隆岩31煤溜煤眼措施.docx
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隆岩31煤溜煤眼措施
神木县隆岩煤业有限公司
3-1煤溜煤眼施工安全技术措施
陕西省三秦建设集团总公司
二0一三年五月二十二日
目录
一、工程概况………………………………………………………6
二、地质水文概况…………………………………………………6
三、施工方法………………………………………………………6
四、施工安全技术组织措施………………………………………8
矿审批栏:
编制人:
施工负责人:
生产技术科:
通风科:
机电科:
安检科:
总工程师:
会审意见:
安全技术措施学习和考试记录表
负责人:
传达人:
井筒:
3-1煤溜煤眼
贯彻
时间
听传达人
贯彻
时间
听传达人
年
月
日
姓名
成绩
签字
年
月
日
姓名
成绩
签字
一、工程概况
溜煤眼位置位于3-1煤运输大巷与主斜井立交处,上口在3-1煤运输大巷,落底在主斜井顶板,深度8.8m,圆形断面,锚网喷射混凝土支护,净断面18.086m2,掘进断面21.23m2,净径Φ4.8m,荒径Φ5.2m,锚杆为Φ20×2.0m的螺纹钢锚杆,间排距1000×1000mm,喷厚200mm,金属网格为 Φ6.0钢筋点焊网,网格为100×100mm,网幅为1×2m,先锚网支护,初喷、复喷混凝土至100mm,然后继续锚网支护,再初喷、复喷混凝土达设计喷厚200mm;喷射砼强度等级为C30。
二、地质水文概况
溜煤眼由上向下穿过的岩层依次为①细砂岩,厚6.8m,灰黑色,细粒结构,含少量白云母,厚层状,硅质胶结,致密,坚硬,层理水平。
② 中砂岩,浅灰色,中粒结构,长石为主,含少量石英及黑云母,厚层状,硅质胶结,致密坚硬。
三、施工方法
1、施工方案
采用钻机沿溜煤眼中心线钻一直径120mm钻孔,然后四周依次打下四个钻孔,采用钻爆法由下向上掘进,掘进出一直径约1.2m的圆筒,深8.8m,最后再将溜煤眼由上向下刷大至设计直径,矸石由钻孔溜至主斜井,由主斜井大巷、3-1煤绕道、3-1煤运输大巷、联络巷、3-1煤辅助运输大巷、副斜井、副斜井井口、地面排矸场。
排矸采用30装载机一台,井下防爆胶轮车两台配合装载与运输。
2、施工工艺
①掘进
钻爆法掘进,光面爆破,系用YTP――26型凿岩机钻眼,钻杆为Φ22mm六角中空钻杆,Φ42mm“一”字型钻头,钻杆长度为2.4m。
使用煤矿许用二级乳化炸药,药卷规格为Φ35×200mm×150g,毫秒延期电雷管,总延期时间不超过130ms,采用MFB-200型发爆器起爆。
沿钻孔向外布置炮眼,眼深为2m,周边眼布置在设计轮廓线内200mm位置,眼孔向外偏2ο。
②支护
A锚杆支护
锚杆为Φ20×2000mm的螺纹钢树脂锚杆,锚深2050mm,托盘为150×150×8mm,锚固剂为两支K2335型。
锚杆间排距为1000×1000mm,三花布置,锚杆垂直于溜煤眼周边轮廓线,其最小角度不小于75ο,托板紧贴岩面,锚杆外露长度不大于50mm,锚固力不小于70KN,锚杆安装好后必须用扳手拧紧,确保扭矩达到100N.m.打锚杆前先检查掘进断面尺寸,掘进断面尺寸符合设计规格后,方可进行锚杆支护,喷射混凝土,初喷50-60mm,复喷至100mm;然后继续进行锚网支护,喷射混凝土,初喷150-160mm,复喷至200mm达到设计要求。
