第一章巷道布置及用途.docx
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第一章巷道布置及用途
第一章巷道布置及用途
第一节工程概况
12011工作面轨道顺槽的地面位置,在工业广场正北300m处沟坡地带,地面标高+265m~+400m,无民房及其它影响。
12011工作面为本矿首采面,周围无采、掘工作面。
第二节巷道布置及用途
一、巷道布置:
12011工作面为义安煤矿首采工作面,位于义安井田中部,11采区上山西部。
12011工作面轨道顺槽设计长度500m,地面标高+265m~+400m,工作面标高-320m~-238m,巷道方位角315º。
二、巷道用途:
1、满足12011工作面回风需要;
2、满足12011工作面材料运输需要;
3、满足12011工作面运输煤炭需要;
4、是12011工作面安全出口之一。
三、巷道开工、竣工时间和服务年限:
1、巷道开工时间:
2007年元月1日;
2、巷道竣工时间:
3、巷道服务年限:
1年。
附图一12011工作面轨道顺槽巷道平面布置图
第二章地质说明书
第一节顶、底板岩性
顶板岩性:
工作面煤层为二1煤层。
伪顶不发育;直接顶为泥岩,局部相变为砂质泥岩,厚度0~3.5m;老顶为中粒石英砂岩(大占砂岩),厚9.9m~19.0m。
底板岩性:
伪底不发育;直接底为泥岩、粉(细)砂岩,厚度8.3m~
10.7m;老底为L7灰岩,厚5.0~6.3m。
附图二:
12011工作面轨道顺槽煤岩层柱状图
第二节地质构造
该工作面地质构造简单,褶曲宽缓。
根据地面三维地震勘探资料,工作面西部发育有DF2、DF11正断层。
DF2断层落差为3m,断层深部切入L7灰岩,其尖灭端距轨道顺槽32m,其延伸线与轨道顺槽交点位置距回风大巷425m;DF11断层落差为2m,断层深部切入L7灰岩,与轨道顺槽斜交,交点位置距东回风大巷583m。
工作面东部发育有DF3正断层,落差为3m,深部切入L7灰岩,其尖灭端距轨道顺槽41m,其延伸线与轨道顺槽交点距轨道大巷304m。
第三节 水文地质
该工作面水文地质条件简单,主要充水水源为顶板砂岩裂隙水。
根据地面瞬变电磁勘探资料,工作面范围内分布有4个异常区,其中工作面外部异常区已揭露,加上过DF2、DF3、DF11正断层,应设专人观察巷道水流情况,特别是过断层和富水异常区段前后,及时做好井下物探及探水工作,以确保工作面的安全掘进。
在掘进过程中,应在巷道低洼处,安设水泵,便于抽排积水。
附图二:
12011工作面轨道顺槽煤岩层柱状图
第四节煤层情况
二1煤层:
根据已有地质资料,该工作面煤层厚度较为稳定,为0.7m~8.2m,平均为6.0m,煤层结构简单。
仅有25012钻孔(位于工作面西部外段),见有夹矸,夹矸为泥岩,厚度0.72m,局部可能更厚。
煤层富含FeS结核,Ad=21.42%,Sd=2.23%。
第五节煤质
该煤层煤质松软,煤芯中含有大量黄铁矿结核,属中高硫、特低磷、低中灰、高发热量、粉状贫煤。
第六节 瓦斯、煤尘和自燃发火情况
瓦斯:
根据井田地质报告,二1煤层瓦斯含量较高,含量为4.02~12.19m3/t,平均7.22m3/t。
根据揭露二1煤层及掘进实测情况,绝对瓦斯涌出量为1.5~2.5m3/min。
应加强瓦斯预测、预报,并做好瓦斯抽放工作。
煤尘:
煤尘具有爆炸危险性,爆炸指数为55%。
自燃发火:
煤层为不易自燃煤层。
第三章巷道支护说明书
第一节巷道断面形状和尺寸
一、巷道断面形状:
设计为梯形,采用矿用12#工字钢架棚支护。
二、巷道断面尺寸:
设计毛断面:
高2.57m,上宽3.7m,下宽5.37m,面积为11.51m2;净断面:
高2.4m,上宽3.3m,下宽4.86m,面积为9.79m2。
棚腿扎角72°。
第二节管路布置
一、风筒、管线及电缆吊挂:
巷道左帮吊挂风筒。
风筒直径800mm,采用一趟风筒时,吊挂高度距底板1.5m;采用两趟风筒时,吊挂高度距底板400mm。
巷道右帮吊挂电缆、压风、供水管路和瓦斯抽放管。
电缆吊挂距底板1.6m,电缆吊挂点的间距不大于3m;压风管(4寸)、供水管(3寸)采用钢管时,管路吊挂位置距底板800mm。
瓦斯抽放管吊挂距底板2m。
运输中心线(偏巷道左帮)与巷道中心线间距为700mm。
第三节巷道支护
一、支护密度的确定:
借鉴以往支护经验,确定棚距为400mm。
二、支护材料及规格:
1、临时支护:
采用前探梁和棚式支护顶梁做为临时支护,前探梁用2根4.5m长的24kg/m道轨制做,一梁配2个卡钳式悬梁器。
最大空顶距为2400mm,最小空顶距为不大于400mm。
2、永久支护:
采用12#矿用工字钢梯形棚进行支护,梁长3.6m,腿长2.7m,巷道净高2.4m,棚腿扎角72°。
附图四:
12011工作面轨道顺槽临时支护示意图
3、支护材料规格:
1)棚梁:
长度为3600mm的12#工字钢。
2)棚腿:
长度为2700mm的12#工字钢。
3)串杆:
700mm×Ф30mm圆木。
4)荆芭:
1100mm×600mm。
5)半圆木:
700mm×Ф140mm。
6)木楔:
200mm×70mm×70mm。
7)撑杆:
500mm×50mm×50mm方木。
4、巷道背设要求:
1)托煤顶掘进时,巷道顶、帮采用双荆芭(或塑料网)、双串杆背设;沿直接顶时,巷道顶、帮采用单荆芭(或塑料网)、单串杆背设;沿老顶掘进时,顶部可采用串杆、圆木、半圆木、木楔背牢背紧,要求每棚棚梁接顶不少于三处,巷帮采用单荆芭(或塑料网)、单串杆背设。
2)顶帮要背严背实。
沿顶掘进时,串杆28根/棚(顶12根,两帮各8根);沿底掘进时,串杆40根/棚(顶12对,两帮各8根)。
串杆间距300mm,均匀布设。
撑杆每棚6根,其中顶梁两端各一根,棚腿各2根,(其中梁下200mm处各1根,梁下1m处各1根)。
串杆、撑杆要打直、打牢,前后成一条直线,其串杆直径不得小于30mm。
3)用塑料网背设时,网与网之间搭接长度100mm,并用网绳联牢,网外背好背木,出现网兜及时处理。
5、质量要求:
1)掘进时,要加强探煤厚工作,掌握好煤厚变化情况,并记录备查。
2)水平巷道支架要垂直于巷道顶底板。
合格标准:
支架前倾、后仰偏差不超过±1°(1m垂线不大于17mm)。
优良标准:
支架前倾、后仰偏差不超过±0.5°(1m垂线不大于9mm)。
倾斜巷道每6--8°坡度,支架应有1°迎山角,使支架迎山有力,严禁后仰。
3)加强质量管理,及时校正中线,发现中线点不一致时,必须及时与地测科联系放线。
4)如果煤层较软,顶帮易片冒时及时打薄板木钎板控制。
5)巷道净宽、净高,误差在-30mm~+50mm。
6)巷道棚距,误差不大于±100mm。
7)棚梁接口错差<5mm。
第四章施工方法及工作组织
第一节 施工工艺
一、破煤方法:
12011工作面轨道顺槽设计沿二1煤层顶板掘进,为全煤巷。
采用全断面一次掘进,采用钻爆法破煤。
胶带输送机和刮板输送机运输,人工装煤。
二、钻眼机具及爆破器材:
1、钻眼机具:
煤巷采用ZM—15煤电钻打眼,岩巷采用YT—28风动凿岩机打眼,共3台风动凿岩机,2台工作,1台备用。
2、爆破器材:
煤矿许用三级乳化炸药,1~5段毫秒延期电雷管,MFB—200发爆器一台。
3、施工方法:
必须按照防治煤与瓦斯突出的“四位一体”措施进行施工。
