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文档简介

南 桐 矿 业 有 限 责 任 公 司 (掘 进) 作 业 规 程 矿 井 名 称:南桐煤矿北翼 掘进工作 面:-186m7409N 上段风巷 审 批: 总工程师: 2014年 月 日 安全矿长: 2014年 月 日 生产矿长: 2014年 月 日 安全副总: 2014年 月 日 生产副总: 2014年 月 日 通瓦副总: 2014年 月 日 机电副总: 2014年 月 日 安 监 处: 2014年 月 日 机 运 科: 2014年 月 日 地 测 科: 2014年 月 日 通 瓦 科: 2014年 月 日 生 产 科: 2014年 月 日 施 工 队: 2014年 月 日 编 制:杨 豪 日 期:2014年5月10日 - 1 - 目目 录录 第一章第一章 概概 况况3 3 第一节 概 述 .3 第二节 编写依据.3 第二章第二章 地面相对位置及地质情况地面相对位置及地质情况4 4 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况.4 第二节 煤(岩)层赋存特征.4 第三节 地质构造.4 第四节 水文地质.5 第三章第三章 巷道布置及支护说明巷道布置及支护说明6 6 第一节 巷道布置.6 第二节 矿压观测.6 第三节 支护设计.6 第四节 支护工艺.6 第四章第四章 施工工艺施工工艺8 8 第一节 施工方法.8 第二节 爆破作业.9 第三节 装载与运输.9 第四节 管线及轨道敷设.9 第五节 设备及工具配备10 第五章第五章 生产系统生产系统1010 第一节 通风10 第二节 压 风12 第三节 瓦斯防治 12 - 2 - 第四节 综合防尘 12 第五节 安全监控 13 第六节 供电 14 第七节 排水 14 第八节 通信、照明 14 第六章第六章 劳动组织及主要技术经济指标劳动组织及主要技术经济指标1414 第一节 劳动组织14 第二节 作业循环15 第三节 主要技术经济指标15 第七章第七章 安全技术措施安全技术措施1616 第一节 通风管理 16 第二节 顶板管理17 第三节 爆 破 18 第四节 机电管理20 第五节 其 它 20 第八章第八章 灾害应急措施及避灾路线灾害应急措施及避灾路线2121 附件: 作业规程学习和 作业规程补充学习 作业规程复审记录 - 3 - 第一章第一章 概概 况况 第一节第一节 概概 述述 一、巷道名称、位置及相邻关系 1.名称:-186m7409N上段风巷。 2.位置:-200m九石门以南35190m范围。 3.相邻关系:该巷道对应地表位置位于南桐化工厂以北一带,该工作面位 于乌龟山背斜东翼二井井田,上部为6409下段于1998年回采完毕,南邻7409上 段S块段正在回采,其余的都尚未布置。 二、巷道用途、性质、设计长度等。 1巷道用途: 该巷主要为7409N上段工作面回采时通风、行人、运料及安 全通道等所用,巷道性质:属半煤层巷道。 2巷道设计长度:该巷道设计长度为154.969m。 3服务年限: 1年半。 第二节第二节 编写依据编写依据 一、巷道工程设计及批准时间 地测科提供采区设计说明书为南桐煤矿7409回采巷道布置设计说明书 。 二、地质说明书及批准时间 地测科提供掘进地质说明书为南桐煤矿7409N上段风巷掘进地质说明书 。 三、其他技术规范 1 矿山安全生产法 ; 2 煤矿安全规程 (2011 版) ; 3 重市能源投资集团公司煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法; 4南桐矿业公司颁发 掘进各工种技术操作规程 ; - 4 - 5重庆“能投”集团、南桐矿业公司其他相关安全技术规定。 