阿戛煤矿1200临时避难硐室施工作业规程.docx

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阿戛煤矿1200临时避难硐室施工作业规程

水城县阿戛乡阿戛煤矿

1200临时避难硐室

矿长:

鲍忠合

生产矿长:

李昆明

安全矿长:

董禄

技术负责:

葛茜根

编制:

高保民

编制日期:

二0一二年十月五日

目录

会审意见-4-

第一章概况-4-

第一节概述-6-

第二节地质情况-7-

第二章支护形式的选择-8-

第一节巷道支护-8-

第二节顶板管理-11-

第三章爆破参数的选择计算-13-

第一节爆破参数的选择计算-13-

第二节炮眼布置及爆破说明书-15-

第四章生产系统-16-

第一节通风-17-

第二节压风-18-

第三节瓦斯防治-18-

第四节综合防尘-18-

第五节防灭火-20-

第六节防治水-20-

第七节瓦斯监测-22-

第八节运输-22-

第五章供电、通讯和信号-22-

第一节供电-22-

第二节通讯及信号-22-

第六章劳动及主要经济技术指标-22-

第一节劳动组织-22-

二、正规循环图表-24-

第二节经济技术指标-23-

第三节施工管理-24-

第七章安全技术措施-25-

第一节打眼放炮操作及注意事项-25-

第二节支护-31-

第三节出碴注意事项-33-

第四节机电、提升运输管理-33-

第五节顶板管理-35-

第六节通风与瓦斯管理。

第七节巷道开门及贯通管理-39-

第八节其他注意事项-39-

第九节压风自救-39-

第十节耙岩机-40-

第十一节起吊重物40

第八章灾害分析-40-

第九章避灾路线-40-

 

 

措施会审

参加人员:

 

安全矿长:

 

年月日

矿长:

 

年月日

总工:

 

年月日

本措施贯彻情况

贯彻时间:

贯彻人:

参加人数______名

参加人名(签字):

参加人数______名

参加人名(签字):

参加人数______名

参加人名(签字):

第一章概况

第一节概述

一、工作面概况

1、本工作面名称:

1200临时避难硐室。

2、工作面位置

本工作面开门口在主井石门内开口,设计1200临时避难硐室标高1203m。

3、设计工程量:

15m。

二、巷道用途及施工技术要求

1、巷道用途:

主要用于1901采面应急避难。

2、施工技术要求:

⑴施工单位严格按设计断面要求施工,确保工程及支护质量。

⑵每班下井前,必须进行不少于30分钟的班前学习教育。

⑶锚杆施工如跟出矸平行作业,必须注意安全,保证在作业过程中做到“三不伤害”原则,采用扒矸机进行出矸时,不得平行作业。

⑷掘进队长是巷道工程质量及安全的现场第一负责人,必须接受相关部门的检查和监督。

第二节地质情况

一、地质概况

1、地质特征

本矿位于北西-南东向格木底向斜北翼东段,其总体构造形态呈单斜岩层。

地层走向北西西—南东东,倾向南南西,倾角75度。

2、构造

该巷道与1901运输巷、主井石门相邻,根据两巷道揭露资料表明,无断层影响。

3、水文地质情况

1253临时避难硐室与1901运输巷、主井石门相邻,在两巷道钻孔控制范围之内,无水患威胁。

三、矿井瓦斯等级、煤尘爆炸指数、煤层自然发火期和自燃倾向性;矿井煤与瓦斯突出危险性、冲击地压、地温情况

1、瓦斯

1)瓦斯等级鉴定

矿井突出矿井。

2)煤与瓦斯突出

本矿井为突出矿井,所有煤层未作煤与瓦斯鉴定,按突出煤层进行管理。

2、煤尘爆炸性和自然倾向性

根据贵州省六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司实验室提供的水城县阿戛乡阿戛煤矿煤样检测报告,1#、18#煤层有爆炸危险性,其余煤层未作作鉴定,矿井按煤层有爆炸危险性进行设计。

根据贵州省六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司实验室提供的水城县阿戛乡阿戛煤矿煤样检测报告,1#、18#煤层的自燃倾向性为二类,属自燃煤层,其余煤层未作鉴定,矿井按一类容易自燃进行管理。

第二章支护形式的选择

第一节巷道断面及支护

一、掘进方式:

采用钻眼爆破法掘进。

1、凿岩机的选择:

选用气腿凿岩机。

2、出碴方式:

采用扒碴机扒碴装车。

3、凿岩方式:

湿式凿岩。

二、巷道断面与支护方式

1、巷道断面:

(附图1~2断面)

 

(1)、采用半圆拱形;

