1181回风巷掘进作业规程.docx
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1、盘县羊场乡松杨煤矿(1181采面回风平巷)掘进作业规程编 制:总工办施工单位:掘三队编制日期:2014年10月28日规程会审情况职 务签 名职 务签 名矿 长总 工安全矿长生产矿长机电矿长通防工程师采掘工程师地测工程师机电工程师规程会审意见: 会审时间: 年 月 日规程贯彻落实情况贯彻时间贯彻地点贯彻人参加学习人员签名目 录第一章 概述6第一节 概述6第二节 编写依据6第二章 地面位置及地质情况7第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况7第二节 煤(岩)层赋存特征 8第三节 地质构造10第四节 水文地质10第三章 巷道布置及支护说明11第一节 巷道布置11第二节 矿压观测12第三节 支护设计12
2、第四节 支护工艺12第四章 施工工艺13第一节 施工方法13第二节 凿岩方式13第三节 爆破作业13第四节 装载与运输14第五节 管线及轨道铺设14第六节 设备及工具配备14第五章 生产系统15第一节 通风15第二节 压风17第三节 瓦斯防治17第四节 综合防尘17第五节 防灭火18第六节 安全监控18第七节 供电19第八节 排水20第九节 运输20第十节 照明、通信和信号20第六章 劳动组织及主要技术经济指标21第一节 劳动组织21第二节 作业循环21第三节 主要技术经济指标22第七章 安全技术措施23第一节 一通三防23第二节 顶板26第三节 爆破27第四节 防治水32第五节 机电33第六
3、节 运输33第八章 其他38第一节 施工组织管理措施38第二节 过断层或构造措施41第三节 处理片帮措施41第四节 防止冒顶、片帮措施42第五节 巷道开口点施工安全技术措施42第九章 避灾路线43附图一:1181采面回风巷巷道布置位置局部平面示意图附图二:1181采面回风巷巷道断面形状、规格尺寸及支护方式图附图三:1181采面回风巷炮眼布置图及爆破说明书附图四:1181采面回风巷运输系统图附图五:1181采面回风巷管线吊挂及溜子敷设情况示意图附图六:1181采面回风巷通风系统示意图附图七:1181采面回风巷监控系统图附图八:1181采面回风巷供电系统示意图附图九:1181采面回风巷排水系统示意
4、图附图十:1181采面回风巷通讯系统示意图附图十一:1181采面回风巷避灾路线示意图第一章 概 况第一节概 述1、巷道名称:1181采面回风平巷2、用途:回风、行人3、设计长度550m4、设计坡度:+5(实际施工定向跟煤层顶板走) 5、设计方位:323。6、预计开工时间:2014年10月31日7、预计竣工时间:2015年6月7日第二节 编写依据一、设计说明书及批准时间根据2009年5月贵阳林东矿务局设计研究所编制的松杨煤矿开采设计方案变更,九村井田松杨煤矿可行性研究报告及安全专篇。结合松杨煤矿地质情况、开采现状等。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为九村井田松杨煤矿地质勘探报告,批准时间为
5、2003年9月18日。三、矿压观测资料:从已掘1181运输上山和18号回风系统几条巷道煤层顶底板的情况来看,压力不大。但在支护上要严格按作业规程的要求,严把质量关,严防顶板事故的发生。随着巷道不断延长,在巷道掘进过程中,对后方巷道应安排人员随时进行检查,对因压力大变型严重的支架应及时进行校正或更换等维修处理,随时确保后路的畅通安全。四、规程编写依据: 新版2011煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程及德佳投资有限公司、矿一系列安全生产文件中的有关规定;关于机电、运输安全技术规范;关于一通三防技术管理规范和通防企业标准中有关规定。第二章地面位置及地质情况第一节地面相对位置及地质情况巷道相应的地面位
6、置在杨桃箐村后三百余米的大山底下,地面标高+1578 +1700米,区域内无水体和建、构筑物等。 巷道标高+1489+1491,起点在1181运输上山迎头处,起点标高为+1489,终点标高为+1491。全段从开口点起沿煤层顶板定向施工。附:井上下对照关系表如下:水平、采区二水平、一采区工程名称1181采面回风平巷地面标高+1578 +1700井下标高+1489+1491地面的相对位置建筑物、小井及其它地面无住房、水体及其公路、铁路、铁塔等构建筑物。井下相对位置掘进巷道的影响顶部距1171回风巷20米平距,斜距35米左右,相互间无大的影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响周边无采空区,周边对该巷没有