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。
1)全煤巷道掘进时,只布置掏槽眼和底眼,掏槽眼眼深2.6m,底眼眼深2.4m,手镐修边。
2)全岩巷道掘进时,布置掏槽眼、辅助眼、周边眼和底眼,掏槽眼眼深1.8m,辅助眼、周边眼和底眼眼深1.6m。
3)半煤岩巷施工时,根据实际情况布置炮眼和装药量。
4)采用正向装药方式,全岩巷采用全断面一次起爆,实现光面爆破。
5)炮掘工作面迎头必须采用防倒棚设施,加固长度均不小于5米,并随
掘进同步前移,防止崩倒架棚。
三、炮掘工艺流程:
交接班、验收→打眼、放炮、通风→正棚、移前探梁、放梁、背顶
→出碴→掘两帮柱窝、栽腿、背帮→出碴、打撑木→清理→交接班、验收。
第二节设备及工具配备
设备及工具配备见下表:
设备及工具配备表
名称
型号
数量
备注
局扇
DBKJNO.6.3(2×30kw)
1
接于动力负荷上
局扇
DBKJNO.6.3(2×30kw)
1
接于专用线路上
总开关
KBZ-200A
1
安装于轨道大巷
开关
KBZ-200
2
安装于轨道大巷
开关
KBZ-4×120
1
风机开关
开关
BQZ-200
1
SGW-40T刮板开关
开关
BQZ-80N
1
DJ-11.4D绞车开关
开关
BQZ-30
1
2×5.5KW风机开关
开关
QBZ-120
1
SJ-650胶带机开关
开关
ZBZ-80N
1
JD-40绞车开关
开关
BQZ-120
1
SGW-30T刮板机开关
开关
ZXB-4L
1
信号照明保护
刮板输送机
SGW-30X
1
安装于轨道顺槽
刮板输送机
SGW-40T
1
安装轨胶联络巷
胶带输送机
SJ-650
1
安装于轨道顺槽
风泵
FB20/40
2
安装于巷道泵窝
煤电钻
ZM—15
2
安装于巷道正头
风动凿岩机
YT-28
3
安装于巷道正头
第五章生产系统
第一节运煤系统
一、运输方式:
正头采用爆破落煤,通过人工装煤入SGW-30X刮板输送机内,由刮板输送机转入SJ-650胶带输送机至轨道顺槽与轨胶联巷交叉点,再转入SGW-40T刮板输送机到12011中部车场,用JD-11.4绞车牵引进入运输大巷,由电机车牵引至副井,从副井罐笼提升到地面。
二、运输线路:
工作面→12011工作面轨道顺槽→12011工作面轨胶联络巷→12011工作面中部车场→东翼轨道大巷→副井→地面。
第二节运料系统
一、运输方式:
用1t固定式矿车或叉车装料,由电机车牵引至12011工作面中部车场,用JD-25绞车牵引进入工作面料场。
二、运输线路:
地面→副井→东翼轨道大巷→12011工作面中部车场→12011工作面轨道顺槽→12011工作面料场。
附图七:
12011工作面轨道顺槽运输系统图
第三节通风系统
一、掘进工作面风量计算:
1、按瓦斯涌出量计算Q=100qCH4×K
式中:
qCH4--掘进工作面瓦斯绝对涌出量,取1.5-2.5m3/min。
K—通风不均衡系数K=1.2。
则:
Q=180-300m3/min
2、按每循环炸药消耗量计算:
Q=25A
式中:
A--一次爆破的最大装药量,kg;A=18.8kg
则Q=470m3/min
3、按工作面同时工作的最多人数计算:
每人每分钟需风量为4m3,工作面交接班时人数最多为40人。
Q=4Ν
则:
Q=160m3/min
综合以上,Q取最大值为440m3/min。
4、按局扇实际吸风量选风机:
2BKJNO.6.3(2×30kw)局扇实际吸风量为570m3/min。
根据计算结果,应选2台2BKJNO.6.3(2×30kw)风机供风,均可满足要求。
其中一台接至动力电源,另一台接至专用电源,两台局扇用自动倒台装置实现自动倒台,实现风电、瓦斯电闭锁,保证工作面正常通风,风筒直径为800mm。
