1810东翼瓦斯抽放巷交替作业施工措施 2.docx
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1810东翼瓦斯抽放巷交替作业施工措施2
贵州鲁能矿业有限公司
1810东翼瓦斯抽放巷与10505运输巷
交替作业安全技术措施
施工负责人:
编制人:
编制日期:
2012年11月24日
目录
第一章概况6
第一节概述6
第二节编写依据6
第二章地面相对位置及水文地质情况6
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况6
第二节煤(岩)层赋存特征7
第三节地质构造8
第四节水文地质8
第三章巷道布置及支护说明9
第一节巷道布置9
第二节支护设计9
第三节支护工艺11
第四章施工工艺11
第一节施工方法11
第二节凿岩方式12
第三节爆破作业12
第四节装、运岩(煤)方式12
第五节管线及轨道敷设12
第六节设备及工具配备13
第五章劳动组织及主要技术经济指标13
第一节劳动组织13
第二节循环作业图表14
第三节主要技术经济指标14
第六章通风管理14
第一节通风系统14
第二节压风系统16
第七章主要生产系统16
第一节运输系统16
第二节供电系统16
第三节供水系统17
第四节排水系统17
第五节通讯系统17
第八章安全保障系统17
第一节防尘系统17
第二节防灭火系统18
第三节安全监测系统19
第四节防治水系统19
第九章安全技术措施20
第一节施工准备20
第二节“一通三防”管理20
第三节顶板管理24
第四节爆破管理25
第五节防治水管理29
第六节机电管理29
第七节运输管理33
第八节出碴注意事项33
第九节过断层、破碎带的安全技术措施34
第十节防突安全技术措施34
第十一节防误揭煤安全技术措施42
第十二节其它46
第十章灾害预防、处理及避灾路线47
审批意见
各科室审批意见:
审批人员签字:
施工队:
年月日
技术科:
年月日
安全科:
年月日
通防科:
年月日
机电科:
年月日
调度室:
年月日
各矿长审批意见:
安全矿长:
年月日
机电矿长:
年月日
生产矿长:
年月日
矿总工程师审批意见:
年月日
主管矿长审批意见:
年月日
公司总工程师审批意见:
年月日
作业规程学习考试记录
负责人:
传达人:
班次:
贯彻时间
听传达人
贯彻时间
听传达人
年
月
日
姓名
签字
年
月
日
姓名
签字
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
巷道名称为1810东翼瓦斯抽放巷。
二、掘进目的及巷道用途
为提前预抽+1810m区段M5、M10煤层拟掘巷道的条带煤层瓦斯和区段煤层瓦斯,按照《防治煤与瓦斯突出规定》结合煤矿《安全专篇》设计要求掘进本瓦斯抽放巷。
三、巷道设计长度及服务年限
巷道设计长度:
450米。
服务年限:
10个月。
四、预计开竣工时间
本掘进工作面于2012年11月开工,预计2013年5月竣工。
第二节编写依据
本《作业规程》根据《煤矿安全规程》、《安全技术操作规程》、《开采设计方案》及相关资料编制,该设计方案批准时间为2008年7月。
第二章地面相对位置及水文地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
本掘进工作面位于工业广场北部,地面为荒山,无居民居住。
本掘进工作面北邻21采区,南邻15采区,此两个采区均未进行开采。
附:
平面位置示意图(附图1)
地面相对位置及邻近采区开采情况表一
水平名称
1810
采区名称
11采区
地面标高
2150m
井下标高
1800m
地面的相对位置及建筑物
位于工业广场北部,地面为荒山,无居民居住。
井下位置及邻近采区开采情况
本掘进工作面北邻21采区,南邻15采区,此两个采区均未进行开采。
走向
116°
坡度
长度
450m
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数
M5煤层:
位于龙潭组第四段,距飞仙关组下界15-25米,是含煤地层中的最上一层较稳定可采煤层。
厚一般为0.80-1.87米,平均厚度约1.5米,稳定全区可采,含夹矸1-2层,煤层结构较复杂,顶板一般为粉砂岩次为粉砂质泥岩及细砂岩,局部地段有0.05米厚的粘土岩伪顶,底板为粘土岩。
M10煤层:
位于P3l4中部,上距B2标志层3-5米,距M5煤层一般30-50米,厚1.12-2.04米,平均约1.62米,属薄煤层,含1-2层隐晶高岭石粘土岩夹矸,为较稳定煤层。
顶板以细砂岩为主,次为粉砂岩及粉砂质泥岩,底板为粘土岩。
附:
煤(岩)层综合柱状图(附图2)
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
