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210切眼规程

岔河联营煤矿掘进作业规程

 

工作面名称:

20210切眼

 

矿长:

总工程师:

 

编制单位:

生产技术科

编制日期:

2016年8月28日

目录

第一章概况1

第一节概述1

第二节编写依据1

第三节巷道平面位置·2

第四节巷道位置及邻近情况2

第二章地面位置及地质情况2

第一节地面相对位置及相邻采区开采情况2

第二节煤(岩)层赋存情况3

第三节地质构造3

第四节水文地质7

第三章施工安全条件8

第四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10

第五章施工工艺12

第一节施工方法12

第二节掘进方式12

第三节爆破作业13

第四节装载与运输16

第五节管线及轨道敷设16

第六节设备与工具配备17

第六章主要生产系统17

第一节通风系统18

第二节综合防尘20

第三节防灭火21

第四节运输系统22

第五节供电系统22

第六节排水系统23

第七节安全监控系统23

第八节压风系统23

第九节通信24

第七章劳动组织与主要技术经济指标24

第一节劳动组织25

第二节作业循环方式27

第八章安全技术措施28

总则29

第一节一通三防30

第二节顶板36

第三节爆破38

第四节防治水40

第五节机电41

第六节运输42

第七节过老巷、老空措施44

第八节其它45

第九章灾害应急措施46

第一章概况

第一节概述

巷道名称

施工

工艺

巷道类别

方位

煤、岩类别

坡度

支护方式

断面形状

断面规格

20210切眼

炮掘

回采

305°

全煤

跟煤

单体柱配铰接顶梁

矩形

净宽2.5m

净高1.2m

一、巷道设计长度和服务年限

设计长度:

175m

服务年限:

5个月

二、巷道用途

用于20210采面采煤。

三、预计开竣工时间

本掘进工作面计划于2016-8-31日开工、2016-10-10日完工。

第二节编写依据

一、岔河联营煤矿(15万吨/年生产矿井)《开采方案设计》

二、岔河联营煤矿(15万吨/年生产矿井)《安全专篇》

三、《煤矿安全规程》、《《煤矿防治水规定》、《贵州省煤矿水害防治规定》

四、地质部门提供的有关地质资料和掘进地质说明书

第三节巷道平面位置·

巷道平面位置见附图:

《巷道布置示意图》

第四节巷道位置及邻近情况

1、巷道布置:

该巷道布置在矿区西南方向,巷道在20210运输巷、从迎头退出5米处开口,按305°方位跟中线、跟煤层顶板施工。

2、邻近情况:

该巷道北面为主皮带运输巷,东北面为10208回采工作面,其余为原生体,其对应的地表为高山坡地(见:

巷道布置示意图)。

第二章地面位置及地质情况

第一节地面相对位置及相邻采区开采情况

地面相对位置及相邻采区开采情况见表2—1。

表2—1井上下对照关系情况表

采区

二采区

工程名称

20210切眼

地面标高(m)

+1052m~1126m

井下标高(m)

+931

地面相对位置,建筑物、小井及其它

地面为荒山灌木林,无建筑物和水体,上部K3煤层部分已开采。

井下巷道对掘进巷道的影响

井下巷道对该巷道施工无影响。

邻近采掘情况对掘进巷道的影响

邻近采掘工作面对该巷道无影响。

 

第二节煤(岩)层赋存情况

矿区内含煤地层中,总含煤层四层,其中含可采煤层2层,自下而上编号依次为K2、K3煤层,二层煤均产于上三叠统火把冲组(T3h),各煤层厚度、顶、底板岩性及层间距统计见表2-2,K2煤层特征如下:

表2-2煤层特征表

煤层

编号

煤层厚度(m)

顶底板岩性

起止

煤层

编号

煤层间距(m)