5、风速验算:
按《煤矿安全规程》规定,巷道风速必须满足以下要求:
即 Vmin=0.25m/sVmax=4m/s
Smin=8.5m2Smax=9.7m2
则:
Vmin=570/9.7/60=0.97m3/min
Vmax=570/8.5/60=1.11m3/min
所以:
0.25m/s 故风速验算符合《煤矿安全规程》规定。 选用DBKJNO.6.3(2×30kw)风机,风量为570m3/min符合规定。 由于我矿按煤与瓦斯突出矿井管理,根据2005年11月东翼轨道大巷掘进情况看,12采区煤层中瓦斯含量较大。 因此,12011工作面轨道顺槽在掘进中,若实际条件发生变化导致供风量不足时,可铺设两趟风筒供风,一趟直径800mm,另一趟直径600mm。 二、通风方式: 1、风机安装位置: 风机安装于东翼轨道大巷1号交叉点,确保不串联通风。 2、通风方式: 压入式通风。 风筒出风口距迎头: 岩巷不超过8m,煤巷不超过5m;风筒吊挂平直,逢环必挂,拐弯处采用特制弹簧风筒或弯头,采用双反向压边接口,每百米漏风率不大于3%。 3、通风线路: (1)新鲜风: 地面→主副井→东翼轨道大巷→局扇→12011工作面轨胶联巷→12011工作面轨道顺槽→工作面。 (2)乏风: 工作面→12011工作面轨道顺槽→12011工作面轨道顺槽回风石门→东翼回风大巷→2#回风石门→风井→地面。 附图八: 12011工作面轨道顺槽通风系统图 第四节监测系统 一、安全监测设备: KJ_70型监测系统布置在地面调度室中心机房,KJF3型分站一台,布置于东翼轨道大巷口。 二、探头位置: (T1)距掘进正头不超过5m,(T2)距回风巷口10~15m。 悬吊位置距顶不大于300mm,距帮不小于200mm。 三、报警断电点: 报警点: T1、T2均为≥0.8%; 断电点: T1、T2均为≥0.8%; 复电点: T1、T2均为<0.8%。 四、断电范围: (T1)、(T2)断电范围均为本巷道内所有非本质安全型电器设备。 五、每班的班长,队干、维修工必须携带便携式瓦斯检测仪上岗。 六、每天监控工对“瓦斯电、风电闭锁”装置进行检查,并有记录可查,确保其灵敏、准确、断电功能可靠。 附图九: 12011工作面轨道顺槽监测系统布置示意图 第五节防尘系统 一、掘进时必须按防尘要求安设防尘管路,并要直达掘进工作面。 防尘管路每50m必须安设一个三通,管路吊挂平直,吊挂间距不超过5m。 二、掘进时必须使用湿式打眼,否则应有灭尘措施。 装药时,必须使用水炮泥,放炮前后必须喷雾洒水,装煤时必须洒水灭尘。 三、掘进时按规定安设两道喷雾装置,第一道距工作面正头不超过30m,第二道距工作面正头不超过50m,喷雾装置要操作灵活,雾化好,封闭全断面。 四、防尘设备要指定专人维护和管理,不准随意拆除。 五、放炮前后,距掘进工作面30m范围内巷道要全断面进行冲刷。 六、每天要对巷道的煤尘进行清扫,工作面人员要佩带防尘口罩。 七、在掘进巷道内安设一组隔爆水棚,第一列水棚距正头间距60~200m,水量不小于200L/m2,水袋总数不少于60个,棚间距1.2m,安设后要经常加水、维护,确保水量充足。 第六节供风、供水和瓦斯抽放管路系统 一、供风、供水和瓦斯抽放系统: 分别从东翼首采面中部车场引接供风管一趟(4寸钢管)和一趟供水管(3寸钢管),至轨道顺槽工作面。 供风、供水管布置在巷道右帮,距巷道底板800mm。 二、瓦斯抽放管: 铺设一趟φ355mmPVC管子,布置在巷道右帮,距巷道底板2m。 第七节供电系统 一、动力电源: 由井下中央变电所动力变压器→东轨道大巷→12011工作面中部车场外配电点→12011轨道顺槽机电设备和动力风机。 