1、瓦斯等级
根据2010年矿井煤与瓦斯突出危险性鉴定结果,矿井属煤与瓦斯突出矿井。
中国矿业大学矿石开采与安全教育部重点实验室2010年6月编制的《贵州鲁能矿业有限公司煤矿M5、M10煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》,M5煤层在+1910标高以上无突出危险性,M10煤层在+1900以上有突出危险性,+1900m标高以下煤层因未作鉴定,按具有突出危险性进行设计和管理。
2、煤尘爆炸性
根据贵州省煤田地质局实验室对贵州鲁能矿业有限公司M5、M10、M15煤层检测报告,上述煤层的煤尘爆炸性试验结果,均属有爆炸危险。
试验成果见表二。
煤尘爆炸试验成果表二
煤层编号
工业分析
爆炸性试验
煤质牌号
爆炸性结论
Mad
(%)
Ad
(%)
Vdaf
(%)
火焰长度
(mm)
岩粉量
(%)
M5
0.59
45.29
10.25
5
15
贫煤
有爆炸性
M10
0.64
15.41
16.35
10
15
贫煤
有爆炸性
3、煤层自然发火倾向性
M10、M15号煤层的燃点测试结果,该煤层煤炭自燃倾向性等级成果见表三。
煤炭自燃倾向等级鉴定报告表三
化验编号
煤层名称
工业分析(%)
全硫
煤吸氧量
自燃倾向分类
水分
Mad
灰分
Ad
挥发分
St,d%
Cm3/g干煤
Vdaf
2010-M172
M5
0.59
45.29
10.25
0.25
0.48
Ⅱ类
2010-M173
M10
0.64
15.41
16.35
1.86
0.88
Ⅲ类
本区域内M5、M10煤层自燃倾向性分别为Ⅱ、Ⅲ类,具有自燃发火倾向。
第三节地质构造
我矿所处构造单元为杨子准地台黔北台隆六盘水断陷威宁北西向构造变形区,位于格目底向斜南西翼西段,其总体构造形态呈单斜岩层。
待掘巷道附近没有较大落差断层揭露,对巷道掘进影响不大。
第四节水文地质
矿区的水文地质勘探类型按《煤、泥炭地质勘查规范》DZ/TO215-2002,应属以裂隙含水为主,水文地质条件简单-中等的矿床。
矿井充水的主要来源为大气降水,由于地层含水性较弱,补给条件差,随着采空面积的增大,地表产生塌陷后,地表水可能会直接溃入矿井,造成涌水量明显增大,矿井在开采过程中,应对地表沟溪进行必要的疏引,以防塌陷后地表水的溃入,减少对矿井的危害。
掘进过程中应坚持“预测预报、有掘必探,先探后掘”的探放水原则,一旦出现突水征兆:
挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水,水色发浑、有臭味等,必须立即停止作业,向矿调度室汇报,发出警报,撤出所有受水威胁地点的人员。
并及时制定专项探放水的安全技术措施,防患于未然。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
按照设计位置,本掘进工作面于1810轨道石门轨9点前68.5米开门施工,开门方位为116°,于M5、M10煤层之间沿全岩掘进,设计长度450米,开门标高为+1801.5,巷道断面为半圆拱形,规格为2.7m(净宽)×2.75m(净高);巷道断面积为6.64m²;巷道开门20米然后每隔50米在巷道左右两帮各施工一个钻场,钻场断面为矩形,规格为4.0m(深)×3.0m(净宽)×2.5m(净高);巷道断面积为7.5m²。
巷道施工过程中在巷道左帮开挖一条0.3m(宽)×0.3m(深)的临时排水沟。
第二节支护设计
一、巷道断面
本掘进工作面巷道断面为半圆拱形,正常巷道断面积为:
6.64m2。
二、支护方式
㈠临时支护
放炮后,使用金属前探梁作为临时支护。
前探梁用直径3寸的厚壁钢管制作,数量三根,长度不小于4m,穿在“0”形吊环上,吊环用4寸钢管制作,每根前探梁设两个吊环,分别吊挂在顶板的锚杆上,并穿至迎头。
前探梁最大控顶距离1.8M(放炮前最大空顶距离不超过一个锚杆的排距0.8m),上方用方木或木枇接顶,接顶要实,上辅菱形钢网。
㈡永久支护
本掘进工作面采用锚网支护作为永久支护,支护材料为全螺纹钢等强锚杆,压花经纬钢筋网,锚杆间排距设计为800mm。
1、锚杆长度计算:
L=KH+L1+L2
式中:
L—锚杆长度,m;
H—冒落拱高度,m;
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0.5m;
L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m;
其中:
H==2.7/(2×5)=0.27(m)
式中:
B—巷道开掘宽度,取3m;
f—岩石坚固性系数,砂岩取5;
L=2×0.27+0.5+0.1=1.14m
2、锚杆间距、排距计算
通常间排距相等,取a:
a=
式中:
a—锚杆间排距,m;
Q—锚杆设计锚固力,40千牛/根;
