6煤回风大巷规程.docx
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6煤回风大巷规程
1地质概况
根据设计要求及实际施工的需要开拓回风大巷,以完成矿井的开拓任务。
1.1巷道穿越的煤(岩)层和围岩特征及其柱状图
1.1.1巷道穿越煤层特征
6#煤回风大巷位于石炭系太原组6#煤层,煤层厚度1.02~1.96米,平均厚度为1.66米,煤层倾角为2°~8°,平均为5°,煤层稳定结构较简单。
为稳定可采近水平薄-中厚煤层。
1.1.2煤层顶、底板情况
伪顶缺失。
直接顶为石灰岩,含大量腕足类化石,厚度1.3-4.07m,平均2.9m。
老顶为K3砂质泥岩或细砂、粉砂岩,灰白色,厚6.10~7.36m,平均6.52m。
直接底为K2细砂岩,厚12.54-17.34mm,平均13.43m。
1.1.3煤层综合柱状图
附图1-1:
煤层综合柱状图
1.1.4地面位置
本巷道对应地表位于沈家峁村以西,地形以山沟及其两侧黄土山坡为主,盖山厚度为200-235m。
1.2地质构造及其平、剖面图
本巷道地质构造简单,预计无大的断层出现,对掘进无影响。
1.3掘进工作面周围的采掘情况
本巷道开口于6#煤南回风大巷,自坐标点(2605.000,6896.428),以270°方位角向西掘进376.4米至井田边界保安煤柱。
因6#煤尚未开采,周围无其它已开拓巷道。
1.4掘进工作面周围的预计水文地质条件
该区水文地质为中等型
预计最大涌水量3m3/h,需做好排水设施、设备及排水工作。
1.5掘进工作面周围煤(岩)层预计瓦斯涌出量、煤层发火期、煤尘爆炸性
本矿以往开采4#煤层,瓦斯涌出量不大,据历年的瓦斯等级签定报告为低瓦斯矿井。
由于井田西侧朱家店煤矿为高瓦斯矿井,故要严格通风瓦斯管理。
相对瓦斯涌出量:
不详;
属自燃煤层,发火期:
3-6个月;
煤尘爆炸指数:
不详。
1.6重要地质情况预报及提示
1.6.1顶板淋滴水较大时,注意及时排出迎头积水。
2工程概况
2.1巷道用途
6#煤回风大巷:
6#煤回风。
2.2巷道平面布置图
附图2-1:
6#煤回风大巷平面布置图
2.3巷道工程量
6#煤回风大巷:
376.4m。
2.4工程施工安排
施工顺序:
6#煤回风大巷→联络巷→井田边界。
2.5矿压观测
为更好地了解我矿矿压显现及支护形式的合理性,矿压观测使用顶板离层指示仪,安装一个,安在巷道中部。
3巷道断面及支护形式
3.1巷道断面
6#煤回风大巷(井底联络巷)均采用矩形断面。
毛断面:
9.68m2,宽4.4m,掘进高度2.2m;净断面:
8.82m2,净宽4.2m,净高2.1m。
沿6#煤跟顶拉底掘进。
附图3-1:
6#煤回风大巷支护断面图。
3.2永久支护
3.2.1永久支护形式
⑴顶板稳定完整时采用“锚杆+钢筋钢带(W型钢带)+金属菱形网+喷浆”联合支护。
锚杆间排距为1200×1000mm,呈“五·五”排矩形布置。
锚杆长度为1.8m,喷浆厚度1
0㎜。
⑵两帮采用单排端头锚固树脂锚杆加挂金属菱形网后喷浆联合支护;锚杆间距1000mm,锚杆距顶板500mm。
3.2.2顶锚杆施工
⑴使用端头锚固树脂锚杆。
锚杆规格为∮×L=16mm×1800mm,其中有效锚固长度1.70-1.75m,外露长度≦50mm,用2个K2455型树脂锚固剂端头锚固。
⑵使用MQT系列气动锚杆钻机,∮28mm钻头、B19mm系列中空六角内丝、外丝接长钎杆打锚杆孔,孔深1.70-1.75m。
⑶锚杆安装
A、检查锚杆孔深度和锚固剂质量。
B、用锚杆将2个树脂锚固剂推入孔中,人工缓慢将锚杆锚固剂推到位。
