14607进风巷作业规程.docx
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14607进风巷作业规程
贵州永润煤业轿子山煤矿斑鸠山井
14607进风巷作业规程
编制单位:
掘进三队
负责人:
编制人:
编制时间:
2012年4月10日
会审意见
会审签字
生产技术部:
机电部:
通防部:
调度室:
安检部:
煤质部:
总工程师:
目录
第一章工程概况5
第一节概述5
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
第二节煤层赋存特征8
第三节地质构造10
第四节水文地质10
第五节瓦斯情况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11
第三节支护设计12
第四节支护工艺15
第四章施工工艺17
第一节施工顺序及施工方法17
第二节工艺流程18
第三节施工瓦斯释放钻孔18
第四节掘进作业19
第五节爆破作业21
第六节管线敷设20
第七节运输方式21
第五章生产系统21
第一节通风21
第二节瓦斯抽放系统24
第三节压风24
第四节供水25
第五节供电25
第六节综合防尘25
第七节安全监控25
第八节防灭火27
第九节排水27
第十节运输27
第十一节照明、通讯和信号28
第六章劳动组织及主要技术经济指标29
第一节劳动组织29
第二节循环作业29
第三节主要技术经济指标31
第七章煤质管理31
第八章安全技术措施32
第一节一通三防32
第二节安全防护措施35
第三节顶板管理35
第四节防治水36
第五节机电管理36
第六节运输41
第七节爆破管理规定42
第八节其他45
第九节避灾路线45
第一章工程概况
第一节概述
1、巷道概况
1.1、巷道名称:
14607进风巷。
1.2、巷道位置及相邻关系
14607掘进工作面进风巷位于为斑鸠山井六盘区,东面为准备回采的14608采面,北面为未开采的14609采面,南面为已经回采结束的14605采面。
2、巷道用途
14607掘进工作面进风巷为回采巷道,主要担负14607采煤工作面的进风和运煤任务。
3、巷道类型
该巷道为回采巷道。
4、巷道设计及服务年限
4.1、14607进风巷开口位于六盘区皮带下山,施工方位为291°44′18″,巷道施工均沿M14煤层顶板掘进。
4.2、设计长度:
14607进风巷设计总工程量为538m。
4.3、巷道设计为矩形断面,巷道净宽3400mm,净高2000mm。
若煤层高度小于2000mm时,根据实际情况采取破底施工至净高不小于2000mm。
4.4、支护形式:
巷道顶板采用Φ18×1800mm金属螺纹锚杆支护。
4.5、服务年限:
1年以上
4.6、开工时间:
预计2012年4月10日,预计竣工时间:
2012年11月10日。
5、巷道平面布置
附14607进风巷平面布置图(见附图一)。
第二节编写依据
1、经过审批的设计及批准时间
经过审批的设计是《14607进风巷平、剖、断面图》,批准时间为2012年3月。
2、地质说明书
《14607进风巷掘进地质说明书》提交时间为2012年3月。
3、矿压观测资料
参考本煤层六盘区所掘巷道有关矿压观测数据分析结论。
4、其它依据
4.1、《14607进风巷开工联系通知书》;
4.2、《煤矿技术操作规程》;
4.3、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》;
4.4、《煤矿安全规程》(2011年施行)有关安全法律、法规及补充规定;
4.5、《防治煤与瓦斯突出规定》
