桐梓县强博煤矿10501回风巷掘进作业规程

第1页共29页(桐梓县强博煤矿)10501回风巷掘进作业规程编制：邓祖全矿长：宋思余安全矿长：赵华禄生产矿长：梁大贵总工程师：邓祖全审核：张钰维编制日期：2008年2月28日第2页共29页(桐梓县强博煤矿)10501回风巷掘进作业规程及探放水措施会审意见通风科长：机电科长：安全矿长：生产矿长：矿长：总工程师：总经理：会审时间：二〇〇九年三月五日第3页共29页目录第一章工程概况及地质情况第一节工程概况第二节地质概况第二章施工方法及技术措施第一节巷道施工方式第二节施工技术措施第三节安全生产管理第三章施工安全技术措施第一节一般要求第二节顶板管理第三节放炮通风第四节主要灾害事故防治第五节机电运输第六节其它规定+1008水平10501运输巷掘进探放水安全技术措施一、组织措施二、探放水设备型号及数量三、探放范围和地点的确定四、探放水安全措施五、探放水的技术措施六、探放水的方法+1008水平10501运输巷掘进作业规程及探放水安全技术措施贯彻学习情况第4页共29页第一章工程概况及地质情况第一节工程概况一、井巷用途水竹湾煤矿+10501采面回风煤巷主要用于解决10501采面回风、行人、运送材料等。二、巷道布置及相邻关系平面图（见图一），该巷道位于10501采面上方与+1008m水平总回风石门相连，与+1008m水平总回风大巷平距40米。工作面开口点从1008米总回风石门K1见煤点由东向西开口掘进约480米。三、井巷工程特征巷道巷道类别井巷长度(m)巷道坡度巷道形状掘进断面(m2)净断面(m2)工程质量支护方式实体松散m3/mm3m3/mm3回风巷半煤巷4805%梯形5.284.25.2825346.343043金支架躲硐20间隔50米梯形4.2金支架1、巷道类型及工程量：10501采面回风巷道长480米，沿K煤层走向向西掘进。2、巷道断面：梯型断面，上宽（净）1.8m，下宽（净）2.6m，高（净）2.0m。掘进断面为：S掘＝（上宽+下宽）×高/2＝（2.1+2.8m）×2.2m/2＝5.4m2的梯形，水沟为0.4m×0.3m的毛水沟。净断面为：S净＝（上净宽1.8m+下净宽2.6m）×净高2.0m，S净＝4.4m2第5页共29页3、支护特征：根据顶底板情况及本矿设计，采用11＃工字钢支护。其断面见图二。第二节地质概况一、概况1、巷道位置：+1008m水平总回风石门以西。2、井下相邻位置：该巷上有K3煤层，已开采的采空区，但相距K3煤层厚度33m，距2＃煤层厚度14m，下与茅口炭岩相距4m左右。3、该掘进工作面地表覆盖厚度220m以上，对应地表无水库、民房和其它建筑物等，掘进时对地表不会产生影响。二、地质：煤层特征1、煤层特征（K1煤层）5号煤层（K1煤层）：位于龙潭组（P31）底部含黄铁矿粘土岩之上，下距茅口类岩顶界3－5米。为黑色，粉粒状，条带状结构，半暗－光亮型。结构较简单，一般不含夹石。煤层厚度为0.8－1.23m，平均厚约1.02m，厚度变化不大，属较稳定煤层。2、煤层顶底板岩性特征5号煤层：位于龙潭组（P3l）下部，直接顶板为燧石灰岩，力学强度中等，部分会发生顶板垮塌，伪顶厚0.6m，为炭质页岩黑色泥岩，易冒落，直接底板为泥岩，力学强度低，第6页共29页有底鼓现象，可能会发生支柱下陷。位于龙潭组（P3l）底部含黄铁矿粘土岩之上，下距茅口灰岩顶界3－5米。3、水文地质情况水文地质类型本矿区矿床位于最低侵蚀基准面黄坪河（465米）以上，直接充水水源主要为玉龙山段、长兴组岩溶水及龙潭组裂隙水和老窑采空区积朋、地表冲沟水，故本矿区属于以岩溶充水为主。该巷主要水源为上部采空区积水和地表涌水，对掘进影响大。但掘进时必须坚持“预测预报、有地表渗水，对掘必探、先探后掘、先治后采”的原则。应加强在面大气降水的疏干和井下水的排出工作和预防。同时还应加强对老空积水的探测和预防。4、煤的自燃发火倾向性：根据重庆市煤炭质量监督检查站及重庆煤田地质研究所测试中心提交的桐梓县K3（属1号煤层）、K1（属5号煤层）检测报告，本矿煤炭自燃倾向性等级为III级不易自燃。