .2、爆破点的设置爆破点设在芦河煤业副斜井井口20m （不正对井口）范畴外 . 3、工作程序每次工作面爆破前 ,戒备区域范畴内必需切断芦河煤业副斜井井下除局部通风机以外的电气设备的电源,并验电无误后 ,由工程部电工向工程部技术负责人汇报 , 工程部技术负责人向矿调度汇报.现场指挥只有在确认副斜井井口20m （不正对井口）范畴戒备全部安设完毕、井底人员全部撤出、停电范畴内除局部通风机以外的电气设备全部断电完毕等一切预备工作就绪后.现场总指挥方可汇报矿调度 ,在得到矿调度室的答应后 , 并由现场总指挥下达爆破命令.爆破前、后的停

39、送电工作必需由专职电工进行,监护人员为建设方机电科人员.4、停电范畴：副斜井井下除局部通风机外的全部非本质安全型电气设备全部断电. 5 、撤人范畴：副斜井井下全部人员全部撤离至的面并关闭电源、风管、水管。人员清点由井口检身工负责对全部出井人数进行清点,人员清点终止后准时汇报现场总指挥 ,由现场总指挥向芦河煤业调度室汇报出井人数. 爆破撤人由跟班领导及安全员一起对井下人员进行撤离, 跟班领导清点人员后 , 方可出井 , 撤离完成后向调度室汇报撤人情形.在全部入井人员出井后方可以可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结执行爆破任务 .三、远距离爆破其他留意事项1 、远距离爆破由工程经理统一

40、指挥, 并有公司临时抢救队在指定的点（矿调度指挥楼下）待命 .爆破后 2h 而且监测监控显示工作面回风瓦斯浓度小于 0.8% 时,矿临时抢救队员方可进入戒备区域内进行安全检查.依据检查结果,确定实行复原送电、通风、排瓦斯的具体措施.2、远距离爆破必需采纳延期毫秒电雷管,最终一段电雷管延期时间不得超过 130ms, 严禁跳段使用 .雷管使用前必需进行导通试验 .每一个雷管通过的电流应达到引爆电流的2 倍.爆破母线严禁使用裸线、铝芯线.3、严禁无方案停电、停风 ,假如遇到意外情形发生停电、停风时,必需准时撤出人员 ,查明缘由进行处理 .4、装药爆破前 ,将井筒内及井口 20m （不正对井口）范畴内

41、的火源及非安全型电气设备电源切断 .5、远距离爆破掀开 3# 煤 24h 后,在检查瓦斯不超限的情形下 ,工作面方可复原作业 .附图 12：芦河煤业副斜井爆破戒备图第八节安全技术保证措施一、通风系统工作面风量运算及局部通风机选型1、掘进工作面风量运算1）按瓦斯涌出量运算Q 掘=100 QCH4 K 掘可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名师归纳总结式中： QCH4 掘进工作面瓦斯肯定涌出量 ,3.0m 3/min 依据芦河煤业保留井筒 3500 阶段回风实测瓦斯涌出量 ,瓦斯涌出量为 3.0m 3 /minK瓦斯涌出不均衡系数取 1.5 运算： Q 掘=100 3.01.5=450m 3/mi

42、n 2）按人数运算实际需风量Q 掘=4N=4 30=120m 3/min式中： Q掘进工作面配风量 m3 /min N掘进工作面同时工作的最多人数 ,人3）按巷道最低风速进行运算600.15 SQ 掘604.0 S=60 0.15 12.68 Q 掘604.0 12.68=114.1 450 3043.2芦河煤业副斜井掘进工作面所需风量 ,取 Q 掘=450m 3/min. 2、局部通风机挑选压入式通风方式如下：安装两台FBDNO6.3/2 30 型对旋局部通风机 ,一台运行,一台备用验算： Q 供=Q 吸K 供F式中： Q 供局扇实际出口风量Q 吸局扇吸风量局扇230KW 取 600m 3/min. K 供风筒供风率取 0.85F风机数量运算： Q 供=600 0.85=510m 3/min.可编辑资料 - - - 欢迎下载精品名