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文档简介
重庆天府矿业有限责任公司
+460D1S1边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘
进作业规程
编号:掘1-2017-6
矿别:三汇二矿
工作面名称:+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山
施工单位:掘进三队
2017年4月6日
会签栏
已按年月日会审后要求修改
意见签字栏日期
总工程师:年月日
安全矿长:年月日
生产矿长:年月日
副矿长:年月日
机电矿长:年月日
采掘副总:年月日
生产技术科:年月日
安全科:年月日
通风科:年月日
机运科:年月日
地测科:年月日
调度室:年月日
施工队:年月日
校核:年月日
编制:年月日
会审纪要
+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进作业规程
会审地点
会审日期
参加人员签字:
会审意见:
总工程师
目录
1概况...........................................................8
1.1工程概况...................................................8
1.2编制依据...................................................8
2地质依据.......................................................9
2.1地质构造.....................................................9
2.2水文地质....................................................9
3巷道布置及支护设计.............................................9
3.1巷道布置...................................................9
3.2管线及轨道敷设.............................................11
3.3巷道支护..................................................12
4施工工艺.......................................................14
4.1施工方法..................................................14
4.2爆破工艺...................................................14
5.1通风系统..................................................22
5.2压风系统..................................................25
5.3瓦斯防治..................................................25
5.4防尘系统..................................................25
5.5防灭火系统................................................26
5.6安全监控系统..............................................26
5.7供电系统..................................................28
5.8排水系统..................................................29
5.9运输系统..................................................30
5.10通信系统..................................................30
6劳动组织与主要技术经济指标....................................30
6.1劳动组织..................................................30
6.2循环作业方式..............................................31
6.3主要技术经济指标..........................................34
7主要安全技术措施..............................................35
7.1施工准备..................................................35
7.2一通三防..................................................37
