技改工程凤凰主回风副斜井掘进.docx
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技改工程凤凰主回风副斜井掘进
技改工程凤凰主回风副斜井掘进
作
业
规
程
二0一0年三月
回风副斜井掘进作业规程
第一章:
工程概况
一、巷道位置
该巷道位于凤凰井南翼+360水平,方位126度,沿煤层的真倾角,暗斜井布置,该巷道设计在龙枯煤层中,沿煤层的倾斜方向掘进。
二、巷道的用途,断面,支护形式及服务年限
该巷道作为天生煤业有限公司资源整合技改工程的主要回风上山回风使用,巷道形状梯形,支护形式三节工字钢棚腿支护,巷道净断面积4.4m2。
该巷道服务年限为3年。
三、该巷道设计长度为210m,作为技改工程凤凰主回风上山,下与天生主井技改一期一水平回风大巷贯通,作为行人回风巷。
四、施工条件
在确保安全的前提下,该巷道的施工条件为:
配备JTB—0.8—22KW提升绞车一台,FBD—42—2.5.5KW局部通风机两台,MZ1.5型煤电钻两台,BZZ—4型煤电钻综保一台及QBZ—80真空开关两台,并配有WQ潜水泵两台,一台运转,一台备用,以及相应的排水管道。
该巷道采用“三八”制作业,每班定员5人,使用3号煤矿许用炸药和前五段毫秒延期雷管爆破,该巷道煤层普氏硬度系数f=2—3。
采用风瓦电闭锁,压入式通风,风筒直径为400mm。
第二章:
水文地质及瓦斯情况
一、地质构造及煤岩层赋存特征
1、地质构造:
矿区位于青山岭背斜北西翼,地质构造整体形态为走向北东~南西,倾向北西的单斜构造,倾向285—345°倾角5~41°,在背斜轴部附近至矿区范围内一带,产状在5~20°之间,平均10°左右,在矿区范围内及其矿区北西侧地表发育有F160断层,该断层全长大于2km,倾角在40~50°之间,并显示出逆断层性质,使区内地表须家河组,珍珠冲组,自流井组地界错开,与本矿井巷道内21~23测点发现的断层性质相同,据推测属该断层在深部煤层中的表现,造成煤炭的缺失,其断距落差在5~10m之间。
综上所述,本矿地质构造较为复杂,其程度为中等复杂型,但本次资源整合的主体工程巷道均不会遇到上述地质构造。
2、煤岩层赋存特征:
本区含煤系层为由老至新依次有三叠系须家河组(T3×j),三叠系下统飞仙关组(Tif)须家河组为本区域内主要含煤地层,主要含煤的煤层有五页炭和龙枯炭煤层,该工程和一水平石门运输巷,布置在龙枯炭顶,底板中,为半煤巷。
一水平运输石门的主要岩层为细砂岩,其结构不发育,岩石的坚固性系数为f5—7;而一水平回风大巷主要为灰色少质泥岩,细砂岩及黑色泥岩互层同,岩性为中硬。
3、三叠系须家河组(T3×j)岩性组合为砂岩,泥岩互层,其砂岩富水性良好,而泥岩又相对隔水,组成一套微具层压的层间裂隙含水岩组,顶板充水量较大,部分顶板有淋水现象,经相关的实测数据显示,矿井常年正常涌水量为33.5m3/n,最大矿井涌水量为80.6m3/n。
但本次资源整合所需掘进巷道的地面无任何河流,水库及池塘,因此水文地质相对简单。
4、瓦斯涌出的情况
根据2009年度矿井瓦斯等级鉴定,相对瓦斯涌出量为8.48m3/分,绝对瓦斯涌出量为0.43m3/分,为低瓦斯矿井。
第三章、施工方法,循环方式及施工工艺
(一)、施工方法
根据本矿的装备,采用煤电钻打眼,爆破掘进,全断面分三次爆破,人工装岩渣,人力推车运输,钢架支护。
(二)、循环方式
该项工程采用“三八”制作业,严格执行8小时工作制,一班一循环每班(次)循环的内容为打眼,装药放炮,装渣,巷道支护。
(三)、施工工艺
施工工艺为打眼→装药放炮→装渣→巷道支护等。
(四)、该项工程主要施工设备的配备。
附表
名称
型号
单位
数量
备注
提升绞车
JTB—0.8—22KW
台
1
局部通风机
FBD—11KW
台
2
相应配风筒
磁力起动器
QBZ—80
台
2
煤电钻综保
BZZ—4
台
1
煤电钻
MZ—1.5
台
2
潜水泵
WQ
台
2
相应配套排水管
