11606回风巷作业规程.docx
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11606回风巷作业规程.docx
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11606回风巷作业规程
编制说明
《11606回风巷掘进工作面作业规程》由花秋二矿各专业技术部门提供,地质说明书由地测地质组编制,通防部分由通风工区编制,供电部分由机运工区编制,掘进部分由掘进工区编制,最后由生产技术部汇总整理编制。
目录
第一章概况3
第一节概述3
第二节编写依据4
第二章地面相对位置及地质情况5
第一节地面的相对位置及相邻采区开采情况5
第二节煤层的赋存特征5
第三节地质构造7
第四节水文地质10
地质说明书如下:
11
第三章巷道布置及支护说明12
第一节巷道布置12
第二节矿压观测12
第三节支护设计13
第四节支护工艺20
第四章施工工艺24
第一节施工方法24
第二节凿岩方式24
第三节爆破作业24
第四节装载与运输27
第五节管线与轨道敷设27
第六节设备及工具配备28
第五章生产系统28
第一节通风28
第二节压风30
第三节瓦斯防治30
机运部:
44
(1)负责局部通风机的维修、保养工作;44
(2)负责监测监控的维修、保养工作;44
(3)负责“两闭锁”的断电实验;45
掘进队:
45
通防部:
45
2、组织顺序47
(三)考核47
第四节综合防尘49
第五节防灭火51
第六节安全监控51
附图:
甲烷传感器断电控制图52
第七节供电系统53
第八节排水系统55
第九节运输系统55
第十节瓦斯抽放系统56
第十一节照明、通信和信号系统56
第十二节压风自救系统56
第六章劳动组织及主要技术经济指标57
第一节劳动组织57
第二节主要技术经济指标57
11606回风巷掘进工作面正规循环作业图表59
第60
七章安全技术措施60
第一节施工准备60
第二节一通三防60
第三节爆破管理63
第四节防治水66
第五节顶板管理72
第六节机电运输管理74
第七节“三位一体”安全确认制度84
第八节职业防治87
第九节其它88
第八章灾害应急措施及避灾路线90
第一节火灾分析及防治90
第二节水灾分析及防治91
第三节粉尘分析及防治91
第四节瓦斯灾害分析及防治92
第五节顶板灾害分析及防治94
第六节避灾路线94
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称:
11606回风巷。
二、掘进的目的及巷道用途:
此巷道主要用于11606回采工作面回风、运料、铺设抽放管路和行人。
三、巷道设计长度1519m。
四、预计开竣工时间
11606回风巷计划开工时间为2015年6月,因矿井停产二年多,计划2018年7月重新开始掘进,竣工时间为2019年1月。
五、巷道布置说明
根据2018年度采掘计划,11606回风巷设计长度1519m,已掘进454m,按方位角32°再掘进30m,再左拐按302°方位角沿煤层掘进35m后,再右拐按方位角32°掘进1000m,距离11604采空区预留4m煤柱,11606回风巷沿16煤层掘进,坡度为按中线施工,服务年限为11606采面回采结束。
六、巷道掘进工艺为炮掘。
施工过程中必须严格按中线施工,防止打穿11604采空区发生瓦斯、水害事故。
七、11606回风巷断面为梯形,净宽4.0m,净中高2.4m,净断面积9.6m2。
毛宽4.1m,毛中高2.45m,毛断面积9.6m2。
巷道支护形式为锚网索支护。
工程名称
工程量(m)
断面
坡度
方位角
标高
形状
净断面
(㎡)
毛断面
(㎡)
11606回风巷
1519
梯形
9.6
10