7.3顶板管理..................................................43
7.4爆破管理..................................................45
7.5防治水管理................................................50
7.6钎探管理....................................................50
7.7机电管理....................................................51
7.8运输管理...................................................60
7.9煤仓施工安全技术措施......................................67
7.9.3煤仓下口浇灌施工技术措施.................................69
7.10职业病防治措施...........................................70
7.11变化管理措施...............................................72
8安全质量标准化................................................72
8.1安全质量标准化组织保障措施.................................72
8.2质量标准化管理.............................................73
9灾害应急措施及避灾路线........................................78
9.1灾害应急措施..............................................78
9.2避灾路线..................................................79
附图1:+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山巷道布置图....80
附图2:+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山断面图.......83
附图3:+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间炮眼布置
图及爆破说明书................................................87
附图4:+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间放炮、撤
人、站岗示意图................................................93
附图5:+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山供电系统及安全监
控断电控制图(风电、瓦斯电闭锁)及供风、供水示意图.............94
附图6:+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间通风、监
测及防尘系统示意图............................................95
附图7:+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间避灾路线
示意图........................................................96
附图8:+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间探眼布置
平、俯、剖面图................................................97
附图9:开工确认图牌板.........................................98
附图10:+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间人员监测
系统示意图...................................................100
附图11:+460mSl边界石门转弯大样图...........................101
1概况
1.1工程概况
1.1.1巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回
风上山。
1.1.2巷道用途
主要作采区运输、行人、回风之用。
1.1.3巷道设计长度
+460mSl边界石门及回风上山设计总长为268m(其中+460mSl边界石门设
计长度106.689m、运煤斜巷设计长度20m、煤仓设计长度8m、回风上山设计
长度133.591m)o
1.1.4服务年限