巷道掘进断面:

a、Ⅰ-Ⅰ断面:

掘进断面:

宽2.2m,高2.5m(4.98m2);

净断面:

净宽2m,净2.4m(4.37m2)。

b、Ⅱ-Ⅱ断面:

掘进断面:

宽3.2m,高2.9m(8.18m2);

净断面:

净宽3m,净2.8m(7.44m2)。

2、支护形式

A、采用前探梁作临时支护,使用U型卡作吊环钩,三根槽钢钢作为前探梁,按800mm的间距进行布置三梁九环并用2米长的大板背顶,背顶的大板为8块。

(临时支护好后,对顶进行支护时,先将没有前探梁处的锚杆施工完毕,然后退出前探梁,补打前探梁处的锚杆。

退出前探梁时只能按同一方向逐一退出,每退出一根,将锚杆补打完后,方可退出下一根。

B、永久支护采用锚网喷浆支护,距工作面迎头不得大于2.0m。

(1)锚杆:

采用φ20mm、2m长的筋钢螺纹锚杆支护。

(2)锚固剂:

使用MSK2360型树脂锚固剂;直径为23mm、长度为300mm。

(3)锚网:

顶帮均采用长2000mm,宽1000mm钢筋点焊网。

(4)支护密度:

锚杆间距0.8m;排距0.8m;长度:

锚杆长2.0m。

喷射砼强度C20;厚度100mm。

(5)、砼的配比

速凝剂:

水泥:

粉砂=1:

4:

16

C、支护参数验算

(1)锚杆长度验算

根据L=kb/2f+L1+L2

式中:

L---------锚杆长度,m

k---------安全系数,取2

b---------巷道开挖宽度3.2m

f---------岩石的坚固性系数,取3

L1---------锚杆锚入稳定岩层的深度,取0.3m

L2--------锚杆在巷道中的外露长度,取0.1m

L=(2×3.2)/(2×3)+0.3+0.1=1.47m<2m

(2)锚杆间排距验算

根据a≤(2fq/kbr)1/2

式中:

q-----锚杆的设计锚固力,取80KN

k-----安全系数,取2

b-----巷道开挖宽度3.2m

f-----岩石的坚固性系数,取3

r-----被悬吊岩石的重力密度,取27.1KN/m3

a≤((2×3×80)/(2×3.2×27.1))1/2=1.66m>0.8m

根据以上验算,采用2.0m钢筋螺纹锚杆,间排距按设计800mm×800mm进行布置是可以满足支护要求的;掘进过程中,根据现场情况,若需要更改支护设计时,及时更改支护设计,施工时严格按设计进行施工。

第二节顶板管理

1、敲帮问顶制度,必须遵守下列规定:

(1)、由班组长安排两名熟练工负责找顶,一人找顶,一人观察顶板和退路;找顶人应站在安全地点,观察人应站在找顶人的侧后方,并保证退路畅通和发现险情及时提醒找顶者撤退。

(2)、找顶应从有完好支护的地点开始,由外向里,先顶部后两帮再正前依次进行;找顶范围内严禁其他人员进入。

(3)、找顶工作人员用长工具找顶时,应防止活矸顺杆而下伤人;找顶钢钎必须由施工单位安排加工,一头带尖长度不少于3m,每班坚持使用。

(4)、顶帮遇有大块断裂岩石离层时,应首先设置临时支护(打点柱后再用管缝式锚杆锚住),保证安全施工。

(5)、进班后、打眼期间、装药前、爆破后,都必须坚持进行敲帮问顶工作,将巷道帮顶及正前活矸聋岩全部找掉找净。

2、找顶时,若有大块危岩无法找掉,必须对其临时加固,采用打点柱或打戗柱,点柱或戗柱必须用大锤、木楔打紧打牢,然后打锚杆锚固。

3、遇有地质变化时,必须加强支护。

4、当掘进工作面遇到下列情况之一时,必须立即停止作业,撤出所有受威胁的人员,并及时通知矿调度室和有关部门及相关负责人。

①顶板来压、支护变形速度聚增时;

②工作面遇有垮冒、涌水量增大等突水预兆时;

③顶板离层严重、大量锚杆失效时;