沿16煤走向
32°
+663.8m
沿16煤倾向
302°
+674.6m
第二节编写依据
一、《贵州徐矿花秋矿业有限责任公司花秋二矿矿井及选煤厂初步设计说明书》(一期60万t/a)
二、《贵州徐矿花秋矿业有限责任公司花秋二矿(一期)初步设计安全专篇说明书》(矿井规模:
60万t/a)
三、花秋二矿生产地质报告
四、11606回风巷工作面掘进地质说明书
五、采矿许可证指定范围。
六、现场实测的采掘工程平面图。
七、《煤矿安全规程》2016
八、《煤矿防治水规定》
九、《防治煤与瓦斯突出规定》
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面的相对位置及相邻采区开采情况
一、巷道的地面位置、标高,区域内的水体和建、构筑物对工程的影响
11606回风巷的地面位置为老林沟、董家田,地面标高为+850~+1000m,井下标高为+680~+690m,煤层埋深170~320m。
区域内地面无水体,有零星农户房屋,对巷道施工无影响。
二、巷道与相邻煤(岩)层、邻居巷道之间的层关系,附近已有的采掘情况对工程的影响
11606回风巷西部为副斜井,北部为11604采面和采空区,东部为采区边界,南部为未采区。
三、老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响
11604采空区无积水,对11606回风巷施工无影响;上覆10304采空区,有积水,所以对11606回风巷施工无影响。
11604采空区无自燃发火,对11606回风巷施工无影响。
根据2018年度采掘计划,11606回风巷与采空区保留4m距离,如果揭穿采空区,采空区瓦斯会向掘进巷道涌出,所以必须加强施工管理,严格按巷道中线施工,防止误穿采空区,同时必须加强局部通风管理,保证掘进工作面风量,防止发生瓦斯超限事故。
第二节煤层的赋存特征
矿区属于周市坝向斜北西翼,地层走向NE-SW,倾向SE,倾角约18°,整体为一单斜构造。
16煤层硬度相对较大,块状,基本上有1~2层夹矸,全区可采,属结构较复杂、赋存较稳定煤层,煤层厚度0.44~4.63m平均厚度1.64m,根据贵州省矿山安全科学研究院、贵州工与瓦斯突出防治煤炭行业工程研究中心、贵州省煤矿瓦斯防治工程技术研究中心2018年4月提交《贵州赤天化能源有限公司桐梓县花秋镇花秋二矿东一采区9、16号煤层瓦斯参数测试及区域防突措施认证报告》知,煤层坚固系数0.51~0.82。
15、16煤层间距为10m左右。
各煤层间距特征见表2-2-1。
煤层间距特征表表2-2-1
煤层号
间距
变化规律
3
1.58~11.10
5.70(41)
在北部浅部厚度大,往深部及南部逐渐变小。
5
5.70~24.38
13.32(37)
在3煤层与5煤层增厚时,有相应变薄现象。
9
16.21~31.75
21.87(42)
基本稳定,无大变化
15
6.31~16.75
9.58(39)
基本稳定,在301号孔增厚。
16
16煤层顶板为粉砂岩、泥质粉砂岩,厚度为3.9-13.4m,平均7.70m,灰色,薄至中厚层状,水平纹理,含黄铁矿结核;底板为铝土质泥岩,厚度为1.03-5.47m,平均2.98m,灰色,中厚层状,鲕状构造,含黄铁矿结核。
16煤层具有突出危险性(煤层原始瓦斯含量12.68m³/t),预计巷道的绝对瓦斯涌出量为0.86m3/min,无瓦斯突出倾向,煤层自然发火倾向性等级为Ⅱ类,属自燃煤层。
煤尘有爆炸性,地温正常。
第三节地质构造
地质构造
东一采区为一单斜构造地层,走向NE-SW,倾向SE,倾角约18°。
11606回风巷位于东一采区第六车场东侧,在16煤集中运输上山开口,沿16煤层布置,上距11604运输巷55米。