7、任何威协和隐患。 第二节煤(岩)层赋存特征 本设计巷道所在18#煤层走向西北-东南,倾向为东北-西南,倾角约17,煤层直接顶为碳质泥岩、老顶为细沙岩。直接底为泥岩或砂质泥岩,老底为细沙岩。本区域内煤层赋存情况及顶底板情况柱状图如下: 煤层特征情况表指标参数备注煤层厚度(最大最小/平均)m最大2.5m 最小1.5m 平2.0m煤层倾角(最大最小/平均)(0)最大35 最小10 平17煤层硬度35煤层层理(发育程度)较发育自燃发火期/d10个月绝对瓦斯涌出量/(m3/min)0.5S相对瓦斯涌出量/(m3/.t)8.64煤尘爆炸指数%80煤层顶底板情况表顶底板名称岩层类别硬度厚度(m)岩性顶板基本
8、顶细沙岩4-610-20沉积岩直接顶碳质泥岩4-62-5沉积岩伪顶碳质泥岩6-80.05-0.03沉积岩底板直接底砂质泥岩6-80.1-0.5沉积岩基本底细沙岩4-65-15沉积岩 煤层小柱状图第三节、地质构造此区域内地层稳定,地质构造简单,从井上、下对照图来看,估计前掘至矿井边界均无较大构造,掘巷期间可能有较小的裂隙及褶曲,过裂隙、褶曲带时,可能有大量的瓦斯涌向掘进工作面,过裂隙、褶曲时必须实施防治煤与瓦斯突出措施,同时加强巷道顶板支护强度,防止突出、瓦斯与顶板事故发生。 第四节 水文地质(1)、水文地质情况1)、地层含、隔水性主要含水层:龙潭组由粉砂岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、细砂岩、泥岩
9、及煤层组成,浅部含风化裂隙水,浅部含水性弱,一般不含水。根据矿矿区水文地质资料和现场实际调查,泉水平均流量0.105升/秒,深部一般不含水。含煤地层下伏地层峨眉山玄武岩组,以玄武岩、拉辬玄武岩、凝灰岩为主,亦含浅部风化裂隙水,邻区泉水平均流量0.173升/秒,深部含水性极弱。含煤地层上覆地层飞仙关组下段粉砂岩、细砂岩为主,底部未粉砂质泥岩,细砂岩及泥岩,含风化裂隙水,深部含水弱或不含水。第四系残坡积物分布范围有限,厚度不大,降大雨时多处出露泉点,雨后干涸。矿井主要隔水层:主要是含煤岩组及上覆地层中的泥岩和粘土岩。2)、断层导水性本巷区域内有断层,因此可能有断层导水性。3)、水文地质类型井田内含
10、风化裂隙水,随着垂深增加,风化程度减弱,含水性减小,深部含水甚微,甚至无水。风化裂隙水以渗流为主,水力联系较差。本矿区水文地质条件属第二类第一型,即以大气降水为主要补给来源的裂隙充水矿床,水文地质条件属简单类型。结论:此区域内地层稳定,上覆岩层为弱含水层,无采空区,大气降水为该区域充水的主要来源,涌水量大小主要受地面降水及裂隙水影响,本采面范围内无水,但在掘进过程中仍要严格做到边探边掘。其它需要说明的情况1、做好瓦斯管理工作,特别是过构造带、应加强瓦斯排放工作。2、必须做好巷道的支护及排水工作。3、煤层强度不大,破岩时易产生煤尘,应加强洒水防尘工作。4、加强通风管理,严禁无风、微风或瓦斯超限作
11、业。5、掘进工作面坚持使用风电、瓦斯电闭锁装置,严格执行瓦斯排放制度。6、加强临时支护与永久支护管理,防止片帮冒顶事故的发生。第三章、巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置1181回风平巷,起点在1181运输上山迎头处,开口点标高为+1489,设计长度550m,设计方位323,设计坡度+5(实际施工定向跟煤层顶板走),终点标高为+1491。具体巷道布置局部平面位置示意图附后 第二节 矿压观测一、观测对象:1181运输上山、18号回风系统几条巷道。二、观测内容:几条巷道内支架变形及压力情况。三、观测方法:目测与实测,压力表试压。四、数据处理:测压力,每隔十天进行一次巷道断面和支架断面形状数据的采集
12、,然后进行对比,并将结果交技术部门。 第三节、巷道断面尺寸及支护设计 由于该巷道围岩相对稳定,矿压小,依据施工现场实际情况,选择支护,确定巷道支护形式为T型工字钢支护。 巷道断面设计为T形,底净宽3.6米,顶净宽2.3米,净高为2.4米,巷道顶部跟煤层顶板走,以不破顶板为准。在巷道下墙帮底部距腿脚20公分处设置毛水沟,宽30公分,深20公分。巷道断面形状、规格尺寸及支护方式图附后。第四节、支护工艺巷道支护:采用T型工字钢支护,支护材料采用11#“工”字钢支架,棚距700 mm。木板背帮背顶严实,支架棚腿之间的接触面必须密合,支架要严格按标准尺寸架设,且要支在实底上。每架棚之间必须打5根撑杆(梁
13、正中一根,梁两端各一根,两侧腿中间各一根)。 支架背帮接顶必须严实,支架不前倾后仰,所有支架均要求无迈步现象。背帮接顶板皮必须对空搭接,板皮两端在工字钢梁、腿两侧出头15公分左右,在顶帮岩石破碎容易垮落地段,在板皮上部、后部加锚网防止破碎岩石垮落。 第四章 施工工艺第一节、施工方法一、巷道施工方法本回风巷采用炮掘,具体采用爆破落煤矸,人工出煤渣,刮板运输机及皮带运输,T型工字钢支护的施工方法。第二节、凿岩方式该巷使用炮掘,施工中采用风煤钻打眼放炮,如遇岩层采用凿岩机配合打眼放炮。施工方法:全断面一次爆破成巷的施工方法。第三节、爆破作业 该巷为全煤、岩巷掘进,煤的硬度在35之间,T形断面,巷道净