+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山服务年限为8年。
1.1.5预计开工时间
+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山预计在2017年4月份开
工掘进。
1.2编制依据
1.2.1《煤矿作业规程技术手册》[2015年版]
1.2.2法律法规
1.2.3《矿山安全法》[1992.11.7通过]
1.2.4《煤矿安全规程》[2016年版]
1.2.5《中华人民共和国安全生产法》[2014.8.31通过]
1.2.6行业管理标准
1.2.6.1关于印发《重庆市煤矿安全质量标准化基本要求及评分方法实施
细则》的通知渝煤监办[2014]199号
1.2.6.2《天府矿业公司顶板管理规定》[2017年版]
1.2.6.3《掘进队岗位责任、操作规程》[2017年版]
1.2.6.4《三汇二矿劳动、材料消耗定额》[2017年]
1.2.6.5上级有关技术政策、法规及安全制度
2地质依据
2.1地质构造
该巷掘进长度较短,预计不会遇到大、中型地质构造,对掘进无大的影响。
2.2水文地质
在掘进过程中必须坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘”的原则,采用
超前钎探方式进行探放水,加强疏排水工作。
3巷道布置及支护设计
3.1巷道布置
3.1.1+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山巷道布置
3.1.1.1+460m南一边界石门:从+460m水平南运输内P5控制点向南
76.239m处A点东帮开口,以172°22'33〃方位角,+3%。的坡度掘19.516m
至控制点Al点;从A1点以217。22'33〃方位角,+3%。的坡度掘56.213m至
控制点B处,再从B点以15m的弯道半径向东掘进至C点转正,在从C点以
127。22'33〃方位角,+3%。的坡度向前掘进石门(待石门磕头探掘至铝土停
头)。施工队施工至A1前方6.5m后以机电碉室断面施工50m的车场。
3.1.1.2运煤斜巷及煤仓:从+460m南一边界石门内C点以北8m处D点,
以307°22'33〃方位角,22°的上行坡度掘进22m至E点。待回风上山开口
向上掘进20左右返回施工边界煤仓,施工队对E点后方4.7m底板落平以形成
皮带机头机座,对E点前后3m巷道北帮扩刷1m宽以形成行人栈道后,煤仓从
E点垂直向下,以2.2直径施工4m,剩余段采取从+460水平南运输棚顶对应
煤仓位置垂直向上施工2m左右贯通)。
3.1.1.3回风上山:从E点以307°22'33〃方位角,28.5。的上行坡度
掘进123.211m至F点落平,从F点23°54'47”方位角,0%。水平坡度掘进
10.375m至G点与+525m〜+585m南一边界回风上山贯通;+460mSl边界回风上
山每隔30nl施工一躲身碉室,躲身碉室位于回风上山北帮。
附图1:+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山巷道布置图。
附图11:+460mSl边界石门转弯大样图。
3.1.2断面设计
+460mSl边界石门设计为三心拱裸支断面,巷道全宽3.6m,巷中净高
2.6m,全高2.92m,掘进断面9.7311?,净断面8.46m2,水沟浇灌后净宽0.35m,
深度为腰线下L62m,单侧浇灌水沟厚度0.1m。
+460mSl边界石门机电碉室设计为三心拱裸支断面,巷道全宽4.5m,全
高2.92m,净高2.6m,掘进断面积为11.87痛,水沟浇灌后净宽0.35m,深度
为腰线下1.62m,单侧浇灌水沟厚度0.1m。
+460mSl边界石门煤仓斜巷设计为三心拱裸支断面,巷道全宽3.6m,全
高2.92m,净高2.6m,掘进断面积为9.6m*
+460mSl边界回风上山设计为半圆拱断面,巷道全宽3.0m,全高2.4m,
巷道掘进断面积为S掘=6.234m2。
+460mSl边界回风上山躲身碉室断面设计为半圆拱裸支断面,全宽2.4m,
全高2m,深2.0m;巷道掘进段面积为S掘=4.I81A
+460mSl边界采区煤仓设计为圆形,直径2.2m,掘进断面3.81^。
附图2:+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山施工断面图。
3.2管线及轨道敷设
3.2.1管线布置详见
3.2.1管线布置
3.2.1.1施工风水管布置:
施工所用的风管、水管管径为DN50mm;风水管吊挂孔施工在巷道东帮和
北帮(水沟边)腰线处,吊挂孔孔深500mm,O42mm,间距5m,风管与水管一
并放置在吊挂眼孔上方,风水管接口严密,不得出现漏水、漏风现象,巷道转
弯处的风水管必须接弯头,严禁硬弯。
3.2.1.2穿层瓦斯抽放管布置:
瓦斯管吊挂孔施工在巷道东帮(水沟边)腰线处(与风水管共用吊挂眼孔),
吊挂在风水管下方。
3.2.1.3电缆挂钩:监测和动力电缆用电缆挂钩进行吊挂,监测和动力电
缆垂度不小于50mm,电缆吊挂孔施工在巷道西帮和南帮(干帮边)腰线以上
480mm处,吊挂孔孔深200mm,042mm,间距1.5m,电缆及监测线吊挂在电缆
挂钩上,电缆吊挂孔允许滞后磕头最大距离30m。
3.2.1.4放炮母线布置:使用麻绳进行吊挂,吊挂在电缆挂钩下方,必须