C、将锚杆套入内丝外六方套搅拌钻杆中,利用MQT系列锚杆钻机进行安装,使锚杆机顺时针旋转,随搅随推进,直到将锚杆推到孔底为止。
搅拌时间20秒,搅拌后锚杆钻机要停留10秒后方可放下,防止锚杆固化前位移。
D、5-15分钟后上网和托盘,并用扭力扳手检查紧固力,要求紧固力不低于100N·m,外露长度不大于50mm。
3.2.3铺顶网工艺
在顶板与钢带之间铺设单层金属菱形网,规格L×B=9.0×1.1m,金属网用10#铁丝编织,长边垂直巷道掘进方向铺设,网短边至巷道两帮垂至底板;两张网之间长边重叠搭接100mm,用双股14#铁丝呈“三花”型连接,连接扣间距300mm,排距100mm。
要求菱形网铺设平整、拉紧、贴顶、不留网包。
3.2.4帮锚杆支护
⑴端头锚固树脂锚杆支护
巷道两帮采用单排端头锚固树脂锚杆配铁托盘加挂金属网支护,锚杆规格为∮×L=16×1800mm,锚固剂为一个K2455型树脂锚固剂,搅拌时间20秒,帮锚杆设计锚固力不低于30KN(80N·m)。
打眼使用ZMS-1.2型煤电钻或YPT-26型高频风钻或ZMS-60型风煤钻、∮28mm钻头,∮28mm长1.8m中空麻花水钻杆,眼深1.70-1.75m,打眼要湿式打眼,且要做好控制眼深的标记。
装锚杆时,使用煤电钻或风煤钻或高频风钻配内丝外六方套搅拌树脂锚固剂,搅拌时间20秒,锚杆安装5-15分钟后必须紧固,并用扭力扳手检查紧固力,要求紧固力不低于80N·m,外露长度不大于50mm。
在煤帮与铁托盘之间铺设金属菱形网,金属菱形网为煤壁垂下的顶网;要求铺设平整,紧贴煤帮,相互拉紧,不留网包。
3.2.5喷射砼
巷道顶帮在挂网、锚固后,进行复喷射砼。
砼厚100mm。
喷射砼选用425#普通硅酸盐水泥,粒径为0.3~2.5mm的中粒河砂,粒径为5~10mm碎石,红星-C型水泥速凝剂。
喷射材料重量配比为:
水泥:
碎石:
河砂=1:
2:
2,水灰比为0.4~0.5,速凝剂掺入量为水泥用量的3%~5%(喷墙时为3%,喷拱时为5%)。
喷射砼的标号为C20。
3.3临时支护
3.3.1临时支护形式
掘进工作面到永久支护之间,必须使用临时支护,严禁空顶作业。
放炮后,首先进行敲帮问顶打戴帽点柱并初喷砼,初喷砼厚度为30~50mm;然后打注锚杆,锚杆由外向里,从顶板开始向两帮打注支护形式。
点柱采用∮160×2600mm优质红松园木;柱帽规格为600×200×100mm。
3.3.2临时支护、永久支护与工作面关系
⑴顶板完整时,采用1.5m循环进度,复喷砼距迎头的最大距离顶部为3.2m,墙部为25m。
顶部3.2m,墙部25m以外必须全部成巷,水沟距迎头的距离不超过30m。
⑵顶板不完整或压力较大采用1.0m循环进度时,放炮后先初喷砼,初喷砼必须至迎头。
顶锚杆距迎头的距离放炮前不得超过0.2m,放炮后不得超过1.2m;帮锚杆迎头的距离放炮前不得超过0.2m,放炮后不得超过1.2m。
⑶顶板破碎出现局部冒顶或遇断层等地质构造不能采用全锚支护时,另补充专项措施。
3.4支护材料的材质、规格及其它设计参数
支护材料表
表3-1
材料名称
规格
材质
用途
单位用量
点柱
∮160×2200mm
松木
临时支护
2根
柱帽
600×200×100mm
松木
临时支护
2个
金属网
8.0×1.1m
10#铁丝
护顶
8.8m2/m
顶帮锚杆
∮16×L1800mm
A3钢
护顶、帮
7根/m
铁托盘
∮100mm100×100×10mm中孔∮18mm
铸钢或钢板
护帮
7个/m
钢筋钢带
L×B=4200×50mm
∮14mm圆钢
护顶
1根/m
树脂锚固剂