H—冒落拱高度,取0.6m;
R—被悬吊岩石的重力密度,取25.18KN/m3;
K—安全系数,一般取K=2;
a=
=1.15(m)
通过以上计算,确定锚杆长度为1800毫米,间、排距为800毫米。
锚网支护时,采用锚杆紧跟迎头的支护方式,前排锚杆距迎头超过800毫米时及时安装锚杆,全断面挂压花经纬钢筋网,网挂至底板上不超过0.4米处。
3、锚网支护应紧跟至迎头,巷道顶板破碎或遇断层时,应及时对破碎围岩进行初喷混凝土,将锚杆间排距缩小至0.6m进行加密支护,并补打锚索加强支护。
4、严格按中线施工,净宽、净高严格执行设计要求及允许误差范围。
(1)锚杆构件完整,托盘紧贴岩面。
(2)锚杆角度在75~90度,不符合要求必须重打。
(3)锚杆在两帮的锚固力不低于70KN,顶板中不低于130KN。
(4)锚杆孔深误差为0~+50mm,锚杆外露30~50mm。
附:
巷道支护断面图
第三节支护工艺
一、支护材料
1、锚杆及锚固剂:
锚杆采用螺纹钢锚杆,每根锚杆均用3块树脂药卷固定,树脂药卷规格Φ28×350mm,锚固长度1050mm,锚杆在锚杆饼外的外露丝长度为30mm~50mm,托盘为正方形,规格150mm×150mm,用8mm厚的钢板压制成弧形,锚杆均使用配套标准螺母紧固。
2、金属网采用压花经纬钢筋网,网的规格为长×宽=2000mm×1000mm,网要压茬连接,搭接长度不小于100mm。
网用12#铁丝连接,连接点要均匀布置,间距200mm,偏差±50mm。
二、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
打眼前要先敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩情况,找掉活矸、危岩,确认安全后方可开始工作,锚杆与巷道轮廓线的夹角不得小于75°。
两帮打锚杆时必须垂直巷帮,锚杆眼的位置要准确,眼位误差不得超过100mm,锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打眼。
打眼必须在前探支架的掩护下操作。
打眼的顺序,应由外向里,先顶后帮的顺序依次进行,
2、安装锚杆
安装前,应把眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。
吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人,把3块树脂锚固剂送入眼底,把锚杆插入锚杆眼内,使锚杆顶住锚固剂,外端头套上螺帽,用镐锤把锚杆打入到设计深度,卸下螺帽,上好托盘,拧上螺帽。
12分钟后拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力,拧紧力矩不小于120N.m。
第四章施工工艺
第一节施工方法
1、采用钻眼爆破的方法掘进。
2、严格按技术科给定的中腰线施工。
3、交接班后必须进行安全检查,发现隐患必须立即处理;经检查确认安全后方可开工;然后进行打眼、装药、爆破等工作。
4、放炮时严格按规定设岗警戒,设岗警戒距离不少于300m,并处于新鲜风流处,回风系统内严禁有人。
第二节凿岩方式
本规程所施工的巷道均采用打眼放炮的方法掘进。
使用YT23(7655)型风钻打眼,地面空压机供风,采用湿式打眼,打眼工按操作规程正规操作,楔式掏槽,打眼顺序:
掏槽眼-辅助眼-周边眼-底眼。
第三节爆破作业
雷管选用毫秒延期雷管,炸药选用矿用乳化炸药,按顺序装药,正向爆破,用MFD-100型发爆器全断面一次起爆,不得一次装药,分次起爆,联线方式为串联联线。
附:
炮眼布置图及装药结构示意图
第四节装、运岩(煤)方式
一、装煤(岩)方式
本掘进工作面在掘进施工中,采用人工装煤(岩)后采用气动装岩机装煤矸。
二、运输方式
工作面平巷采用人工推车,经刮板输送机、1810胶带输送机转载至1810煤仓,然后由运输暗斜井胶带输送机运输至地面。
第五节管线及轨道敷设
在施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等必须悬挂整齐,风水管路要接口严密,不得出现漏水、漏风现象,水管距迎头20m范围内,使用一寸胶管,20m外使用一寸铁管,要随工作面前进及时延长,以保证迎头正常用水,风筒要环环吊挂,风筒出风口距迎头不大于5m。
电缆悬挂要整齐,风筒、水管要悬挂在另一侧,并按要求保持一定的距离。
第六节设备及工具配备
序号
设备、工具名称
型号规格
单位
数量
备注
1
真空起动器
QBZ-80
台
2
1用1备
2
局部通风机
FBDNO5.6/2×15
台
2
1用1备
3
瓦斯断电仪
AK201B
台
1
4
馈电开关
KBZ9-400
台
2
5
风钻
YT23(7655)
台
2
6
风镐
G10