根据11604采面运输巷施工揭露的断层情况,该巷道向前施工可能揭露H=2.8∠64°、H=4.5∠70°、H=6.0∠69°、H=5.0∠50°、H>3.0∠65°等正断层。
附表普氏岩石分类表
岩石(普氏)分类表
定额分类
普氏分类
岩石名称
天然湿度下平均容重
极限压碎强度
用轻钻孔机钻进1m
开挖方法及工具
紧固系数
kg/m3
kg/cm2
min
f
松
石
Ⅴ
含有重量在50kg以内的巨砾(占体积10%以上)的冰碛石
2100
小于200
-
部分用手凿工具、部分用爆破法开挖
1.5~1.2
矽藻岩和软白垩岩
1800
胶结力弱的砾岩
1900
各种不坚实的版岩
2600
次
坚
石
Ⅵ
凝灰岩、和浮石
1100
200~400
3.5
用风镐的爆破法来开挖
2~4
灰岩多孔和裂隙严重的石灰岩和介质石灰岩
1200
中等硬变的片岩
2700
中等硬变的泥灰岩
2300
Ⅶ
石灰石胶结的带有卵石和沉积岩的砾石
2200
400~600
6.0
用爆破方法开挖
4~6
风化的和有大裂缝的粘土质砂岩
2000
坚实的泥板岩
2800
坚实的泥灰岩
2500
Ⅷ
砾质花岗岩
2300
600~800
8.5
用爆破方法开挖
6~8
泥灰质石灰岩
2300
粘土质砂岩
2200
砂质云片岩
2300
硬石膏
2900
普
坚
石
Ⅸ
严重风化的软弱的花岗岩、片麻岩和正长岩
2500
800~1000
11.5
用爆破方法开挖
8~10
滑石化的蛇纹岩
2400
致密的石灰岩
2500
含有卵石、沉积岩的碴质胶结的砾岩
2500
砂岩
2500
砂质石灰灰质片岩
2500
普
坚
石
Ⅹ
白云石
2700
1000~2000
15.0
用爆破方法开挖
10~12
坚固的石灰岩
2700
大理岩
2700
石灰岩质胶结的致密砾石
2600
坚固的砂质片岩
2600
特
坚
石
Ⅺ
粗花岗岩
2800
1200~1400
18.5
用爆破方法开挖
12~14
非常坚硬的白云岩
2900
蛇纹岩
2600
石灰质胶结的含有火成岩之卵石的砾石
2800
石英胶结的坚固砂岩
2700
粗粒正长岩
2700
Ⅻ
具有风化痕迹的安山岩和玄武岩
2700
1400~1600
22.0
用爆破方法开挖
14~16
片麻岩
2600
非常坚固的石灰岩
2900
硅质胶结的含有火成岩之卵石的砾岩
2900
粗石岩
2600
ⅩⅢ
中粒花岗岩
3100
1600~1800
27.5
用爆破方法开挖
16~18
坚固耐用的片麻岩
2800
辉绿岩
2700
玢岩
2500
坚固的粗面岩
2800
中粒正长岩
2800
ⅩⅥ
非常坚硬的细粒花岗岩
3300
1800~2000
32.5
用爆破方法开挖
18~20
花岗岩麻岩
2900
闪长岩
2900
高硬度的石灰岩
3100
坚固的玢岩
2700
ⅩⅤ
安山岩、玄武岩、坚固的负页岩
3100
2000~2500
46.0
用爆破方法开挖
20~25
高硬度的辉绿岩和闪长岩
2900
坚固的辉长岩和石英岩
2800
ⅩⅥ
拉长玄武岩和橄榄玄武岩
3300
大于2500
小于60
用爆破方法开挖
大于25
第四节水文地质
11606回风巷上部为11604采空区,11604采空区涌水(水量约12m3/h)从采空区下部流出,采空区无积水区,所以11606回风巷沿空掘巷(距采空区4m)不会受到采空区水害的威胁;11606回风巷沿16煤层掘进,该巷道标高为+663.8m~+663.8m,高于矿区茅口灰岩最低侵蚀基准面标高+475m,但是由于16煤底板与茅口组相隔较近,厚度仅为1.03~5.47m,平均2.98m,隔水层较小,掘进期间要加强防治水管理,严格按照防治水设计施工,当遇溶洞或断层构造时,茅口灰岩水可能突破断层破碎带涌入井巷,造成水害,给巷道掘进造成困难。