与电缆线保证0.3m以上的距离。
3.2.2轨道
3.2.2.1掘进时铺设18kg/m的轨道,轨距600mm,水泥道枕规格(长X宽
X厚)为1200X120X120mm,铺设的轨道必须符合“质量标准验收标准”中
的规定,轨距误差-5mm〜+10mm;轨道间隙不超过10mm;内外错不大于2mm,
高低差不大于5mm。轨道构件齐全、紧固有效,轨道距工作面不得大于10mo
巷道内的存车道的轨型必须同正轨轨型一致,枕木间距不得大于lmo
3.2.2.2该巷转弯处钉道时,必须使用好弯道器,保证轨道转弯处圆滑,
严禁硬弯。道床道渣采用本巷道茅口碎阡,碎阡不得超过轨枕上平面。
3.3巷道支护
3.3.1永久支护:石门、运煤斜巷、煤仓回风上山设计为裸巷支护;若掘
进过程中巷道局部围岩破碎由相关部门查看现场后,改为锚杆+金属锚网+钢筋
梯作为永久支护;若掘进过程中巷道围岩破碎则立即停止作业,另编制针对性
支护措施。
3.3.2临时支护:
3.3.2.1锚支:施工锚杆前,必须在锚杆施工地点采用1-2根与巷高相适
宜的内注式单体支柱戴帽(木枕木戴帽规格:120mm*120mm*1200mm)点柱作为
临时支护,严禁空顶作业,内注式单体支柱必须栓好防倒绳防倒,内柱式单体
支柱应支设在硬底上,若确实无法支设在硬底上的,则必须支设在大底座上,
严禁支设在浮歼上。
3.3.3支护工艺
3.3.3.1锚杆支护参数及技术要求
锚杆支护参数确定采用悬吊作用理论进行
(一)锚杆长度的确定
L=L1+L2+L3
式中L---锚杆长度,m;
Li---锚杆外露长度,m;
L2---锚杆有效长度,m;
L3——锚杆锚固长度,mo
(二)锚杆外露长度L的确定
L产垫板厚度+螺母厚度+(0.02〜0.03)m,一般L=0.04m。
(三)锚杆有效长度L2的确定
巷道顶锚杆有效长度L2的确定:采用解释法中普式自然平衡拱理论确定
1>2。
f23时,L2=l.8B/f
式中f——普氏系数,取4.5;
B——巷道跨度,取3.6m;
L2=l.8B/f=l.44m
(四)锚杆锚固长度L3的确定
L3=0.2-0.3m,取0.3mo
因此,L=Li+L2+L3=0.04+1.44+0.3=1.78,结合矿井实际,取L=L8m°
(五)锚杆间排距的确定
对锚杆支护巷道,考虑施工工艺通常取间排距相等,锚杆间排距
D按下式计算:
DWO.6L=0.6*1.8=1.08m根据矿井经验及现场情况,取1m
(六)锚杆直径的确定
锚杆直径d可按下式计算:
d=L/110=1800/110=16.3mm,锚杆直径取18mm>16.3mm
(七)锚杆锚固力计算锚杆锚固力可按下式计算:
2
Q=10KL2Dr
式中Q——锚杆锚固力,t;
K——锚杆安全系数,取2-3;
L2---锚杆有效长度,m
r---视密度,t/m:io
2
Q=10KL2Dr=10*3*l.44*1*1,45=62.64KN,采用直径18mm的等强螺纹钢锚
杆通过树脂药卷锚固,锚固力约70KN>Q=62.64KN,符合要求。锚杆锚固采用
树脂药卷。
4施工工艺
4.1施工方法
4.1.1掘进方式:
钻爆法破岩掘进。
4.1.2工艺流程
4.1.2.1安全检查、确认及准备一一打眼一一装药一一撤人、站岗、警戒
一一爆破一一安全检查(隐患处理)一一退奸、查炮一一耙歼、运输一一质量
检查。
4.2爆破工艺
4.2.1钻眼方式
4.2.1.1钻眼机具
(1)凿岩机:每班二台YT-29型气腿式风钻钻眼,一台备用,共3台。
(2)钎子:2m、1.8m、1.5m的六角中空心钢钎。
(3)钻头:“一”字形38mm钻头。
4.2.1炮眼布置方式
4.2.1.l+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山施工期间炮眼掏
槽方式为水平楔式掏槽,每个炮眼封泥长度不得小于0.5m,每眼只能装一发
毫秒延期电雷管,炮眼布置参数及每眼装药量详见炮眼布置图和爆破说明书。
4.2.2爆破器材
爆破器材选用及其使用要求见表1
表1爆破器材选用及其使用要求
序号名称类别使用技术
1炸药三级煤矿许用乳存放在专用木质炸药箱内,防止挤压变
化炸药形,按规定药量装药
2雷管煤矿许用1-4段专用木质雷管盒存放,避免接触金属导
毫秒延期电雷管电体,避免碰撞挤压
3封孔材料黄泥、水泡泥当眼深在0.6Tm时,每孔封泥长度不
小于炮眼深度的1/2,当炮眼深度大于
1m时,每眼封泥长度不小于0.5m
4爆破母线铜芯线放炮后,必须立即将钥匙从放炮器中拔
出,摘掉母线并扭接成短路以及将拉炮
点处的放炮线头入箱加锁管理。与电缆
吊挂在同一帮时,要保持300mm以上的
距离
5发爆器MFB-200型电容发爆器钥匙由爆破工随身携带,不得交
式发爆器由他人保管和使用
4.2.3炮眼布置图
见附图3:炮眼布置图及爆破说明书。
4.2.4爆破说明书
见附图3:炮眼布置图及爆破说明书。
4.2.5装药结构:全部炮眼统一采用正向连续柱状装药,装药结构由里向
外:炸药一起爆炸药一黄泥一水炮泥一黄泥,装药时必须小心地将药卷用炮棍
送到眼底,严禁装错雷管段号,严禁弄断雷管脚线。
4.2.6起爆方式爆破网络采用大串联全断面一次起爆。
4.2.7爆破参数的确定:
4.2.7.1+460mSl边界石门爆破参数的确定:
(1)炮眼深度为1.6m,预计炮眼利用率11=0.88,每循环进尺1.4m,