④瓦斯等有害气体超限、温度聚增聚减时。

5、掘进工作面必须保证后路巷道畅通无阻,支护完好,清洁卫生。

6、由于每循环进度1.7m,锚杆排距为0.8m,前探支护必须紧跟迎头,严禁空顶作业。

7、当班发现的不安全隐患,当班必须处理完,如有特殊情况未处理完时,必须由跟班班长在现场与下一班班长交待清情况,由下一班班长组织处理。

8、顶帮遇到大块断裂煤矸或煤矸离层时,应先设置临时支护,保证安全后,再顺着裂隙、层理敲帮问顶,不得强挖硬刨。

9、在施工过程中,必须加强对顶板的观察及监控,并作好相关数据的记录。

第三章爆破参数的选择计算

第一节爆破参数的选择计算

1、爆破原始条件

矿井瓦斯等级

防突

掘进断面

Ⅰ-Ⅰ

4.98m2

Ⅱ-Ⅱ

9.78

岩石普氏系数f1

4~6

钻眼机具

`YT-28

风钻

炸药类别

乳化炸药

雷管类别

毫秒延期电雷管

2、炮眼布置

1)、Ⅰ-Ⅰ、Ⅱ-Ⅱ断面均为:

①掏槽方式:

选用斜眼楔形掏槽,槽口宽0.4m,排距0.2m,眼深2.2m,距底眼0.35m。

②周边眼间距:

顶眼0.4m,邦眼0.4m、底眼0.65m、0.45m,眼深2.0m。

③辅助眼间距:

0.45m,眼深2.0m。

2)、Ⅲ-Ⅲ断面:

①掏槽方式:

选用斜眼楔形掏槽,槽口宽0.6m,排距0.2m,眼深2.2m,距底眼0.35m。

②周边眼间距:

顶眼0.4m,邦眼0.4m、底眼0.57m、0.5m、0.53m,眼深2.0m。

③辅助眼间距:

0.5m,眼深2.0m。

二圈眼间距0.55m.眼深2.0m。

3、预期爆破效果:

序号

指标名称

单位

主要参数

Ⅰ-Ⅰ

Ⅱ-Ⅱ

1

掘进断面

m2

4.98m2

8.18

2

每循环进尺

m

1.7

1.7

3

每循环实体岩量

m3

8.47

16.6

4

每米实体岩量

m3

4.98

9.78

5

每循环炮眼长度

m

69.2

95.2

6

每米炮眼长度

m

40.7

56

7

炮眼利用率

85

85

8

每米炸药消耗

kg

11.3

15.4

9

每米雷管消耗

20

27.6

4、爆破网络总电阻R总:

a、雷管电阻:

雷管起爆电流2.5A,雷管脚线剪短加长后r=3.8Ω,

r总=47×3.8=178.6Ω。

雷管选用1~3段毫秒延期电雷管。

b、母线电阻使用YZ2×1.5橡胶钢芯电缆作放炮母线,母线最长为500m,母线单位电阻0.0116Ω/m。

R母=P

c、爆破网络总电阻R总

R总=r总+R母=163.4+2.9=166.3Ω

放炮器选型:

MFB-100隔爆型晶体管电容式发爆器,发爆器峰值电压1700V,最大外电阻800Ω,远远大于178.6Ω能满足需要。

5、爆破网络总电流I

I=

经计算爆破网络总电流9.55A,大于起爆电流2.5A的3.8倍。

故上述计算合理可靠。

6、炸药选用三级煤矿许用乳化炸药,药卷直径为32mm,药卷长度为200mm,重量为0.135kg,殉爆距离不小于3cm,爆速不小于2300m/s,爆力为220mL;

第二节炮眼布置及爆破说明书

一、炮眼布置及装药量

炮眼布置图(附图Ⅰ-Ⅰ、Ⅱ-Ⅱ断面爆破图表)

第四章生产系统

第一节通风

1、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算:

Q=100×q掘×Kd

式中:

Q—掘进工作面实际需风量,m3/min。

q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量,因为是岩巷掘进取0.6m3/min。

Kd—工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数,取Kd=1.6。

Q=100×0.6×1.6=96m3/min

2、按炸药消耗量计算:

Q掘=Ac×b/t×c=10.2×0.1/(40×0.02%)=128m3/min

式中:

Ac—掘进工作面一次消耗的最大炸药量:

取A=10.2Kg;

b—每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量,根据炸药爆破后的有毒气体国家标准取b=0.1m3/kg

t—通风时间,一般取20—40min;本工作面取40min;

c—爆破经通风后,允许工人进入工作面工作的CO浓度,一般取c=0.02%;

3、按最多工作人数计算:

Q=4N

式中:

N—掘进工作面同时工作的最多人数,取N=9人

Q=4N=4×9=36m3/min

综上计算,掘进工作面实际需风量为128m3/min。

4、按风速进行验算:

15×S≤Q≤240×S

式中:

S—回风断面积,7.44m2。

15×7.44=111.6m3/min≤Q≤240×7.44=1785m3/min

5、通风机选型:

采用局部通风机向工作面供风,局部通风机选用2×11kw局部通风机,额定吸风量为:

201-300m3/min,所选择的局扇能满足掘进工作面的供风要求。

6、风机安置点风量计算

岩巷掘进:

  Q掘=Q扇×Ii+15S

式中:

Q扇--局部通风机实际吸风量,取额定吸风量的取大值300m3/min进行计算。

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而外,还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s,以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞,造成瓦斯积聚;Ii--掘进工作面同时通风的局部通风机台数;S—掘进巷道断面,取7.44m2

Q掘=Q扇×Ii+15S=225×1+15×7.44=336m3/min,该巷局部通风机安装地点风量必须大于336m3/min才能满足局部通风吸风量的工作需要。

6、通风系统图(见附图)

第二节压风

空压机安设在地面,主管采用Φ100mm的无缝钢管,支管采用Φ50mm的无缝钢管接至迎头。

第三节瓦斯防治

1、任何人不得私自停开局扇,不得任意改变风筒通风方向。

2、特殊情况需停工时不得停风,否则必须切断电源,设置栅栏,揭示警标,禁止人员进入,并向矿调度报告。

3、瓦检员必须履行职责,严禁空班漏检假检。

瓦斯及有害气体浓度每班检查至少三次。

4、风筒口距窝头距离不超过5m。

5、工作面因故停风时,必须撤出人员,切断电源。

班组长应及时向矿调度及队值班汇报,小班电工迅速查明原因,排除故障,经通风区同意后,恢复风机运转。

送风前,必须由瓦斯检查员检查瓦斯,只有停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和二氧化碳浓度不超过1.5%,风机及开关地点附近10m内风流中瓦斯浓度不超过0.5%时,方可由电工开动局扇。

6、在耙岩机后喷浆时,喷浆后施工人员应及时把风筒上的回弹料当班清理干净,喷浆后及时将风筒吊挂整齐。

7、风机因故停风造成盲巷段瓦斯超过3%时,在恢复送风前按专项排瓦斯措施执行。

8风机和工作面的电气设备必须风电闭锁,风机使用专用线路,专用开关,专用变压器。

9工作面空气成分与风流速度必须符合下列规定:

①采掘工作面的进风流中,氧气浓度不低于20%,二氧化碳浓度不超过0.5%。

②有害气体最高允许浓度:

(附表14)

名称

最高允许浓度(%)

一氧化碳CO

0.0024

氧化氮(换算成氧化氮NO2)

0.00025

二氧化硫SO2

0.0005

硫化氢H2S

0.00066

氨NH3

0.004

瓦斯、二氧化碳和氧气的允许浓度按本规程有关规定执行。

矿井所有气体的浓度均按体积的百分比计算。

10、工作面空气温度超过26°C时必须缩短作业时间,超过30°C停止作业。

11、爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时,严禁爆破。

12、工作面以及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。

13、工作面巷道内,体积大于0.5m3的空间积聚的瓦斯浓度大于2.0%时,附近20m内必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。

14、因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到0.8%以下,方可送电。

15、工作面风流中CO2浓度达到1.5%时,必须停止工作,撤出人员,查明原因,制定措施,进行处理。

第四节综合防尘

在巷道内必须在主防尘管路上安装一个三通阀,以便保证防尘用水;每日至少对巷道进行一次以上的洒水清洗;防尘水管必须接到掘进工作面。

防尘的其它规定:

⑴掘进工作面放炮必须坚持湿式打眼,使用水炮泥及放炮前后冲洗迎头20m范围巷道的粉尘,坚持装岩洒水,坚持湿式拌料,喷浆前冲洗岩帮,打开喷雾净化风流等制度。

⑵掘进工作面喷浆机后15m~20m内一道拱型风流净化水幕,并能够覆盖全断面,维护检查由电工负责,保证全部成雾化状态,由小班电工在放炮、喷浆作业时打开。

⑶作业人员必须佩带防尘口罩。

第五节防灭火

所掘巷道虽为岩巷,但在防火方面主要是防止外生火源的出现。

亦要防止明火、明电,防止放炮起火,防止电器设备失爆,防止高温热源的出现等。

定期对巷道进行洒水除尘。

(1)工作面安设一趟清水管,水管直径不得小于φ50mm,距窝头不大于3m,前边接橡胶软管,清水管应始终保持有水,工作面后边要有一备用水池与清水管相连,一旦停水及时打开备用水池水管闸门,确保消防用水。

