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顶板24

爆破30

防治水36

机电37

运输42

第七章:

其他42

第八章:

灾害应急措施49

概况

概述

一、巷道位置、隶属关系:

六盘水恒鼎实业有限公司大河煤矿1011探煤巷布置在1011回风措施巷落平点处,以311°

方位、3‰坡度掘进10m后再以223°

方位,沿3#煤层顶板掘进至1583水平。

二、工程量:

148m。

三、掘进方式:

本掘进工作面采用炮掘的方式往前掘进。

四、劳动组织:

本掘进工作面采用“三、八”工作制。

编写依据

《煤矿安全规程》--2011年版本

《煤矿工人技术操作规程》

《防治煤与瓦斯突出规定》

《煤矿防治水规定》

《煤矿各工种操作规程》

 

巷道布置及支护说明

巷道布置

1011探煤巷布置在1011回风措施巷落平点处,以311°

矿压观测

在掘进过程中采用锚网支护,每班派专人巡视巷道支护情况,发现矿压显现必须缩小锚杆间、排距及增加锚杆长度。

支护设计

1、1011探煤巷设计为梯形断面,净断面为4.18m2,下宽2600mm,上宽2000mm,中高2000mm,支护方式为锚网,锚杆规格Φ20mm×

2000mm,锚杆间排距800mm×

800mm,锚杆外露长度30—50mm。

全断面铺设钢筋网,其规格为长×

宽=2.0m×

1m,并用双股14#铁丝进行连接,网的搭接长度为0.1m,连网扣距为0.1m。

网片必须紧贴岩面保证支护强度。

2、施工过程中,遇巷道顶板破碎或地质构造时,现场支护不能满足支护要求时,根据现场情况及时修改支护形式。

支护工艺

一、锚网支护工艺:

1、经彻底找掉后,采用由上往下按隔一打一的方式打设锚杆支护到迎头后,人员方可在其掩护下进行出货、支护等作业。

2、打锚杆眼:

使用气动锚杆机或风煤钻进行打眼。

3、锚杆的安装方法:

锚杆孔钻好后,将孔内岩粉清理干净→将锚固剂送入孔内→安装锚杆将锚固剂送入眼底→安装锚杆机→将锚杆安装在锚杆机内→启动锚杆机使用锚杆旋转向上推进搅拌15s后使锚杆外露符合要求→停转1min→卸下锚杆机→使用套管将锚杆螺母拧紧,要求托盘贴紧岩面,确保支护效果,避免顶板离层。

施工工艺

施工方法

本掘进工作面采用钻眼爆破的方式掘进,循环进度为0.8m。

凿岩方式

炮眼采用风煤钻或气腿凿岩机进行打设,顶上支护采用气动锚杆机进行打设及安装,两帮支护采用风煤钻或气腿凿岩机进行打设,两帮锚杆采用风煤钻进行安装工作。

爆破作业

炮眼采用煤电钻进行钻眼,炸药采用MR-Ⅲ型炸药,雷管选用煤矿许用1—4段毫秒延期电雷管,放炮器选用MFB-100型发爆器,发爆能力100发。

爆破施工严格按照爆破设计进行,采取预留保护层的方式进行爆破,煤巷保护层厚度0.3m~0.5m,岩层中0.1m~0.2m,保证巷道成形,无超挖、欠挖,杜绝空帮、空顶现象。

一、地质概况:

岩层坚固性系数f=3-4。

2、巷道掘进断面:

4.75㎡。

三、钻眼工具:

炮眼采用风煤钻或气腿凿岩机进行钻眼。

四、爆破联线方式:

串联。

五、爆破方式:

正向爆破。

六、爆破材料的选择:

根据煤矿的特殊性,选用Ⅲ级煤矿许用乳化炸药和8#煤矿许用毫秒延期电雷管1-4段。

1、炸药的主要参数:

1)殉爆距离:

不小于3cm。

2)爆力:

不小于220lmml。

起爆感度:

一发8#电雷管直接起爆。

3)爆速:

不小于2300m/s。

4)猛度:

不小于8mm。

5)密度:

1.9g/ml。

6)安全性:

符合煤矿安全要求。

7)药卷直径32mm。

8)药卷长度300mm。

9)

药卷重量300g。

2、雷管选用8#煤矿许用毫秒延期电雷管1-4段,单发电雷管的全电阻为4.5欧姆,取4.5欧姆。

最后一段的延期时间为110ms。

3、起爆器材:

1)起爆器选用MFB-100型发爆器起爆,其电压1800V,发爆能力100发,最大允许外电阻620欧姆。

2)放炮母线选用绝缘胶皮铜芯线,长度>300m,安全电流20A,电阻为11欧姆/千米。

3)连接线采用铁芯聚氯乙稀绝缘线来连接放炮母线和电雷管脚线,其长度20m(双根),电阻为1-1.5欧姆/米。

七、起爆方法:

采取全断面一次打眼,一次装药起爆。

八、爆破参数选择:

1.炮眼直径:

炮眼直径D=42mm。

2.炮眼深度:

见炮眼布置图

1)循环进度:

施工期间循环进度均为0.8m。

2)炮眼利用率η:

根据施工经验,炮眼利用率一般为85-95%,炮眼利用率取85%。

3)根据公式η=L0/L,则:

L=L0/η=0.8/85%≈0.94m。

炮眼深度:

掏槽眼深度为1m,其它炮眼深度为0.8m。

3.单位炸药消耗量的选择:

q=1.1ke

÷

=1.1×

×

=1.83kg/m³

式中:

Ke—炸药爆力校正系数,Ke=

p—炸药爆力;

f—岩层坚硬系数;

S—巷道掘进断面。

3)炮眼数目的确定:

(1)一次爆破所需炮眼的数目:

N=qS1Mη/ap=1.83×

4.6×

0.3×

0.85/(0.3×

0.3)≈25(个);

(2)一次爆破需要炸药的总量:

Q=qS3Lη=1.83×

1.0×

0.85≈7.5kg。

N----炮眼数目(个)

Q---一次爆破所需要的炸药量,(kg)

q----单位炸药消耗量,(kg/m3)

S---巷道掘进断面,(m2),M---药卷长度,(m)

η---炮眼的利用率,L---炮眼深度,(m)

a---一次爆破炮眼平均装药系数,取0.3~0.4

P----每卷炸药的重量,kg;

4)掏槽眼数目的确定:

掏槽眼的布置及数目:

根据现场有的钻眼工具和现场施工经验,在掘进过程中采用楔形掏槽,共布置两对(4个)掏槽眼。

掏槽眼布置在巷道的中下部,掏槽眼对称布置。

掏槽眼的排距:

根据经验数据,取排距为:

b=0.6m。

掏槽眼与工作面的夹角α;

根据经验数据,α一般在75~85°

之间,取78°

成对掏槽眼眼底间距s:

根据经验数据s取0.5m。

成对掏槽眼眼口间距a的确定:

a=2Lcosα+s=2×

cos80°

+0.5≈1.09取1m。

(1)掏槽眼装药量的确定:

根据经验公式:

掏槽眼的装药密度△的确定:

根据经验△的取0.4:

掏槽眼每眼装药量为:

施工过程中Q=△pL/m=0.4×

1/0.325≈0.37kg取1.5个药卷0.45kg。

(2)炸药的选择和装药结构

炸药的选择:

目前,我矿使用直径为32mm的Ⅲ级煤矿安全许用乳化炸药,长度300mm,重量300克。

装药结构的选择:

在施工过程中,使用普通Ⅲ级煤矿安全许用乳炸药爆破时,不耦合结构装药,不耦合系数K为:

K=D/∮=42/32=1.31

式中D-炮眼直径,mm,∮--炸药直径,mm。

4、装药量的确定:

1)周边眼装药密度的选择:

根据类比法,同类围岩周边眼的装药密度为0.1~0.25kg/m。

根据我矿多年的施工经验,在煤系地层岩石中△取0.25kg/m。

2)周边眼装药量的确定:

根据周边眼的装药密度△和炮眼深度L,确定周边眼的装药量Q;

Q=△L=0.25×

1=0.25kg取1个药卷(0.3Kg)。

5、周边眼外插角的确定:

施工过程中,为了保证巷道成形,沿煤层施工时,采取预留保护层爆破,保护层厚度为0.1~0.2m,周边眼眼距为0.6m,取外插量为0.1m,则周边眼外插角为:

β=arcsini/L=arcsin0.1/1=3o。

6、爆破网络的计算:

施工过程中,采用全断面一次打眼,一次装药起爆。

起爆采用MFB-100型发爆器,起爆网路采用大串联,则总电阻为:

R=R1+R2+nr=(5.4/1000)×

100+300×

1.5+40×

6.3=702.54Ω

通过网路和每个电雷管的电流为:

I=E/(R1+R2+nr)=1800/702.54=2.56A

根据对爆破网路的电流、电阻计算,都满足起爆器的要求,即最大起爆电阻小于620Ω,最大起爆电流大于2.5A,故采用MFB-100型发爆器起爆所有需一次起爆的炮眼。

7、根据上述爆破设计,结合现场施工经验,实际布置炮眼个数及装药量为:

1011探煤巷炮眼:

布置25个,使用炸药7.5kg。

装载与运输

本掘进工作面采用刮板运输机、皮带输送机进行出货,使用矿车+人工运输材料。

1011探煤巷→1011回风措施巷→1640回风石门→煤仓→主斜井→地面。

管线及风筒

1.掘进过程中,供水管、压风管、排水管采用4寸铁管进行敷设,瓦斯抽放管采用355型PUC管进行安设。

2.电缆采用电缆钩按1.0m的间距进行吊挂,吊挂在巷道右帮。

3.风水管、排水管、瓦斯管沿巷道左帮进行铺设;

风筒沿巷道右帮进行铺设。

设备及工具配备

所需设备、工具的名称、型号规格、单位、数量等,见下表。

序号

设备、工具名称

规格型号

单位

数量

使用

地点

备注

1

潜水泵

2

1011探煤巷

风煤钻

MQB-35

3

气腿凿岩机

YT-28

4

单体风动锚杆钻机

MQT-85J-33

5

局部通风机

FBD-NO7.1

6

液压钻机

750型

7

张拉千斤顶

8

电话

GB-21

9

铁锹

10

11

刮板运输机

12

皮带输送机

1011探煤回风措施巷、1640回风石门、主斜井

生产系统

通风

一、工作面需要风量计算

我矿1011探煤巷掘进工作面即将组织施工,掘进工作面实际需要风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量等规定分别计算,然后取其中最大值。

①按照瓦斯涌出量计算

Q掘=100q掘1×

K掘1,m3/min

=100×

1.5×

1.9

=285m3/min

Q掘——掘进工作面实际需要风量,m3/min

q掘1——掘进工作面回风流中瓦斯(或二氧化碳)的绝对涌出量,m3/min

K掘1——掘进工作面瓦斯不均衡通风系数。

即掘进工作面日最大绝对瓦斯涌出量与月平均绝对瓦斯涌出量之比,按煤层实测风量系选取,机掘工作面取1.5—2,炮掘工作面取1.8—2,1011探煤巷掘进工作面取1.9。

②按照炸药使用量计算:

Q掘=10×

A1

=10×

6.0

=60m3/min

A1————掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,Kg;

10—每千克三级煤矿许用炸药需风量,m3/min。

③按照同时工作人数计算

Q人数=4×

N

式中:

Q人数---掘进工作面按照一次同时工作人数计算需要风量,m3/min;

N---同时工作人数;

根据掘进工作面同时容纳的最多人数计算,1011探煤巷掘进工作面需要配风量为:

20=80m3/min

④按局部通风机实际吸风量计算

按局部通风机吸风量计算

岩巷掘进:

Q掘=Q局×

Ⅰim3/min

=380×

1m3/min

=380m3/min

Q掘————掘进工作面需要风量m3/min

Q扇————局部通风机的实际吸风量(FBD-No6.3/2×

30的风机吸风量为380--550)m3/min

Ⅰi————掘进工作面同时通风的局部通风机台数,台。

安设局部通风机的巷道中的风量,除了满足局部通风机的吸风量外,还应保证局部通风机入口至掘进工作面风流之间的风速:

岩巷不得小于0.15m/s,煤巷不得小于0.25m/s。

根据以上计算,1011探煤巷掘进工作面需要380m3/min符合相关要求。

⑤按照风速进行验算

按照1011探煤巷掘进工作面断面演算掘进工作面可以配备的最大风量和最小风量为:

Q最小=0.25×

60×

4.75=71.25m3/min=1.18m3/s

Q最大=4.0×

4.75=11403/min=19m3/s

⑥风筒百米漏风率为:

P漏=100(Q扇-Q掘)/Q扇×

100%

=100(550-380)/380×

380×

100%

=0.12%<3%

式中:

P漏-----百米风筒漏风率,%

Q扇-----通风机实际吸风量

则:

Q漏1=1140/100×

0.12%×

550=7.5(m3/min)

故:

380+7.5=387.5m3/min≦550m3/min(满足要求)

二、局部通风机安装位置:

根据1011探煤巷通风系统实际情况,该掘进工作面掘进期间的局部通风机安设在1640运料石门风门往前≥10m的合适位置。

三、供风风筒采用φ800mm的柔性阻燃风筒。

四、确定掘进工作面实际需要风量380m3/min。

本掘进工作面采用局部通风机压入式供风,最大供风距离:

450m。

采用2×

30KW对旋风机进行供风。

采用φ800的阻燃风筒进行铺设,每节风筒必须进行吊挂。

供风路线:

1640运料石门→1011回风巷→1011回风措施巷→1011探煤巷。

压风

本掘进工作面压风由地面压风机供风至掘进工作面;

本掘进工作面压风管路采用3寸铁管铺设,每隔30~50m安设一个三通阀门,每隔50m安设一组压风自救器。

采用压风机对掘进工作面的风动工具及压风自救器等进行供风。

压风路线:

地面压风机→副平硐→运料石门→1011回风巷→1011回风措施巷→1011探煤巷。

综合防尘

工作面后路必须铺设4寸消防灭尘管路,灭尘管路每隔30m~50m安设一个三通阀门,且设20m长的灭尘软管,以便洗尘。

灭尘管路末端到迎头的距离不得大于20m,迎头接不小于20m长的灭尘软管降尘、洗尘,迎头设移动喷雾,移动喷雾装置的喷头数量不低于2个。

转载点安设转载喷雾装置,在开动设备出货时必须打开喷雾降尘。

在迎头50m范围内安设两组能封闭巷道全断面的净化水幕。

防灭火

工作面后路必须铺设2寸消防管路,管路每隔30m~50m安设一个三通阀门,且设20m长的消防软管,以便洗尘。

安全监控

1、巷道掘进时,必须安设2台瓦斯传感器。

2、在掘进工作面距工作面3~5m处安设瓦斯传感器(T1),在掘进工作面第一风流交汇处往里10~15m处安设瓦斯传感器(T2)。

供水

本掘进工作面供水管采用4寸铁管进行铺设,每隔30~50m安设一个三通阀门。

供水路线:

地面高位水池→副平硐→1640运料石门→1011回风巷→1011回风措施巷→1011探煤巷。

排水

本掘进工作面在掘进过程中,排水对象主要为钻机用水、锚杆机用水。

流量=管截面积×

流速(注:

水的流速常见为1~3m/s,工程上计算一般取1.5m/s)