+460mSl边界石门掘进断面为9.73m2o
(2)根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量:
Q=qsln
Q=2.78X9.73X1.6X0.88^38.1(kg)
式中:
q一单位炸药消耗量,取2.78kg/位(岩)
s一巷道掘进断面积,9.73m2
1一炮眼深度,取1.6田;
11一炮眼利用率,取0.88。
(3)根据下列公式可算出每循环所需爆眼数目:
N=qXsXmXT]/(xXp)
式中:
N一炮眼数目,单位(个);
m—每个药卷长度,取0.31m;
x一炮眼装药系数,一般取0.4〜0.7,取0.55;
p—每个药卷重量,取0.3kg。
N=2.78X9.73X0.31X0.884-(0.55X0.3)-45(发)
综上:+460mSl边界石门掘进期间炮眼数量布置为45发。
4.2.7.2+460mSl边界石门设备桐室段爆破参数的确定:
(1)炮眼深度为1.6m,预计炮眼利用率n=0.88,每循环进尺L4m,掘
2
进断面积为11.87mo
(2)+460mSl边界石门机电碉室段炮眼数目和装药量的确定:
(1)根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量:
Q=qsln
式中:
q一单位炸药消耗量,取2.57kg/m3(岩);
s一巷道掘进断面积,11.87m2;
1一炮眼深度,m,取1.6m;
n一炮眼利用率,取0.88。
Q=2.57X11.87X1.6X0.88^42.9(kg)
(2)根据下列公式可算出每循环所需炮眼数目:
N=qXsXmXn/(xXp)
式中:
N一炮眼数目,个;
m—每个药卷长度,取0.31m;
x一炮眼装药系数,一般取0.4〜0.7,取0.5;
p—每个药卷重量,取0.3kgo
确定每循环进尺所需炮眼数量为:
N=2.57X11.17X0.31X0.884-(0.5X0.3)^55个
因此+460mSl边界石门机电碉室炮眼数量为55个。
4.2.7.3+460mSl边界运煤斜巷爆破参数的确定:
(1)炮眼深度为1.6m,预计炮眼利用率n=0.88,每循环进尺1.4m,
+460mSl边界运煤斜巷掘进断面为9.6m2o
(2)根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量:
Q=qsln
Q=2.78X9.6X1.6X0.88^37.5(kg)
式中:
q一单位炸药消耗量,取2.78kg/n?(岩)
s一巷道掘进断面积,9.6m2
1一炮眼深度,<1.6m;
n一炮眼利用率,取0.88。
(3)根据下列公式可算出每循环所需爆眼数目:
N=qXsXmXn/(xXp)
式中:
N一炮眼数目,单位(个);
m—每个药卷长度,取0.31m;
x一炮眼装药系数,一般取0.4〜0.7,取0.55;
p—每个药卷重量,取0.3kg。
N=2.78X9.6X0.31X0.884-(0.55X0.3)^44(发)
综上:+460mSl边界运煤斜巷掘进期间炮眼数量布置为44发。
4.2.7.4+460mSl边界回风上山爆破参数的确定:
炮眼深度为1.5m,预计炮眼利用率n=0.87,每循环进尺1.3m,+460mSl
边界回风上山掘进断面为6.2m2。
(1)根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量:
Q=qslH
Q=2.82X6.2X1.5X0.87^22.8(kg)
式中:
q一单位炸药消耗量,取2.82kg/m3(岩)
s一巷道掘进断面积,6.2m2
1一炮眼深度,取1.5m;
。一炮眼利用率,取0.87。
(2)根据下列公式可算出每循环所需爆眼数目:
N=qXsXmXn/(xXp)
式中:
N一炮眼数目,单位(个);
口一每个药卷长度,取0.31m;
x一炮眼装药系数,一般取0.4〜0.7,取0.5;
p—每个药卷重量,取0.3kg。
N=2.82X6.2X0.31X0.874-(0.5X0.3)-32(发)
综上:+550mS3边界回风上山下平巷车场段掘进期间炮眼数量布置为32
发。
4.2.7.5+460mSl边界回风上山躲身碉室爆破参数的确定:
炮眼深度为1.3m,预计炮眼利用率n=0.85,每循环进尺1.1m,+460mSl
边界回风上山躲身碉室掘进断面为4.18m2o
(1)根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量:
Q=qslT]
Q=3.24X4.18X1.3X0.85^15(kg)
式中:
q一单位炸药消耗量,取3.24kg/m3(岩)
s一巷道掘进断面积,4.18m2
1一炮眼深度,取1.3m;
n一炮眼利用率,取0.85。
(2)根据下列公式可算出每循环所需爆眼数目:
N=qXsXmXn/(xXp)
式中:
N一炮眼数目,单位(个);
m—每个药卷长度,取0.31m;
x一炮眼装药系数,一般取0.4〜0.7,取0.54;
p—每个药卷重量,取0.3kg。
N=3.24X4.18X0.31X0.854-(0.54X0.3)^22(发)
综上:+460mSl边界回风上山躲身碉室掘进期间炮眼数量布置为22发。
4.2.7.6+460mSl边界煤仓爆破参数的确定:
炮眼深度为1.2m,预计炮眼利用率n=0.83,每循环进尺Im,+460mSl边
界煤仓掘进断面为3.8m2。
(1)根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量:
Q=qslT]
Q=4.6X3.8X1.2X0.83心17.4(kg)
式中:
q—单位炸药消耗量,取4.6kg/m位岩)
S一巷道掘进断面积,3.8m2
1一炮眼深度,<1.2m;
n一炮眼利用率,取0.83。
(2)根据下列公式可算出每循环所需爆眼数目:
N=qXsXmXT]/(xXp)
式中:
N一炮眼数目,单位(个);
m—每个药卷长度,取0.31m;
x一炮眼装药系数,一般取0.4〜0.7,取0.51;
p—每个药卷重量,取0.3kg。
N=4.48X3.8X0.31X0.854-(0.51X0.3)=29(发)
综上:+460mSl边界煤仓掘进期间炮眼数量布置为29发。
4.2.8煤(岩)装载
4.2.8.1装载
+460mSl边界石门、运煤斜巷施工过程采用P-30B型耙渣机装岩。
4.2.8.2运输
+460mSl边界煤仓未形成前由掘进队采用耙渣机加矿车出歼(+460mSl边
界煤仓形成后+460mSl边界回风上山阡渣自溜至煤仓内后再放至矿车内),
+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山采用5T机车+lt矿车将歼渣经
+460mSl边界石门及+460m大巷运输至+460m-+590m北轨道上山下车场,从
+460m-+590m北轨上山提升至+590口车场,再从+590m-+920m管石干斜井,然后
运输至地面。
5主要生产系统
5.1通风系统
5.1.1参数计算
通风参数依据(《煤矿重大生产安全事故隐患判定标准》专家解读标准进
行计算。
5.1.2通风系统和通风方式
5.1.2.1掘进期间通风系统:
风筒风筒
进风:局部通风机二一++460m大巷二—>+460mSl边界石门、
风筒、
运煤斜巷、煤仓、回风上山)掘进工作面。
回风:磺头一+460mSl边界回风上山、运煤斜巷、煤仓、+460mSl边界石
H-*+460m南大巷一+460m南一回风上山f+770m北回风大巷f+770〜950m回
风斜井f+950m地面。
5.1.2.2通风方式:采用压入式通风方式
5.1.3掘进工作面风量计算及局部通风机选型
5.1.3.1按瓦斯涌出量计算:
Q1=100XqXk=100Xl.0X1.8=180(m7min)
式中:
Qi—掘进工作面实际需要风量,m,Vmin;
100一单位瓦斯涌出量,以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值;
q—掘进工作面的绝对瓦斯涌出量,根据临近巷道取值为LOnf/min;
k—掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数,根据实际观测的结果确定,炮掘
工作面k=L8-2.0,该处为1.8。
5.1.3.2按二氧化碳涌出量计算:
Q2=67XqXk=67Xl.0X1.8=120.6(m7min)
式中:
Q?一掘进工作面实际需要风量,m7min;
67—单位二氧化碳涌出量,以回风流二氧化碳浓度不超过1.5%的换算
值;
q—掘进工作面的绝对二氧化碳涌出量,根据临近巷道取值为1.Om7min;
k一掘进工作面的二氧化碳涌出不均衡系数,根据实际观测的结果确定,
炮掘工作面k=1.8-2.0,该处为1.8。
5.1,3.3按最多工作人数计算:
Q3=4Xn=4X8=32(mVmin)
式中:
—掘进工作面实际需要风量,m3/min;
4—每人每分钟不低于4m3/min的配风量;
n—掘进时最多工作人数。
5.1.3.4按炸药使用量计算
三级煤矿许用炸药:Q4210A=10X42.9=429(mVmin)
式中:Q,一掘进工作面实际需要风量,m7min;
A一掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,42.9kg;
按上述条件计算得到掘进工作面配风量为429m7mino
5.1.3.5按局部通风机实际吸风量计算
(1)无瓦斯涌出的岩巷
Qhf=QafI+60X0.15Shd=429X1+60X0.15X12.5=542m7min
式中:Qhf-掘进工作面实际需要风量,m3/mino
Qa,.一局部通风机实际需风量。掘进面局部通风机额定风量(2*15kw
局部通风机额定风量为230m3/min-435取429m'/min)
I一掘进工作面同时工作的局部通风机台数;
0.15一无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速;
Shd一局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,12.5m)
5.1.3.6掘进工作面风量、风速验算:
+460mSl边界石门、运煤斜巷、回风上山、煤仓掘工作面需风量为
429m7min,其局部通风机安装处所在大巷需风量为542m
根据+460mSl边界回风上山设计净断面积6.2m2计算
V=Q/S净/t=429+6.2+60=1.15(m/s)
式中:
V-巷道风速,m/s;
Q一巷道风量,m3/min;