第二章第二章 地面相对位置及地质情况地面相对位置及地质情况 第一节第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况 表一:表一: 井上下对照关系表 水平名称七水平采区名称九采区 地面标高(m)+280+325井下标高(m)-157-254 地面相 对位置 该工作面对应地表为南桐化工厂以北一带。 井下巷道位置及 相邻关系 该工作面位于乌龟山背斜东翼北翼井田,上部为6409下段于1998年 回采完毕,南邻7409S上段正在回采,其余的都尚未布置。 邻近采区、煤层、 巷道对掘进巷道 的影响 该采区煤层结构简单,为单一煤层,不含夹矸,煤层赋存稳定,局部地方会出现 炭质泥岩的包裹体。 风巷长度 154.969m 第二节第二节 煤(岩)层赋存特征煤(岩)层赋存特征 1、瓦斯及有害气体赋存情况:该该工作面-186m 补套石门以南 78m 区域煤 层已到 3 个月保护期(防治煤与瓦斯突出规定为 3 个月) ,但未到矿规定保 护期(6 个月) ,为此作业前,必须进行连续预测,预测不超标,可采用风镐掘 进,若预测超标,则停头研究。施工期间严格按-186m7409N 上段风巷防突措 施执行。 2、煤层赋存状况:该巷所处区域煤层平均倾角 34,平均煤厚 2.6m,煤 层结构简单,属稳定性煤层。4#煤层伪顶为厚 0.050.1m 的黑色碳质泥岩;直 接顶为厚 3.2m 的灰黑色砂页岩,黄铁矿晶粒呈条带状;老顶为厚 6.2m 的灰黑 色砂页岩,夹簿层铁质细砂岩 。直接底为 0.42m 的深灰粘土岩,含植物根部化 石,老底为厚 4.3m 的深灰色砂质页岩。 附图九:煤岩层附图九:煤岩层综合柱状图综合柱状图 - 5 - 第三节第三节 地质构造地质构造 该区构造为相对复杂区域,根据上水平 6409 工作面以及 7509 工作面的开 采情况分析,预计 7409N 上段工作面-186m 补套石门以南 123m 处,以及-260m 补套石门以南 34m 处 遇 f218 断层,该断层为逆断层,落差在 2.0m 以上,并有 伴生小构造,形成一条断层带,斜交于 7409N 上段整个工作面,对 7409N 上段 工作面的-187m 风巷和-254m 机巷掘进有一定影响。由于断层周围顶板破碎,并 有断层裂隙水,掘进连队在揭露该断层时应加强顶板支护,做好疏排水工作。 第四节第四节 水文地质水文地质 据上水平和 7409S 分段工作面突水规律和该工作面水文地质条件资料分 析,有大量断层裂隙水,掘进时预计该工作面最大涌水量为 10 m3/h,一般涌水 量为 2 m3/h 左右。 因此,必须搞好工作面疏水排水系统,确保畅通,保障安全生产。 - 6 - 第三章第三章 巷道布置及支护说明巷道布置及支护说明 第一节第一节 巷道布置巷道布置 -186m7409N上段风巷开口点位于-200m7409N上段补套石门南帮 ,开口点底板标 高为-185.803m,到位底板标高为-185.342m,该巷沿4#煤层顶板,由北向南按 +3的坡度掘154.969m停头,工程量:154.969m。 第二节第二节 矿压观测矿压观测 一、观测对象: -186m7409N上段风巷。 二、观测内容: -186m7409N上段风巷顶板离层监测、顶板和两帮移近量监测。 三、观测方法: 顶板离层监测每隔80m设置1处,巷道表面位移监测设置35处。 四、数据处理: 通过对采集数据的综合处理得出巷道顶板离层量的最大值,顶底板相对最 大移近量,两帮最大移近量。为及时修订支护参数与为同水平或上水平段4#层 巷道支护设计提供原始数据。 第三节第三节 支护设计支护设计 一、确定巷道支护形式: 根据相邻采区4#煤层回采巷道矿压观测数据及支护经验,采用梯形断面掘 进,金属支架架棚支护,排花、竹笆背护帮、顶。若需修改巷道断面规格及支 护方式另拟措施报批。 第四节第四节 支护工艺支护工艺 - 7 - 一、支护形式及材料规格: 1支护形式: 采用梯形断面掘进,金属支架架棚支护,排花、竹笆背护帮、顶。 