5、河南煤业化工集团及轿子山煤矿有关制度、规定。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
1、地表状况
14607工作面位于黔北台隆南部边缘,地处大威岭背斜核部。
2、井下位置及四邻采掘情况
工作面位置及井上下关系见表2-1。
表2-1工作面位置及井上下关系
水平标高
+1260m
盘区名称
六盘区
地面标高
+1470~+1590m0
工作面标高
+1310m~+1320m
地面对应位置
工作面地面位置位于黑石东北面,平寨西南面。
工作面对应地面无村庄。
掘进对地面设施的影响
工作面掘进后对地面无影响。
井下位置以及与四邻采掘关系
14607工作面东面为准备回采的14608采面,南面为已经回采结束的14605采面。
已有采掘情况及断层对掘进工作的影响
该区域受大威岭背斜核部影响,局部地段出现次生断裂构造带,顶板受力面积较大,层间节理较为简单。
对顶板破碎和节理发育地段,应加强顶板管理和搞好支护质量。
第二节煤层赋存特征
巷道M14煤层较稳定,厚度变化较小,局部煤层受褶曲影响,煤层会变薄,但不会尖灭,平均厚1.20m,煤岩类型属黑色块状、性脆、玻璃光泽、贝壳断口、节理发育。
煤层赋存特征及煤质指标见表2-2、煤层顶底板情见图2-1“综合地质柱状图”。
煤层名称
M14煤
煤岩类别
半光亮型
厚度(m)
1.04~1.4
煤尘爆炸性
无煤尘爆炸危险性
煤层结构
简单,局部含一层0.1m左右的泥岩夹矸
煤的自燃
Ⅲ类不易自燃发火煤层
煤层倾角
3~5°
地温
21℃
品种
中等变质程度
无烟煤
地压
显现不明显
容重
1.60t/m3
瓦斯
原始吨煤瓦斯含量:
12.61m3/t
硬度(f)
0.92
原始煤层瓦斯压力:
0.4-1.25Mpa
表2-2煤层赋存特征及煤质指标
第三节地质构造
14607掘进工作面位于大威岭背斜核部,受大威岭背斜影响较甚,顶板压力大。
回采时应注意顶板压力及瓦斯压力的共同作用而导致煤与瓦斯突出,应加强瓦斯监测监控。
第四节水文地质
14607掘进工作面水文地质条件简单,局部地段有顶板淋水、渗透水的情况。
工作面无重大水害威胁,预测工作面回采过程中涌水量最大为4m3/h。
正常涌水量为1m3/h。
主要防治水措施:
1、在掘进过程中应采取“有疑必探、先探后掘”的防治水措施,尤其在掘进到破碎带附近,应严格执行超前探放水,防止透水及突水事故发生。
2、14607在掘进过程中,可能受相邻采空区影响,冒落带有可能活化、增强上部岩层裂隙导水性。
回采过程中,必须保证14607上下两巷中各低洼点排水设备的正常运转和排水管路的畅通。
及时清理两巷内各低洼点的积水池,完善防排水系统,并保证设备运转正常。
工作面综合排水能力须达到30m3/h以上。
第五节瓦斯情况
M14煤层原始瓦斯含量为12.61m3/t,煤层原始瓦斯压力为0.4~1.25Mpa。
煤层透气性系数0.056553~0.11062m2/(MP2.d),钻孔瓦斯流量衰减系数0.00721~0.0004d-1,属可抽和易抽之间的煤层;轿子山煤矿为高瓦斯、突出矿井。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1、巷道布置
14607工作面进风巷位于斑鸠山斜井二水平,属六盘区,巷道设计长度538m。
巷道沿M14煤层煤顶板掘进,巷道坡度为3~5°。
2、巷道开口位置
14607工作面进风巷开口位置位于六盘区运输下山,开口坐标:
X=2919603.532,Y=35591801.908。
3、巷道施工方位角
巷道施工方位角为291°44′。
第二节矿压观测
1、观测目的及方法
1.1、观测目的:
通过对14607进风巷顶板矿压观测,掌握巷道顶板及两帮的变化,从而及时采取科学、合理的支护方式,有效保持顶帮的整体稳定。
1.2、观测的方法:
顶板的离层利用顶板离层仪进行监测,顶板离层仪的型号:
DLY-2,量程:
150mm,精度:
1mm。
1.3、观测内容、目的、方法及观测周期一览见表3-1
表3-1顶板离层观测内容、目的、方法及观测周期一览表
序号
观测内容
观测目的
观测点布置
观测周期
1
顶板离层
监测顶板稳定状况,及时采取安全措施
顶板离层监测仪每100m安装一处。
1次/10天
2、顶板离层仪的安装与观测
2.1、顶板离层仪沿巷道安装,间距设计为100m。
2.2、顶板离层仪钻孔尺寸为Ф32×6000mm,打眼必须采用Ф32钻头,以确保钻孔直径符合安装要求,仪器的两个爪式探头必须分别安装在孔口向上2m及6m处,仪器测读装置的竖杆必须全部挂入钻孔中。
2.3、顶板离层监测必须挂牌,要注明仪器的初始读数与当前读数及填写日期。
3、顶板离层仪的观测与数据的处理
3.1、顶板离层仪安装后的前10天内每天必须至少观察1次,要特别注意顶板离层仪的读数变化情况,当锚固区内离层值达到20mm或者连续5日的日平均离层值达到2mm时必须立即在离层仪安装之处前后各10m范围内加强支护,还需锚网护顶,以免掉矸伤人。
必须每10天进行一次读数,由掘三队技术员做好记录并上报生产技术部备案。
3.2、当“2m”测杆的离层读数大于20mm或“6.5m”测杆的离层读数大于20mm时必须向生产科汇报;当连续两次的当前读数在1mm以下时,观测时间间隔可延长1倍,但最长不得超过10天。
第三节支护设计
1、巷道断面
巷道设计断面净宽×净高为:
3400mm×2000mm。
整个巷道沿M14煤层掘进,掘进时沿煤层破底保顶,保证巷道高度不低于2.0m。
附巷道设计断面及支护形式(见附图二)。
2、支护设计
2.1、永久支护
2.1.1、采用工程类比法选择合理的支护方式
根据我矿井下实际地质情况,结合已掘进巷道的经验数据,采用工程类比法进行14607进风巷的支护设计。
类比工程——14610进风巷掘进工作面。
14610进风巷掘进工作面采用普通金属螺纹锚杆支护,该巷在服务期间,均能满足生产需要。
14607工作面进风巷顶板条件与14610进风巷相似,所以,14610进风巷工作面的支护方式可以作为14607进风巷工作面掘进时的支护方式。
支护方式——14607进风巷顶板采用普通金属螺纹锚杆支护。
若巷道顶板压力大、顶板破碎的情况下需采用其它形式支护另编写措施。
2.1.2、支护参数设计
锚杆长度:
锚杆长度计算:
L=K×H+L1+L2
式中:
L——锚杆长度,m;
H——冒落拱高度,m;H=B/2f=3.4/(2×4)=0.525m;
其中:
B——巷道掘进宽度,3.4m;
f——岩石坚固性系数,泥岩砂质取4;
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0.4m;
L2——锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.05m。
则L=2×0.525+0.4+0.05=1.5m,施工时取L=1.8m,可以满足要求。
锚杆间排距计算:
α=(Q/KHγ)/2
式中:
α——锚杆间排距,m;
Q—锚杆设计锚固力,85KN/根=85t/根;
H——冒落拱高度,0.5m;
K——安全系数,一般取K=2;
γ——被悬吊泥质砂岩的密度,取2600Kg/m3=2.6t/m3
则α=(Q/KHγ)/2=[8/(2×0.5×2.6)]/2=1.53m,施工时取α=900mm可以满足要求。
高强螺纹钢锚杆:
Ф18×1800mm,配普通瓦型托盘及扭矩螺母、减阻增压垫片;锚杆间排距为900mm×900mm。
顶锚使用2卷MSk2335型锚固剂,顶锚杆的锚固力必须达到85KN。
2.1.3、质量标准及要求
表3-2锚杆支护质量标准
检查项目(设计值)
质量标准及允许偏差
保证
项目
锚杆的杆体及配件的材质、品种、规格、强度、结构
必须符合设计要求
锚固剂的材质、规格、配比、性能
必须符合设计要求
顶板离层安全监测
煤巷必须对顶板离层进行安全监测测点布置的符合作业规程规定,监测资料齐全
基本
项目
巷道净宽:
中线至任一帮距离
合格:
-50~+150mm
优良:
0~+150mm
巷道净高:
测全高
合格:
-30~+150mm
优良:
0~+150mm
锚杆安装质量
符合作业规程规定,安装牢固,托板不松动
符合作业规程规定,安装牢固,托盘密贴壁面,未接触部位必须楔紧。
螺纹锚杆的锚固力
最低值不小于设计值
允许偏差项目
锚杆间排距
±100mm
锚杆孔深度
0~+50mm
锚杆角度
锚杆方向与井巷轮廓线≥75º
锚杆外露长度
露出螺母20~50mm
2.2临时支护
临时支护形式:
采用“π”型梁配合液压单体柱进行支护。
见附图三。
第四节支护工艺
1、支护形式及材料规格
1.1、支护形式
采用Φ18×1800mm金属螺纹锚杆支护。
1.2、每米巷道材料消耗以及材料规格见表3-4
表3-4每米巷道材料消耗以及材料规格表
序号
材料名称
规格
单位
数量
1
金属螺纹锚杆
Ф18×1800mm
套
4.5
2
树脂锚固剂
MSK2335
支
9
2、工艺流程
临时支护→清理浮煤→打顶板锚杆眼→安装锚杆。
3、支护工艺
3.1、临时支护
3.1.1、支护工艺
、临时支护采用“π”型梁配合轻型单体柱进行支护。
3.2、临时支护工艺要求
3.2.1、架设临时支护时,施工人员不少于3人,一人观察顶板并协调指挥,两人进行架梁打单体柱。
施工人员保证各自的后路畅通。
4、永久支护工艺
4.1、顶板支护
4.1.1、钻眼
、顶锚杆的钻眼与安装采用MYT-140风动锚杆钻机。
、临时支护好后,首先确定第一根顶锚杆(中间一根)眼的位置,按测量中线画出巷道中心线,左右分0.45m为锚杆位置,在根据间排距确定第二根顶锚杆的位置。
中间顶锚杆垂直巷道的顶板,两帮的顶锚杆的角度设计为75°,伸向巷帮煤壁。
、打完锚杆眼后,应用压力水将眼内的煤(岩)粉尘清净。
4.1.2、锚杆的安装
、每根锚杆配2卷MSK2335快速锚固剂。
、顶推与搅拌
用锚杆顶住药卷向上推,当推到能够连上锚杆钻机时,连上锚杆机并按动升降按钮继续顶推,同时开动锚杆机开关边搅拌边顶推,直到锚杆紧贴顶板为止,待两分钟后,点动锚杆钻机,将锚杆螺母后盖顶掉,并使锚杆外露长度为20mm~50mm。
、跟班验收员用扭矩扳手检测锚杆,顶锚扭矩必须不低于150N.M。
、注意事项
、当锚杆孔位处顶板低洼时,上方加Ф50×200×300mm(厚×宽×长)木托盘垫板,安装时锚杆从孔中穿过。
此种情况在顶推与搅拌锚杆时,必须使锚杆托盘、木托盘垫板贴紧岩面后,再下落锚杆机头,否则会形成锚杆外露严重超长,甚至锚杆预紧力与工作阻力严重达不到要求。
、顶锚杆安装必须严格按照以上方法进行操作,严禁采用其他非标准方法,否则会严重影响支护效果。
、必须打完一根锚杆紧固一根锚杆螺母,严禁打完全部锚杆再集中紧固螺母的操作方法,这样会严重降低锚杆全锚的支护效果。
第四章施工工艺
第一节施工顺序及施工方法
1、巷道开口施工
1.1、根据生产技术部测量组给定的开口位置以及巷道的方位角,确定巷道开口的中心。
1.2、在开口附近按防突措施施工防突钻孔,经防突队效检工效检合格后再进行掘进作业。
1.3掘进前必须采用锚杆加强支护,锚杆间排距为900mm×900mm。