地质说明书如下:
概况
采区名称
东一采区
巷道起点标高
+663.8m
巷道终点标高
+663.8m
工作面编号
11606回风巷
巷道方位
32°
煤层倾向
SE
地面位置
11606回风巷的地面位置为老林沟、董家田,地面标高为+850~+1000m,井下标高为+680~+690m,煤层埋深170~320m。
区域内地面无水体,有零星农户房屋,对巷道施工无影响。
井下位置及四邻采掘情况
11606回风巷西部为副斜井,北部为11604采面和采空区,东部为采区边界,南部为未采区。
巷道长度
1519m
中线
方位32°
腰线
沿16煤层
煤层
情况
煤层均厚
1.64m
煤层结构
单一
稳定
煤(岩)层倾角
18°
1、厚度:
最大4.63m最小0.44m平均1.64m。
2、倾角:
最大23º最小16º平均18º。
3、煤层结构:
16煤层较稳定,为单一煤层。
4、煤层物理、化学性质:
以块状为主,少量碎粒状半亮型无烟煤,局部夹豆状、团块状、散晶状等黄铁矿。
属中灰分,高硫分,低挥发分,高热值煤,变质程度为无烟煤Ⅶ1阶段。
灰份(A.d%22.29,挥发份(Vdaf%)8.95,硫份(st.d%)4.24,发热量(Qgr.ad)(Mj/kg)26.49。
巷道顶、底板情况
16煤层顶板为粉砂岩、泥质粉砂岩,厚度为3.9-13.4m,平均7.70m,灰色,薄至中厚层状,水平纹理,含黄铁矿结核;底板为铝土质泥岩,较稳定。
瓦斯
情况
1、瓦斯等级:
煤与瓦斯突出矿井。
2、突出:
2010年5月煤炭科学研究总院重庆研究院鉴定3、5、9煤层为突出煤层;2013年月沈阳煤炭设计研究院鉴定16煤层为突出煤层。
煤层自燃倾向及煤尘爆炸性
1、根据2013年5月中煤科工集团重庆研究院煤炭自燃倾向性鉴定报告,花秋二矿3、16煤层自燃倾向性分类为Ⅱ类,属自燃煤层;9煤层自燃倾向性分类为Ⅲ类,属不易自燃煤层。
2、根据2013年5月中煤科工集团重庆研究院煤尘爆炸性鉴定报告,花秋二矿3、5、9煤尘无爆炸性,16煤尘有爆炸性。
在采掘过程中要加强洒水防尘,净化风流,防止粉尘飞扬或积聚。
地质构造情况
矿区位于周市坝向斜北西翼,地层走向NE-SW,倾向SE,倾角10~50°,一般为16°,整体为一单斜构造,次一级褶曲不发育,其构造主要以断层为主。
区内断层发育,共发现断层31条,其中落差大于20m的21条,落差小于20m的10条。
11606回风巷区域主、副、回风斜井未发现断层和不良褶皱构造,本区域地质构造条件简单。
水文地质情况及探水措施
1、区内地表无河流、塘堰水体,仅分布有季节性的山沟溪流,水量小,对开采影响小。
16上覆煤层未回采,无采空区;16煤层受龙潭组的基岩裂隙水影响,以顶板裂隙冲水为主,水文地质条件属中等。
2、根据防治水规定,必须严格执行“有掘必探,先探后掘”的探放水措施。
影响掘进的其它地质情况
局部地段遇裂隙构造带顶板破碎,易发生漏顶事故。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
11606回风巷位于东一采区第六车场东侧,在16煤集中运输上山开口,沿16煤层布置,巷道标高为+680~+690m,巷道北边为11604采面(采空区),南边为正在布置的11606采面,东边为东一采区边界,西边接16煤集中运输下山。
11606回风巷断面为梯形,净宽4.0m,净中高2.4m,净断面积9.6m2。
毛宽4.1m,毛中高2.45m,毛断面积9.6m2。
支护形式为锚网锚索钢带联合支护。
11606回风巷布置示意图详见附图1
第二节矿压观测
1、观测对象:
东一采区掘进巷道
2、观测内容:
巷道顶板离层量,顶板及上帮锚杆受力情况,锚杆锚固力。