∮24×L550mm
K2455型
锚固
14卷/m
水泥
425#
喷砼
438kg/m
沙子
0.3-2.5mm
中粒河砂
喷砼
876kg/m
石子
5-10
喷砼
876kg/m
速凝剂
红星-C型
喷砼
16kg/m
4掘进方式
4.1施工工序:
炮掘→临时支护(打点柱、初喷)→出渣→炮掘→临时支护(打点柱、初喷)→出渣→永久支护→复喷。
4.2作业方式
巷道:
采用钻爆法炮掘,“三·八”制作业方式,作业循环为“两掘、两初喷、一锚固、一复喷”的循环作业方式,即每个班:
掘进两次、初喷两次、打注锚杆一次、复喷一次;每个班一个大循环(两个小循环),进度3.0m。
一个圆班、三个大循环,进度9.0m。
本巷道沿6#煤层顶板掘进,拉底保证巷道高度,巷道为半煤岩巷。
施工中可组织如下平行作业:
⑴交接班、安全质量检查与打眼准备可平行作业。
⑵打眼与拌料、加工引药可平行作业。
⑶装药与掩护工具、设备可平行作业。
⑷扒迎头碴与出碴可平行作业。
⑸拌料与喷砼可平行作业。
⑹打眼与砌筑水沟可平行作业。
4.3煤岩爆破:
4.3.1打眼
打眼采用ZMS-1.2型手持式电煤钻钻孔,眼位严格按照炮眼布置图进行。
并根据煤层实际爆破效果,由技术员进行炮眼和爆破参数的修正。
附图4-1:
6#煤回风大巷炮眼布置图
4.3.2爆破
炸药使用煤矿许用3#抗水硝铵炸药,药卷直径∮35mm,雷管使用Ⅰ-Ⅴ段毫秒延期电雷管,起爆利用发爆器。
4.3.3爆破参数的确定
(1)炮眼深度的确定
根据“一掘一初喷”循环作业制,循环进度为1.5m,炮眼深度为1.7m,炮眼直径为∮42mm。
(2)爆破参数表:
附:
爆破参数表4-2
(3)爆破法:
采用掏槽眼→周边眼→底眼;一次装药一次起爆分段爆破。
(4)装药结构:
采用正向连续装药,水泡泥封口。
4.3.4封眼、联线工作
封眼采用黄土水泡泥封堵,封泥长度不得小于0.5米。
联线采用大串联一次起爆分段爆破。
起爆使用MFB-50发炮器起爆。
装药、联线工作的质量将直接影响爆破效果和作业人员的安全,所以放炮员必须认真做好这项工作,严格按照放炮操作规程作业。
4.3.5钻眼爆破工作
巷道为提高进度,可同时使用2-3台煤电钻进行打眼作业。
为确保打眼质量和爆破效果,由专职打眼工进行打眼,并设专职放炮员。
打眼实行定人、定机、定眼、包钻质量的管理方式,钻工打眼要熟练掌握钻眼技术,严格按照炮眼布置图规定作业,钻工打眼过程中,要时刻注意周围的相互关系,保证安全作业,打完一个眼后要用楔子堵好。
5运输方式及运输管理
5.1煤(矸)的装、转、运方式
30型刮板机DSP-210/650型带式输送机
工作面──────→6#煤回风大巷─────→6#煤临时进风巷
DSP-166/650型带式输送机临时煤仓 箕斗
─────────→6#煤总回风大巷───→风井────→地面。
5.2材料、设备的运输方式
材料、设备经地面装入箕斗运至6#煤层,再平车运输。
运输路线为:
人工箕斗平车
地面───→风井──→井底联络巷───→10#煤总回风大巷
平车平车 平车
───→10#煤南回风大巷───→10#煤回风大巷──→工作面料场。
5.3运输管理规定及措施
5.3.1巷道运输必须严格执行“行人不行车,行车不行人”制度,运输前在坡上、下及能够进入运输范围内的各个通道口设好专人警戒,警戒人员必须站在躲避硐内或横贯内等安全地点,避开跑车后可能波及的范围及绞车钢丝绳波及范围。
5.3.2挂车数量严格执行绞车操作牌板的规定,严禁超挂车辆和放飞车。
5.3.3正确使用“一坡三挡”设施和保险绳,“一坡三挡”设施只有车辆通过时方可打开,其余时间必须处于关闭状态。