5、瓦斯：根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字［2007］71号）《对遵义市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》；水竹湾煤矿矿井瓦斯涌出绝对量1.08m3/min，全矿井瓦斯涌出相对量15.55m3/t，水竹湾煤矿矿井瓦斯等级为高瓦斯矿井。第7页共29页6、煤尘：根据重庆市煤炭质量监督检验站及重庆煤田地质研究所测试中心提交的桐梓县K3煤层（属1号煤层）、K1煤层（属5号煤层）检测报告，本矿煤尘有爆炸性。整个掘进工作为打眼放炮掘进，作业过程中产生的游离二氧化砖坯粉尘较重，要做好防治矿尘的工作。7、煤与瓦斯突出根据河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心2007年11月提供的《贵州省桐梓县强博煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，强博煤矿1号煤层在+920标高以上时不具有煤与瓦斯突出危险性，5号煤层F1断层上盘+550标高以上范围内，距离F1断层垂距50m以上不具有煤与瓦斯突出危险性，且在开采1＃煤层后，5＃煤层瓦斯得到释放，不会发生煤与瓦斯突出。第二章施工方法及技术措施第一节巷道施工方式1、施工方法采用钻爆法施工2、辅轨质量：在巷道中铺设15kg型钢轨，轨距600，轨枕间距0.8m，误差于10mm，不小于5mm。3、施工主要机具：第8页共29页掘进主要设备配备表序号设备名称型号主要技术参数单位使用备用合计1煤电钻ZMS15电压127BV,N=1.5kw台1122风钻7655型耗气量2.8m3/min台1123局部通风机FBDN05.0风量140－230m3/min2×5.5kw台2244探水钻TXU－75A额定电压660V、N＝4kw台15发爆器MFB－100每次引爆电雷管100发个2132、工艺流程安全检查→打眼→装药连线放炮→排炮烟→处理安全→出矸→安全检查→质量验收及交接班。3、巷道施工顺序工作面开口点从1008米总回风石门K1见煤点进入石门40米处由东向西开口掘进，原则上应实行煤岩分掘分装分运，先掘煤层作为掏槽，后掘岩层，尔后修帮成形，架工字钢金支架，背帮接顶。第二节施工技术措施一、爆破煤岩1、使用7655凿岩机打眼2、使用＃煤矿安全炸药，1－5段毫秒延期电雷管，100发直流防爆型放炮器，全断面一次爆破作业。3、炮眼布置见（图三）。第9页共29页4、爆破说明书及爆破参数表见（表1、表2）爆破说明书及爆破预期效果：爆破说明书炮眼名称炮眼数量装药量装药结构雷管段别封泥长度爆破顺序联线方式起爆方式编号个数M/孔炮眼深度(m)条/孔Kg/孔总量(kg)总量(条)掏槽眼1－441.41.440.62.416正向10.61大串联MFB-100型发爆器一次起爆邦炮5、621.21.230.450.96正向30.65顶眼9、1021.21.230.450.90.6正向40.63底眼7、81141.21.230.451.812正向40.63合计12202.16.040爆破预期效果表名称单位数量名称单位数量炮眼密度个/m22.27炮眼利用率%85循环进度M1.0每米耗炸药Kg/m6循环煤(矸)量M35.28每米耗雷管发/m12循环炸药量Kg/循环6.0单位耗炸药量Kg/m31.14循环雷管量发/循环12单位耗雷管量发/m32.27二、装煤矸运输第10页共29页1、采用1吨矿车人工装渣，人力推车至K3煤层+1008m车场，+1046m水平副硐，JT0.8绞车提升至+1046m水平副平硐。2、运矸路线：回风巷碛头→+1008m水平回风石门→+1008m水平K3煤层轨道上山→+1046m水平副平硐→+1046m地面井口。3、材料运输路线：+1046m地面→+1046m水平副平硐→+1046m轨道上山下放→+1008m水平绕道→+1008m水平回风石门→10501采面回风巷掘进工作面。