1500水平水仓及泵房开拓掘进作业规程.docx

1、1500水平水仓及泵房开拓掘进作业规程中柱煤矿1500水平水仓及泵房开拓掘进作业规程 工 作 面 名 称： 1500水仓及泵房 编 制 人： 毛建华 技 术 负 责 人： 审 核：主 管 矿 长： 施 工 负 责 人： 批 准 日 期： 2010年 3月 5日会 审 意 见会审单位及人员签字： 技 术： 矿 长： 安全矿长： 生产矿长： 机电运输： 后 勤： 一、存在主要问题二、处理意见目 录第一章 概况第一节 概述第二节 编写依据第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况第二节 煤（岩）层赋存特征第三节 地质构造第四节 水文地质第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置

2、6第二节 矿压观测6第三节 支护设计6第四节 支护工艺6第四章 施工工艺6第一节 施工方法6第二节 凿岩方式7第三节 装载与运输7第四节 管线8第五节 设备及工具配备8第五章 生产系统8第一节 通风8第二节 瓦斯11第三节 压风11第四节 综合防尘11第五节 防灭火11第六节 安全监控12第七节 供电12第八节 排水12第九节 运输12 第十节 通讯和信号12第六章 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 主要技术经济指标14第七章 安全技术措施14第一节 一通三防14第二节 顶板16第三节 爆破17第四节 防治水20第五节 机电22 第六节 运输23 第七节 其他26第8章

3、 灾害应急措施及避灾路线第一章 概 况第一节 概 述1、巷道名称：本作业规程开拓掘进的巷道为：1500水仓及泵房。2、用途：储水，排水和井下变电所之用。井口及工业场地位于矿区南部洒米陇附近，主斜井井口布置在原洒米陇煤矿主平硐西北侧30m处，井筒沿29号煤层底板岩层伪斜布置，井口标高+1595m，井筒方位144，坡度20，水仓及泵房布置在主井+1500车场翼，为矿井主排水仓和矿井主变电之用途。3、设计长度、工程量、坡度、服务年限：计划工程量210米，坡度+5，以29号煤层底板做伪斜穿层绕行施工，服务时间10年。4、开竣工时间：2010年4月1日附图1：开拓巷道布置平面示意图。第二节 编 写 依

4、据1、六枝特区中柱煤矿开采方案；2、贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字200767号）对六盘水市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复；3、贵州省煤田地质局实验室2004年9月提交的洒米陇煤矿2号、3号和7号煤层煤尘爆炸性鉴定报告和煤炭自燃倾向性鉴定报告。4、贵州省国土资源厅文件：（黔国土资储备字2007501号）关于贵州省六枝特区中柱煤矿资源/储量核实报告矿产资源储量评审备案证明及附件贵州省六枝特区中柱煤矿资源/储量核实报告矿产资源储量评审意见书（黔国土规划院储审字2007646号）。5、2010年度采掘开拓计划。6、中国矿业大学编制出版井巷工程规范。 第二章 地质情况第一节 地面相对位置

5、及邻近采区开采情况1、巷道相应的地面位置、标高：地面山坡，标高为+1500米。2、区域内的水体和建、构筑物：地面无建、构筑物，无水库。3、巷道与邻近29号煤层，相距约30米，而29号煤层无开采价值，煤厚平均只有0.5米，主井在施工过程中对29号煤进行了探放水，场未发现有水，因此都对本巷道无影响。第二节 地 质 构 造1）地层及地质构造（1）地层矿区内出露地层有：第四系（Q）、三叠系下统永宁镇组（T1yn）、夜郎组（T1y）、二叠系上统龙潭组（P3l）、二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P3）和二叠系中统茅口组（P2m）。现由新到老分述于下：A、第四系（Q）矿区内大部分地为风化残积、坡积物覆盖，低洼处和