部
1
7
锚杆钻机
部
1
设备及工具配备表
第五章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
巷道掘进采用每天“三八”制组织生产,循环进尺1.5m。
附:
劳动组织表。
劳动组织表
工种
出勤人数
备注
早班
中班
夜班
合计
打眼工
2
2
2
6
打眼工打眼
完毕后,要
协助装矸工
装矸。
放炮工
1
1
1
3
机电维修工
1
1
1
3
装矸、推车工
2
2
2
6
班长
1
1
1
3
下料工
2
2
刮板输送机司机
1
1
1
3
合计
8
8
10
26
第二节循环作业图表
为保证正规循环作业的完成,工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备,合理安排工序,以充分利用工作时间,提高工时利用率。
附:
正规循环作业图表。
第三节主要技术经济指标
技术经济指标表表4
序号
项目
单位
指标
备注
1
每循环在册人数
人
10
本面在册人数30人
2
每循环出勤人数
人
9
日出勤人数26人
3
出勤率
%
90
4
循环进尺
m
1.5
5
月循环次数
个
84
6
月进度
m
126
7
支护循环率
%
100
8
炸药消耗
Kg/m
6.6
9
雷管消耗
个/m
19
第六章通风管理
第一节通风系统
施工过程中,采用压入式通风,局部通风机安设在1810东翼瓦斯抽放巷防突风门以外20米处的进风侧新鲜风流中,最长供风距离为650m。
一、掘进工作面风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×K掘通
式中:
Q掘—单个掘进工作面需要风量,m3/min;
q掘—掘进工作面回风流中瓦斯(或二氧化碳)的绝对涌出量,m3/min;
K掘通—瓦斯涌出不均衡通风系数(正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值),一般可取K掘通=1.5~2.0。
故Q掘=100×0.9×2.0=180m3/min
2、按炸药量计算
Q掘=25Aj
式中:
Aj-掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,取7.05kg
故Q掘=25×7.05=176.25(m3/min)=2.94m3/s
3、按人数计算
Q掘=4×n/60=0.067n
式中:
n-掘进工作面同时工作的最多人数,取12人。
故Q掘=4×12÷60=0.8m3/s
4、按局部通风机的实际吸风量计算掘进工作面的需要风量。
Q掘=Q额×Qf×I×K
Q额:
所选局扇为FDB5.6/2×15,单台局部风机额定风量:
4.5m3/s-6.9m3/s;
I:
掘进工作面同时使用局扇台数,取1台。
Qf:
为防止局部通风机吸循环风在风量备用系数,取1。
K:
取局部通风机的实际供风能力系数为0.8
故Q掘=6.9×1×1×0.8=5.5m3/s。
5、按风速验算
根据《煤矿安全规程》掘进工作面最低风速为0.25m3/s,最高风速4m3/s的要求进行验算。
即掘进工作面风量应满足:
0.25×Sj≤Q掘≤4Sj
则0.25×Sj=0.25×8.4=2.1m3/s<Q掘
4×Sj=4×8.4=33.6m3/s>Q掘
经以上各项计算后,取所得风量最大值Q掘=5.5m3/s,能满足通风要求。
二、局通风机安装地点和通风系统
1、局部通风机的安装地点:
施工过程中,采用压入式通风,局部通风机安设在1810轨道石门防突风门以外20米处的进风侧新鲜风流中。
2、通风系统:
局部通风机→1810轨道石门→1810东翼瓦斯抽放巷掘进迎头→1810轨道石门→1810与风井回风联络巷→回风暗斜井→回风石门→引风道→地面
附:
通风系统示意图
第二节压风系统
风源来自地面压风机房,由压风机房接入施工地点,分别用2寸铁管和1寸胶管接至迎头。
地面风压为0.8MPa,迎头风压最小为0.66MPa。
采掘工作面巷道中每50m设一个压风自救站,高2.0米,长3.0米,宽3.0米;每个压风自救站一般可供5~10人用风,压缩空气供给量每人不得少于0.1m3/min,最大班下井人数为12人,需风量为1.2m3/min,使用压风自救时,其他耗风设备停止使用。
压风系统:
地面压风机房→副斜井→1810轨道石门→1810东翼瓦斯抽放巷→迎头
第七章主要生产系统
第一节运输系统
本掘进工作面在掘进施工中,采用人工装矸,经工作面刮板输送机、胶带输送机运输输至1810轨道石门接车,平巷人工推车,然后经副斜井绞车提升至地面。
运煤(矸)系统:
人工出渣→工作面刮板输送机→1810东翼瓦斯抽放巷皮带→1810轨道石门→运输暗斜井→地面
运料系统:
地面下料→副斜井→1810轨道石门→1810东翼瓦斯抽放巷→迎头.