最小值

最大值

平均值

顶板

底板

最小值

最大值

平均值

K2

0.93

1.2

1.1

石英砂岩

细砂岩

K2~K3

70.0

80.0

75

K3

0.8

1.1

0.85

细砂岩

细砂岩

该煤层位于火把冲组第二段,该组岩层为三角洲平原沉积,主要由砂质粘土岩为主,夹炭质粘土岩、炭质粘土岩及煤层(线)等组成。

煤层变化不大,煤层产状与地层产状一致,煤层顺层产出。

煤层无夹矸。

围岩界线清楚,属结构简单煤层。

上距K3煤层约75m。

第三节地质构造

1、褶皱

矿区地层总体为一北西向向斜,向斜宽缓状,轴向约320°,轴部位于矿区龙广一带。

两翼岩层产状平缓,一般4-8°。

2、断层

矿区内共见两条断层,分述如下:

F1:

走向北西,位于矿外北侧外围,经堡堡寨,基本沿岔河联营河沟分布。

该断层量明显的特征为断层两盘岩层产状变化较大,两盘岩层产状均倾向南西,北东盘岩层产状倾角一般大于25°,而南西盘岩层产状一般小于10°。

破碎带宽约5-20m,破碎带内岩层产状凌乱,已角砾-次角砾化,成分以砂、泥岩为主。

该断层往南西倾,倾角约40-50°,断距约20-50m,为一条正断层。

F2:

位于矿区中部,断层走向北东,大致沿龙广沟展布,北东端与F1断层相交。

破碎带宽约10m,断层断距约8m。

断层倾向北西,倾角约40-50°,为一条正断层。

根据该采面运输及回风顺槽情况分析,预计20210切眼施工时将不会遇构造。

 

掘进地质说明书

 

煤层名称

 K2

水平名称

一水平

采区名称

二采区

工作面名称

 20210切眼

地面标高

+1052m~1126m

工作面标高

+931m

地面位置

 地面为荒山灌木林,大部分为山石坡地、无建筑物,无小窑开采。

井下位置及四邻采掘情况

 该巷道上部为3号煤层(部分为采空区),其东翼为10208采空区,南翼为集中回风巷;其余为2号煤原生体。

煤层厚(m)

0.93~1.3

煤层结构

煤层倾角(°)

1°~4° 

 平均1.2

简单

 2°

 K2煤层形态呈似层状产出,煤岩呈黑色,玻璃光泽,以半亮煤为主,含少量镜煤,硬度较小。

煤岩崩落后成块性较差,煤层未见矸石夹层,结构简单。

K2煤层属高硫、中低灰分高发热量无烟煤。

煤 

情 

顶底板名称

岩石名称

厚度(m)

岩性特征

基本顶(老顶)

砂岩至粗砂岩

70.4

灰色,中厚层状,水平层理,透镜状断口,含菱铁矿结核

 直接顶

细砂岩

4.6

灰色,中厚层状,水平层理,贝壳状断口,含黄铁矿结核

 伪顶

 伪底

 直接底

砂岩、细砂岩 

4.07

灰色,中厚层状,平行层理,状断口,有擦痕,含较多黄铁矿 

 K2煤层层位稳定,煤层总体为倾斜较缓的单斜构造,倾向南东,倾角1°~4°,平均2°,地质构造复杂程度为中等简单型。

预计掘进区域内将不会遇地质构造。

.

构造名称

走向

倾向

倾角

性质

落差(m)

对掘进影响程度

F2断层

NE55 

NW

45

正断层

8

无影响

 本矿所开采煤层顶底板岩性为中厚层砂岩、细砂岩及煤层组成,富水性弱。

区内导水裂隙不发育,以裂隙充水为主。

在矿山开采过程中,受上部采空塌陷地表移动影响,产生了导水裂隙带,从而使原有节理裂隙加大,并产生新的裂隙,使地表水通过各种导水裂隙带进入井下,成为矿井充水的间接水源。

区内水文地质条件中等。

水文地质条件类型属Ⅱ类Ⅱ型,故必须坚持“有掘必探,先探后采”的原则,严格执行探放水措施。

 

 