2支护材料规格: -186m7409N 上段风巷掘进采取金属支架架棚支护,采用 11#工字钢,支架 规格为:棚梁长 2.2m,棚腿长 2.42.8m,即架棚后,保持上净宽2.0m,下净宽 2.8m,净高2.1m,棚距0.8m,水沟规格为:400300mm,巷道支护断面图详见附 图四。 架厢支护质量标准 表二 项目设计值允许差项目设计值允许差 上净宽2.0m下净宽2.8m-50+100 巷净高2.1m-50+100厢 距0.8m100mm 前倾后仰架正2扭 距架正100mm 二、临时支护工艺及要求: 7409N上段风巷采用架金属棚支护,临时支护为金属前探支架并辅以固棚器 进行加固,其安设标淮如下: 、采用金属架棚支护时,若连续架棚长度超过 5m,须及时架设临时前探 支架,前探支架夹具 3 副 6 个,前探梁为两根 15kg/m 钢轨, 长度不小于 5m, 前 探梁必须用夹具楔紧, 向前移动前探梁必须明确专人先松其中一根前探梁的夹 具,将前探梁移动到碛头,并将夹具夹好并楔紧后,方能移动另一根前探梁。 只有将两根前探梁移至碛头夹紧固后才能进行碛头作业。 、前探梁悬臂长度不得超过总长度的 1/3;前探梁与夹具均匀布置,但碛头 第一个夹具必须夹在碛头第一架上,最末端的一个夹具距前探梁末端不大于棚 距。严禁使用失效的夹具。 、每根前探梁使用抱箍数量为 3个。抱箍必须牢固可靠,且在非探梁段应均 - 8 - 匀布置,碛头第一个抱箍必须卡在碛头第一架支架上,最末端的一个抱箍前探梁末端 不大于一个棚距。 、前探梁距两帮支架腿子的距离不得大于 0.5m,前探梁之间的间距不得小于 1.2m,不得大于2m。 、架棚巷道迎碛头外 10m 范围的支架梁腿结合部必须使用金属扣寸固棚 器, 固棚器的螺栓必须紧固, 两帮腿子中部位置也必须使用金属扣寸固棚器。 、架棚支护巷道棚子间必须支设固棚器。固棚器的数量不得少于5根,其中梁 子中间1根,两帮腿子距巷底1.0m、1.5m处各支设一个。 、使用的前探梁和金属扣寸固棚器必须构件齐全完好,破损件及时更换。 、必须严格执行“进一,支一” 的作业顺序。 、临时支护工作每班指定专人负责(当班值班长或班组长) ,施工队队长 为本队临时支护负责人,负责临时支护所需材料到位和检查监督。 表三:临时支护和备用救急支护材料品种、数量、规格附表 名称单体液压支柱半圆木木板子竹笆排花前探夹具 单位根根块张付 规格1.6m、2.5m1.8m67mm 数量各2根45401288 附:附:临时支护图详见附图五 第四章第四章 施工工艺施工工艺 第一节第一节 施工方法施工方法 1施工方案: (1)施工方式 采用风镐破煤体加放炮破撬底板矸石的方式作业。 (2)施工方法 该风巷在保护范围内掘进,可直接采用风镐破煤体及底板矸石进行掘进, 如用风镐打底板矸石较困难时,可采取风镐加放炮方式掘进;放炮使用三级煤 矿许用乳化炸药,煤矿许用毫秒延期电雷管15段的相邻段,正向装药,大串 - 9 - 联一次起爆。巷道打眼采用YT-29A型风锤湿式打眼放炮方式掘进,打眼工严格 按南桐矿业公司颁风钻打眼工技术操作规程执行。各操作人员相互配合, 彼此照应,防止事故发生。 3施工工艺流程: 采取全断面风镐掘进时: 安全检查及准备工作找矸返延腰线风镐落煤、临时支护装运煤矸 返延腰线架棚支护钉铁道接风水管质量验收。 采取风镐掘煤槽加放炮撬底板方式掘进时: 安全检查及准备工作找矸返延腰线风镐掏煤槽装运煤炭使用前 探架棚梁打眼吹眼装药、联线、布岗放炮、查炮装运煤矸架棚支 护钉铁道接风水管质量验收结束。 4交接班后必须先检查工作面的安全情况,发现隐患必须立即处理,确认 安全后方可开工。 第二节第二节 爆破作业爆破作业 采用普通钻爆法施工工艺。 