金属网采用Φ6.0mm钢筋点焊而成,网幅为1000×2000mm,网格为100×100mm。
B喷射砼支护
喷射砼强度等级为C30,喷厚200mm,隆岩煤矿生活饮用水,蒙西牌P.O42.5R普通硅酸盐水泥,石子为5—10mm,砂子为中细河砂,配合比为水:
水泥:
砂子:
石子为0.38:
1:
1.11:
2.72,水灰比为0.40——0.80,速凝剂用量为水泥用量的3—4%。
喷浆前先冲洗岩面,喷头与受喷面距离为0.5---1m,喷浆厚度不小于200mm。
③施工工艺流程
打眼—装药连线放炮—攉矸—打锚杆、挂网—喷浆清底—二次打锚杆、挂网—喷浆清底
四、施工安全技术组织措施
1、爆破图表附后
2、支护断面图、剖面图附后
3、循环组织图表附后
4、劳动组织形式
采用“三八”制作业每班完成一个掘进支护循环。
劳动配备表附后。
5、施工辅助系统
1)溜煤眼下口采用一台30装载机和两台井下防爆胶轮车配合装载于运输。
矸石车:
主斜井大巷 → 3-1煤绕道 → 3-1煤运输大巷 → 联络巷 →3-1煤辅助运输大巷→ 副斜井大巷→副斜井井口 →地面排矸场 。
空车:
料车:
地面 → 副斜井井口 → 副斜井大巷→3-1煤辅助运输大巷→联络巷→ 3-1煤运输大巷 → 3-1煤绕道→ 主斜井大巷溜煤眼用料地点
2)通风系统
由于溜煤眼刷大时钻孔打通,溜煤眼施工时,已形成通风系统。
风流方向:
3-1煤主运输大巷 →联络巷→ 3-1煤回风巷 → 回风斜井大巷 →地面
准备1台15KW局扇作为备用,预防钻孔堵孔时使用,15KW局扇供风量为320m3/min
掘进所需风量计算
按瓦斯涌出量
Q=100qk=100×0.1×2=20m3/min
q:
瓦斯绝对涌出量,依据3-1煤运输大巷实测煤体最大绝对涌出量0.1 m3/min
K:
瓦斯涌出不均衡系数取2.0
按工作面最多人数计算
Qi=4N=4×12 =48 m3/min
经计算15KW局扇供风量能满足施工所需风量。
3)压风、供水系统
压风供水均来自地面压风管、压力水管
4)供电系统
溜煤眼用电引自地面临时中央变电所。
5)排水系统
工作面施工水及井壁涌水经钻孔排至主斜井下山临时水仓,然后经主斜井大巷,排至地面。
6)锁口、封口盘、人行梯等
溜煤眼上口锁口直接采用挂双网锚喷支护,喷厚200mm,锁口上部沿高于溜煤眼上口200mm,在安装封口盘前溜煤眼上口中四周搭设栅栏,栅栏高度不小于1.2 m。
溜煤眼施工至垂深5m时,为保证人员安全,溜煤眼上口加装封口盘,封口盘预留材料口、风筒口,行人口,其中材料口安装推拉式井盖门,除下材料、工器具时,其它时间常闭。
人行梯为自制钢丝绳软梯,利用锚杆固定在溜煤眼井壁上,每节长2.5m,随溜煤眼掘进向下沿伸,下放软梯。
施工所用的压风、压力水,喷浆管路均采用橡胶软管,并在溜煤眼上口固定。
(敷设在 12.5mm钢丝绳上,并卡在上口底板锚杆上。
喷浆机布置在溜煤眼井壁靠近人行梯侧,压风、压力水管路多余部分盘好,上部固定在溜煤眼上口底板上,随着溜煤眼掘进深度增加而下放。
喷浆软管上部固定在溜煤眼上口底板上,随溜煤眼掘进深度增加接长喷浆软管。
6、安全技术措施
(1)掘进安全作业安全措施