3、观测方法:
东一采区掘进巷道每隔150m布置观测站,每一个观测站设置一个观测断面:
用MLJ-40(Y)拉力计检测顶、帮锚杆锚固力,在顶板安装一个DLY型顶板离层指示仪观测顶板离层情况,根据掘进巷道顶板压力显示状况,对围岩位移每隔10天观测一次。
4、数据处理:
通过对东一采区掘进巷道所有数据综合分析得出:
巷道顶板离层量、正顶锚杆最大载荷、帮锚杆最大载荷、顶锚杆最小拉拔力、帮锚杆最小拉拔力均能满足支护要求。
东一采区巷道围岩变形位移量不大,顶、帮锚杆载荷变化未达到破断载荷。
说明东一采区巷道采用“锚杆+锚索+钢带+锚网”支护,支护的参数和形式比较合理,有效地保持了顶帮煤体的整体稳定,这样的支护参数和形式较为合理。
通过数据的收集分析,随矿压变化、顶板稳定情况,由生产技术部门收集并分析,及时对锚杆支护参数进行更改,经矿总工审批后指导施工队进行更改,确保施工安全,实现安全生产。
5、顶板离层指示仪的安装:
(1)用φ28mm的钻头在顶板上打眼,眼的深度为6m,浅部为2m。
(2)深部基点:
用安装杆将深部基点锚固器推入孔中,直至孔底,抽出安装杆后,手拉一下铁丝绳,确认锚固器已卡住,深基点应固定顶板钻眼深6m处;
(3)浅部基点:
用安装杆推入浅部基点锚固器至孔深2m处,抽出安装杆后用手拉一下铁丝绳,确认锚固器已固定住;
(4)将套管上端插入钻孔口,用锚固剂固定,确保套管组件固定在钻眼孔口处,同时将细铁丝绳从刻度尺端向外拉,确保两端刻度环移动顺畅,不受任何卡阻。
(5)将红色指示环与刻度尺“0”位置对齐,再拉紧与两个基点相连的铁丝绳固定好,用卡箍紧贴红色指示环卡紧铁丝绳,确保卡箍处到基点段铁丝绳处于绷紧状态,红色指示环刻度对“0”,外漏铁丝绳坏绕吊挂,确认刻度尺不受任何卡阻。
6、数据检测及资料整理分析:
(1)正常情况下,顶板离层仪观测频度为每10天一次。
(2)要有正规的顶板离层指示仪监测记录本,观测人员上井后及时填写。
第三节支护设计
一、确定巷道断面及支护形式
巷道布置在16煤层,煤层顶板为粉砂岩、泥质粉砂岩,平均厚度为7.7m,岩层稳定性好,根据东一采区的地质资料分析,以及11604、11605采面运输巷、回风巷锚网支护经验,所以采用“锚杆+钢带+锚索+锚网”支护作为该巷道永久支护形式。
根据东一采区开采的矿压观察数据及支护经验,确定11606回风巷采用梯形断面,设计净宽4.0m,净中高2.4m,净断面积9.6m2。
毛宽4.1m,毛中高2.45m,毛断面积10m2。
附图2:
巷道施工断面图。
二、临时支护设计
1、临时支护采用两根4m长11#矿工钢配合长2.6m,宽度0.2m,厚度0.05m的木背板采用吊挂的方式紧贴顶板固定在锚杆上进行前探支护,一梁三环固定紧凑,前探梁上方铺设金属网并用规格不小于长×宽×厚=2.6m×0.2m×0.05m的厚木板横向放置在前探梁上托住金属网,用木楔刹紧护住顶板。
每次放炮后必须及时进行前探支护,之后才能进行其它作业。
(见附图3:
临时支护示意图)
2、掘进工作面永久支护距迎头的最大长度为2.2m,最小为0.4m,当掘进工作面永久支护的长度达到2.2m时必须停止掘进,及时进行临时支护。
3、在施工临时支护时,必须坚持敲帮问顶制度,用长柄工具及时清除顶、帮的悬石活矸,确认安全后方可开始作业,作业过程中必须指定有经验的老工人在现场观察顶板动向,发现有开裂、脱层的煤岩威胁安全时及时通知作业人员停止作业。
4、当班安全员必须在现场监督整个操作过程,发现有不安全隐患时及时采取有效措施进行处理,做到不安全不作业。
严禁违章指挥,严禁违章作业。
临时支护示意图见附图3。
三、永久支护设计
(一)一般规定
1、根据围岩松动分类办法,该巷采用锚网、锚索联合支护。