2、爆破施工
14607进风巷沿煤层顶板掘进,坡度为3~5°,为半煤岩巷,采用全断面一次掘进,钻爆法破煤。
2.1掘进工作面按照防止煤与瓦斯突出的“四位一体”措施执行。
首先对掘进工作面进行突出危险性预测预报,采取防突措施,经效果检验,各项指标不超,采取安全防护措施后,再进行正常施工。
2.2半煤岩巷掘进时,布置掏槽眼、辅助眼和周边眼,掏槽眼深2m,辅助眼深1.8m,周边眼深1.8m。
2.3半煤岩巷施工时采用正向装药方式,全断面一次起爆,实现光面爆破。
3、完善生产、监控系统
在开口前必须安装好安全监测系统、瓦斯抽采系统、压风系统、供水系统。
开口5m后,完善通风系统,风筒接到迎头,风机必须采用双风机双电源,且自动倒台装置完好。
4、安装调整好运输设备
开口及开口以里10m采用人工攉煤,然后安装SGB-40T刮板运输机,运输系统形成。
5、过断层、薄煤带等需要采用钻眼爆破法施工时,另行编写施工安全技术措施。
第二节施工工艺流程
交接班→安全检查→打眼→装药→放炮→敲帮问顶→打临时支护→出(矸)煤→工作面清理
(一)主要工艺流程
前一班在瓦斯超限区域内打超前排放钻孔释放瓦斯。
第一班:
(1)交接班(安全)检查;
(2)瓦斯预测预报,瓦斯释放孔口瓦斯浓度<0.8%,用黄泥将超前排放钻孔填实;(3)打眼;(4)装药设岗、连线放炮;(5)通风;(6)安全检查;(7)临时支护(8)攉煤(洒水);(9)打设顶锚杆;(10)打超前排放钻孔,设备检修、掐接溜子;(11)安全检查、交接班
第二班、第三班操作同第一班。
第三节施工瓦斯释放钻孔
1、采用手持式RQSG—90/2.4A型风煤钻带动Ф75mm螺旋钻杆施工。
2、释放孔深度不低于12m,释放孔数量不低于11个,终孔点距离:
两帮巷道轮廓线外5m,迎头11m。
3、煤层厚度超过1.2m时施工两排释放孔,上面一排钻孔距离巷道顶板0.4m,孔间距0.3m,钻孔排距不大于0.6m,每排孔数不少于11个。
4、其他事宜严格按照通防部编制的14607综合防突措施执行。
第四节掘进作业
一、施工方式
采用钻爆法掘进,手镐开挖刷帮成巷。
二、运输方式
物料采用轨道运输与人工辅助运输相结合,掘进煤采用刮板输送机和胶带输送机联合运煤。
工作面爆破工作结束,首先在煤堆上进行洒水和冲洗巷帮降尘,然后将工作面所有人员撤到安全地点,点动刮板输送机将工作面的一部分煤运走,再将刮板输送机闭锁,进行敲帮问顶,正确使用临时支护,然后用铁锨挖出机尾压柱窝,打好机尾压柱,进行出煤作业。
三、施工设备及工具
掘进设备及工具配备,见表3-1
表3-1设备及工具配备表
序号
名称
规格
单位
数量
备注
1
局扇
FBDNO.7.1
台
2
2
风煤钻
RQSG-90/2.4A
台
2
3
风动锚杆钻机
MYT-140
台
2
4
刮板输送机
SGB-620/40t
部
1
5
力矩扳手
把
1
6
胶带输送机
DSJ-650
部
1
7
激光指向仪
JZY-3
台
1
8
气腿式凿岩机
YTP-26
台
2
一台备用
第五节爆破作业
1、打眼
打眼时,必须根据炮眼布置图上注明的炮眼深度、角度进行打眼,采用楔形掏槽,煤层打眼选用RQSG-90/2.4A型风煤钻,配2m长Ø42mm型空心麻花钻杆和Ø42mm钻头打眼,岩石眼采用YTP-26型气腿式凿岩机配合2m长钻杆和Ø32mm“一”字型钻头打眼。
打眼顺序:
先上部眼后下部眼,先掏槽眼后周边眼。
2、爆破
装药时,必须根据爆破说明书进行装药爆破。
炸药采用煤矿许用三级乳化炸药(长200mm,重量为0.2kg/节),正向装药,雷管采用130毫秒延期电雷管,连线方式为串联,全断面一次起爆,发爆器采用MFB-200型。