S净一巷道净断面积,m2
5.1.3.7根据《煤矿安全规程》规定:
(1)掘进中的岩巷最低允许风速为0.15m/s,最高允许风速为4m/s,以
上计算出+460mSl边界石门、运煤斜巷、回风上山巷道内风速为1.15m/s,
0.15m/s<l.15m/s<4m/s;
(2)以上风速均符合《煤矿安全规程》规定。
(3)必须根据现场实际情况配备风量,确保该掘进工作面瓦斯不超限及
排炮烟的需要。
5.1.4局部通风机、风筒要求
5.1.4.1局部通风机选型及安装地点
(1)局部通风机选型:+460m南大巷掘进期间选取功率为2*15kw局部通
风机2台(一台备用)。
(2)安装地点:局部通风机安装在+460m南一石门与+460m南大巷岔口以
北50m处的+460m大巷新鲜风流中。
5.2压风系统
5.2.1供压风系统:+9201H地面压风机房f+920m〜+770m管线斜井f
+590m大巷f+290m〜+590m北轨上山f+460m南大巷f+460msi边界石门、运
煤斜巷、煤仓、回风上山一掘进工作面。
5.2.2该巷使用DN50mm钢管供压风,接至距工作面20〜30m,然后用软胶
管接至工作面。
5.3瓦斯防治
施工队在掘进过程中严格执行“有疑必探,先探后掘”,在掘进打探眼过
程中,若遇见瓦斯浓度突然增大,瓦斯涌出异常等异常现象时,必须立即停止
施工并向矿调度室汇报。待地测科施工地质钻孔探明前方情况,制定出解决方
案后,才能按措施进行施工。
5.4防尘及供水施救系统
5.4.1综合防尘设施及管理
掘进工作面供水管兼做的防尘管路,按每100m设置一个“三通阀门”,采
用湿式钻眼机具。
5.4.2防尘管理布置
5.4.2.1防尘、供水施救线路:770m井下水池-*+590m〜+770m管井一+590m
大巷f+290m〜+590m北轨道上山北轨+460m甩车场f+460m南大巷f
+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山一掘进工作面。
5.4.2.2防尘喷雾安设位置:距工作面30m范围内安设二组能封闭全断面
的防尘喷雾(靠近工作面的一组兼做为放炮喷雾),以及距+460mSl边界石门
开口点以里5-10m的+460mSl边界石门回风流中安设一组封闭全断面的防尘喷
雾。
5.5防灭火系统
5.5.1防灭火供水线路与掘进供水线路一致,且与掘进施工期间的水源共
用一趟水管:770m井下水池一+590m〜+770m管井一+590m大巷f+290m〜+590m
北轨道上山■*北轨+460m甩车场-*+460m南大巷f+460msi边界石门、运煤斜
巷、煤仓、回风上山一掘进工作面。
5.6安全监控系统
5.6.1监测仪表的数量:
KG9001B瓦斯传感器2台,KTC-90局部通风机开、停传感器2台,KFD-3
监测分站1台,C0传感器1台,MHYVR1*4*7/O.522电缆通讯线500m0
5.6.2布置位置:
5.6.2.1监测分站安设在局部通风机旁。
5.6.2.2开口掘进20m前:
(1)一台瓦斯探头(T1)吊挂在距掘进工作面不大于5m处,非风筒一侧。
(2)一台瓦斯探头(T2)吊挂在+460mSl边界石门口以北10〜15m处的
+460m大巷中。
(3)一台一氧化碳(Teo)吊挂在+460mSl边界石门口以北10〜15m处的
+460m大巷中与瓦斯传感器T2吊挂在一起。
5.6.2.3开口掘进20m后:
(1)一台瓦斯探头(T1)吊挂在距掘进工作面不大于5nl处,非风筒一侧。
(2)一台瓦斯探头(T2)吊挂在+460mSl边界石门口以里10〜20m处的
+460mSl边界石门内回风流中。
(3)一台一氧化碳(Teo)吊吊挂在+460rnSl边界石门口以里10〜20nl处
的+460mSl边界石门内回风流中与瓦斯传感器T2吊挂在一起。
5.6.2.4所有传感器均必须吊挂在非风筒一侧,距棚顶小于300mm,距巷
帮大于200mmo
附图6:+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间通风、监
测及防尘系统示意图。
5.6.3传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度:
表2:
传感器名称报警浓度断电浓度复电浓度断电范围
工作面瓦斯探
N0.9%11.4%<0.9%断该巷道内所有非本安型电气设备
头(T.)
回风瓦斯探头
20.9%20.9%<0.9%断该巷道内所有非本安型电气设备
(T2.)
一氧化碳(Teo)N24Ppm224ppm<24ppm断该巷道内所有非本安型电气设备
5.6.4该巷所安装的监测监控系统断电控制范围为+460mSl边界石门、运
煤斜巷、煤仓、回风上山内所有非本质安全电器设备。
5.6.5进出该掘进工作面所有的管理人员必须携带便携式甲烷报警仪,对
有报警现象(报警点为0.9%)必须进行汇报处理。
5.6.6当班的班组长入井时携带便携式甲烷报警仪,并把常开的报警仪悬
挂在掘进工作面不大于5nl范围内无风筒一侧,当甲烷报警仪报警时,必须停
止施工作业向矿调汇报并进行处理。
5.6.7该巷的所有甲烷传感器必须使用校准气样和空气气样在其设置地
点调校、便携式甲烷检测报警仪在仪器维修室调校,每15天调校1次。甲烷
电闭锁、风电闭锁和故障闭锁功能每15天测试1次。
5.6.8压风自救系统
