一采区回风上山掘进作业规程.docx

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一采区回风上山掘进作业规程

宝筑鑫达煤矿

一采区回风上山掘进作业规程

 

工作面名称:

一采区回风上山

编制人:

易绍钧

施工负责人:

掘进三队

总工程师:

矿长:

批准日期:

年月日

执行日期:

年月日

 

目录

第一章概况………………………………………………………4

第一节概述…………………………………………………4

第二节编写依据……………………………………………4

第二章地面相对位置及地质情况………………………………4

第一节地面相对位置及邻边采区开采情况………………4

第二节岩层赋存特征………………………………………4

第三节地质构造与水文地质………………………………5

第三章巷道设计及支护说明……………………………………6

第一节巷道布置……………………………………………6

第二节支护设计……………………………………………7

第三节支护工艺……………………………………………8

第四章施工工艺…………………………………………………12

第一节施工方法……………………………………………12

第二节爆破作业……………………………………………12

第三节爆破作业图表………………………………………13

第四节管线敷设……………………………………………14

第五节设备及工具表………………………………………14

第五章劳动组织与主要技术经济指标…………………………15

第一节劳动组织……………………………………………15

第二节循环作业……………………………………………16

第三节主要技术经济指标…………………………………16

第六章生产系统…………………………………………………17

第一节通风系统……………………………………………17

第二节压风系统……………………………………………20

第三节防尘系统……………………………………………20

第四节防灭火………………………………………………22

第五节安全监测系统………………………………………22

第六节供电系统……………………………………………23

第七节运输系统……………………………………………24

第八节排水系统……………………………………………24

第九节通讯系统……………………………………………24

第七章安全技术措施……………………………………………25

第一节“一通三防”管理…………………………………25

第二节顶板管理……………………………………………27

第三节爆破管理……………………………………………29

第四节防治水管理…………………………………………34

第五节机电管理……………………………………………35

第六节运输管理……………………………………………39

第七节其他………………………………………………40

第八章灾害预防与避灾线路……………………………………44

第一节应急措施……………………………………………44

第二节避灾路线……………………………………………45

第三节发生事故组织抢救方法程序图……………………46

 

会审人员签字

矿长:

工程师:

生产矿长:

安全矿长:

跟班矿长:

防突队:

安全员:

瓦检员:

机电队:

编制:

编制时间:

贯彻人:

会审意见:

 

第一章概况

第一节概述

巷道名称:

宝筑鑫达煤矿一采区回风上山。

位于M6煤层,自M6总风石门(坐标X=2967604,Y=35568301)处开门沿192°方位角掘进施工。

用途:

作1602准备采煤工作面回风之用。

设计长度:

250米。

工程量:

1200m3。

坡度3‰。

服务年限2年,预计开工时间:

2011年3月15日,预计竣工时间:

2011年5月15日。

第二节编写依据

编制依据

1、《煤矿安全规程》2010年版

2、《宝筑鑫达煤矿储量核查报告》。

3、《宝筑鑫达煤矿9改15万吨开采设计方案》

4、《宝筑鑫达煤矿生产地质报告》。

第二章地面相对位置及水文地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

地面相对位置:

X=2967604,Y=35568301~X=2967360,Y=35568250。

地面标高+1505~+1505米,掘进巷道标高+1408~+1408米,距地面垂高97米,相对地面建筑物无影响,邻近暂无巷道掘进。

第二节煤层赋存特征

M6煤层

位于龙潭组(P3l)中上部,较稳定,厚度1.6~1.8m,平均1.7m,全区可采,含夹矸一般0~2层,结构较简单。

顶板:

直接顶板为粉砂岩,间接顶板为粉砂岩夹粘土岩。

粉砂岩中局部裂隙较发育。

底板:

直接底板为粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩,强度较低,稳性差。

间接底板为粉砂岩,易风化破碎。

第三节地质构造与水文地质及主要灾害

一、地质构造

矿井位于板桥向斜西翼,为但斜构造,地层倾向东西,倾角一般10°,最大不超过15°。

褶皱不发育。

矿区内仅在中部有一条走向呈北东-南西正断层(F1),其余断层距均较小。

二、水文地质

矿区地貌为喀斯特岩溶地形,侵蚀构造,本区最低侵蚀基准面+1400m,含水层为夜郎组第二段,岩性以灰岩为主,隔水层为龙潭组,为泥质岩与煤层相间。

区域范围内地下水主要为裂隙水,其补给主要是大气降水,以泉水形式流出,其流量较小。

风井正常涌水量3m3/h,最大涌水量8m3/h。

三、瓦斯、煤尘、自燃及地温

1、瓦斯

根据贵州省煤炭管理局文件《对毕节地区2008年瓦斯等级鉴定报告的批复》,本矿属于高瓦斯矿井。

瓦斯绝对涌出量为6.45m3/min,相对涌出量为32.48m3/t。

2、煤尘爆炸性

根据煤田地质局2003年11月27日和2009年12月15日为本矿所作的《煤尘爆炸性鉴定报告》,M6、M14、M16煤层均无爆炸性。

3、煤的自燃倾向性

经鉴定,M16煤层自燃发火等级为

级,属不易自燃煤层。

4、地温

按无地温灾害管理

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置及支护说明

巷道位于M6煤层中,坐标X=2967604,Y=35568301)处开门沿192°方位角掘进,将来与1602切眼贯通行成1602采面。

详见附图1

附图1:

巷道布置平面示意图

锚网喷梯形净断面4.8㎡,掘进断面5.04㎡;净断面:

顶宽2.4

米,底宽2.4米。

第二节支护设计

一、支护方式

(一)临时支护

采用吊挂前探支架作为临时支护,前探梁由∮75mm钢管三根钢轨制作,长度不小于4m,间距不大于0.9m,用金属锚杆和吊环固定,吊环形式为倒梯形,每根前探梁不少于3个吊环。

吊环用配套的锚杆螺母固定,所用树脂锚固剂不少于3根,锚固力不小于50kN。

(二)永久支护

巷道永久支护方式采用锚网喷支护:

详见附图2

附图2:

锚网喷支护图

(三)巷道断面特征及材料消耗见下表:

第三节支护工艺

二、支护材料

1.锚杆及锚固剂:

锚杆采用5A5钢制成的等强度螺纹钢锚杆,直径为14mm,长度为1500mm。

每根锚杆均用3卷树脂锚固剂固定,锚固长度不少于700mm,锚杆外露长度为30~50mm。

托盘为正方形,规格(长×宽)为130mm×130mm,用10mm钢板压制成弧形。

树脂锚固剂直径为25mm,每块长度为350mm,锚杆均使用配套标准螺母紧固,锚固剂型号为MSK盟2535,每根锚杆锚固力不小于64kN(35MPa)。

2.网采用直径4.0mm的冷拔铁丝制作的经纬网,网的规格为长x宽=100mm×l00mm,网要压茬连接,搭接长度不小于100mm,相邻两块网之间要用14号铁丝连接,连接点要均匀布置,间距200mm。

3.喷射混凝土必须采用标号不低于325(原为425)号水泥,砂为纯净的河砂,含水率为4%~6%。

石子粒直径小于20mm,将粒径大于15mm的石子控制在20%以下,并保证干净。

混凝土抗拉强度为22MPa、抗压强度为1.6MPa,配比为水泥:

砂:

石子为1:

2:

2。

速凝剂型号为J85型,掺入量一般为水泥重量的2~3.5%,喷拱取上限,喷淋水区时可酌情加大速凝剂掺入量,速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。

三、锚杆安装工艺

1.打锚杆眼:

打眼前,首先严格按中、腰线检查巷道断面规格,不符合设计要求时必须先进行处理;打眼前要先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查项帮,找掉活矸危岩,确认安全后方可作业。

锚杆眼位置要准确、眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15°。

锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钻钎上做好标志,严格按锚杆长度打锚杆眼,深度1500mm。

打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。

2.安装锚杆:

安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。

吹扫时,操作入员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人,然后把2根树脂锚固剂送入眼底。

随后将锚杆插入锚杆眼内,使锚杆顶住树脂锚固剂,外端头套上螺帽,用带有专用套筒的锚杆安装机卡住螺帽。

开动锚杆安装机,使锚杆安装机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对描固剂进行搅拌,直至锚杆达到设计深度.方可撤去锚杆安装机。

搅拌旋转大于35s后。

卸下螺帽,挂好网.上好托盘,拧上螺帽。

12min后,拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力,拧紧力矩不小于120N·m,托盘要紧贴岩面。

四、喷射混凝土

1.准备工作:

(1)检查锚杆安装和冷拔丝网铺设是否符合设计要求(复喷时),发现问题应及时处理。

(2)清理喷射现场的矸石杂物,接好风、水管路,输料管路要平直、不得有急弯,接头要严实、不得漏风,严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。