14、断面6.52,通风方式为压入式通风,瓦斯涌出量低于0.53/in,所以选用三角形掏槽方式掏槽,周边眼与巷道轮廓线相距0.2,进行打眼爆破作业,循环进度1.4,炸药选用煤矿专用3号乳化炸药,雷管便用瞬发电雷管,炮眼利用率100%,每米炸药消耗量为4.7kg,每米雷管消耗量为 8Fa。每个炮眼必须严格使用2个水炮泥,且泥头必须装满眼口,放炮母线必须挂在巷道内电缆另一侧,且必须随用随挂,不得有明接头,放炮母线和雷管脚线在未连线起爆时必须拧结成短路,爆破作业必须严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度,同时严格执行放炮器箱、雷管箱、炸药箱“一箱三锁”,瓦斯超限严禁爆破作业。爆破地点设在本掘进巷道防突
15、风门退后的局扇风机侧,放炮器钥匙必须由爆破员随身携带,放炮站岗设置警戒位置分别在1483回风石门18号回风出口往里20米以外的安全地点和1483回风石门防突风门外的安全地点。炮眼布置图及爆破说明书附后:第四节、装载与运输 1、煤(矸)运输:爆破后,人工装煤(岩)到1181回风巷迎头溜子1181回风平巷皮带1181运输上山皮带18号溜煤眼1418运输石门皮带主煤仓主井皮带地面煤(矸)场。2、材料运输:地面人工装车副斜井绞车下放1418运输石门18号进风联络巷1181运输上山1181回风平巷掘进工作面迎头煤(矸)及材料运输路线示意图附后 第五节、管线、风筒吊挂及溜子敷设 管线及风筒吊挂、溜子敷设情
16、况图附后说明:风筒要用绳环环吊挂,且要平直,离工作面不得超过5米。风管、水管可用铁丝固定在风筒侧下部并挂平直,离工作面不得大于15米。电缆、电话线、探头线等用电缆钩吊挂在巷道顶部靠风筒侧,距风筒30公分。放炮线挂在风筒侧下方。第六节、设备及工具配备附工作面工具及设备配备表如下:序号名称型号单位数量备注1风煤钻FMS 1.2台2一台备用2风钻7655台2一台备用3局部通风机FBDNO5.6/112台2一台备用4控制开关QBZ280/1140(660)ASF台2局扇专用5馈电开关QBZ400/1140VD台3探水钻刮板用6专用防突钻ZQSJ-90/2.1台2打校检孔用8锹把49镐把410锤把311
17、钻机750钻机台1用于防突探水1213第五章、掘进系统第一节、通风一、通风方式及送风距离通风方式:压入式供风方式,总送风距离约550米。 二、风量计算1)、按绝对瓦斯涌出量计算Q掘=100qk=1000.432.0=86m3/min式中:q工作面绝对瓦斯涌出量,取q=0.43m3/min;K瓦斯涌出不均衡系数,炮掘取2.0;2)、按最大炸药消耗量计算Q=25A=256.6=165m3/min式中: A掘进工作面最大炸药消耗量,取6.6kg。3)、按工作面最大班出勤人数计算Q=4N=410=40m3/min式中:N掘进工作面最大班出勤人数,取10人4)、按局部通风机实际风量计算掘进工作面采用FB
18、DNO5.6/230型号矿用隔爆压入式轴流局部通风机,其供风量为190390 m/ min,Q掘Qf+NKf式中 :Qf:掘进工作面局部通风机吸风量,取Qf=390m3/min;N:掘进工作面平均断面积;取6.5;Kf:掘进工作面最低风速,取0.25。故 Q掘390+6.50.2560=487.5m3/min按风速验算Qmin15s=156.5=97.5m3/minQmax240s=2406.5=1560m3/min式中:s掘进工作面断面平均为6.5m2综合上述计算,掘进工作面按Q掘=487.5m3/min配风,满足要求。具体通风系统示意图附后第二节、压风 采用两台OGLC110A型20.5立
19、方的单螺杆空气压缩机从地面经副井、1418运输石门、1181进风联络巷、1181运输上山、1181回风平巷压入工作面。地面及副井采用管径100,其余地段采用管径30的无縫钢管,工作面二十米范围内用与工具配套的高压软管。第三节、瓦斯治理 我矿属煤与瓦斯突出矿井,必须严格按煤与瓦斯突出矿井进行管理,因此,按防治煤与瓦斯突出规定的要求,首先必须预抽掘进前方煤层瓦斯,并达到消突效果后方可进行掘进施工工作,具体瓦斯治理情况详见“1181回风平巷掘进工作面防突设计”及“1181回风平巷消突评价报告”等,同时还必须按防突规定要求采取相应的瓦斯治理局部防治措施,搞好相关预测预报及安全防护等工作。第四节、综合防
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