5.3.4信号规定
绞车信号:
一声停、二声拉、三声放、四声慢拉、五声慢放,乱铃为故障。
5.3.5人员出入井路线
入井:
地面→风井→井底联络巷→6#煤回风大巷→工作面。
出井:
沿入井路线返回。
6通风管理
6.1通风风量计算及局部通风系统(贯通前)
6.1.1按瓦斯涌出量计算
qCH40.847×1.6
Q掘=────×KCH4=────=136m3/min
C1%
式中:
Q掘──掘进工作面所需风量m3/min
qCH4掘进工作面回风风流中瓦斯绝对涌出量m3/min
qCH4=(巷道毛断面×煤容重×班进尺×瓦斯相对涌出量)/(8×60)=(9.68×1.4×3×10)/(8×60)=0.847m3/min
C──工作面回风流中允许的瓦斯浓度1%
KCH4──瓦斯涌出不均衡系数,取1.6
6.1.2按工作面同时工作的最多人数计算
Q掘=4N=4×20=80m3/min
式中:
N──掘进工作面同时工作的最多人数(20人)
6.1.3按最大断面巷道最低风速计算
Q掘=60×0.25×S=60×0.25×9.36=140m3/min
式中:
S──联络巷断面积9.36m2
通过以上计算,在贯通前工作面配风量选取140m3/min.
6.1.4计算局部通风机的吸入风量
Q局=Q掘/(1-Le100×L/100)=140/〔1-0.1×400/100〕=233m3/min
6.1.5选择局部通风机
根据以上计算,局部通风机的需要吸入风量为233m3/min,对照我矿现用局部通风机,选择FBD-2-NO6型11KW轴流式局部通风机,该风机的吸入风量为170-340m3/min。
采用∮500mm双反边胶质风筒,压入式供风,风机位置定于地面距风井口10m以外的地方。
6.1.6按风速进行验算
V=Q掘/(S×60)=140/(8.82×60)=0.26m/s
0.25m/s符合《煤矿安全规程》的要求。
6.1.8风筒出风口到工作面的距离
L压≤L射=4
=12m,取5m
式中:
L压──出风口到工作面的距离m
L射──风流的有效射程m
S──巷道的最小净断面9.0m2
因此规定风筒出风口到工作面的最大距离不超过5m。
6.1.9局部通风系统
进风风流:
地面→风井→井底联络巷→6#煤总回风大巷→6#煤临时进风巷→6#煤回风大巷→工作面。
回风风流:
工作面→6#煤回风大巷→6#煤南回风大巷→6#煤回风立眼→4#煤回风大巷→回风斜井→地面。
附图6-1:
6#煤回风大巷通风系统及设施图
6.2局扇及风筒安装
6.2.1局扇安装在6#煤临时进风巷,直送工作面,局扇安装有风电,瓦斯电闭锁装置,并不得随意停风、停电。
6.2.2风筒口距工作面的距离不得大于5米,风筒要吊挂平直,无破损,接口要按规定严密不漏风,保证工作面风量符合要求。
6.3通风安全监测、监控仪器、仪表布置
附图6-1:
6#煤回风大巷通风系统及设施图
6.4综合防尘、灭尘设施布置及措施
附图6-1:
6#煤回风大巷通风系统及设施图
6.4.1在掘进工作面安装水幕,水幕距工作面不大于50m,作业时,必须打开水幕降尘。
巷道距回风口50m也必须安装水幕。
6.4.4工作人员要做好个体防护,佩戴防尘口罩。
6.4.5坚持湿式打眼,无水不准开钻。
6.4.6工作面30m范围内巷道每班冲洗一次,30m以外每周冲洗一次。
6.4.7巷道内每隔50m设一洒水三通阀门,供水管路安在人行道侧。
6.4.8所有除尘设施,每班由跟班工长、瓦检员维护,每天由技术员、值班队干负责督促检查,坚持正常使用。
6.5通风管理规定及措施
6.5.1坚持使用双风机、双电源自动切换装置,并确保灵敏可靠。