1)接班时,班组长和安全员必须对工作面安全情况进行全面检查,坚持敲帮问顶制度,确认无危险后方可进入工作面作业。
2)打眼前必须将反井钻孔用蓖子(φ20钢筋加工,网格100×100㎜,直径不小于2m)盖严。
3)进入工作面的所有人员必须配戴保险带,并生根于专用保险绳(固定在煤仓帮锚杆上的φ18.5钢丝绳,留长不超过反井钻孔)上。
4)检查煤仓底板内有无大块矸石,如有大块矸石,及时清理,以防滚落伤人。
5)打眼时钻头必须落在实体岩石(煤)上。
6)严禁在残眼内继续打眼,若遇瞎炮,按《煤矿安全规程》第342条执行。
7)严禁做与装药无关的工作与其平行作业。
8)装药前,切断电源,并撤出工作面机具。
9)放炮员制作引药时,应在支护良好、避开电器设备、电缆和导电体的地方。
10)放炮员必须持证上岗,严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度。
11)放炮前必须撤出工作面的所有人员,并打开井盖门,在安全位置设置警戒,放炮员只有在确认警戒已经设置好并且警戒区内无人后,方可放炮。
直巷警戒距离大于120m,拐弯巷道警戒距离大于75m。
12)爆破工作只能由专职放炮员担任,瓦检工作只能由专职瓦检员担任。
13)不使用过期、变质炸药,不用或用剩的爆破材料班后及时交回爆破材料库。
14)爆破严格执行《煤矿安全规程》第315~342条规定。
15)放炮后,待炮烟散尽,由放炮员、班组长、瓦检员对工作面进行检查,确认安全后方可生产。
验炮时间不小于30分钟。
16)放炮后检查反井钻孔是否有堵,若堵眼严格按后面第2项堵眼处理措施进行处理,严禁盲目处理发生意外事故。
17)必须坚持先检查后工作原则,先恢复通风,再检查顶板、支护、通风、瓦斯、钻具等,严禁空顶、微风、瓦斯超限、钻具缺陷作业。
18)风水管与钻具连结牢固,固定可靠,严禁打结,严禁无水打干眼。
19)当溜煤眼与主斜井大巷贯通距离剩下2m时,要掌握炮眼深度,为防止将炮眼打透发生拔炮,要预留500mm厚岩石。
放炮贯通后,人员在下部搭脚手架,将未放掉岩石用风镐刷掉。
堵眼处理措施
1)在保持工作面正常通风并检查钻孔周围瓦斯浓度不超过1%的情况下才可处理。
2)放炮后发生堵眼时要派有经验的工人2~3人处理。
3)所有进入工作面检查及处理人员必须将保险带系于专用保险绳上,并限位不超过钻孔位置。
4)处理堵眼的人员必须明确反井钻孔位置,并配戴好保险带,一人监护、一人检查。
5)发生大矸堵眼需打眼放炮时,打眼工、风锺均需用保险带系牢并生根于专用保险绳上,并使作业人员限位不超过反井钻孔位置。
6)发生碎矸堆积堵眼时,检查人员用长钎杆捣反井钻孔位置,以此透通钻孔。
7)从钻孔向下攉矸前,必须提前联系好溜煤眼下部人员设好警戒距离,确认无人后方可攉矸,当下部积矸达到巷道断面2/3时停止攉矸,及时出下部矸石。
(2)支护作业安全技术措施
1)严禁空顶作业,锚杆支护必须紧跟迎头。
2)打锚杆眼前,必须先敲帮问顶,处理掉危矸、活矸,并密切注意顶帮情况。
3)必须坚持“敲帮问顶”原则,由班长或有丰富实践经验工人担任,由外向里,先顶后帮,找尽活矸,对找不下的危矸及时临时支护。
4)锚杆支护必须坚打一装一原则,锚杆角度、间排距深度符合设计要求,托盘上紧。
5)空帮支护距离不准大于1000mm.