5.6.8.1拉炮点必须安设一组不少于8个头的压风自救器,站岗点安设一
组不少于5个头的压风自救器。
5.6.8.2压风自救器每个头供风量不少于0.ImVmin,总阀必须保持常开,
严禁关闭。
5.6.9人员定位监控系统
5.6.9.1所有入井人员每人必须随身佩戴1台具有身份识别、位置实时监
控的人员定位仪(KGE37B型无线编码发射器),任何人员严禁敲打、损坏、私
自拆卸人员定位仪(KGE37B型无线编码发射器)。
5.6.9.2入井前,必须检查随身佩戴的人员定位仪(KGE37B型无线编码发
射器),保证其电量充足,且能正常监控人员定位(KGE37B型无线编码发射器),
发现问题必须立即进行处理。
5.6.9.3人员定位监控系统必须保持长期正常运行。
5.6.9.4人员定位系统分站—设置在N轨+460m躲身碉室,由1台KJF80
型分站及1台KDW16A型隔爆兼本电源组成,采用KJF80.2A型接收器进行信息
接受。
附图10:+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间人员监
测系统示意图。
5.7供电系统
5.7.1根据掘进工作面位置情况,供电线路如下:
5.7.1.1一趟由+590m南一变电所送局部通风机(专用电源)。
5.7.1.2另一趟从+590m南一变电所送动力电源到+460m南大巷中的耙渣
机处。
该巷掘进期间,使用以下电器设备
附图5:+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间供电系
统及安全监控断电闭锁(风电、瓦斯电闭锁)、供风、供水系统示意图。
该巷掘进期间,使用以下电器设备表3
序设备名称设备型号设备数开关型号整定值
号
量
1局部通风机2*152台QBZ-4X80F2*17A
2耙渣机P-30B1台QBZ-8020A
5.7.2供电解算
整定值计算过程
P
额定电流la二砧氤
其中P为设备额定功率,U为额定电压,cos6为功率因素
QBZ系列开关整定电流=额定电流
以绞车为例:
I=Ia=1000*40=45A
V3*660*0.8
局部通风机电源馈电开关整定值=>/=2*17=34A
总动力电源馈电开关整定值=2?=20+45=65A
5.8排水系统
掘进工作面一+460mSl边界回风上山f+460msi边界运煤斜巷一+460mSl
边界石门f+460m南大巷->临时水仓-37KW电泵抽水经+590m北轨道上山至
+525m甩车场f+525nl大巷向南f+525m人行联络巷f+290m〜+590m新吊挂上
山f+290m主平碉f地面。
5.9运输系统
5.9.1年石运输方式:采用1T矿车+5T小机车运输。
5.9.2年石运输线路:
进工作面一+460mSl边界回风上山一+460mSl边界运煤斜巷+460mSl边
界石门f+460m南大巷向北f+290m-+590m北轨上山提升f+590m石干井下车场
-*+920m地面砰石山卸石干。
5.9.3材料运输方式:采用矿车、转车、平板车运输锚杆、钢轨、管件等。
5.9.4材料运输线路:280地面库房-*+290m主平碉-*+290m-+590m轨道
上山f+290m-+590m轨道上山上车场f+590m大巷f+290m-+590m北轨道上山
上车场一+290m-+590m北轨道上山北轨+460m甩车场->+460m南大巷
+460mSl边界石门f+460msi边界运煤斜巷f+460msi边界回风上山f掘进工
作面。
5.10通信系统
5.10.1照明:该巷掘进期间,采用矿灯照明。耙渣机必须安设照程不小
于35m照明灯。
5.10.2通讯:该巷掘进期间,矿调度室必须在掘进工作面磕头附近和拉
炮点各安设一部直通矿调度室的隔爆电话(矿用通讯电压为48V),并确保电
话的灵敏、可靠。
6劳动组织与主要技术经济指标
6.1劳动组织
6.1.1劳动组织形式
采用三班作业。实行一人多岗、一岗多能,采用分工种综合作业形式,
即把工作工序按综合工种进行分工完成,一人可以在不同时段的不同工序中从
事不同的工作。
6.1.2劳动组织和出勤(表4)
工种班出勤日出勤
班组长13
打眼工26
领钎工13
领药员13
耙渣机司机兼机车司机13
跟车员13
质量、收尺员13
合计824
6.2循环作业方式
6.2.1作业形式:
采用“三、八”制作业,搞好正规循环作业,一次成巷组织施工。
6.2.2循环方式:
+460mSl边界石门、运煤斜巷采用每班1个循环,每天3个循环;+460mSl
边界回风上山采用每班2个循环,每天6个循环;每班循环进度详见爆破说明
书。详见下表:
表5:循环作业表
同早班
分备注
工序678910111213
安全检查、■认及准备10—
打眼90—
装药30—
救人、站岗、放炮60—
每
安全确认20—
退阡、查炮30—班
——二
安全检查、确认及准备10
个
打眼120—
循
装药30—
环
赛人、站岗、放炮70—
安全确认20—
退阡、查炮30—
耙阡、运输180——
质量检查10-
间中班
分备注
工序1415161718192021
安全检查、确认及准备10——
打眼90—
装药30—
撤人、站岗、放炮60—
每
安全确认20—
退阡、查他30—班
—
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