最大涌水量

29m3/h

正常涌水量

7.25m3/h

瓦斯

属瓦斯矿井

煤尘

 有煤尘爆炸性

煤的自燃倾向性

经贵州省煤田地质局实验室煤层自燃倾向性检验,2号煤层无自燃倾向性,自燃倾向等级为

级,属自燃煤层。

地温

 地温正常

地压

 地压不明显

 

1、围岩稳定性较差,顶板岩性较好,掘进施工时临时支护必须紧跟迎头。

2、必须抓好“一通三防”工作。

3、严格执行探放水制度,做到“有掘必探,先探后掘”,防止透水事故的发生。

 

 

 

 

 

第四节水文地质

区域范围内地下水主要分为裂隙水,裂隙水为大气降水渗入风化裂隙、构造裂隙而形成,泉水流量小。

本巷道对应地表为山坡,灌木林,山梁沟谷地形,有山脊水(季节性)沿裂隙渗入,预计地表水对工作面正常掘进无较大影响,地下可能有裂隙水、断层水影响。

第三章施工安全条件

1、地层:

该巷道所处地层属上三叠纪火把冲组中下段。

2、地层产状:

该巷道所处地层产状为:

走向北东一南西120度,倾向210度,倾角1—5度。

3、围岩岩性:

巷道沿煤层顶板挑底掘进,其岩性为:

直接顶为细砂、粉砂岩,间接顶板为粉砂岩夹粘土岩。

直接底板为细砂岩,间接底板为粉砂岩、灰质泥岩。

煤层参数表

煤层参数

单位

参数

备注

煤层厚度

0.93~1.2

煤层倾角

1~4°

自燃发火期

自燃

绝对瓦斯涌出量

m3/min

3.07

矿井绝对瓦斯涌出量

相对瓦斯涌出量

m3/t

9.13

煤层爆炸指数

%

有爆炸危险

4、构造:

本巷道所掘进区域以单斜构造为主,根据原210运输巷及回风巷揭露情况来看,预计该巷道施工时将不会遇断层。

5、瓦斯情况:

2015年8月,贵州黔源矿业开发有限公司对贞丰县挽澜乡岔河联营煤矿进行了矿井瓦斯等级鉴定:

矿井最大绝对瓦斯涌出量为3.07m3/min,最大绝对二氧化碳涌出量为1.50m3/min,矿井相对瓦斯涌出量为9.13m3/t,二氧化碳相对涌出量为4.46m3/t。

鉴定结论为瓦斯矿井。

经实测,原集中回风巷及10206运输巷掘进时最大瓦斯涌出量为0.85m3/min.

根据贵州省煤田地质局实验室提供的鉴定结果,岔河联营煤矿煤尘有爆炸危险性;煤层自燃发火等级鉴定为二类,属自燃煤层。

6、水文地质:

该工作面开采K2煤层,据有关部门提供的水文地质资料可知,工作面的顶底地板均无含强水层,相邻的采空区采空情况已绘图标明并留设足够的安全保护煤柱,但根据《煤矿防治水规定》的要求,为做好“有掘必探、先探后掘”工作,故20210切眼掘进前,必须制定探放水设计,进行探放水。

第四章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

该工作面位于矿区二采区中部,从20210运输巷迎头退出5米处开口,以方位角α:

305°沿K2煤层施工。

巷道断面为矩形,掘进断面3.1㎡,净断面2.9㎡,总工程量175m。

第二节支护设计

一、确定巷道支护形式

根据掘进过程中的顶底板情况分析,煤层顶底板,围岩性质及矿井生巷道支护经验,采用单体柱配绞接顶梁矩形支护。

二、支护参数设计

根据巷道掘进情况,巷道采用单体柱配绞接顶梁矩形支护,背帮接顶必须严实,遇空顶时必须用坑木接顶。

该巷道为单体柱配绞接顶梁矩形支护,净宽2.5米,高1.2米(原则上为煤层厚度),棚距0.6米,每架棚2根单体柱。

第三节支护工艺

一、支护形式及材料规格

1、支护形式

根据巷道实际情况,巷道采用单体柱(1.0~1.6m)配绞接顶梁(1.0m)支护,用木小板背帮、接顶,背帮接顶必须严实,背板规格厚50mm,长0.6m。

遇空顶时必须用圆木接顶,棚距为600mm。

2、支护材料规格

柱腿:

采用DW10-30/80型单体柱(1.0~1.6m);

顶梁:

采用HDJA-1000型绞接顶梁;

 

图3—1巷道支护断面图

(1:

50)

二、支护工艺及要求

(一)临时支护

1、临时支护形式:

临时支护采用戴帽点柱,即单体柱配木托板(规格:

长300×宽200×厚50),永久支护距迎头不得超过0.6米,严禁空顶作业。

2、临时支护工艺、工序及要求:

(1)掘进(爆破)一个循环进度后,工作人员站在永久支护下,用不小于1.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活石悬矸(煤),并随时进行敲帮问顶工作。

确保无安全隐患后,才允许打临时支护。

在临时支护保护下,完成出煤、刷帮、立柱腿、背帮等永久支护工艺过程,临时支护时必须有专人监护顶板及两帮情况。

顶板维护好后,撤出正头所有人员,由外向里架设永久支护。

临时支护与迎头的最大距离为0.6m。

(2)加强顶板管理,发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声,要立即停止作业,撤出工作面人员待顶板稳定后方可继续工作。

(二)永久支护工艺及要求

1、待炮掘够一个循环进度→工作人员用长柄工具处理顶帮活矸、活煤,并进行敲帮问顶→前移临时支护→攉煤→永久支护。

2、永久支护必须紧跟迎头。

待煤(矸)渣运出后,即可在临时支护下挖柱窝架设永久支护并背帮、顶。

3、巷道背帮接顶必须严实。

4、巷道永久支护工程质量及文明生产要严格按《煤矿安全质量标准化掘进质量标准及考核评级办法》执行。

第五章施工工艺

第一节施工方法

巷道采用打眼爆破法掘进,使用单体柱配绞接顶梁支护。

工作面采用普通爆破,楔形掏槽,全断面必须分次装药,分段分次起爆。

迎头爆破后,及时在有效支护掩护下按由外向里、先顶后帮的顺序找掉活石危岩,然后对迎头暴露顶板、煤壁进行临时支护。

第二节掘进方式

1、掘进施工时采用普通爆破法施工工艺。

即爆破落煤,人工攉煤,人工支护,刮板输送机运煤(矸)的掘进作业方式,采用全断面一次爆破的方法。

2、钻爆掘进工艺流程:

钻眼前的准备(检查瓦斯)→空顶段敲帮问顶→临时支护→钻眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯并撤人设警戒→爆破→检查瓦斯及检查爆破效果→洒水消尘、维护顶板临时支护→出煤(矸)→永久支护。

3、钻爆工序要求:

1)钻眼前,必须详细检查迎头10m范围内的瓦斯及支护情况,发现问题及时处理。

2)必须依据巷道在工作面的位置按规定布置眼位。

3)严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼,并坚持湿式钻眼。

4)爆破要严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。

5)爆破采用正向装药,联线方式为串联,使用毫秒延期电雷管,不低于三级的煤矿许用乳化炸药,第一段与最后一段的间隔时间不得超过130ms,每眼使用1~2个水炮泥。

6)爆破前班长必须派专人在所有通往爆破地点的各个通道口及爆

破撤人距离以外有掩护的安全地点设置警戒,警戒位置:

距210切眼开口100米处(随着巷道前进警戒点为距迎头100米处),每一警戒点安排2人设警戒,设好警戒后,一人负责警戒,另一人返回通知爆破员及班组长,已设好警戒。

只有每个警戒点的警戒员都通知到后才可装药爆破,放炮必须在进风流中进行。

爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒。

第三节爆破作业

采用普通钻爆法施工工艺。

使用YT24电煤钻,1.5m~2.0m中空六角棱形钻杆。

掏槽眼装药量为0.45×4=1.8Kg,辅助眼及周边眼装药量0.3×6=1.8Kg,顶眼装药量为0.3×5=1.5kg,底眼装药量0.45×6=2.7kg,循环爆破炸药消耗量为7.8Kg,炮眼布置图与爆破说明书如下:

图4—1炮眼布置三视图(1:

50)

 

爆破说明书

眼号

炮眼

名称

炮眼深度

(米)

炮眼长度

(米)

装药量

倾角

爆破

顺序

联线方式

个/眼

总计(个)

水平

垂直

1~3

掏槽眼

1.5

1.6

3

6

75

4~5

辅助眼

1.3

1.4

2

4

6~7

帮眼

1.3

1.4

2

4

80

8~11

顶眼

1.3

1.4

1

3

85

12~15

底眼

1.3

1.4

2

10

85

共计

7.7

8

10

4.05(公斤)

 

图4—2炮眼装药结构示意图

表4—1爆破条件

序号

名称

单位

数量

1

掘进断面

米2

3.1

2

坚固性系数

f

0.8

3

工作面瓦斯情况

m3/min

1.2

4

毫秒雷管

1~5

5

煤矿安全炸药

Ⅲ级

表4—2预期爆破效果

序号

名称

单位

数量

序号

名称

单位

数量

1

炮眼利用率

0.85

5

每米巷道炸药消耗量

公斤米

5.5

2

每循环工作面尺

1.2

6

每循环炮眼总长度

米/循环

32

3

每循环落煤

米3

4.4

7

每米3煤炭雷管消量

个/米3

1.64

4

炸药消耗量

公斤/米3

1.0

8

每米巷道雷管消耗量

个/米

22.6

附:

1、发爆器型号MFB-100

2、一次装药一次起炮,严禁一次装药分次放炮。

第四节装载与运输

一、装载与运输方式

1、炮掘时煤矸采用人工装煤入刮板输送机,经210运输巷、主皮带运输巷及主斜井运至地面。

2、材料及设备运输:

该巷道材料及设备采用架子车(矿车)装运,经副斜井、主轨道运输巷及210运输巷后,使用人工搬运至掘进工作面。

二、运输设备的铺设及安全设施

(一)运输设备的铺设

该巷道采用刮板输送机运输,要求刮板输送机铺设平、直。

(二)安全设施及要求

1、刮板输送机机头、机尾必须用圆木打好压柱。

2、刮板输送机必须安装好电铃。

(三)装载设备运输方式

1、人工攉煤(矸)→刮板输送机→主皮带运输巷→地面。

2、材料及设备运输:

材料及设备采用架子车(矿车)装运,通过主轨道运输巷到工作面。

附:

《运输系统图》

第五节管线及轨道敷设

各类管线、运输设施的布置及要求

1、风筒、风管、水管、抽放管、电缆、枕木及轨道按巷道断面图布置。

2、风筒吊挂靠下帮,瓦斯探头吊挂靠上帮,要求做到逢环必挂,不得转急弯。

风筒出风口距工作面迎头距离不大于5m。

3、风管、水管、瓦斯抽放管用铁丝吊挂捆绑在巷道支架上,每隔3~5m捆一道,悬挂高度不低于0.5m,距工作面不超过20m,必须吊挂牢固。

4、各类电缆必须悬挂在电缆钩上,且每钩只准挂一根电缆。

电缆、监控线、通信电缆、信号线及放炮线不能挂在一起,其间距必须符合《煤矿安全规程》第四百六十九条的规定。

第六节设备与工具配备

机械设备配备表

序号

名称

型号、规格

使用台数

在籍台数

备注

1

电煤钻

YT24

2

3

2

综保

P280—2.5Z

2

3

3

局扇

2×15KW

2

2

4

电话

CB—20

1

2

5

发爆器

MFB—100

2

3

6

风镐

FG-8

1

2

7

探水钻

ZDY-620

1

2

第六章主要生产系统

第一节通风系统

一、通风方式

采用压入式通风,用对旋式轴流局部通风机送风,供风距离570m。

二、掘进工作面风量计算

1、按瓦斯涌出量计算:

Q=100×q×k=100×0.85×1.5=127.5m3/min

式中:

Q——掘进工作面实际需要风量,m3/min;

100——单位瓦斯涌出量,以回风流瓦斯浓度不超过0.8%的换算值;

q——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,0.85m3/min;(根据掘进工作面瓦斯涌出量最大值计算)

k——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.5。

2、按炸药量计算:

Q=25A=25×7.8=195m3/min

式中:

Q——掘进工作面实际需要风量,m3/min;

25——每千克炸药不低于25m3的配风量;

A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量,kg;

3、按人数计算:

Q=4×n=4×9×2=72m3/min

式中:

Q——掘进工作面实际需要风量,m3/min;

4——每人每分钟不低于4m3/min的配风量;

n——掘进工作面同时工作的最多人数。

4、确定掘进工作面实际需要风量:

确定掘进工作面实际需要风量:

200m3/min。

5、掘进工作面风量、风速测算:

(1)根据巷道断面积和掘进工作面实际需要风量,验算煤巷风速为:

V=Q/S=200/(2.9×60)=1.15m/s>0.25m/s

式中:

V——巷道风速,m/s;

Q——巷道风量,m3/min;

S——巷道净断面,m2;

(2)根据《煤矿安全规程》中第一百零一条规定:

掘进中的煤巷、半煤巷最低允许风速为0.25m/s,最高允许4m/s,以上计算出的巷道风速为1.15m/s,符合《煤矿安全规程》规定。

附:

《通风系统示意图》

三、设备选型及局部通风机的安装地点

根据以上计算,选用FBD-N0:

6.3/2×15局部通风机两台,风量280~

190m3/min,采用Φ600mm的阻燃柔性风筒导风。

局扇通风机必须实现双风机、双电源、自动切换和风电、瓦斯电闭锁的控制方式,一台工作,一台备用。

局部通风机安设在主皮带运输巷,不影响皮带运行。

局扇安设高度离地面不低于0.3m。

主皮带运输巷(新鲜风流)→导风筒→20210运输巷(导风筒)→掘进工作面

掘进工作面(乏风)→20210切眼→集中回风巷→风井→地面。

第二节综合防尘

防尘供水水源来自地面瓦斯抽放泵房旁的防尘水池,工作面供水管直径不小于φ50mm,保证水质清洁,水中悬浮物含量不得超过150mg/L,粒径不大于0.3mm。

严格执行掘进工作面湿式打眼、放炮使用水炮泥、爆破喷雾、装煤岩洒水、冲刷岩帮、净化风流等综合防尘措施,具体规定如下:

1、防尘管路铺设:

防尘管路在风井筒内每隔50m设一个三通阀门,在掘进巷道内每隔50m设一个三通阀门,管路的接头、三通不得有流线性漏水,三通阀门必须上手把,手把必须安在人行道一侧。

2、净化水幕

(1)距工作面正头50m范围内安装一道放炮喷雾,距巷道开口30m以里安设一道净化水幕。

(2)净化水幕水管:

①水管的长度不得小于巷道宽度80%;②水管要安装在距顶板不超过30cm的位置;③水管的两端各安装一个喷嘴,其余喷嘴间距30~40cm。

(3)喷嘴的方向:

①距巷道口30m范围内的净化水幕喷嘴方向与风流方向一致;②距工作面50m范围内的放炮喷雾水管喷嘴方向与风流方向相反;③喷嘴方向要略向下,与巷道顶板基本平行。

3、转载点喷雾

(1)所有转载点都必须有喷雾设施,连接喷嘴设施时,必须连接阀门喷雾设施、管路接头,三通不得有流线性漏水,阀门必须安装在人行道。

(2)喷嘴高度安在距转载点40~50cm、宽度20cm的位置,而且喷嘴必须正对转载出矸(煤)点。

所有喷雾必须呈雾状。

4、巷道冲洗:

工作面的巷道要保持湿润,走路时煤尘不飞扬,巷道口的水管、

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