6)喷浆支护或处理喷头,输料管堵塞时,严禁喷头对人。
7)溜煤眼下部喷浆时,由于已和主斜井大巷贯通,喷浆时,要搭设脚手架,人员蹬高作业必须佩带保险带。
8)检修喷浆机或喷浆结束必须停电、停机、开关加闭锁,操作按钮不离喷浆机。
9)初喷厚度厚度不小于50mm,复喷后达到设计厚度200mm,复喷距离工作面不超过2米。
10)金属网必须搭接牢固,搭接率不小于90%。
11)风水带连接、固定安全可靠。
(3)提升运输、装岩、安全技术措施
1)装载机和井下防爆胶轮车司机必须持证上岗。
2)软梯钢丝绳每班检查。
3)下放物料必须绑扎牢固。
4)吊篮与钢丝绳连接牢固可靠,并坚持每班检查。
5)接班时,装载机和井下防爆胶轮车司机和当班维护必须检查车辆各部件情况,发现不安全隐患立即整改。
6)井盖门除上下材料时,必须常闭,并设专人把守。
7)溜煤眼上口把钩工必须配带保险带,并生根牢固。
(4) 通风及预防瓦斯积聚和火灾事故的安全措施
1) 加强通风管理,减少漏风保护好通风设施杜绝出现无计划停风严格执行《煤矿安全规程》第106~155条中有关通风防止瓦斯积聚规定。
2) 局部扇风机和工作面的电器设备之间,必须装设可靠的风电闭锁装置。
3) 矿井因故停电,检修主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后,所有人员必须及时撤到新鲜风流处或及时上井。
恢复通风时,,必须经过通风瓦检人员的检查,证实无危险后方可恢复工作。
4) 每次恢复通风前,必须首先检查瓦斯,只有在工作面瓦斯浓度小于1%且局扇及其开关10m范围内的瓦斯浓度小于0.5%方可人工启动局扇 。
瓦斯浓度超过1%小于3%时,由通风部门制定排放瓦斯措施审批后,进行瓦斯排放达到要求后方可复工,当浓度 >3%时,报总工程师批准,同救护队组织排放。
5) 加强供电管理,严格执行停送电管理制度,避免漏电事故,严禁带电检修和搬迁电气设备,避免撞击及磨擦火花,杜绝明火作业,消灭电器失爆。
6) 严格瓦检制度,杜绝假检、空检、漏检。
7) 入井人员必须随身携带自救器,并会熟练使用。
8) 出现了瓦斯积聚现象,要汇报通风、调度,并及时排除。
9) 工作面风流中瓦斯浓度达到1%时,必须停止放炮,查明原因,进行处理,电动机及其开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止运转,切断电源,撤出人员进行处理,
10) 加强瓦斯检查,每班检查至少三次,尤其是接近3#煤层时,如发现瓦斯涌出异常,要由专人连续检查,检查结果及时向调度室汇报,并通知现场工作人员,如瓦斯超限要立即停止作业,工作人员撤至安全地点。
11) 万一工作面发生瓦斯,火灾事故,要听从班长指挥,佩戴好自救器,按避灾路线,迅速撤退,并及时向调度室汇报。
12) 在撤退过程中,遇有冲击波及火焰袭来时,应背向冲击波,俯在底板或水沟内,头部位于最低处躲避。
13) 当不能撤离灾区时,要利用风筒、木板、工作服搭风障,阻止和减少有害气体进入,并用压风管供新鲜空气,并及时敲帮打轨道或管路,发出呼救信号以便与外界联系,耐心等待营救。
14) 必须实行瓦斯电闭锁(风机前)设甲烷断电仪。
(5) 综合防尘措施
1) 坚持装岩洒水,放炮后洒水降尘。
2) 坚持湿式打眼。
3) 工作人员佩戴防尘口罩。
(6) 电器设备使用安全措施
1) 井下电器设备、缆线杜绝失爆。
2)电器设备及缆线必须经防爆小组检查合格后方可入井。
(7) 其它安全技术措施
1) 所有人员必须熟悉井下避灾路线,在紧急情况下能够快速撤离。
2) 在安装封口盘前煤仓上口四周用栅栏围严,并设警示牌。
(8) 避灾线路
1)水灾避灾路线
溜煤眼上口:
工作面 → 3-1煤绕道 →主斜井大巷→ 主斜井井口 → 地面
1)火灾避灾路线
溜煤眼下口:
工作面 → 主斜井大巷 →主斜井井口→ 地面
7、 质量标准