6.5.2任何人不得私自停开风机和拆除、损坏风筒,所有职工要爱护防尘、灭尘、安全监测监控仪器、仪表等各种通风设施,并正常使用。
6.5.3工作面停风时,所有人员应迅速撤出到有新鲜风流的地点,等到恢复正常通风,经瓦检员检测同意后,人员方可进入工作面。
6.5.4电器系统必须做到风电、瓦斯电闭锁,工作面5m范围内设一瓦斯探头T1,在回风口10-15m处设一个瓦斯探头T2,瓦斯探头应垂直悬挂,距顶板不得大于300mm,距两侧帮不小于200mm。
报警瓦斯浓度T1、T2≥1%,断电瓦斯浓度T1≥1.5%,T2≥1%,复电瓦斯浓度T1、T2<1%。
6.5.5必须加强通风和瓦斯管理,保证工作面有足够的风量,并配备专职瓦检员。
6.5.6在施工过程中发现有瓦斯突出、喷出或浓度增大等异常现象,必须立即停止作业,切断电源,撤出人员,及时汇报调度,在未得到许可之前,严禁进入工作面。
6.5.7如工作面发生冒顶时,构顶前必须先检测冒落区域的瓦斯浓度,若瓦斯超限时,必须在通风部门人员的组织下先排瓦斯,否则不准进行构顶工作。
6.5.8严禁在各种盲巷和密闭附近停留。
6.5.9距工作面60-200m设一组隔爆水袋,并随工作面掘进前移。
6.5.10矿管理人员、班长、电钳工、爆破工下井时必须携带便携式甲烷检测仪,并按要求检测瓦斯浓度。
6.5.11贯通前根据具体情况另补措施,贯通后通风系统及通风设施的规格数量、安设位置按矿编制的专项措施执行。
7机电管理
7.1设备配备及在施工巷道中的布置
附表7-1设备配备表
设备配备表
表7-1
序号
设备工具名称
型号
单位
数量
备注
1.
刮板运输机
30型
部
1
运煤
2.
带式输送机
650型
部
2
3.
综保
ZXZB-2.5
台
1
照明信号用
4.
综保
BZZ-4
台
1
煤电钻用
5.
调度绞车
DJ-25
台
3
运料
6.
磁力启动器
BQD-80
台
9
7.
煤电钻
ZMS-1.2
台
2
8.
风煤钻
ZMS-60
台
2
9.
YTP-26
台
2
10.
局部通风机
JBT-28
台
2
11.
激光指向仪
BIJ-Ⅱ
台
1
12.
风泵
台
2
13.
风镐
台
2
14.
锚杆钻机
MQT-501
台
2
15.
空压机
台
1
16.
局部通风机
FBD-2-NO6型
台
2
备用一台
7.2供电系统
由地面变电所直接提供。
7.3供排水、压风系统
7.3.1供水系统
2″管 2″管 2″管
地面───→主井───→6#煤横贯──→6#煤临时进风巷
2″管 2″管
──→6#煤回风大巷──→工作面
7.3.2排水系统
水沟水沟2″管2″管
工作面─→6#煤回风大巷──→6#井底联络巷──→风井──→地面。
7.3.3供压风系统
2″管2″管2″管
地面压风机──→主井──→6#煤横贯──→6#煤南回风大巷──
2″管 2″管
→6#煤回风大巷──→工作面。
7.4机电管理与措施
7.4.1电工必须经过培训并持证上岗。
接线、拆线、检修及处理电气设备故障时,必须在上一级开关停电,并把开关打到零位闭锁,悬挂“有人工作,不准送电”的警示牌,并安排有责任心的人员专人看管,防止误送电;停送电作业由电工本人进行,实行“谁作业,谁停电,谁送电”原则,严禁约时送电。
警戒人员由电工本人安排,本人撤除。
7.4.2巷道内一切设备都必须完好防爆,所有下井的电气设备由机电科进行防爆整定、检查、验收,严禁带电检修、移动电气设备,严禁明火作业。
7.4.3供电要严格按照《煤矿安全规程》第448-452条规定执行,必须做到三无、四有、两齐、三全、三坚持,三大保护灵敏可靠,接地极合格。