钻机每小时排水量Q1=0.0125m×

0.0125m×

3.14×

1.5m/s×

3600s×

2=5.29m3/h

锚杆机每小时排水量Q2=0.005m×

0.005m×

3=1.27m3/h

最大用水量:

Q=Q1+Q2=5.29m3/h+1.27m3/h=6.56m3/h<

25m3/h

根据上述计算,本掘进工作面迎头用风泵抽至1011回风巷的水沟进行自排,排水设备采用QYW25-70(排水量为25m3/h)型风泵能满足排水要求。

排水路线:

1011探煤巷→1011回风措施巷→1640回风石门→1640回风平巷→副平硐→地面。

运输

本掘进工作面采用刮板输送机、皮带运输,工作面所需物料由电机车牵引至1011回风巷,人工运至1011探煤巷工作面迎头。

通信及信号

1、掘进期间,必须在掘进迎头50m范围内安设一部本质安全型电话直通地面调度,所安设的电话必须灵敏可靠。

2、掘进期间,各运输系统司机操作位置必须安设一组灵敏可靠的声光组合信号装置,以便于信息反馈。

劳动组织及主要技术经济指标

劳动组织

1.采用“三.八”作业制度,即每班作业8小时,三班生产。

2.劳动组织以响炮进尺(综掘进尺)工序为中心,采用分工种平行作业,充分利用工时,提高生产进尺效率。

3.掘进期间,循环进度为0.8m。

4.在劳动组织上要求新老兼配,每天至少有一名技术全面、经验丰富、责任心强的职工兼任班长(带班队长)负责该工作面的安全、生产、质量等工作,若工作面出现安全隐患或其他安全问题时,由班长(带班队长)负责统一安排现场工作。

作业循环

1.严格进行出勤考核,确保每班出勤人数符合要求。

2.严格执行班前会制度,保证按时入井。

3.入井前及开始工作前做好需要的准备工作,避免因准备不足影响生产。

4.加强对职工的技术培训,提高职工的技术素质和操作能力,按时按量完成工作,提高工作效率。

5.加强工程质量管理,保证工程质量达标,避免因质量原因进行返工造成的延误工时及材料浪费等。

6.建立内部工分考核制度与工资分配制度,并严格执行,充分发挥(班长)带班队长等队组管理人员的作用,充分调动职工的劳动积极性。

7.加强机电设备的使用、保养、维修管理,降低设备故障率,减少设备故障及机电事故对生产进尺的影响时间,提高工作率。

8.加强职工的安全教育培训,提高职工安全意识和自主保安能力,及时处理安全隐患,避免因事故影响生产。

9.为职工创造良好的工作和休息环境,使职工保持良好的精神和体力工作。

主要技术经济指标

主要根据正规作业循环图表进行计算,不计施工过程中其他影响情况。

安全技术措施

一通三防

一、局部通风安全管理技术措施:

1.掘进工作面每班必须派一名瓦斯检查员跟班检查瓦斯,严禁空班、空检、漏检。

2.该工作面往前掘进过程中,风筒出风口距迎头的距离≤5m。

3.每天必须派专人加强该掘进工作面局部通风的管理,减少漏风。

4.定期派专人按照《质量标准化》要求对风筒进行日常维护。

风筒吊挂必须平直、逢环必挂、逢漏必补,异径风筒连接必须使用过渡节。

5.风筒受挤压或损坏,不能保证掘进头正常供风时,必须立即停止作业,由施工单位协助通风部门维修或更换好风筒,待工作面正常供风后,方可恢复作业。

6.定期派专人对该工作面风筒进行巡视,凡是风筒容易被挤压、刮坏的地段,施工单位必须使用废旧风筒等材料对其进行妥善保护,严禁损坏风筒。

7.本掘进工作面必须采用"

双风机,双电源"

供风,局部通风机和启动装置必须安设在新鲜风流中,且距掘进工作面回风口的距离不得<10m,风机必须实行"

三专"

供电。

巷道内的所有电气设备必须实行"

风电、瓦斯电闭锁"

