390水平岩石运输巷掘进工作面安全技术措施

1第一章概况第一节编制依据一、相关技术规范1.本作业规程依据《煤矿安全规程》、《职工岗位技术操作规程》。2.天池煤矿采掘工程平面图，井上、下对照图。3.根据天池煤矿巷探执资料。4.天池煤矿2012年生产接替计划。第二节巷道布置一、巷道名称在《作业规程》掘进的巷道为+390m南运输岩巷，布置在煤层底板茅口灰岩中。二、巷道用途、设计长度、工程量及服务年限该巷掘进主要目的是：（1）为+390m南岩巷通风、行人、运煤，布置钻场抽采瓦斯。（2）本巷道设计长度800m，每隔30米掘一钻场，+390m南岩运输巷施工方位212°，坡度5‰，有测量人员放定。该巷道服务年限4年。附图：+390m南岩巷施工布置图。二、预计开工时间2本掘进工作面预计自2012年4月份开工，预计2013年2月份竣工。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地面相对位置及邻近采区开采情况见下表：井上、下对照关系情况表水平、采区+390m南工程名称+390m南运输岩巷地面标高（m）+1000—+1100井下标高（m）+390m地面相对位置及其它地面高低起伏，工作面对应地面无建筑、河流及相关水体。地面主要为山区，巷道掘进对地面无影响。井下对应位置对掘进巷道的影响本掘进巷道在+390m南一采区回风巷向南掘进，以北已掘成巷岩石运输大巷，其上部是正在回采的+540八采区，两巷垂距150米，对掘进无影响邻近采掘情况对掘进巷道的影响相邻北面是已掘成巷岩石运输大巷，南面是未采掘的井田边界，上部是+540运输巷，对掘进巷道无影响。第二节煤（岩）层赋存特征该运输巷布置于茅口组（P1m2）第二段，巷道岩性为茅口灰岩，f=8-10，坚硬岩石。顶部为灰白色厚状石灰岩，厚约19.2m；上中部为深灰色厚层状灰岩，上部为深灰色厚层状灰岩，含燧石结核，并夹有厚约6m细晶灰岩；下部为深灰色厚状灰岩，夹3有薄层泥灰岩及钙质泥岩，含燧石。岩层走向为南320西左右，煤岩层倾角一般为75—800左右。煤层特征情况表指标参数备注煤层厚度（m）1.54煤层倾角（0）75—80煤（岩）层硬件度f8—10煤层层理（发育程度）较发育煤层节理（发育程度）不发育自燃发火期（d）自燃绝对瓦斯涌出量（m3/min）6.81煤尘爆炸指数%19.37地温（0C）20属地温正常区围岩类型Ⅳ较稳定围岩煤层底板情况顶板名称岩石类别硬度厚度岩性特征顶板老顶砂岩、砂质泥岩菱铁矿f=81.86易碎裂、受大力、易垮落直接顶泥岩f=4.50.48易碎裂、易垮落伪顶炭质泥岩f=41.14易垮落底板直接底泥岩f=4.51.52岩性松软、易垮落老底粉砂岩、泥岩f=63.52结构较松散、易碎第三节地质构造根据地质队提供的资料分析，该区域为单斜构造，施工巷道区域地质条件比较简单，属龙王洞背斜西翼，全煤地层为二4迭系上统龙潭组（P1L）下部，合煤五层，K1煤层在区内较稳健，属主要可采煤层。因此，在掘进过程中，有可能出现次生小断层。故在掘进时必须注重地质构造的变化情况，特别要注意伴生的小断层将会破坏本区煤、岩煤，造成煤、岩层破碎，必要时采取针对性措施。第四节水文地质一、基本情况根据地质报告及相邻掘进巷道的资料分析，该区域水文地质相对简单，对掘进无大的影响。该掘进面布置于茅口灰岩上段（P1m2），在掘进过程中主要需注意防止岩溶和裂隙水，掘进作业必须严格执行“有疑必探，先探后掘”的探放水原则进行掘进，探放水措施见后面详细介绍。二、预计涌水量根据邻近采区岩巷掘进工作面涌水量情况进行分析，预计该面涌水量为0—2m3/h，主要为巷道局部淋水和裂隙水。第三章巷道断面及支护第一节巷道断面一、巷道形状根据地质资料，巷道均布置在茅口灰岩内，围岩条件较好，根据经济适用原则，+390m南岩巷设计为圆弧拱断面。二、断面尺寸+390mS岩巷及石门钻场的断面为：掘进断面为S掘=8.3m2，5净断面为S净=8.2m2。