二、风机专用线: 由井下变电所风机专用变压器→东翼轨道大巷→12011工作面中部车场外配电点→12011工作面轨道顺槽专用风机。 三、供电系统要求: 实现双风机、双电源、自动倒台、风电、瓦斯电闭锁。 供电线路及设备做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。 四、电气设备及电缆安装要求按照《义安煤矿机电系统文明生产实施细则》要求,实现标准化及文明生产标准。 附图十: 12011工作面轨道顺槽供电系统图 第八节照明和通讯系统 一、值班室安设调度电话,可直拨矿内各单位,24小时有专人接听。 二、工作面正头及煤破地点,各安设一部防爆电话,可直拨矿内各生产单位,24小时有专人接听。 三、照明专用开关接127V矿用防爆灯。 第六章劳动组织及循环图表 第一节 劳动组织 全队在册人数134人,其中队干9人,杂工人5,直接工120人,采用“三八”工作制。 附: 劳动组织表 劳动组织表 工 种 班组出勤人数 小计 备注 0 8 4 绞车司机 1 1 1 3 挂钩信号工 1 1 1 3 验收员 1 1 1 3 打眼工 3 3 3 9 运料工 3 3 3 9 机电工 1 1 1 3 架棚工、装车工 6 6 6 18 杂工 5 5 班长 1 1 1 3 跟班队长 1 1 1 3 队干部 1 1 1 3 合计 20 30 20 62 单头 第二节 循环图表 一、按“四位一体”防突措施进行消突后,按正规循环组织生产。 煤巷掘进: 每班1个循环,循环进尺1.6m,班进尺1.6m,日进尺4.8m。 第七章主要技术经济指标 主要技术经济指标表 序号 项目 单位 棚式支护 备注 1 巷道总长 m 500 2 煤层硬度 普氏系数 f=0.19 3 掘进断面 m2 11.51 4 净断面 m2 9.79 5 支护形式 工字钢梯形棚 6 循环进度 m 4.8 7 月循环个数 个 20 8 月进尺 m 96 9 正规循环率 % 90 10 实际月进度 m 86 11 循环出煤量 t 22.1 12 每米巷道炸药消耗 kg/m 3.25 13 每米巷道雷管消耗 发/m 5.4 14 日出勤人数 个 62 15 坑木消耗 m3/100m 4.5 16 全员工效 m/工 0.05 17 串杆消耗 根/m 70 18 施工工期 月 6 第八章 避灾路线 一、灾害预防: 1、一旦发生灾变,施工人员要沉着冷静。 2、灾害发生后,要及时向调度室进行汇报,在队干部或班组长的统一指挥下,有组织地逃生。 遇到火灾,煤与瓦斯爆炸等事故时,要正确借助自救器帮助逃生。 3、开工前,由队干部带领全队职工现场熟悉避灾路线。 二、避灾路线: 发生火灾、瓦斯、煤尘事故时,按以下路线迅速(或其它可行路线)撤退。 工作面→12011工作面轨道顺槽→12011工作面中部车场→东翼轨道大巷→井底车场→等候室→地面。 发生水灾事故时,按以下路线迅速撤退: 工作面→12011工作面轨道顺槽→12011轨道顺槽回风石门→东翼回风大巷→2#回风石门→风井→地面。 附图十三: 12011工作面轨道顺槽避灾路线图 第九章安全技术措施 第一节 施工准备 1、施工前,由队长负责组织人员,由技术人员传达贯彻《12011工作面轨道顺槽作业规程》及相关措施,并进行考试、签字,考试合格后方可下井作业。 2、施工前地测科必须提前标好中、腰线,施工单位严格按线施工。 3、开口前必须对开口处10m范围的支护进行检查、加固。 4、施工前按设计要求,形成正规的通风系统和其它系统,并能正常的使用。 5、开工前必须经相关科室检查,达到安全生产条件,并且持有批准的开工报告方可施工。 