(3)检查喷浆机是否完好,并送电空载试运转,紧固好摩擦板,不得出现漏风现象。

(4)喷射前必须用高压风水冲洗岩面,在巷道拱顶和两帮拉绳安设喷厚标志。

(5)喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。

2.喷射混凝土的工艺要求:

喷射顺序为先帮(帮喷厚度可适当低于顶喷厚度)后顶,从墙基开始自下而上进行,喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。

喷枪头与受喷面喷面的垂直距离以0.8—1.0m为宜。

人工拌料时采用干拌料,水泥、砂和石子应清底并翻拌3遍使其混合均匀。

喷射时,喷浆机的供风压力为0.4Pa,水压应比风压高0.1MPa左右,加水量凭射手的经验加以控制,最合适的水灰比是0.4—0.5之间。

喷射过程中应根据出料量的变化,及时调整给水量,保证水灰比准确,要使喷射的湿混凝土无干斑、无流淌、粘着力强、回弹料少,一次喷射混凝土厚度40~60mm,并要及时复喷,复喷间隔时间不得超过2h。

否则,应用高压水重新冲洗受喷面。

3.喷射工作:

喷射工作开始前,应首先在喷射地点铺上旧胶带(报废风筒),以便收集回弹料,回弹率不得超过15%。

若喷射地点有少量淋水时,可以适当增加速凝剂掺入量;若出水点比较集中时,可设好排水管,然后再喷浆。

喷射工作结束后,喷层必须连续洒水养护28天以上,7天以内每班洒水1次,7天以后每天洒水1次水,每次喷射完毕,应立即收集回弹物,并应将当班拌料用净。

当班喷射工作结束后,必须卸开喷头.清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。

喷射混凝土回弹率不得超过15%,回弹料要及时收集,可掺入料中继续使用,但掺入量不超过30%。

开机时,必须先给水,后开风,再开机,最后上料;停机时,要先停料,后停机,再关水,最后停风。

喷射工作开始后,严禁将喷射枪头对准人员。

喷射中突然发生堵塞故障时,喷射手应紧握喷头、并将喷口朝下。

4.喷射质量:

喷射前必须清洗岩帮、清理浮矸,喷射均匀,无裂隙,无“穿裙”、“赤脚”。

五、巷道工程质量规定见下表:

钢筋网喷射混凝土支护巷道工程质量标准

检查项目

设计值

质量标准

1.巷道净宽

(㎜)

主要巷道:

0~+150mm

一般巷道:

-50~+150mm

无中线巷道:

-50~+200mm

硐室:

0~+100mm

2.巷道净高

(㎜)

主要巷道:

0~+150mm

一般巷道:

-30~+150mm

无腰线巷道:

-30~+200mm

硐室:

-30~+150mm

3.喷层厚度

喷层厚度不小于设计值

允许偏差项目

1.基础深度

基础做到实底,其深度不小于设计

2.铺网

符合作业规程规定

3.表面平整度

≤50㎜

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、巷道开口施工方法

1.施工前地测人员必须提前标定开门位置,标定巷道中腰线,施工单

位严格按线施工。

2.开门前,必须对开门口左右各10m巷道支护进行检查加固,并将各

种管路、电缆落地,用旧胶带或其它物品、板梁掩护好。

3.开门前,应提前按规程要求,安设局部通风机、接好风筒。

二、锚网喷施工方法

1.掘进班施工方法:

(1)迎头爆破后,及时在前探梁有效支护掩护下按由外向里、先顶后帮的顺序找掉活矸围岩,然后进行装运。

(2)装运到能打顶部锚杆时停止装运,打顶部锚杆。

(3)待装运结束,由外向里打设锚杆并由外向里顺序挂网,锚杆托盘压网要实,连好网。

连网过程中应用铁丝留足喷厚标志。

2.喷浆班施工方法:

(1)迎头施工15m左右(根据围岩稳定情况可缩短)后,停止向前掘进,集中一天分三班对巷道进行喷浆;

(2)喷浆应盖网,喷后不露网筋,达到设计总厚度100mm。

第二节凿岩方式

本规程所施工的巷道均采用打眼爆破的方式破岩。

1.打眼机具:

采用YT—28型风钻打眼,锚杆眼采用MQT85J31型风动锚杆机打眼,安注锚杆时锚杆机安装,风源来自地面压风机房。

2.装载、运输及喷浆:

施工中采用人工攉岩(煤)、U型号刮板运输至M6运输平巷矿车装载,喷浆机的型号为HPZ-50型。

3.降尘方法:

湿式打眼、水炮泥装药、装岩(煤)前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后放水冲刷岩帮。

第三节爆破作业

一、炮眼布置:

详见附图4

附图3:

掘进炮眼布置图

1.掏槽方式为楔形掏槽法。

2.炸药、雷管:

使用煤矿许用乳化炸药

3.装药结构:

正向装药结构。

4.起爆方式:

起瀑使用MFd—100型发爆器全断面一起爆,联线方式为串联联线。

5.巷道采用普爆锚喷向前掘进,根据围岩硬度周边眼距定为500~600mm。

炮眼利用率为85%。

二、爆破作业图表

第四节管线敷设

1、风筒:

吊挂严格执行“两靠一直”,接头严密不漏风,风筒口距迎头不大于5米。

2、水管:

紧跟工作面,距迎头10米内由闸阀控制。

3、电缆线悬挂整齐,多余缆线绕成“S”状。

4、放炮线与电缆线分挂,严禁裸露。

5、采用DBKJNO5.6-2×11轴流式局部通风机,压入式通风,局扇安装在石厂湾总回风上山捌点处。

第五节设备及工具配备

设备及工具配备请见下表:

设备及工具配备表

序号

设备工具名称

型号规格

单位

数量

备注

1

局部通风机

DBKJNO5.6-11×2

2

一台备用

2

风动锚杆机

MQT-120/2.75

2

一台备用

4

风动凿岩机

YT—24

3

一台备用

5

锚杆安装机

MJ-80

2

一台备用

6

控制开关

QBZ—80

2

7

喷浆机

PCU6

1

8

风镐

1

9

液压锚秆测力计

ML-10

1

10

掏扒

2

11

力矩板手

1

12

磅锤

1

13

馈电开关

KBZ—400

1

14

风动锚杆机钻杆

1.5米

20

15

钻头

φ38

10

16

撮箕

3

第五章劳动组织与主要技术经济技术指标

第一节劳动组织

采用“三八”制作业,每班个8小时一循环,详见劳动组织图表:

劳动组织图表

工种

在册人数

出勤人数

早班

中班

夜班

打眼工

7

2

2

2

放炮工

4

1

1

1

装岩工

10

3

3

3

机电维修工

4

1

1

1

安瓦员

4

1

1

1

爆破员

4

1

1

1

合计

33

9

9

9

第二节循环作业

宝筑鑫达煤矿水仓专用回风巷掘进循环作业图表

第三节主要技术经济指标

序号

项目

单位

指标

备注

1

每循环在册人数

11

2

每循环出勤人数

9

3

出勤率

%

82

4

循环进度

m

1.53

5

循环进度

循环/月

75

6

月进度

m

115

7

月循环率

%

80

8

炸药消耗

kg/m

4.80

9

雷管消耗

个/m

11.76

10

坑木消耗

m3/m

0.03

第六章生产系统

第一节通风系统

一、掘进工作面风量计算

独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算,并选取其中最大值。

1.按瓦斯涌出量计算:

Q=100×q×k=100×3.92×1.1=431m3/min;

式中Q—掘进工作面实际需要的风量,m3/min

100—单位瓦斯涌出配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值;

q—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min,此处工作面的q取3.92;

k——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数.此处取2。

2.按炸药量计算;

Q=25×A=25×2.4=60m3/min

式中25—每lkg炸药爆炸不低于25m3的配风量;

A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,此处规定A=2.7kg。

3.按人数计算:

Q=4×n=4×9=36m3/min

式中4—每人每分钟不低于4m3的配风量;

n——掘进工作面同时工作最多人数,此处n=14。

4、按照局扇实际吸入风流计算

Q=(Q局i+Q局)I=(200×0.1+200)×1=220m3/min

5、按允许风速计算最大值和最小值

根据《煤矿安全规程》规定,掘进中的煤巷风速要求,0.25/s≤v≤4m/s,即:

Q最小=60×v×s掘=60×0.25×5.5=82.5(m3/min),S掘取5.5m2,V取最小值0.25m/s。

Q最大=60×v×s净=60×4×4.8=1152(m3/min),S净取4.8m2,V取最大值4m/s。

式中:

Q-掘进工作面实际需要风量,(m3/min)

S-巷道断面积,m2

V-掘进中的煤巷风速要求,m/s

综上计算,供风量取最大值为193m3/min

选用FBDN0-5.6/2×11型局扇,其供风量为430-220m3/min2台,一台工作,一台备用且安设自动切换开关

Q=Q局×I=150×1=150m3/min

Q局—掘进工作面局部通风机的实际吸风量,m3/min,FBDN0-5.6/2×11型局部通风机吸风量为150—200m3/min,取150m3/min;

