回风顺槽低位钻场施工安全技术措施.docVIP

回风顺槽低位钻场施工安全技术措施.doc

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回风顺槽低位钻场施工安全技术措施 概 况 回风顺槽掘进工作面,开口位置位于3205运料联络巷约45m处原运输顺槽运料联络巷的拐角处,巷道设计长度475m,真方位角182度,坡度0~5度;沿3#煤层顶板底板掘进,根据2012年对我矿瓦斯鉴定结果,我矿被鉴定为高瓦斯矿井,矿井瓦斯绝对涌出量为11.02。3206工作面及周围区域为瓦斯积聚区,经测量瓦斯绝对涌出量为4.5m3/min,瓦斯相对涌出量为5.32 m3/t。依据本矿2014年采掘计划,为了确保矿井安全顺利生产,需对3206工作面采取瓦斯抽放措施,在3206回风顺槽内帮布置钻场向3206工作面实体煤内打钻进行瓦斯抽放。 钻场布置及施工要求 钻场布置:距离工作面切眼60m施工第一个钻场,然后每间隔40m施工下一个钻场,共施工10个钻场。 钻场施工规格:钻场施工净断面为:宽4.0m×高3.0m×深2.5m。钻场施工断面图如图1所示。 图1 钻场巷道施工断面图 钻场支护设计及要求:本钻场在煤层中掘进,煤层的裂隙不发育,根据掘进巷道的地质条件和使用要求。钻场施工时,采用矩形断面,巷道顶板采用2.40m长、直径不低于20㎜的金属等强螺纹锚杆;两帮采用2.0m长、直径不低于20㎜的金属等强螺纹锚杆进行支护,配合金属网、锚索进行联合支护。 顶锚杆间排距均为0.9米,每排5根;两帮选用φ18mm×2000 mm金属螺纹等强锚杆配合钢托梁和金属网联合支护,帮锚杆排距为0.9米,间距0.8米,每排4根: 三、施工方式:钻场开口点及钻场,采用爆破掘进。 1、爆破条件: 钻场设计断面形状为矩形,沿煤层底板掘进,煤层平均厚度5.62m,巷道顶板为煤层,通风方式为局部扇风机压入式通风,预计巷道内爆破时空气瓦斯最大含量0.4%。爆破掏槽方式为楔形掏槽,周边眼距设计巷道轮廓线200㎜,循环进度0.9m,爆破采用炸药为矿用乳化炸药,1、3、5段毫秒延期电雷管,MBF-200型电容式起爆器。 1、3、5段毫秒延期电雷管分段起爆。起爆顺序为:1、掏槽眼,2、周边眼。掏槽眼深度2.0m,其它眼深度1.0m,循环进尺0.9m,炮眼利用率95%,每一循环炸药、雷管消耗量见下表(表3-1): 名称 眼数 序号 长度m/眼) 炮眼总 长:m 装药量 (kg/眼) 总装药量:kg 封泥长度:m 雷管 段号 爆破顺序 掏槽眼 4 1-4 2 8 0.4 1.6 0.5 一段 1 周边眼 25 5-29 1.0 25 0.2 5 0.5 二段 2 合计 29 33 6.6 表3-1 每一循环炸药、雷管消耗量表 2、采用锚网支护顶板,爆破法掘进,全断面一次爆破的方式,爆破参数规定如下: (1)掏槽眼深度2.0m,辅助眼、周边眼深度均1.0m。 (2)周边眼间距均为500~600㎜。 (3)周边眼的密集系数为0.75。 (4)周边眼的药卷直径为20㎜。 3、爆破说明表:爆破说明表(表3-2) 表3-2 爆破说明表 序号 炮眼名称 炮眼编号 眼深:m 眼距:m 抵抗线:m 炮泥长度;m 炮眼角度(度) 装 药 量 爆破顺序 连线 方式 水平 垂直 眼数:个 单孔;卷 总药量卷 总质量kg 左 右 仰 俯 1 掏槽眼 1~4 2 0.8 0.6 0.5 6 6 0 0 4 2 8 1.6 一段 2 辅助眼 5~29 1.0 0.6 0.6 0.5 0 0 0 0 25 1 25 5 二段 合计 29 29 33 6.6 4、钻场掘进炮眼布置及爆破顺序图如图2所示(图中除标注的特殊炮眼角度外,其它均为90度) 图2 钻场掘进炮眼布置及爆破顺序图 5、爆破法掘进时,采用全断面一次爆破的方式,爆破参数及顺序见爆破说明表(表4-3)。为确保爆破效果,爆破时,应采取如下措施: (1)打眼采用1.2KW气动手持式钻机,2米长湿式麻花钻杆,ф=28㎜合金钻头。 (2)打眼方法:根据巷道中线及炮眼布置图,用尖镐找好眼位,然后用风动煤钻进行打眼,打眼必须采用湿式打眼。 (3)装药、联线和爆破:按爆破说明表的规定装药、联线和爆破,正向装药,每个炮眼封泥长度不低于0.50m,每个炮眼至少使用一卷水炮泥。 (4)施工顺序:打眼→装药→洒水→联线→爆破→洒水→临时支护→运料及出煤→永久支护→延长煤溜。 6、炮眼布置正面图、平面图、剖面图见图2。装药结构示意图如下图3 图3 装药结构示意图 四、施工安全技术措施 1、严格执行煤矿“三大规程”即:《煤矿安全规程》、《作业规程》、《操作规程》,严禁违章作业,违章指挥。 2、所有作业人员必须严格执行《岗位标准化作业标准》及各工种岗位责任制。 3、技术科要及时掌握支护情况,根据顶板变化情况及时采取

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