第二节防治煤与瓦斯突出安全技术措施 为加强防突管理,按突出危险区管理,严格执行“四位一体”防突措施,特制定安全措施,具体内容如下: 一、瓦斯突出预兆: 1、有声预兆: 煤(岩)体内有闷雷声、放炮声、机关枪声、岩体破裂声,声音由小到大,由单响到连响。 2、无声预兆: 工作面瓦斯涌出变化异常,忽大忽小,煤层厚度发生变化,尤其是软分层更为明显(煤层通常由薄变厚,有时由厚变薄),煤质松软,光泽暗淡,层理不清,工作面温度有明显变化,通常煤体温度降低。 二、突出危险性预测: 严格执行“预测——效果检验——掘进”的循环作业,每个预测循环必须保留6m的预测超前距。 主巷每20m进行一次突出危险性预测,无论指标大小,均要采取防突措施。 采取措施后,必须进行效果检验。 巷帮钻场施工前必须进行突出危险性预测,指标不超时方可施工钻场。 指标超标时必须采取防突措施。 1、在掘进工作面打3个直径为42mm,深11m(钻场8m)的预测钻孔,中孔沿掘进方向,两边孔的终点应位于巷道轮廓线以外4m处。 2、预测孔应尽可能布置在最软的软煤分层中,并应布置在距措施孔不得小于0.4m,钻速为0.5m/min。 3、中孔在2、4、6、8、10m处,边孔在3、5、7、9、11m处分别依次测定三参数。 4、测定瓦斯涌出初速度时,测量室长度0.5m,并做到封严不漏气,封孔气压不低于0.2MPa,测定工作在2min内完成。 5、钻屑量测定按测定深度提前1m取钻屑。 危险性 瓦斯涌出初速度指标 钻孔钻屑量指标 钻孔钻屑解吸指标 有突出危险 qmax≥4.5L/min Smax≥6Kg/m Δh2≥200Pa 无突出危险 qmax<4.5L/min Smax<6Kg/m Δh2<200Pa 三、防突措施: 为了保证12011工作面轨道顺槽安全、快速掘进,在掘进过程中,采用主巷浅孔排放和巷帮钻场抽放,主巷排放钻孔控制前方距离11m,钻场排放钻孔控制前方距离8m,经效检、掘进后,保证有6m(钻场5m)的超前距。 1、主巷浅孔排放 主巷深孔超前排放设计排放孔21个,孔径91mm,钻孔沿巷道中线对称布置,具体见钻孔参数表1及主巷深孔超前排放孔设计图;排放孔全部打成后排放时间不少于2小时。 2、巷帮钻场排放 在主巷的巷帮采取钻场深孔抽放措施,钻场设计在12011工作面轨道顺槽,每隔20m(中-中)在巷道两帮交替施工一个钻场,钻场在巷道左右帮交替迈步施工,钻场深3m,钻场的巷道断面和支护形式与主巷相同,掘进钻场前,必须施工排放孔进行消突,排放孔个数布置21个孔,排放孔控制巷帮5m,孔径91mm,钻场排放孔设计参数见表2,排放孔布置见图2。 排放孔施工完后经效果检验指标不超后方可施工。 表1主巷排放措施工排放孔设计参数表 孔号 孔径 (mm) 孔深 (m) 距中线距离(mm) 与煤层顶板夹角 (度) 与中线夹角 (度) 1 Φ91 11.5 1200 下俯7 左偏16.6 2 Φ91 11.2 800 下俯7 左偏11.3 3 Φ91 11.1 400 下俯7 左偏5.7 4 Φ91 11 0 下俯7 0 5 Φ91 11.1 400 下俯7 右偏5.7 6 Φ91 11.2 800 下俯7 右偏11.3 7 Φ91 11.5 1200 下俯7 右偏16.6 8 Φ91 11.5 1200 下俯5 左偏16.6 9 Φ91 11.2 800 下俯5 左偏11.3 10 Φ91 11.1 400 下俯5 左偏5.7 11 Φ
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- 第一章 巷道 布置 用途
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