6、沟谷中有洪积和冲积物堆积。厚度015米，一般厚5米左右。B、三叠系下统永宁镇组（T1yn）蠕虫状泥灰岩，灰色石灰岩，中厚层状，缝合线发育，黄绿色、灰色钙质泥岩，薄层状，中夹薄至厚层状石灰岩及泥灰岩，浅灰色石灰岩，中厚层状底部夹泥灰岩及钙质泥岩。厚543.57米左右。C、三叠系下统夜郎组（T1y）泥灰岩及钙质泥岩互层，厚层状鲕状石灰岩，紫色钙质粉砂岩，灰至浅灰色鲕状石灰岩，中部夹灰色粉砂岩、紫色钙质泥岩、浅灰绿灰粉砂岩夹数层薄石灰岩。厚521.70米左右。D、二叠系上统龙潭组（P3l）本矿区主要含煤地层，以灰至深灰色中细粒砂岩、粉砂岩为主，夹砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、粘土泥岩、薄层石灰岩及泥灰岩

7、，含煤32层，矿区内可采及局部可采煤层8层。厚412.70米左右。E、二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P3）灰绿褐色块状，细晶结构，具气孔及杏仁状构造，顶部为黄紫色凝灰岩。厚度40.90米左右。F、二叠系中统茅口组（P2m）矿区内出露不全，主要为浅灰色细晶质厚层状石灰岩，盛产蜒蝌化石。厚度不详。（2）地质构造矿区位于普郎煤田归宗井田中部，地层走向北西南东，倾向北东，倾角5661,属倾斜急倾斜构造。矿区内断层较发育，在矿界北部见10斜交逆断层、矿界中南部见F9斜交逆断层，矿界中部还有一断隐伏断层。F9：斜交逆断层，走向北东55,倾向东，倾角80，相对错动方向为北东盘向南西推移，切割地层为玄武岩组至夜郎

8、组一段，地表最大水平位移60米，距16、17-1号煤层16米。F10：斜交逆断层，走向北东20,倾向南西，倾角80，相对错动方向北盘向北推移，切割地层为龙潭组至夜郎组一段，地表最大位移45米。F*：隐伏正断层，仅03号钻孔7号煤层断缺。矿区构造复杂程度属简单类型。第三节 水 文 地 质矿区属于珠江水系,溪沟均为山区雨源型，流量变化幅度大，雨季暴涨，枯季流量较小，流水主要受大气降水控制。（1）地表水矿区所处地形起伏大，为构造侵蚀、溶蚀、剥蚀中低山地貌。矿区水系不发育，季节性小沟发育，属季节性溪沟，流量受大气控制明显。矿区最低侵蚀基准面为矿区内最低点，海拔高程为1545m，而开采煤层最低标高为13

9、00m，低于当地最低侵蚀基准面。（2）含（隔）水层特征A、碳酸盐岩岩溶裂隙水含水岩组：主要赋存于三叠系下统永宁镇组下段的灰岩和茅口组灰岩中。由于抗风化力较强，地表地势较陡，不利于大气降雨的补给，排泄条件也较差，大气降水通过垂直岩溶裂隙补给含水层，并通过岩溶裂隙、溶洞汇集、径流和排泄，含较丰富的岩溶裂隙水，富水性强。B、基岩裂隙水含水岩组：主要赋存于三叠系下统夜郎组（T1y）碎屑岩和和二叠系上统龙潭组（P3l）的煤系地层中。其中三叠系下统夜郎组（T1y）含风化裂隙水，具有较好的隔水性能，区域上起隔水层作用；二叠系上统龙潭组（P3l）由细砂岩、砂岩，泥质粉砂岩、泥岩及煤层组成，为矿区直接充水岩层，

10、含裂隙水，为弱含水层。C、松散岩类孔隙水含水岩组：主要赋存于第四系（）残坡积层孔隙内，矿区内主要分布于河流两侧、山麓处及地形较缓地带。厚度变化015米，一般厚5m左右。地下水赋存条件差，枯季一般不含水，局部松散层厚度较大的地带，含少量孔隙水。D、断层破碎带裂隙水含水岩组：鉴于矿界内地层泥质岩石较多，在构造应力作用下，原岩结构虽遭破坏，但裂隙皆紧闭，又在地下水作用下，断层带往往造成隔水墙。（3）构造裂隙水矿区内断层较发育，断层浅部因风化可能透水性稍好些外，深部含水性和透水性都很弱，因此在现有水文地质条件下各含水层通过断层带相互补给的可能性不大。（4）地下水的补给、径流、排泄条件地下水主要补给来源