风瓦电闭锁
套
各1
(五)、炮眼的布置及装药量
1、炮眼布置:
为防止煤层混杂,保证掘进煤炭的质量,所以采用煤岩分层爆破的方法布置炮眼。
2、掏槽眼,眼号为1—2号,采用一对水平楔形眼掏槽布置在巷道的煤层中部,眼口距离顶板0.2m,眼口距离煤层的底板0.2m。
眼深为2.2m;掏槽眼眼口平均水平距离为1m,眼底水平距离为0.5m,掏槽眼与碛头水平面成75度掏槽眼角,两眼共计长度4.4m。
3、煤层周边眼,眼号为5—6号,为保证成巷效果,炮眼眼口距轮廓线0.2m,垂直向巷道轮廓线方向偏斜8度打眼,眼深为2m,2眼共计长度为4m。
4、底眼,眼号7—12号为保证成巷效果,炮眼垂直向底板方向偏8度打眼,眼口距离底板0.15m,眼深2m,六眼共计长度12m,以上煤眼布置详见炮眼布置图。
5、装药量:
①、煤层掏槽眼2个×6条/眼=12条×0.15kg/条=1.8kg
②、煤层周边眼4个×4条/眼=16条×0.15kg/条=2.4kg
③、底眼共计6个×5条/眼=30条×0.15kg/条=4.5kg
④、水沟眼1个×3条×0.15kg/条=0.15kg
合计每循环内装药8.25kg,使用雷管13发。
1、爆破说明书编制及条件:
名称
单位
数量
备注
掘进巷道净断面
m2
4.4
三级煤矿许用炸药
电雷管
前五段毫秒延期雷管
岩不坚固性系数
f
4—5
煤层f=2—3
瓦斯
低瓦斯矿井
煤尘情况
无爆炸性
2、炮眼布置及装药量
眼
号
炮眼名称
炮眼长度
炮眼长度
装药量
倾角
爆破顺序
单位(m)
小计(m)
条/眼
小计
水平
垂直
起爆顺序
1—2
煤层掏槽眼
2.2
4.4
6
12
75°
Ⅰ
3—6
煤层周边眼
2
8
4
16
8°
Ⅱ
7—13
底眼、水沟眼
2
14
水3/底5
17
8°
Ⅲ
合计
26.4
55
3、预期爆破效果
名称
单位
数量
名称
单位
数量
每循环进度
m
1.7
每巷道消耗炸药
Kg/m
4.85
每循环爆破体积
m3
4.3
每m巷道消耗雷管
发/m
7.64
每循环炮眼总长度
m
26.4
炮眼利用率
%
85
6、装煤岩及运输
该巷道采用人工装煤(岩)入矿车,经绞车提升到+377上部车场后,再由人工推到一级提升下部车场挂钩提升到一级提升车场+415水平,用人力推车到地面指定的地点倾倒。
(六)支护:
巷道布置在龙枯炭中,其顶板较为稳定,当巷道掘进完成毛断面后,采用9#工字钢架厢支护。
考虑水沟的深度,因此要求厢脚插入底板的深度不少于0.20m,支护完毕后,巷道的底宽净空不少于2.60m,净高巷道面起不少于2.10m,背邦接顶的材料为松木,要求:
背邦牢固可靠,接顶严实,不准留有空邦空顶,厢距(中对中)不准大于1.00m,详见巷道支护图。
(七)、供电与排水
1、供电,该作业碛头采用380伏电压供电,局扇风机使用QBZ—80型真空开关控制,BZZ—4型煤电钻综保和QBZ—80开关接通,形成风电闭锁,供煤电钻使用。
1、排水,该碛头水量较少,但属轨道下山掘进,因此配备WQ潜水泵一台,并在水泵出水口约1.00m处设置密闭闸阀一个,经潜水泵将碛头积水抽排到+265井底水仓→一级排水仓→+292水平主硐流出井外。
第四章:
所需风量的计算和通风设备选择
一、风量计算:
(一)、按炸药的消耗量计算
Q=25A式中A指一次最多炸药的消耗量取5.4kg(掏槽眼3kg单独放炮)。
即:
Q=25×5.4=135m3/min
(二)、按同时工作最多人数计算
Q=4P式是P指最多人数同时作业取5人。
即:
Q=4×5=20m3/min
(三)、按瓦斯涌出量计算
Q=
100×QCH4×QCH4
C
①、式中QCH4指绝对瓦斯涌出量,(根据2009,天生煤矿瓦斯等级鉴定绝对涌出量为0.43m3/min。
②、式中的QCH4指瓦斯涌出量的不均衡系数取1.6。
Q=
100×0.43×1.6
=76.4m3/min
0.9
③、式中的C是指控制工作面回风流中瓦斯浓度小于0.9%.