表四:爆破说明书以风镐掏槽掘进为例 (炮眼布置示意图详见附图六) 装药量(kg)炮孔名 称 眼号个数 单孔深 (m)单孔合计 起爆 顺序 联线方 式 周边眼19 91.60.65.4 串联 合计 991.65.4 第三节第三节 装载与运输装载与运输 一、装载与运输方式: 1掘进碛头煤矸人工装入 1T 矿车,人工推车由 7409N 上段风巷- 200m7409N 上段补套石门-200m7509 上段矽抽巷-200m 九石门-200m 茅口 大巷组车外运。平巷推车须严格按煤矿安全规程第 362 条规定执行。 2材料设备运输:地面井口平硐2.5m 斜坡0 主井井底车场 3.0m 斜坡-200m 水平下坡口-200m 茅口大巷-200m 九石门-200m7509 上段矽 - 10 - 抽巷-200m7409N 上段补套石门-186m7409N 上段风巷掘进碛头。 第四节第四节 管线及轨道铺设管线及轨道铺设 1掘进过程中铁道敷设:巷道采用15kg/m钢轨钉设,轨距为0.6m,道枕间 距不大于1.0m,接头使用道夹板,轨距、接头间隙、错距、高差等必须符合 重庆能源集团公司质量标准化标准规定。 2在掘进施工中,水、风管置于巷道东帮,风管距巷道轨面高度为1.2m, 水管距风管0.2m,上水、下风;电缆挂钩捆绑在巷道下(东)帮棚腿子上,钩 顶位于“凹”字型构件处并用铁丝分上下捆绑严实。挂钩间距1.6m,电缆排列 顺序:由下而上分别为高压电缆、低压电缆、遥测、通讯线。风筒吊挂在上 (西)帮棚腿子的“凹”字型构件处。 3放炮母线采用压线木板铺设在巷道棚梁中部,木板间距2.4m。 第五节第五节 设备及工具配备设备及工具配备 掘进生产系统所需设备、工具的名称、型号规格、单位、数量等。 表五:表五:设备及工具配备表 序 号设备工具名称型 号单位数 量备 注 1 局部通风机 FBDNO211KW 台 2 1台备用 2 凿岩机YT-29A型台 2 1台备用 3 风镐G10型或G10L型台 2 1台备用 第五章第五章 生产系统生产系统 第一节第一节 通通 风风 一、通风方式及供风距离: 局部通风机配抗静电、阻燃600柔性风筒压入式通风,局扇供电实行“三 专” ,掘进系统内的电器设备必须安装“风、电” 、 “瓦斯、电”闭锁装置。 二、风量计算:(见下页) - 11 - 表六:风量计算表 单位:m3/min 项 目公式计算结果 按瓦斯涌出量计算 Q100qk37.5m3/min 按人数计算Qn48m3/min 按局部通风机的供风量 计算实际需要风量计算 QQ局IKF 375m3/min 确定需要的配风量 375m3/min 按最低风速半煤岩巷:Q最小 0.25S600.25 605.61 77.4m/min (根据煤岩巷的性质定) 按最高风速 Q最大240S1238.4m/min 风 量 验 算 按温度和炸药量掘进工作面温度23及炸药量 3.6kg查表得需风量为80m Q-工作面实际需要风量,m/min q-工作面平均瓦斯绝对涌出量,0.25m3/min K-瓦斯涌出不均匀的备用风量系数1.5 n-工作面同时工作的最多人数,12人 局-局部通风机的实际吸风量,250m3/min -运转的局部通风机台数,1台 KF-为防止局部通风机吸循环风的风量备用 系数1.5 S-巷道掘进断面积,5.16 P瓦-瓦斯绝对涌出量,0.25m3/min - 12 - 按有害气体浓度= = 0.0631% Q P瓦 三、局部通风机安装地点: 掘进采用FBDNO211KW对旋式局扇供风,实行“双风机,双电源” ,局扇安 装在-200m水平九区石门与-200m茅口大巷交叉口处的新风流中,主局扇采用 “三专”电源,并与掘进巷内电器设备实行“风电闭锁” ,最长供风距离为 350m,风筒出口距离掘进碛头不大于5米,出口风量不小于78m3/min。 第二节第二节 压压 风风 该工作面压风风源来自地面压风机房,承担井下各采区工作面用风。通过6 寸及2寸压风管路输送至工作面,经1寸风管输入YT-29A型风钻和风镐。 压风机房风压为0.7Mpa,工作面风压不小于0.5Mpa。 