8.局部通风机的开停工作只能由本掘进工作面的专职瓦斯检查员负责。

二、通风设施安全管理技术措施:

1.局部通风机安装时,下方使用道木或木大板搭木垛垫稳,并使用爪钉抓牢,其垫高不小于0.3m,且上好胶垫以保证高压部位不得漏风。

局部通风机需吊挂时,风机吊挂必须牢固可靠。

2.局部通风机电源必须由瓦斯检查员专门管理。

3.人员在运料过程中,严禁摩擦、损坏风筒、风门。

运送大件时,风门空间不能满足大件运输时,严禁强行通过。

人员出入风门时,必须过一道关一道。

4.必须定期对主、备风机进行自动切换实验。

5.必须定期派专人对通风设施及通风系统进行巡视检查,发现问题必须及时进行处理。

三、瓦斯防治技术及安全管理措施:

1.工作面每班派瓦斯检查员到现场盯班,严格执行瓦斯检查制度,严禁瓦斯超限作业。

2.瓦斯检查员除检查工作面的瓦斯外,还负责局扇的开停工作,负责检查局扇的通风情况及安设地点的瓦斯和供风情况。

3.掘进工作面回风流中瓦斯浓度大于等于0.8%或CO2浓度≥1.5%时,都必须停止工作,撤出人员、制定措施,进行处理。

4.工作面内,巷道帮、顶等局部聚积瓦斯瓦斯浓度≥2%时,无论体积大小,附近20m范围内,必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理,只有在局部聚积瓦斯瓦斯浓度降至1%以下时,方可恢复作业。

5.凡因瓦斯超过规定而切断电源的电气设备,都必须在瓦斯浓度降到1%以下时,方可恢复送电。

6.瓦斯检查员将便携式瓦检器吊挂在工作面迎头,实施现场瓦斯跟踪管理,便携式瓦检器吊挂位置距工作面迎头岩壁距离的为0.2m。

7.若工作面掘进过程中,出现瓦斯涌出异常,工作面必须立即停止工作,撤出人员,切断工作面所有非本质安全型电气设备电源,开关手把打到零位并闭锁;

待观察24h后无异常情况方可严格按相关规定恢复进尺。

8.若出现巷道底板瓦斯超过有关规定的地点,必须立即切断其附近20m范围内电气设备的电源,开关手把打到零位并闭锁,并将其附近20m范围内的电气设备移至安全地点。

将底板瓦斯超限的地点采取出风袖或施工钻孔的方式进行处理。

9.施工过程中,瓦斯抽放管路必须接至迎头≤50m的地点,以便瓦斯抽放工作的正常开展。

10.爆破地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度≥0.8%时,严禁放炮。

工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时必须停止工作,撤出人员,切断电源进行处理,电动机及其开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度≥0.8%时,必须停止运转,切断电源,撤出人员进行处理。

因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电气设备,都必须在瓦斯浓度降到0.8%以下时,方可人工恢复送电。

11.掘进工作面回风流中瓦斯浓度≥0.8%或CO2浓度≥1.5%时,都必须停止工作,撤出人员、制定措施,进行处理。

12.临时停工的地点不得停风,否则必须切断电源,设置栅栏,揭示警标,禁止人员入内,并向矿调度汇报,停工区内瓦斯和CO2浓度≥3%或其它有害气体浓度超过规定,不能立即处理时,必须在24h内封闭完毕。

恢复已封闭的停工区或采掘工作面接近这些地点时,必须事先排除其中聚积的瓦斯。

排除瓦斯工作必须制定安全技术措施。

13.无论工作或交接班时,掘进工作面都不准停风,无论何种原因停风时,必须撤出人员,切断电源,设置栅栏,揭示警标。

恢复通风前,必须检查瓦斯,只有停风区中最高瓦斯浓度<0.8%和最高CO2浓度<1.5%,局部通风机及其开关地点附近10m以内风流中的瓦斯浓度都<0.5%时,方可人工开动局部通风机。

14.在排放

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