净宽3米，全高2.9米，强高2米，拱高0.9米，车场净断面11.56㎡，净宽3.9米，全高2.9米强高2米，水沟宽0.5米，深0.4米附图：+390m岩巷断面图第二节支护设计一、支护设计根据矿历年在茅口灰岩中施工掘进的经验，确定采用裸体支护形式，即利用围岩自身的强度对巷道空间进行支护，不采用其它支护方式。二、设计方法1、根据目前掌握的地质资料，结合我矿已施工区域巷道的经验数据，采用工程类比法进行该面支护设计。2、类比工程的选择与比较+540m北翼运输大巷和+640m、+790m运输大巷布置于茅口灰岩上段P1m2，采用裸体支护，此巷道分别施工于1970-1980年，目前该巷已服务30年，目前通风、行人情况良好，本次掘进施工的巷道与上述巷道的地质情况完全相同，均布置于同一岩层，岩性接近，故选择+390m运输岩巷支户设计类比对象是科学合理的。第三节支护工艺一、支护工艺+390m南运输岩巷采用裸体支护方式，支护工艺较简单，6应加密巷道的周边炮眼布置，使其巷道的轮廓面形较好，不出现顶、帮凹凸现象。施工的工程质量必须符合巷道设计断面，工程质量物检验标准严格按下表进行。二、质量标准与检验质量标准检验表项目设计尺寸（mm）合格（mm）优良（mm）+390m南岩大巷0—+1500—+100巷道净宽（mm）中左（1500）0—+1500—+100中右（1500）0—+1500—+100巷道净高（mm）腰线上（1400）0—+1500—+100腰线下（1500）0—+1500—+100第四节轨道及道床+390m南运输岩巷铺设15kg/m的钢轨和水泥轨枕或木轨枕，轨距600mm，轨枕间距不得大于0.8m，道床高度不得低于120mm，道碴使用碎矸石铺设，其粒度为30mm。掘进工作面的正式轨道必须紧跟耙斗机后面，保证距耙斗机的距离不得超过15m，工作面的临时轨道必须铺设好。保证矿车安全平稳通过。轨道及道床参数表（单位：mm）轨道型号轨距轨道与巷道中心距道床高度道碴厚度碴面至轨面间距轻枕间距道碴粒度排水孔径排水孔间距15kg/m60014012021032070030无无第五节巷道排水沟7根据水文地质报告提供的资料分析得知，该面涌水量为0—2m3/h，主要为巷道局部淋水和裂隙水，+390m岩巷在掘进水沟时，在巷道右帮布置水沟，其水沟的相关参数详见下表。排水沟有关参数（单位：m2、mm）水沟排水量水沟净断面水沟掘进断面水沟净高度水沟掘进高度水沟掘进宽度水沟净宽度浇筑宽度水沟盖板2m3/min0.20.28400440700500200无第六节巷道管线布置一、压风管、防尘供水管及临时管道的布置及固定掘进工作面的压风管、防尘供水管布置在巷道的右帮，距巷道底板高度不得低于300mm，在巷道右帮每间隔4m打一个吊挂风水管眼，眼深300mm，用于压风管、防尘供水管的放置，放置时在要保证其稳固，不被滑落。压风管、防尘供水管紧跟耙斗机后面，并距碛头的距离不得小于30m，随掘随移，工作面碛头钻机处用皮管联接。二、电缆、通讯、监测线敷设及电缆沟的固定掘进工作面的电缆、通讯、照明、监测线敷设在巷道的右帮，并距巷道底板高度不得低于1500mm，电缆钩间距为2000mm。三、风筒吊挂及出口到工作面距离掘进工作面风筒应使用大线吊挂布置在巷道的右帮，风筒吊挂必须平、直、稳，无死弯和破口，以减少通风阻力和风量损失。风筒出口距工作面不得大于5m，风筒吊挂眼每隔3m一8个，高度1.8m。第四章施工工艺第一节施工方法一、掘进方式掘进采取钻眼爆破法掘进，掘进巷道全断面一次成巷。在施工掘进前，施工队先处理好开口前的安全支护等工作，保证施工开口的安全。要注意保护好管、缆及设备，以防止放炮时损坏，在巷道开口前，由测量组到现场施放中、腰线，施工队必须严格按中、腰线进行施工。二、掘进机具巷道施工打眼使用7655型气腿式凿岩机，1吨固定式矿车出矸，P—30B型装岩机装矸，蓄电瓶机车运至+390轨道上山车场，绞车提升到+540m车场运到地面，1—5段毫秒电雷管，二级煤矿安全许用炸药，FDA100型智能放炮器启爆。