11、为大气降水，由于矿区内岩层节理裂隙发育，大气降水通过基岩裂隙补给地下水，然后经短途径流后，通过井泉向低处泄流的方式向南面排出。（5）充水因素分析大气降水是矿床充水的主要因素。一般沿基岩裂隙渗入矿井，裂隙发育地段矿井充水会有所增大；地表水对地下水具有一定的补给作用，岩层渗透性好，含水性较弱。地表水与地下水之间可能发生联系，易引起矿床充水。在掘进过程中，要注意发生突水现象，应引起高度重视，特别是在靠近采空区时及上二叠统峨眉山玄武岩组基岩裂隙水，必须加强探放水工作，坚持“预测预报、有掘必探，先探后掘、先治后采”，必要时修筑防水墙，特别是矿区在今后的采矿生产过程中应加强水文地质勘查工作，做好防水和排水

12、工作，确保安全生产。（6）水文地质类型评述该矿是以大气降水为主的裂隙充水矿床，主要为顶板中所含裂隙水向巷道内渗漏，其次为老窑积水及采空区积水等。矿区的水文地质条件中等。（7）矿井涌水量设计根据生产实测涌水量情况，预计矿井正常涌水量80m3/h，最大涌水量240m3/h。该矿是以大气降水为主的裂隙充水矿床，主要为顶板中所含裂隙水向巷道内渗漏，其次为老窑积水及采空区积水等。矿区的水文地质条件中等，煤系地层本身含水弱。煤层开采时有滴水、淋水现象，对矿床开采影响不大，但在今后开采生产中应加强对采空区积水的监测，确保生产安全。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷 道 布 置1500水仓及泵房巷道布置：+

13、1500车场尾部开口至1500车场口贯通，坡度+5，巷道布置具体附图。第二节 矿 压 观 测为此本工程不进行矿压观测。第三节 支 护 设 计根据巷道围岩性质发及本工程设计情况，确定巷道支护形式，岩层采用锚喷，净断面积10.6 m2，砌碹掘进断面15.3m2，锚喷掘进断面11.4m2。见附图2：巷道支护断面图A，B第四节 支 护工 艺 待出完碴，符合断面要求时，及时架好拱架，拱架间距为1m，拱架必须架设牢固，顶帮背紧，拱架间加设撑木，拱柱要在实底上，柱窝深要大于20cm ,如柱窝在较松岩层中，柱脚要折一方木，或者架设地梁，局部空顶处要用木头背实接顶，不准有少柱缺腿现象。 见附图2：巷道支护断面图

14、。第四章 施 工 工 艺第一节 施 工 方 法一、正台阶工作面(下行分层)施工法 根据巷道的全高，整个断面可分为2个分层，每层的高度以23m为宜。上分层工作面高2.5m，超前2m左右；下层工作面呈450斜坡是为了便于溜放上分层工作面的矸石，在下分层装岩机装岩，施工组织采用“两掘一砌”，见下图。二、基岩施工方法 采用全断面一次掘进法，钻眼爆破，炮眼按光面爆破要求布置，为达到光面爆破要求，周边眼采用多打空眼，或少药炮眼爆破的原则。 1、钻眼工作 巷道采用激光指向仪定向，中线为巷道断面正中心。应用28型凿岩钻眼，打眼前打出锚杆孔。炮眼深度为1.7m，槽眼1.9m，平均每孔钻眼时间为5min。为避免钻

15、孔位导臂消耗过长的时间，钻孔要由外向里、先两侧后中间，自上而下钻进。当两台钻机打眼速度不同时，速度快的钻机就可以很方便地移过中线支援速度慢的钻机，以便两钻臂同时结束钻孔作业，减少单机作业的时间。炮眼布置见图。 2、爆破作业 巷道施工采用光面爆破技术。使用2号岩石硝铵炸药201卷，共30.15kg；毫秒延期电雷管67个，全断面一次爆破；掏槽方式为楔形掏槽，掏槽眼为8个，在岩石不稳定段为6个。爆破原始条件、爆破参数、预期爆破效果见下表：表1 爆破原始条件序号名 称单位数量1设计掘进断面m211.42岩石坚固性系数f463工作面瓦斯情况%4工作面涌水情况m3/h5炸药和雷管类型2号岩石硝铵炸药，V段