附:
运输系统图
第二节供电系统
电源来自1750变电所,经KBZ9-400双电源开关,供局部通风机使用,该供电系统具有风电闭锁和瓦斯电闭锁双重功能,整个供电系统安全可靠。
第三节供水系统
供水系统:
水源取自地面的静压水池,为清洁的居民生活用水。
由1810轨道石门接至掘进迎头,主管路采用DN100钢管,支管管路采用DN50钢管,迎头使用19#高压钢边胶管,每100米设置一个三通阀门。
第四节排水系统
排水系统:
积水自流至东翼瓦斯抽放巷临时水仓,由水泵排至1810轨道石门排水沟,经1810与风井联络巷由回风暗斜井自流至1750井底水仓,再经1750井底泵房排至地面。
迎头积水经水沟→1810轨道石门→1810回风联络巷→回风暗斜井→1750井底水仓→1750泵房→地面
附:
排水系统示意图
第五节通讯系统
本工作面安装电话能够直接与井下及地面调度室等有关部门相互拨号联系。
第八章安全保障系统
第一节防尘系统
防尘水源来自地面静压水池,由副斜井接至掘进迎头,主管路采用DN100钢管,支管管路采用DN50钢管,每100m设三通一个,迎头外6-20m内安设放炮喷雾装置,距迎头50m内设一道能封闭全断面的常开水幕,采用湿式打眼,定炮使用水炮泥,爆破喷雾、装煤(岩)洒水、冲刷巷帮,净化风流等综合防尘措施。
防尘系统:
地面静压水池→副平硐→候车硐室→副斜井→1810轨道石门→1810东翼瓦斯抽放巷→迎头
附:
防尘系统示意图
第二节防灭火系统
一、预测预报系统
本巷道掘进采用风钻打眼,锚喷支护,爆破喷雾降尘,防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾,控制风流、调节风流控制火势蔓延。
防火管路系统与防尘系统并用一趟管路。
二、防灭火系统
防火管路系统与防尘系统并用一趟管路。
防火系统:
地面静压水池→→副斜井→1810轨道石门→1810东翼瓦斯抽放巷→迎头
三、防灭火措施
1、巷内粉尘要定期冲洗和清扫。
2、在工作面电气设备开关处应备有2个干粉灭火器,并备有不小于0.2m3砂箱和两把铲子,沙箱内应装有充足的砂子。
3、井下使用易燃物(如棉纱、润滑油、布头、纸等)必须存放在盖严的铁桶内,用过的棉纱布头和纸也必须存放在盖严的铁桶内,并由专人定期送到地面,不得乱扔乱放,严禁将剩油、废油留在巷内或硐室内,严禁将剩油、废油泼在巷道内。
4、严禁明火作业和电器失爆。
5、用静压水管作为消防水管。
6、灭井下火灾时必须严格按《煤矿安全规程》第二百四十四条规定执行。
7、若电气设备着火时,先切断电源,然后用砂子或灭火器灭火。
第三节安全监测系统
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用
1、工区区长、技术员、爆破员、流动电钳工及生产辅助单位特殊岗位操作人员、班组长以上管理人员下井时必须携带便携式甲烷检测报警仪,对其分管范围内的甲烷进行不间断监测,如有报警现象(甲烷报警点为0.80%)必须进行处理。
2、爆破工下井担任爆破工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作,并做好记录。
3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪,并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内风筒的另一侧,当报警时,停止工作,进行处理。
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