1) 掘进质量标准
① 中心线至帮距离不小于设计值,不大于设计值200mm。
② 严格按光爆要求施工。
2) 锚杆支护质量标准
① 杆体及配件的材质规格强度结构必须符合设计要求。
② 锚固剂的材质规格性能必须符合设计要求。
③ 锚杆安装必须密贴壁面。
④ 抗拔力不小于设计值。
⑤ 锚杆间排距与设计值偏差不超过 100mm。
⑥ 锚杆孔深不小于设计值,不大于设计50mm。
⑦ 锚杆垂直于溜煤眼轮廓线,角度不小于75度。
3) 挂网支护质量标准
金属网必须密贴壁面,勾结率不小于90%。
4) 喷射砼质量标准
① 中心线至一帮距离不小于设计值,不大于设计值100mm。
② 喷厚不小于设计值。
③ 平整度不大于50 mm。
9、质量保证措施
1) 加强职工队伍培训,不断提高职工素质和质量意识。
2) 严格质量验收,以质考核。
3) 施工人员必须掌握巷道设计尺寸和质量标准要求,严格按设计施工,并上尺、上线。
4) 积极开展全面质量管理工作,重点搞好工序管理和标准化管理工作。
5) 严格执行光面爆破制度。
施工设备及工器具配备表
序号
名 称
规 格
单 位
数 量
备 注
1
装载机
30型
台
1
2
风动凿岩机
YTP-26
台
4
3
风镐
G10
把
3
4
喷浆机
ZP-V
台
1
5
局扇
28KW
台
1
6
井下防爆胶轮车
台
2
7
甲带式给料机
GLD2000\7.5\S
台
1
各项经济技术指标
序号
项 目
单 位
数 量
1
掘进断面
M2
21.2264
2
净断面
M2
18.0864
3
循环进度
m
1.8
4
循环出矸量
m3
38.2075
5
班进度
m
1.8
6
日进度
m
3.6
7
月进度
m
90
8
需在册人员
人
36
9
工效
m/人 日
0.09
10
每米锚杆用量
套/m
16.4
11
每米巷道钢筋网用量
m2/m
16.3
12
每米巷道喷射砼量
m3/m
3.14
13
每米巷道炸药用量
Kg/m
25.4
14
每米巷道雷管用量
个/m
43.8
劳 动 力 配 备 表
序号
工种
班次(人)
小计
一 班
二 班
模 班
三班
1
打眼工(兼)
点眼工
2
2
2
6
3
装载机司机
1
1
1
3
4
推车/上料工
1
1
1
3
5
喷浆机司机
1
1
1
3
6
井下防爆胶轮车司机
2
2
2
6
7
喷浆工(兼)照灯工
1
1
1
3
8
放炮员
1
1
1
3
9
班 长
1
1
1
3
10
维护工
1
1
1
3
11
跟班队长
1
1
1
3
12
合 计
12
12
12
36
断面爆破原始条件表
序 号
名 称
单位
数 量
备注
1
掘进断面积
m2
21.226
2
炮眼个数
个
79
3
炮眼深度
个
2
4
岩石硬度
f
4 ~ 6
5
雷管数量
个
79
6
装药量
Kg
45.8
断面预期爆破效果表
名 称
数 量
单位
名称
数量
单位
炮眼利用率
90
%
每米巷道炸药消耗量
25.4
Kg/m
每循环进尺
1.8
m
每循环炮眼长度
158
m
每循环爆破实体岩石
50.868
m3
每立方岩石炸药消耗量
1.11
Kg/m3
每米巷道雷管消耗量
43.8
个/m
每立方岩石雷管消耗量
0.64
个g/m3
爆 破 参 数 表
眼位
炮眼
名称
炮眼个
数/个
间距/mm
眼深
mm
装药量
卷/眼
小计(kg)
起爆顺序
联线
方式
1~5
掏槽眼
5
900
2000
5
5
I
串联
并
联
6~17
辅助眼
12
599
1800
4
9.6
串联
18~33
辅助眼
16
600
1800
3
7.2
II
串联
34~49
辅助眼
16
600
1800
3
12
III
串联
50~64
周边眼
15
600
2000
2
12
IV
串
联
66~79
周边眼
15
600
2000
2
12
合计
79
45.8
3-1煤爆破三视图