压风系统:压风机房0m管子井-200m水平大巷-200m水平九区石门 -200m7509上段矽抽巷-200m7409N上段补套石门-186m7409N上段风巷碛 头 第三节第三节 瓦斯防治瓦斯防治 瓦斯及有毒有害气体赋存情况:该巷已受5#煤层开采的保护,掘进过程中 实行区域性检验、区域性验证,并加强瓦斯检查,严禁瓦斯浓度超限作业。 第四节第四节 综合防尘综合防尘 1施工队派人定期冲洗和清扫积尘,防止煤(岩)尘堆积、飞扬,坚持湿 式打眼、放炮喷雾,洒水装煤(矸) ,建立健全综合防尘措施。 2掘进过程中,掘进巷内距碛头不大于50m安设一组全断面防尘喷雾,掘 进巷内每隔100m安设一个三通阀门。并按规定距碛头25m40m安装一组压风自 救器,第一组后每50m安设一组压风自救器,且每组不少于5个单体,随掘进距 离增长,压风自救器和防尘喷雾装置按规定向前展移。 3掘进前,通风队在-200m水平九区石门内安装200L/隔爆水槽。 - 13 - 4放炮采用风水喷雾和洒水降尘,装矸时搞好综合防尘措施。 5施工人员施工期间,戴好防尘口罩。 6掘进期间,施工队要加强此处防尘喷雾检查,经常清扫粉尘。 第五节第五节 安全监控安全监控 1爆破工下井担任爆破工作时,必须携带光学甲烷瓦检仪,每次爆破时严 格执行“一炮四检” 、 “三人换牌连锁放炮制” 。 2爆破地点附近20m内瓦斯浓度达到1.0%,严禁装药、放炮。 3当班的班组长必须携带便携式瓦检仪,并将便携式瓦检仪悬挂在掘进工 作面5m范围内无风筒的回风侧,当报警仪报警时,必须立即停止作业并进行处 理。 4瓦斯队分别在工作面和回风流中各安设一台瓦斯自动监测报警断电仪, 工作面的探头安设在距工作面不大于5m内风筒另一侧巷顶以下0.3m、距帮0.2m 处(放炮前由班组长展移至后方安全处,放炮后展移至碛头5m内按规定挂设) , 其报警浓度为1.0%,断电浓度为1.4%;回风探头安装在-200m九石门内距- 200m九区回风平巷以东1015m处,其报警断电浓度均为0.9%,监测主机安装 在局扇处,遥测断电仪 安设标准距顶不大于 300mm,距帮不小于 200mm。 5瓦斯队对监测探头断电性能每周不少于一次试验,并作好记录,确保灵 敏可靠。 6严格电气设备管理,机电一队每周不低于一次对该区域内的电器设备失 爆检查。 7若遇停电、停风,必须立即撤出人员至负压风流中的安全地点。并及时 在-200m九石门内,-200m九区回风绕道以东2m处打上花板并设置警标,禁止人 员入内。瓦斯排放按照矿业公司及矿的有关规定执行。 第六节第六节 供供 电电 该工作面所有设备的电源均由-200m水平九区变电所集中直接供给,各台设 - 14 - 备设真空开关进行控制。 (见附图八) 第七节第七节 排排 水水 排水系统:7409N上段风巷掘进碛头-200m7409N上段补套石门- 200m7509上段矽抽巷-200m九区石门-200m茅口大巷水沟、水仓管子井 0m水仓排出地面。 第八节第八节 通信和照明通信和照明 1通讯系统路线 井下-200m九区石门与-200m茅口大巷交叉口处,由矿信息科安设电话,矿 调度电话直接与调度室(站) 、掘进队及有关部门进行联系。 2照明系统 根据矿井实际,本工作面不设专门的照明系统,每个作业人员随身携带矿 灯。 第六章第六章 劳动组织及主要技术经济指标劳动组织及主要技术经济指标 第一节第一节 劳动组织劳动组织 1组织形式及作业制度:该巷采用“三八”工作制,即三个班掘进作业, 每班工作八小时。 