7.4.4各种管线按规定吊挂整齐,供风管、供水管必须用两股10#以上铁丝吊挂,每根管吊挂两处,吊挂时风管在上,水管在下,间距300mm,水管距底板不小于1.0m。
供风管、供水管铺设2寸管,电缆必须按机电专业要求吊挂。
7.4.5所有开关必须上架。
7.4.6各种设备定期清洁,注油润滑,建立健全机电管理所要求的各项制度和记录。
7.4.7检修机电设备前,必须先检测被检电器周围20m范围内的瓦斯浓度,瓦斯浓度大于1%时,严禁进行检修工作。
7.4.8一切容易碰到的、裸露的电气设备及其所带动的机器外露的转动和传动部分(如靠背轮、链轮、齿轮等)都必须加装防护罩或防护栏,防止碰触发生危险。
7.4.9电缆选用要符合2001版《煤矿安全规程》第467-472条规定。
7.4.10所有机电设备的操作使用、检修、维护、故障排除、拆卸运输、安装调试,必须按照各自厂家的《操作使用说明书》进行。
7.4.11检修开关等电气设备前必须验电、放电。
7.4.12加强机电设备的维护和保养,保证其处于良好状态。
7.4.13供风管、供水管、排水管在开口处和工作面设闸阀。
8劳动组织
8.1劳动组织表
附表8-1劳动组织表
人数工种
班次
打
眼
工
放
炮
工
运
输
工
清
煤
工
喷
砼
工
工
长
瓦
检
员
合
计
甲班
3
1
1
3
1
1
1
11
乙班
3
1
1
3
1
1
1
11
丙班
3
1
1
3
1
1
1
11
小计
9
3
3
9
3
3
3
33
备注
全队在册人数38人,其中队干2人,材料员1人,采用“三•八”制作业,出勤率为85%。
8.2循环图表
附表8-2:
正规循环作业图表
8.3主要技术经济指标表
见表8-3技术经济指标表
表8-3技术经济指标表
序号
项目
单位
指标
序号
项目
单位
指标
1
掘进工程量
m
406.4
12
炸药消耗量
Kg/m
8.0
2
巷道毛断面
m2
9.68
13
雷管消耗量
个/m
17.33
3
巷道净断面
m2
8.82
14
药卷消耗量
个/m
14
4
循环进尺
m
1.5
15
钢带消耗量
个/m
1
5
日循环数
个/日
6
16
金属网消耗量
m2/m
8.8
6
日进尺
m
9.0
17
帮锚杆消耗量
套/m
2
7
帮锚杆间距
m
1.0
28
顶锚杆消耗量
套/m
5
8
顶锚杆间排距
m
1.2×1.0
29
混凝土消耗
m3/m
1.0
9
循环率
%
85
20
循环出煤量
吨
20.33
10
出勤率
%
85
21
每米出煤量
吨
13.55
11
工效
m/工
0.28
22
直接成本
元/m
9煤质管理措施
9.1煤矸分装分运,矸石杂物要拣出,不能进入煤中。
遇到地质构造矸石较多时,可在施工巷道内适当位置施工矸石硐,将大块矸石拣出放入矸石硐内。
9.2及时进行支护,防止顶板冒落,尽量减少矸石来源。
9.3炮掘时,不能破顶。
10安全技术措施
10.1分工艺安全技术措施
10.1.1工程质量要求:
⑴巷道净宽:
巷道中线至任何一邦的偏差距离不得超过±100㎜,腰线至顶、底板距离允许偏差±100㎜。
⑵锚杆安装牢固,托板基本密贴壁面,不松动。
间距、排距各为1200×1000㎜,允许偏差±100㎜。
⑶锚索托板以外露长度不大于50㎜。
⑷喷射砼混凝土1m3,配合比水泥(425#)438kg,中砂0.82m3,碎石0.75m3,速凝剂13kg,水0.53m3。
⑸壁面要平整,无漏喷,凸凹部分不超±50㎜。
⑹文明施工:
巷道要保持清洁,无浮矸、浮煤、浮碴,所用设施、设备存放要规范。
⑺严格按标定的中线、腰线