即:
(四)、掘进工作面风量验算
①、按最低风速验算
135m3/min÷4.4÷60=0.51m/s
②、按最高风速验算
150m3/min÷4.4÷60=0.56m/s
经验算符合《规程》规定,故上述三式中取最大值135m3/min,作为该碛头需风量。
一、通风设备的选择
(一)、通风设备的选择
根据该碛头所需风量的计算,加之该碛头的通风距离只210m的斜长,因此选用YBT42—2型5.5KW局扇,选用400mm双抗风筒压入式通风。
(二)、通风设备的安装,要求局扇风机安装在离地面0.30m高的专用支架上,风机口及风口距离该碛头的回风口不准小于10m的进风巷内,风筒必须采用反边连接,并作到有环必挂,并且靠邦靠顶吊挂平直,风筒的出风口距离碛头不准大于5m,并在距离碛头回风的5m处安设一台底浓度瓦斯传感器,同时在回风口10m处,安设一台高浓度瓦斯传感器,起到瓦电闭锁的作用。
第五章:
劳动组织
一、劳动组织情况
该作业碛头采用“三八制”作业班次,每5人一个班作业,其中5人均系综性的工种,在班长的安排下灵活调整,以提高工作效率。
劳动组织表
工程
单位
数量
备注
打眼工
人
2
综合工程
放炮工
人
1
由矿专职放炮员担任
装运岩(煤)
人
4
综合工程
支护工
人
4
综合工程
合计
人
5
综合工程
二、循环作业图表
工序
循环时间(小时)
min
8
9
10
11
12
13
14
15
16
准备交接班
10
钻眼
140
放炮
20
通风、敲邦顶
20
装运岩
240
打锚杆眼
50
三、主要技术经济指标
指
标
名
称
巷
道
净
高
巷
道
底
净
宽
巷
道
净
断
面
积
巷
道
毛
断
面
循
环
时
间
日
循
环
数
循
环
内
进
度
日
循
环
进
度
掘
进
工
效
炸
药
消
耗
雷
管
消
耗
坑
木
消
耗
备注
单位
m
m
m2
m2
小时
次
m
m
m/工
Kg/m
工/m
m3/m
数量
2
2.60
4.4
5.28
8
3
1.53
4.59
0.306
5.49
11.82
0.1
第六章:
施工中的工程质量及要求
一、工程质量:
1、巷道中线及巷道的走向方位,必须严格按设计《方案》的方位进行控制。
2、巷道的净高,净宽均必须严格按照设计《方案》的巷道路断面进行施工。
3、巷道的支护,(中对中)净空为1m,支护时必须背邦接顶,要求接顶严实,背邦牢固可靠。
4、巷道内的水沟规格为深0.2m×宽0.3m。
5、保持轨道面的平整牢固,轨道接头处必须有枕木,枕木与枕木之间的距离为0.8m。
6、保持巷道内的清洁卫生,严禁乱堆乱丢任何杂物。
二、要求:
1、每特循环的作业班长必须检查准确的效对中线,是否控制在规定的方位之内,现场安全员和跟班的矿级领导应随时检查督促,发现不合格的工程质量必须立即返工处理。
2、坚持工程质量与作业班(组)人员的工资挂钩,若一个月内发生三次不合格的工程质量问题时,扣除作业班(组)人员总工资的10%。
3、严格执行工程质量验收条件,凡不合格的矿井工程矿办的任何领导均不得予以验收。
第七章:
安全技术措施
一、预防冒顶片邦的安全技术措施
1、现场的跟班安全员,下井带班的矿级领导,必须严格履行自己的职责,严格做到现场安全工作业检查,督促整改到位,对发现的危邦危顶,应及时采取措施进行临时支护,对危岩活石,应立即采取措施进行清除,严禁任何人在空顶下进行作业。