三、工作面工艺流程安全检查→清找悬矸→打眼→装药连线→停电撤人→站岗警戒→启爆→炮后间隙30分钟待炮烟吹散后检查工作面瓦斯浓度→安全检查→清找悬矸→转碛头装矸→运输→二次循环作业→文明生产。第二节爆破作业一、爆破参数定额1、单位岩体炸药消耗量（kg/m3）和单位岩体雷管消耗量9（发/m3）。根据井巷掘进材料消耗定额，该巷道地质说明书岩石硬度等级f=8—10，断面积S掘=8.3m2，单位岩体炸药消耗量取2.08kg/m3。2、炮眼直径由于我矿使用炸药直径为32mm，为便于装药，帮炮眼直径取38mm。3、炮眼深度为保证施工质量，决定采用浅眼爆破循环作业。预计炮眼利用率为85%，根据月计划要求，每循环进尺达到0.90m，故炮眼深度为1.5m，现场采用的7655型气腿式凿岩机能满足此要求。4、炮眼数目确定1）确定循环炸药消耗量Q=qSLη=2.4×8.3×1.5×0.85=25（kg）2）炮眼数目：已知药卷直径为32mm的煤矿安全许用二级炸药，m=0.2m；p=0.2kg，取α=0.5，得：N=pmqS=33≈30（个）5、炮眼布置1）掏槽眼采用楔形掏槽，槽眼对称巷道中线并偏下布置，取槽眼排距为0.5m，成对炮眼眼底距离为0.2m，槽眼与工作面水平夹角10680，故槽眼深度为1.8m，由此得成对槽眼眼口间距为1.2m，共6个。2）周边眼根据质量管理要求，保证巷道成形效果，顶、帮眼应适当加密，共布置炮眼12个，间距500mm，底眼布置9个，间距500mm，周边眼总计共18个。3）辅助眼根据已确定好的槽眼、周边眼之间的间距，均匀地布置辅助眼，以求扩大掏槽，获得更好的爆破条件。共布置6个辅助眼，间距为500mm。通过炮眼布置，得炮眼总数为33个，水沟眼1个6、各炮眼装药量分配1）掏槽眼：为了取得较好的效果，槽眼装药系数比其余炮眼多取，故α=0.5。每眼装药卷数1.8×0.5÷0.2=5（卷）槽眼装药量6×5×0.2=6（kg）2）辅助眼：α=0.5每眼装药卷数1.5×0.5÷0.2=4（卷）辅助眼装药量9×4×0.2=7.2（kg）3）周边眼：炸药余量为11.8kg，故每眼装药卷数11.8÷18÷0.2=3.2≈3（卷）周边眼装药量18×3×0.2=10.8（kg）114）水沟眼装药量=1.5×5×0.2=1（kg）总炸药量为：6+7.2+10.8+1+0.4=25.4（kg）通过计算，单位岩体雷管消耗量为4.1发/m3，单位岩体炸药消耗量为3kg/m3。附图：掘进炮眼布置图、装填药结构图二、爆破说明表（详见爆破说明表）三、放炮执行地点运输巷施工，放炮执行地点设于巷道内的躲避硐室内，每次放炮执行地点必须距工作面碛头不小于200m。四、警戒设置及撤人范围1、每次放炮作业，必须撤出掘进工作面的所有人员到放炮执行地点，并在执行地点站岗警戒，由当班班长负责安排布岗责任人员，布岗责任人必须认真履职，放炮后，由班长负责安排专人撤岗。2、放炮作业地点必须悬挂“放炮执行地点牌”。附图：放炮警戒布置示意图第五章生产系统第一节掘进通风一、通风方式1、通风方式掘进工作面的通风方式采用压入式通风。2、风筒敷设方式12工作面的风筒采用钢丝绳进行吊挂，吊挂平、直、稳，无死弯和破口，以减少通风阻力和风量损失。风筒出口距工作面不得大于5m，风筒吊挂眼每隔3m一个，高度1.8m。3、供风距离掘进工作面在掘进时，局扇距工作面的最大通风距离为800m。二、掘进工作面风量计算1、按瓦斯（CO2）涌出量计算：从岩掘进工作面的资料得知，本工作面绝对瓦斯涌出量为0.31m3/min。Q掘=100×Qwj×Kjt=100×0.31×1.2=37.2（m3/min）Qwj—掘进工作面绝对瓦斯涌出量0.31m3/minKjt—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数1.22、按30分钟排烟时间计算Q掘=7.8/t×3221)(PLS=130.8m3/min上式中A：一次性启爆炸药量，为10.4kgS：巷道净断面，为8.3m2L：通风长度，按760m计算T：通风时间，按30分钟P：风量