(2)掘进过程中出现高温现象时,要立即通知瓦检员,并向通风区、矿调度汇报。

(3)掘进工作面严禁空帮空顶,要定期清理巷道内的浮矸,特别是机电设备处,防止浮矸埋压电气设备产生高温发火。

(4)工作面必须使用阻燃性电缆和风筒,风筒电缆按本规定两帮敷设,严禁出现电气失爆现象和带电作业,以免出现电火花引起火灾。

(5)井下所有使用的棉纱及其它易燃物品,要远离电气设备存放,用完后及时回收上井,不准乱扔、乱放,严禁将废油剩油泼洒在井巷里。

(6)任何人不能带点火物品入井。

(7)风机配电点处必须备有砂箱、灭火器10L灭火器2个。

第六节防治水

(1)作业人员都必须熟悉井下出水预兆,增强防患意识,熟悉透水预兆。

透水预兆:

工作面变得潮湿,顶板淋水增大;岩层里有吱吱的水叫声,岩石膨胀,底板鼓起,说明附近有压力大的含水层或积水区;有阴冷感觉,说明前面有地下水;闻到臭鸡蛋味,岩壁上挂红,从岩体渗出的水发滑、发臭,预兆有老空水。

(2)由于本掘进工作面在1253材料石门与联络巷钻孔控制范围内,根据钻孔资料无水患威胁;但掘进中如发现有突水预兆时,应立即停止作业,由班组长组织工作面施工人员沿工作面避灾路线撤至地面,并报告调度室。

第七节监测监控

1、必须在掘进工作面及其回风流中安设瓦斯断电报警仪对巷道瓦斯进行监控。

2、监测监控瓦斯传感器安设在顶板完好的地方,距帮0.2m,离顶板0.3m,迎头瓦斯传感器距迎头不大于5m与风筒出风口齐平处但不得与风筒挂于同一侧,回风瓦斯传感器安设在回风侧10~15M处。

3、瓦斯传感器的断电浓度及断电范围:

工作面瓦斯传感器的断电瓦斯浓度为0.8%,断电范围为工作面及附近20m内的全部电气设备,回风瓦斯传感器的断电瓦斯浓度为0.8%,断电范围为工作面巷道内的全部电气设备。

4、瓦斯传感器的复电瓦斯浓度:

当瓦斯浓度降到0.8%以下时,方可恢复送电,局部通风机恢复送电,严格按《煤矿安全规程》第一百四十一条执行。

第七节运输系统

一、运输方式:

人工推车,绞车提升。

二、运输路线

排矸系统:

1200临时避难硐室掘进工作面→井底联络巷→副斜井→地面。

进料系统:

地面→副斜井→井底联络巷→1200临时避难硐室掘进工作面。

第五章供电、通讯和信号

第一节供电

地面配电点→副斜井→井底联络巷→1200临时避难硐室掘进工作面。

第二节通讯

电话直通调度室及主要管理部门。

第六章劳动及主要经济技术指标

第一节劳动组织

一、劳动组织

作业方式:

“三八”制。

分早、中、夜班,每班作业8小时。

工种

每小班

园班

备注

工种

每小班

园班

备注

出勤

在册

出勤

在册

出勤

在册

出勤

在册

班长

1

1

3

3

瓦检工

1

1

3

4

放炮工

1

1

3

4

电工

1

1

3

4

支护工

4

6

12

18

安全工

1

1

3

4

打眼工

2

3

6

9

其他管理人员

2

2

6

8

扒矸机装矸工

小计

8

11

24

34

小计

5

5

15

20

二、正规循环作业图表

工序

时间

早班

中班

12345678

交接班

60分

 

打眼

240分

吹眼

30分

装药连线

30分

放炮排烟

30分

出矸

360分

锚喷支护

360分

安全检查作业区域安全处理

480分

通风、瓦斯

及设备检修

480分

每小班循环进尺:

2.0×0.85=1.7m(85%为炮眼利用率)。

日循环进尺:

每日3个循环1.7×2×85%=2.9m(0.85为正规循环率)。

月进尺:

1.7×2×85%×30×80%=70m(80%为月循环率)。

 

第二节主要经济指标

序号

项目

单位

主要参数

Ⅰ-Ⅰ断面

Ⅱ-Ⅱ断面

1

掘进断面

m2

4.98

8.18

2

锚杆

根/米

10

12.5

3

金属网

米2/米

6.25

7.62

4

水泥

Kg/米

292

355.8

5

河沙

米3/米

0.45

0.54

6

石子

米3/米

0.51

0.56

7

炸药

Kg/米

11.29

15.4

8

雷管

个/米

20

27.6

9

速凝剂

Kg/米

40.8

49.8

10

锚固剂

块/米

10

12.5

11

循环进度

米/循环

1.7

1.7

12

日进度

3.4

3.4

13

在册人数

11

11

14

出勤人数

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