三、局部通风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＝100×q掘×KdQ掘－掘进工作面实际需风量，m3/minq掘－掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；取矿井瓦斯绝对量进行计算，1.08m3/minKd－掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，取2.0Q掘＝100×1.08×2.0＝216m3/min＝3.6m3/s2、按工作人员数量计算Q掘＝4njNj－掘进工作面同时工作的最多人数，取8Q掘＝4×8＝32m3/minV＝Q局/S净＝126/（60×4.4）＝0.47m/s，（断面积第11页共29页4.4m2）符合《煤矿安全规程》最低风速0.25m/s，最高风速4m/s的要求。因此，决定取126m3/min为掘进工作面碛头风量符合要求，为确保不发生循环风，局部通风机配风量按其吸风量（200m3/min）的1.34倍即4.7m3/s（268m3/min）进行配风，为此，选用风机型号为YBT－5.5kw×2对旋式局部通风机，选用Φ500mm阻燃风筒配套使用。1、采用11kw局部通风机，Φ500m阻燃性胶质风筒，压入式通风，局部通风机安装于+1008m水平总回风大巷（现在引风道处）新鲜风流中，风筒距碛头不得大于5米。2、通风路线：局扇→+1008m水平总回风巷→+1008m水平回风石门→碛头→返+1008m水平总回风石门→+1008m水平回风大巷→安全出口→排除地面。3、设专职瓦斯检查员按规定检查瓦斯、二氧化碳浓度四、监测监控系统配备由于该煤层属高瓦斯煤层，掘进工作面配备KJ90监测监控系统，探头布置：T1－工作面探头，布置在距碛头3－5米的风筒出口的另一侧；T2－掘进工作面回风探头距风流汇合点10－15m处，探头吊挂在距顶板不得大于0.3米、距两邦不得小于0.2米的无淋水地段。T1探头放炮时由瓦检员移到炮冲不坏的地方，放炮后移回原处吊挂。瓦斯探头设置：A、报警浓度1.0%；B、断电范围T1断掘进工作面及附近20米内全部非本质安全型电气设备，C、复电瓦斯浓度T1小于第12页共29页1%，人工复电。D、探头断电浓度T1≥1.5%，E、分站安设在+1008m水平石门。五、供电1、采用35mm2矿用橡胶电缆380伏低压供电。2、用电设备主要是局部通风机、压风机。3、供电线路：地面变电所→1008m水平→总开关→电煤钻六、排水+10501回风巷碛头→+1008m水平回风石门→+1008m水平总回风平硐→地面。七、巷道支护该掘进工作面采用一次成巷，永久支护，必须紧跟碛头。巷道采用11＃矿用工字钢架梯形厢支护，支护间距中对中0.8m，岔口处采用金属抬棚支护，腿子要沉到巷道底板下200mm深度。碛头2米范围内应采用9＃号矿用“工字钢”作前探梁固定在永久支护上作临时支护。整个掘进施工过程中特别是放炮后装煤矸时必须用好前探梁护顶支护。八、延放中腰线技术测绘部门按要求定好巷道的施工位置及方位，施工队按腰线施工。（本巷道不控制中线，只控制腰线）三、主要经济技术指标表序指标名称单位数量序号指标名称单位数量第13页共29页号1巷道长度M4808循环耗炸药Kg62掘进断面积M25.289循环耗雷管发123巷道坡度‰510每米耗炸药Kg64煤岩硬度F4－611每米耗雷管发125循环进尺M1.012炸药总耗量Kg28806小班进尺M1.013雷管总耗量发62407日进尺M3.05760第三节安全生产管理一、组织学习、安全活动1、施工前，施工队组织全队职工学习本作业规程，未经学习或考试不合格不准上岗。2、坚持每月一次的安全学习，学习贯彻生产、安全、《作业规程》和质量标准，通过考核合格后方可上岗作业。5、掘进的每一个循环，在施工前都必须由当班班长、质量验收员延好腰线，控制好坡度，标出巷道轮