16、雷管 表2 爆 破 参 数眼号炮眼名称眼数炮眼深度/m角度装药量起爆顺序联线方式垂深斜长卷/眼小计/卷18掏槽眼81.501.607304321串联915辅助掏槽71.201.2576042821624辅助眼91.2090036232536辅助眼1243755周边眼1990023855664底 眼943665水沟眼1336667破碎眼21.20122合计共布置67个炮眼，总长83.95m共计201卷，重30.15kg表3 预 期 爆 破 效 果名 称单位 数量名 称单位数量炮眼利用率%80每米巷道炸药消耗量Kg/m30.15循环进尺m1.0每循环炮眼总长m/循环83.55每循环爆破实体岩石m3

17、11.40每立方米岩石雷管消耗量个/m35.88炸药消耗量Kg/m32.64每米巷道雷管消耗量个/m67 3、装岩工作 装岩速度的快慢主要在于装岩和调车两个环节。为调车方便，临时车场每月向前移动一次，一般至距工作面40m处。为缩短侧卸装岩时的行程，使用LZP-200型胶带转载机与侧卸装岩机配合装岩，以提高装岩速度。 4、支护工作 巷道为锚喷支护，采用161600mm金属涨圈式锚杆，锚杆锚固长度为1.8m，仅布置于巷道拱部，间、排距为0.8m。用ZHP-型喷射混凝土，初喷厚度不小于30mm，初喷段长度不超过40m。初喷混凝土和锚杆既作为临时支护又是永久支护的一部分。当顶板破碎时，则每次放炮后及时

18、喷射混凝土封闭围岩，然后再打锚杆。 5、设备保养和维护工作 利用凿岩机和侧卸式装岩机不同时使用的间隙对设备进行交替维修。维修工作的主要内容有：及时添加液压油、润滑油，检查各部动作，检查密封情况、履带紧情况，调整和 试各动作部分的压力，清理机器，对滑道擦式和涂油，等等。每个小班有维修工负责处理当班小故障及维修站，机械化作业线的设备上井后，由维修站系统检修(包括设备的中修)。设备大修则送往专业机修厂。 6、工作安排和循环作业方式 在1500水仓及泵房施工中采用“四掘两喷”平行作业，即四班每班6小时进行掘进和两班每班8小时喷射混凝土作业交叉进行，为掘、支平行作业。掘进班为“四六”工作制，喷射混凝土班

19、为“三八制”。这种作业方式循环安排均衡，循环时间充足。第二节 凿 岩 方 式 1、本工程大多岩巷，主要为爆炮掘进，其次是风镐修边。 2、爆破打眼使用YT-28型气腿式凿岩机以，风镐采用G10型。 3、采用V-13/8-1（风冷）空气压缩机一台从地面压风机房，通过2寸管子送到1500车场掘进巷道，然后通过1寸塑料管分送到工作面机头。第三节 装 载 与 运 输 装载、运输：采用人工装载，绞车提升，矿车从1500水仓1500车场主井，通过地面绞车提升至地面。第四节 管 线 敷 设 1、在主斜井开拓掘进施工中，所敷设的风筒、风管、水管、缆线、监控线路等吊挂应按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐，并每3至4

20、米设置固定挂钩 。2、风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。供风管使用2寸塑料管，供水管路使用1寸塑料管，距离工作面20米范围内使用胶管。3、风筒使用直径档600mm的软胶安全阻燃风筒，逢环必挂且不得漏风，风筒口到工作面不得超过5m。 第五节 设 备 及 工 具 配 备 所需设备、工具的配备情况如下表 设 备 及 工 具 配 备 表：序号设备、工具名称规格型号单位数量备注1提升绞车0.8台12风钻YT-28台43局部通风机152台2304风镐G10台35探水钻TXU-75A台16污水泵BQK-15/20A台22.2KW7激光指向仪JZB-1台1500M/127V8瓦斯突出探测仪MTT-99台19

21、发爆器MFB-100台4扒岩机台1第五章 生 产 系 统第一节 通 风 一、通风方式及供风距离施工过程中采用压入式通风方式，局部通风机安设在地面处。最长供风距离为300m。二、风量计算独立通风的工作面实际需要的风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算，并选取其量大值。掘进工作面需风量计算1按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q掘100q掘kd式中 Q掘掘进工作面实际需风量，m3/min；q采掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，取1.2m3/min；kd掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取Kd=2.0。 故 Q掘1001.22.0/604.0(m3/s)=2