2表七:劳动配备表 小班全队小班全队 工种 出勤定员出勤定员 工种 出勤定员出勤定员 班长 1133 推车工 441212 打眼工 风镐工 2266 接管线 钉 道 1133 支护工 2266 轮休 133 运料工 2266 全队 12133639 - 15 - 第二节第二节 作业循环作业循环 1合理安排各道工序,进行平行交叉作业 表八:作业循环图表(风镐掏煤槽为例) 时间(小时)工序 时间 时间 (分) 678910111213 安全检查及准备30 风镐掏煤槽、出 煤 180 打眼30 装药联线20 放炮查炮40 装运煤矸、架棚 支护 120 接风水管、钉铁 道 60 第三节第三节 主要技术经济指标主要技术经济指标 表九:主要技术经济指标表 - 16 - 序号指标名称单位数量序号指标名称单位数量 1 掘进断面 m26.217 实体煤矸量m3m 6.81 2 净断面 m25.168 松散煤矸量m3m 13.7 3 工程量 m19 炸药 m5.6 4 炮眼利用率 9510 雷管个m 9 5 日循环数个 3 11 班出勤人 12 6 平均日进度 m4.512 直接工效m工 0.125 第七章第七章 安全技术措施安全技术措施 第一节第一节 通风管理通风管理 一、通风管理 1通风路线: 新风:-200m九区石门与-200m茅口大巷交叉口处的新风流经局部通风机风 筒-186m7409N上段风巷碛头。 泛风:-186m7409N上段风巷碛头-200m7409N上段补套石门-200m7509上 段矽抽巷-200m九区石门-200m九区回风绕道-200m-0m 九区回风上山 温塘总回风井。 通风系统示意图详见附图二。 2风筒吊挂平直,做到逢环必挂,风筒出口距离碛头不得超过5m,每次放 炮后,及时恢复打烂或打脱的风筒,以保证足够的风量。 3局扇必须由指定人员负责管理,保证正常运转。 4由于停电或其它原因造成主局部通风机不能正常运转时,必须停止作业, 切断电源,撤出人员设置栅栏,并及时向调度室和通风队汇报。在恢复通风前, 必须检查停风区中的瓦斯浓度不大于1.0,且局部通风机及开关附近10m以内风 流中的瓦斯浓度不超过0.4%时,方能由瓦检员经请示调度室同意后启动局扇, 恢复通风,否则,严禁擅自启动局扇。 二、防尘管理 1采用湿式打眼,并且工作面所有人员都必须佩戴防尘口罩。 - 17 - 2使用水炮泥,每个炮眼装12个水炮泥。 3装煤矸前必须对爆落的煤矸进行洒水防尘。 4经常冲洗巷道帮、顶和管路上的粉尘。 5距工作面50m范围内安设一组全断面的防尘喷雾装置,在放炮时必须打 开喷雾,等放完炮、炮烟吹净后方可关闭。 6回风流中的防尘喷雾必须常开,不得随意关闭。 7防尘工要经常检查防尘管路,发现问题要及时处理。 8下煤矸或运煤矸时,必须将防尘设施开启。 三、防火管理 1电气设备或电缆着火时,首先要切断电源,就近使用石粉、砂子或岩粉 灭火,严禁使用水管灭火。 2定期清扫巷内的浮煤及积尘。 3严禁带火种下井,严禁电气失爆,在易摩擦、撞击产生火花的地方经常 进行洒水降温。 第二节第二节 顶板管理顶板管理 1在开口前和作业过程中,必须坚持经常性敲帮问顶工作,每班设专人找 矸看安全,防止掉矸伤人;对找不下的悬危矸石,要及时放炮崩下或打上临时 支柱,找矸点下方严禁有人。 2沿煤层顶板掘进,随掘随支,禁止留空头。严禁破煤层顶板,以免给回 采时顶板管理带来困难。 3碛头后方必须配备足够数量的临时支护与备用救急材料,救急材料必须 堆放整齐,并不得阻塞运煤矸线路与阻碍安全退路。巷道内煤矸或材料堆积达 巷道断面的1/3时,禁止打眼放炮。 4遇煤体变硬用风镐破煤困难或煤层薄需破底,则采用放炮掘进。每次放 炮前须采用固棚器加固碛头后方10m范围内支护,放炮后由外向碛头逐架检查、 恢复被放炮打歪失效的支护,并认真进行敲帮问顶工作,确认无安全隐患后方 - 18 - 可进行扒煤、矸等工作。 5用排花、竹笆背护时,排花间距不大于0.25m,竹笆搭头不小于0.1m, 棚顶及两帮必须背接严实,并加强挂角与扫脚竹笆和排花的背护,严禁空帮空 顶,其架棚支护规格、断面支护等要求见附图所示。 6施工期间,必须正常使用好前探支架作超前支护,若因煤层变化等原因 无法使用前探梁时,则采用单体液压支柱配开块料托顶作临时支护。 7若遇煤层松软,每班工作结束后,对碛头进行背护,防止碛头上帮抽冒。 8.