2、坚持巷道的支护质量,临时支护必须紧接碛头,对不符合安全,影响工程质量的必须坚决返工。
3、坚持巷道的支护质量,临时支护必须紧接碛头,对不符合安全,影响工程质量的必须坚决返工。
3、坚持敲邦问顶制度的落实,及时清除危岩活石,消除事故隐患,巷道中的伞檐长度不准超过100mm。
4、碛头的临时支柱,严禁对准炮眼,爆破通风后首先检查支柱,架,待确认无危险后在专人监视安全的情况下,方准清理危岩活石,交及时恢复放炮崩倒的支柱。
5、作业地点必须随时储备15根预备支柱。
6、工作面遇顶板破碎时,其支护应紧接碛头,或加密临时支护或采用超前支护。
二、预防爆破事故的安全技术措施
1、严格遵守和执行天生煤业有限公司,安全爆破《管理制度》的各项具体规定。
2、严格执行“一炮三检和三人联锁”的放炮原则进行安全爆破。
3、放炮前必须认真清点人数,并收检好相应的设备,工具和用具,所有人员均必须撤离到安全躲身硐室,同时派出人员到各通道口站岗警戒。
4、爆破器的钥匙必须由专取放炮员随身携带,严禁将起爆钥匙与爆破器同时一起放置。
5、如遇拒爆的瞎(残)炮时,必须平行距炮眼0.3m的地方重新打眼装药联线起爆。
6、每班(次)爆炸物品的领退,只能由专职放炮员一个进行,并使用专用雷管和炸药厢同,装厢上锁,并按规定进行运送。
7、放炮母线必须分开悬挂,严禁与其他导电物体混挂在一起,出现明接头时必须使用绝缘胶带包扎完好。
8、放炮地点必须选择在进风巷的风流中起爆,同时切断起爆地点以内的所有电源。
9、放炮15分钟后,待炮烟散完时,方可进入工作面。
10、距离放炮地点20m以内的瓦斯浓度达到1%和巷道堵塞1/3以上时,严禁放炮。
三、通风及瓦斯管理措施
1、加强碛头的通风管理,严禁将局部通风机任意开停,风筒的挂吊必须做到“两靠一平直”,有环必挂,破损口应及时缝补,风筒的出口距离碛头不准大于5m。
2、瓦检员必须跟班巡回检查,放炮时必须严格执行“一炮三检”和“三人联锁”制的规定,严禁瓦检员空班漏检,或瓦检员未检查瓦斯就进入工作面进行作业的行为出现。
3、杜绝一切火源,特别是要杜绝电气火花,放炮火源和撞击摩擦火花的产生。
4、掘进工作面巷道内的回风中设置测风站,根据瓦斯的涌出情况行风量调配。
5、严格通风瓦斯管理制度的落实,坚持使用风瓦电闭锁。
四、运输安全措施
1、矿车运行时,在经过弯道,坡度较大的地段或车场时,应及时发出警示信号或减慢速度行驶,预防(矿车)脱轨伤人事故的发生。
2、使用标准矿车,禁止任意改装矿车入井。
3、矿办机电负责人必须坚持每月一次的机电设备检查制度,对矿井机电设备查出的隐患必须立即整改,不准拖延。
4、经常保持矿井各种机电设备的完好状态,各种机电设备必须做到,整齐,清洁,润滑,安全的八字要求。
五、综合防尘措施
1、坚持打眼前洒水,放炮后洒水,装渣前洒水的防尘措施。
2、坚持使用水炮泥,并使用湿式打眼。
3、加强个体防护措施的落实,坚持入井人员必须戴防尘口罩作业,并按《职业病防治法》的规定,定期组织掘进工人到医院进行健康检查,预防职业危害。
第八章、安全自救及避灾路线
一、水灾避灾路线
掘进碛头→回风上山→回风巷出井。
二、火灾、瓦斯事故的避灾路线
碛头→一级提升→+415主平硐进风出井。
附:
回风副斜井巷断面图。
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