工作面按巷高2.0m布置炮眼。
炮眼布置图、炮眼装药结构图、炮眼连线图(见附图),爆破说明书分别见表5-1、5-2、5-3。
表5-1爆破原始条件表
序号
项目名称
单位
数量
1
掘进断面积
m2
6.8
2
煤层硬度f
0.92
3
CH4绝对涌出量
m3/min
14.7
4
炸药类型
煤矿许用三级乳化炸药
5
雷管类型
毫秒延期电雷管
表5-2炮眼布置及装药量表
炮眼
名称
炮眼
编号
眼深
(m)
角度(°)
雷管
段号
封泥
长度
(m)
炮眼
个数
装药量(kg)
装药方式
连线
方式
起爆
顺序
垂直
水平
每眼药卷
总量
掏槽眼
1-4
2
90
71
Ⅰ
封满
4
3
2.4
正向装药
串联
Ⅰ
辅助眼
5-10
1.8
90
90
Ⅲ
封满
6
2
2.4
Ⅱ
周边眼
11-22
1.8
85
81
Ⅴ
封满
12
2
4.8
Ⅲ
底眼
23-28
1.8
84
90
Ⅴ
封满
6
2
2.4
Ⅲ
合计
28
12
第六节管线敷设
1、在掘进中风筒、风水管敷设在非行人道一侧,每50米风、水管安装一个三通;电缆设在沿巷道中线吊挂。
电缆吊挂在距底板1.8m处,电缆垂度不超过50mm。
临时风、水管分别吊挂在距底板300mm和500mm处,接口严密,不得出现漏风、漏水现象。
瓦斯抽放管靠近顶板悬挂。
2、风水管规格及安装要求:
在距工作面40m~50m以外选用4吋钢管,并在该位置设置压风、供水总阀门,并连接集中供风、供水胶管,直到距工作面4m~6m处,再与分风器、分水器连接,在分风器、分水器接出满足掘进工作面所需要的供风胶管(1吋)及供水胶管(1吋)。
第七节运输方式
运煤采用刮板运输机运输及皮带运输机相结合的运输方式;材料运输由矿车经六盘区回风下山然后运至14607进风巷位置,然后采用人工运输至工作面。
第五章生产系统
第一节通风
1、通风方式及供风距离
1.1、采用压入式局部通风机供风。
1.2、最大供风距离按538m。
2、风量计算
2.1、风量计算
2.1.1、按同时工作的最多人数计算:
Q=4N=4×20=80(m3/min)
式中:
N—工作面同时工作的最多人数(人)
4——每人每分钟需要的=标准风量(m3/min·人);
2.1.2、按瓦斯涌出量计算:
Q=100qk=100×1.3×2=260(m3/min)
式中:
k—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,一般取1.8~2.5,根据统计数据取2;
q—掘进工作面绝对瓦斯涌出量,根据临近工作面掘进时统计数据取1.3m3/min;
2.1.3、按炸药量计算掘进工作面实际需要的风量:
Q=0.465×(A×b×S2×L2÷P2÷C)1/3÷t
式中:
Q--压入式通风时风筒出口风量,m3/min;
t--排除炮烟通风时间,一般取30min;
A--每循环炸药用量,19.8kg;
b—每kg炸药产生的CO当量,取100L/kg;
S—巷道断面积,取7m2;
L—巷道通风长度,取538m;
P—漏风系数,风筒始末端风量之比,取1.3;
C—巷道内CO浓度允许值,取0.02%;
由上计算可知14607进风巷需求风量135.2m3/min。
2.1.4、计算局部通风机实际吸风量
Q=Q扇吸×I+60×0.25×S
式中:
Q—工作面所需风量,m3/min;
Q扇吸—局部通风机实际吸风量,m3/min;
I–工作面同时通风的局部通风机台数;
S—安设局部通风机的巷道断面积,取9m2;
由以上计
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- 14607 进风巷 作业 规程