采用风镐掘进,须根据碛头煤体软硬抽冒情况,先将碛头上端煤体打好 支护好后,再掘碛头下端的煤体成巷。用风镐掘碛头上端煤体时,打出一架棚 的深度,及时将前探梁支到煤壁放好棚梁,并用排花、竹笆将巷顶支护。 9风镐掏煤槽时,煤槽深度不大于0.9m,且根据煤槽内顶板情况及时加打 临时支柱,并经常检查煤槽内瓦斯浓度,严禁瓦斯浓度超限作业。 10掘进期间,遇煤层松软易抽冒,必须用67mm板子“刹刁”作超前支护 或采取留“大根”方式,先将金属棚梁、腿的位置掘出,及时架棚支护后,再 掘巷道中间的煤体。 11水沟掉后碛头距离不大于15m,水沟规格:宽深=400300,高度与 轨枕上平面平齐,风巷掘到位后,必须将水沟跟至碛头。 12放炮点安设一组压风自救器,并保证正常使用。 13掘进过程中,必须及时清运走煤矸,加强对已掘巷道的支护状况检查 并进行经常性检查与维护,经常检查安全出口支护状况,随时保证安全出口与 退路畅通。 14 7409N上段风巷掘进过程中,要加强对碛头后方已掘巷道段支护情况 检查,发现有撬脚、底鼓变形的厢要立即整改,确保后方的支护可靠。 第三节第三节 爆爆 破破 1.掘进采用 YT-29A 型风钻湿式打眼,打眼时严格按照风钻打眼工技术操 - 19 - 作规程和岗位责任制执行,风钻打眼工与其他作业人员相互配合,彼此照应, 防止断钎和因工序混乱误伤人员。 2.掘进过程中,每班交空碛头,放炮当班遇瞎炮不能处理时,由班长、放 炮员手上交接给下一班处理。 3.炮眼打齐后,必须用压风将眼内岩浆吹洗干净,方可进行装药工作,吹 眼时,严禁人员正对眼口,防止受伤事故发生。 4.放炮采用三级煤矿许用乳化炸药,煤矿许用 15 段毫秒延期电雷管,总 延期时间不得超过 130 毫秒,正向装药,大串联一次起爆。 5.炮眼深度小于 0.6m 时,不得装药爆破;炮眼深度超过 1.0m 时,封泥长 度不得小于 0.5m,炮眼深度为 0.6m-1.0m 时,封泥长度不得小于炮眼深度的 1/2,其最小抵抗线不得小于 0.3m。 6.布置炮眼须严格按照腰线进行,每班必须先返延腰线后施工,保证施工质量; 打齐炮眼后,必须用压风吹尽眼内的煤(岩)粉、积水后,方能装药。 7.煤眼必须装0.050.10m底泥,每个炮眼的管、药装入后,必须用合格炮泥 将炮眼剩余长度填满封紧,并按规定装填好水炮袋,封泥长度不少于0.5m。 8.巷道内的积矸或杂物超过巷道断面 1/3时,严禁装药放炮,且随时保证巷道 安全退路畅通。 9.-186m7409N 上段风巷掘进时放炮、站岗、地点及撤人线路如下: (1)拉炮点:-200m 茅口大巷与-200m 九石门交叉口处。 (2)站岗地点:a:拉炮点 。 (3)搜索路线 : 掘进碛头(3 人) 3 人汇合后,3 人继续由东向西搜索至-200m 九石门与-200m 九区变电所交叉口处,2 人站临时岗, 1 人检查变电所是否锁好,如变电所有人则将人员搜出并锁好变电所,再返回与临时岗人员汇合。 3 人由东向西搜索至-200m 九石门与 5#层交叉口处,2 人站临时岗,1 人向北搜索至花板处后,返回 与临时岗人员汇合,3 人汇合后向西搜索-200m 九石门至-200m 九石门与-200m 九区回风平巷交叉口 处,2 人站临时岗;1 人沿回风平巷向北搜索至花板处后,原路返回与临时岗人员汇合。 3 人自掘进碛头沿-186m7409N 上段风巷由南向北搜索至-200m7409N 上段补套石门再沿补套石门向 西搜索至补套石门与-200m7509S 上段矽抽巷交叉口处,2 人站临时岗位,1 人沿-200m7509S 上段矽 抽巷向南搜索至花板处,原路返回与临时岗人员汇合,3 人汇合后沿-200m7509 上段矽抽巷向北搜索 -200m 九石门。 - 20 - 10.每次放炮前,必须停巷道内所有非本安型电源。 11.只有在岗哨站好,局

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