顶、帮锚杆均选用Φ20mm,L=2000mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆及相配套的塑性减磨垫圈、等强防松螺母,锚杆间距800㎜,排距800㎜,破碎地段间排距为500㎜。
顶板锚杆锚固力不少于80kN,扭力拒不少于80N·m;帮锚杆锚固力不少于60kN,扭力拒不少于60N·m;锚索选用Φ15.24mm,长6300mm,锚索间距2000㎜,排距2000㎜,交叉口补打锚索加强支护(见附图2:
11603回风巷施工断面图)。
锚固剂用量:
每根锚固剂长度320mm,顶部锚杆3支/根锚固剂,帮部锚杆2支/根锚固剂,每根锚索5支/根锚固剂;当遇到断层构造时采用工字钢棚架进行支护,棚架距离600㎜。
2、临时支护完成后及时进行永久支护。
3、在人员进入工作面进行敲帮问顶和临时支护的过程中,必须严格按照从外向里的顺序进行操作,人员必须站在顶板完整、支护齐全的安全地点进行,必须采用长柄工具进行敲帮问顶。
严禁人员进入到无支护的暴露顶板下作业。
4、顶帮锚杆托盘必须紧贴岩面,锚杆扭距达到设计要求。
5、搭接好的锚网,如在作业时被破坏,必须及时更换。
(二)锚杆选型
按照悬吊梁理论计算锚杆参数:
1、锚杆长度计算
L=L1+L2+L3
式中L——锚杆长度,m;
L1—锚杆外露长度,一般L1=0.1~0.15。
端头锚固型锚杆,L1=垫板厚度+螺母厚度+(0.03-0.05),取0.15;
L2—锚杆有效长度
巷道顶锚杆有效长度L2的确定:
一般还可按f≥3时,L2=KH进行计算,H为软弱岩层厚度(或冒落拱厚度),m;
软弱岩层H的确定是根据地质资料,实测或经验估计,冒落拱高度是按下式估算,即
H=B/2f=4.1/(2×3.5)=0.59
L2=KH=2×0.58=1.18
式中B——巷道开拓宽度,取最大4.1m;
f——岩石坚固性系数取3.5。
K——考虑软弱岩层变化的安全系数,一般取1.5~2。
L3——锚杆锚固段长度,
一般端锚L3=0.3~0.4m,由拉拔实验确定;当围岩松软时还要加大,取0.5m;
则L=0.15+1.18+0.5=1.83m,
根据计算,顶锚杆有效长度为1.85m,确定锚杆长度为2m。
巷道帮锚杆有效长度L2的确定:
式中f——普氏系数;取3.5
B——巷道跨度,m;取4.1m
H1——巷道掘进高度,m;取2.2m
L2=1.17
L=L1+L2+L3=0.15+1.17+0.4=1.72
根据计算,帮锚杆有效长度为1.72m,确定帮锚杆长度为2m。
2、锚杆直径的确定:
锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定,即
式中:
d—锚杆直径,㎜;
Q—锚固力,80kN;
σt—为杆体材料抗拉强度,490MPa;
结合已掘进巷道的经验数据,采用工程类比法进行计算矿井实际使用的等强螺纹钢树脂锚杆金属杆体MSGLD-385/20(屈服强度:
≥385MPa;抗拉强度≥490MPa;伸长率:
≥15%;锚固力≥80kN)。
d=14.4mm
通过计算得数为14.4mm,所以锚杆施工时,选用直径20mm的螺纹钢锚杆符合要求。
3、锚杆的间、排距计算:
锚杆的间距、排距计算:
通常间、排距相等,取D。
并根据顶板锚杆的锚固力应等于或大于被悬吊岩石的重量的原则确定,即
D<[Q/(KγH)]½
=[80/(2×28×0.59)]½
=1.54m
式中:
α——锚杆的间、排距,m;
K——安全系数,取2;
Q——顶板锚杆的设计锚固力,80kN;
锚杆间距、排距计算,按间、排距相等布置,
通过计算,锚杆间、排距均为
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