22、40 m3/min2 按炸药使用量计算Q掘Ajb/(tc)式中 Aj掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取30.15kg；b每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，取0.1m3/kg；t通风时间，一般不少于20min即1200s，取1200s。c爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，一般取c0.02%。故 Q掘30.150.1/(12000.0002)=12.56 (m3/s)=753 m3/min3 按局部通风机吸风量计算Q掘QfIkf式中 Qf掘进工作面局部通风机额定风量，取Qf=240m3/min；I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数

23、，取1.30。故 Q煤掘411.30=5.2 (m3/s)=312 m3/min4按工作面工作人员数量计算Q煤掘4nj/60=0.067nj式中 nj掘进工作面同时工作的最多人数，取14人。故 Q煤掘0.06714=0.934 (m3/s)=56 m3/min硐室需风量计算泵房需风量按Q硐=1.0m3/s考虑。 三、风量验算（一）按最低风速验算岩巷掘进工作面的最低风量验算（Q岩）： Q掘15S煤600.25S掘600.2515.3229.5 m3/min=3.825m3/s；Q岩9S岩= 915.3 =137.7 m3/min=2.29 m3/s 式中 9岩巷掘进时工作面最低风速的换算系数；

24、S岩掘进断面积，S岩 = 15.3 。（二）按最高风速验算煤巷掘进最高风量：Q掘240S 604.0S掘 604.010.62544 m3/min=42.4m3/s；式中：S掘掘进工作面的断面积，10.6m2。经验算，取Q掘5.0 m3/s，满足风速验算的要求。 岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量（Q）： 式中 240换算系数； S断面积，10.6。（三）按掘进工作面温度和炸药量验算:炸/kg5520温度/6以下1622232616以下16222336需要风量/（m3min-1）405060506080按有害气体的浓度验算回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%，其他有害气体符合煤矿安全规

25、程规 p瓦/ Q掘 = 1% 式中 Q掘掘进工作面需要风量，m3/min； p瓦 瓦斯绝对涌出量，m3/min。 则Q掘p瓦/1%=3.07/0.01=307. m3/min 掘进工作面需要风量280m3/min满足以上条件，所以选JBT-52 11KW型局扇（四）、局部通风机的选型及安装地点选用JBT-52型局扇，风机安设在井口附近。第二节 瓦 斯1、掘进工作面回风流中瓦斯浓度大于1%，CO2浓度大于1.5%时，必须停止工作撤出人员，进行处理；2、推进工作面风流中的CO2浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，采取有效措施进行处理；3、因停电或维修，风机停止运转，要恢复通风，所

26、有受到停风影响的地点都必须经过通风、瓦斯检查人员检查，证实无危险后，方可恢复工作（瓦斯浓度小于1%，CO2小于1.5%），临时停工的地点不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏，提示警标，禁止人员入内，严禁在停风或在瓦斯超限的区域内进行机电维修等作业；4、瓦期检查制度：掘进工作面每班至少检查三次瓦斯和CO2浓度，本班没有进行工作的工作面，每班至少检查一次，瓦斯检查人员必须执行瓦斯巡回制度、请示报告制度，并认真填写瓦斯和CO2检查记录，瓦斯和CO2浓度超过本规程的有关条文规定时，瓦检人员有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点，进行处理，并向上汇报；第三节 压 风 风源来自地面压风机房，选用 V-13/8-1 空压机1台，自空压机房经主井、+1500车场用风管送到工作面。压风机出口风压为6MPa，工作面风压不小于5 MPa。第四节 综 合 防 尘 防尘供水水源：地面防尘池主井工作面。采用湿式钻眼、水炮泥、爆破喷雾、冲洗巷帮装岩（煤）洒水等综合防尘措施。 第五节 防 灭 火 该工程采用湿式打眼，喷雾降尘，防火重点是煤层自然发火倾向，电缆、机械摩擦和人为火灾。1500车场硐室备有砂子，可直接用于灭火。防火水源来自地面消防池经主井、通过2寸管路和1寸管路接到工作面。