I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,本矿均为1台。

所以,掘进工作面实际需要风量取以上计算最大值150m3/min。

二、局部通风机、风筒规格选型

1.局部通风机吸风量的确定:

Qf=Qj/(60×φc)=90/(60×77%)=1.95m3/s=117m3/min;

式中Qf—局部通风机吸风量,m3/min

Qj—掘进工作面需要风量.m3/min;按炸药量计算为105mm3/min;

φc—风筒有效风量率,%;取φc=77%。

2.根据局部通风机吸风量117m3/min,选用DBKJNO-2×5.5型局部通风机可以达到要求。

3.风筒采用抗静电、阻燃风筒,直径为500mm。

风筒要吊挂平直,缓慢拐弯,保证风流畅通。

三、掘进工作面风量验算

1.按最低风速验算:

岩巷掘进工作面最低风量为:

Q岩≥g·S煤=9×5.4=48.6m3/min

式中g——按煤巷掘进工作面最低风速的换算系数,取g=9。

S煤——掘进断面积,S煤=5.4m2。

2.按最高风速验算:

岩巷掘进工作面最高风量:

Qs<240×S煤=240×5.4=1296m3/min

式中240P—换算系数;

S煤—断面积,m2。

3.按掘进工作面温度和炸药量验算:

温度为25℃、炸药量在5kg以下时风量为60m3/min

4.按有害气体浓度验算:

回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%,即

Q=P瓦/Q掘<1%

式中Q—掘进工作面需要风量,m3/min

P瓦—瓦斯绝对涌出量,m3/min

则Q掘>P瓦/1%=0.4/0.01=40m3/min

掘进工作面供风量117m3/min,,满足以上4个条件,所以选用DBKJNO5.6-11×2风机。

四、局部通风机安装地点

安装局部通风机的地点设在石厂湾M6总回风上山拐点处。

详见附图4

第二节压风系统

采用安装在风井地面的KG-I20A型螺杆式空气压缩机供风,储气容积0.65m3,压力0.9mpa,Ф100㎜无缝钢管从风井井筒,到工作面。

详见附图5:

第三节防尘系统

1、由地面消防水池供水,敷设Ф100㎜无缝钢管(暂敷设Ф2寸无缝钢管)至工作面,管路系统上每50米开一接口,在回风口设水幕。

2、放炮前后喷雾洒水,装岩喷雾。

3、认真搞好个体防尘,坚持湿式打眼,戴好防尘口罩。

详见附图6:

附图4:

掘进通风系统示意图

附图5:

掘进压风系统示意图

附图6:

掘进防尘系统示意图

第四节防灭火

1、防灭火用水系统同防尘水系统。

2、、本矿区自开采以来历史上无煤层自燃,但也应严密观察煤层自然发火期。

第五节安全监控系统

1、安全监控线路由掘进工作面设T1、T2两个探头,经总回风上山与M6甩车场分站到风井地面,再联到矿安全监控中心。

2、掘进工作面作业,瓦斯浓度在1%以下正常工作,矿井选择JB90瓦斯自动测控系统,巷道中安装甲烷自动探测报警仪,断电装置、设置报警、断电浓度≥1%,复电浓度<1%,T1安装在距迎头5米处,T2安装在距井口15米处的风流中。

3、瓦斯传感器报警,必须立即停止工作,由值班矿领导、瓦检员、安全员现场查明原因进行处理,并做好记录。

4、班组长、流动电钳工、跟班安全员、矿长、副矿长、放炮员必须佩带便携式甲烷检测报警仪。

详见附图7:

附图7:

掘进工作面安全监控系统示意图

第六节供电系统

1、变电所10KV变压到矿变电室,经矿用地面动力变压器与矿用井下风机专用变压器380V送到井下,由QBD—350总路开关控制,由QBZ—80专控风机。

2、同时用电负荷为41KW。

3、馈电开关设过流、欠压、短路、断相保护。

4、严禁变压器中性点接地电源入井。

5、所有电器设备外壳必须保护接地。

供电系统图略

第七节运输系统

掘进工作面的煤和矸石自工作面采用U型刮板运输机经总回风上山运至M6甩车场装载点装矿车,再由风井地面绞车经风井井筒提升至

地面,材料运输则按此路径反向直接下放至井底车场,再经人力搬运至掘井工作面材料堆码点(图略)。

第八节

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