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文档简介

统一编号:掘第 (2011)011-15 号鑫鑫煤矿111-2回风巷作业规程掘进工作面名称: 回风巷 施工队:掘进二队编 制 人:施 工 队负 责 人:生 产 科 长:总 工 程 师:主 管 矿 长:批准日期: 年 月 日会 审 意 见一、存在的主要问题:二、处理意见:会审单位及人员签字生产科: 年 月 日总工办: 年 月 日通风科: 年 月 日通风队: 年 月 日机电科: 年 月 日调度室: 年 月 日安监处: 年 月 日施工队: 年 月 日劳资科: 年 月 日供应科: 年 月 日生产副矿长: 年 月 日总工程师批准意见:年 月 日荣县鑫鑫煤矿111-2回风巷作业规程目 录第一章 概 况1第一节 概况1第二节 编制依据1第三节 巷道布置2第二章 地面相对位置及地质情况4第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况4第二节 煤(岩)层赋存特征4第二节 煤(岩)层赋存特征4第三节 地质构造6第四节 水文地质7第三章 巷道断面及支护9第一节 巷道断面9第二节 矿压观测11第三节 支护设计12第四节 支护工艺12第五节 轨道及道床13第六节 巷道排水沟13第七节 巷道管线布置14第四章 施工工艺15第一节 施工方法15第二节 凿岩方式15第三节 爆破作业16第四节 装载与运输20第五章 生产系统21第一节 掘进通风21第二节 掘进压风28第三节 瓦斯防治30第四节 综合防尘31第五节 防灭火32第六节 安全监控33第七节 供电35第八节 运输38第九节 照明、通信和信号39第十节 通讯系统40第六章 劳动组织及主要技术经济指标41第一节 劳动组织41第二节 循环作业41第七章 安全技术措施44第一节 作业前的准备工作及安全知识教育和学习44第二节 一通三防安全技术措施45第三节 顶板安全技术措施49第四节 爆破安全技术措施50第五节 机电安全技术措施55第六节 运输安全技术措施56s第七节 其它安全技术措施57第八章 灾害应急措施及避灾路线59作业规程学习和考试记录61作业规程复审记录62第65页 共61页第一章 概 况第一节 概况一、巷道名称本面所掘巷道为111-2回风巷,为首采对拉工作面回风顺槽。 二、巷道用途 主要是为111-2回风巷工作面回风。 三、巷道性质l 本面所掘巷道为沿独层子煤底板掘进的准备巷道。 四、设计施工长度 运输巷设计长度:547m。 五、巷道平面布置111-2回风巷平面示意图:第二节 编制依据一、根据审批的荣县鑫鑫煤矿改建工程初步设计(修改版)编制本规程。二、根据荣县鑫鑫煤矿提供的井下实测资料编制本作业规程。三、根据煤矿安全规程和煤矿岗位技术操作规程及其它有关技术规范编制本作业规程。四、其它依据:煤矿安全质量标准化标准及考核评比办法编制本作业规程。第三节 巷道布置一、一般情况工程名称111-2回风巷工程量547m/2844.4m3施工坡度岩煤层倾角,约2-5服务年限131-1对拉工作面结束巷道用途工作面回风施工巷道位置+427m水平独层子运输巷北侧巷道所在层位穿越t3xj5地层近底部施工巷道与相邻巷道关系在+427m标高处接+427m运输大巷和+427m回风大巷施工巷道与煤(岩层的关系)在须家河组第一段t3xj1灰黑色炭质页岩及独层子煤层中掘进相邻巷道名称111-2回风巷运输巷预计开工日期2011年10月预计竣工日期2012年3月二、施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题:1、严格按中线施工。2、地测人员应及时进行导线测量,以便准确及时掌握掘进巷道位置关系。第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况井上下对照关系表水平、采区+427m工程名称111-2回风巷地面对应位置有无建(构)筑物地表无重要建(构)筑物井下相对位置对施工巷道的影响根据已施工的巷道判断,不会对井下掘进造成安全的影响邻近采掘情况对掘进巷道的影响在掘进巷道附近无采掘工作第二节 煤(岩)层赋存特征第二节 煤(岩)层赋存特征一、预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等。瓦斯无瓦斯突出倾向煤尘爆炸指 数(%)独层子煤层、独层子煤层均无爆炸危险煤的自燃独层子煤层、独层子煤层均属不易自燃煤层()级地 温地温正常 预计18地 压无冲击地压二、其他煤(岩)层技术特征分析。煤(岩)层特征表指标参数备注煤(岩)层厚度(最大最小/平均)(m)独层子煤层平均厚度0.37m煤(岩)层倾角(最大最小/平均)()2-53煤(岩)层硬度系数(f)灰色长石石英砂岩普氏系数8-10,砂质泥岩、黑色炭质页岩普氏系数为6-8,煤普氏系数为2。煤(岩)层层理(发育程度)黑色炭质页岩,层理发育煤(岩)层节理(发育程度)不发育煤层自然发火期(d)无绝对瓦斯涌出量(m3/min)0.59m3/min相对瓦斯涌出量(m3/t)独层子煤层8.97 m3/t煤层爆炸指数(%)独层子煤层无爆炸危险地温()正常 185围岩类型掘进中揭露的长石石英砂岩、细砂岩为类(中等稳定岩层),掘进中揭露的砂质泥岩、页岩、煤为类(不稳定岩层)煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬度(f)厚度(m)岩性顶板直接顶 类(细砂岩)4-6煤层直接为细砂岩。底板直接底类(炭质页岩)4-6煤层直接为炭质页岩第三节 地质构造一、构造矿区位于铁山背斜南北两翼及核部,次级褶皱构造较发育。北翼地层倾角由南向北逐渐变缓(310),平均倾角约8,由于受构造影响,井下地层局部产状向南倾斜。南翼地层倾向175190,倾角从北向南逐渐变陡(416),平均12。矿区地质构造总体简单,煤层基本稳定,地质构造复杂程度为简单类型。二、地质资料情况该巷为111-2回风巷,主要在须家河组第五段独层子沿煤层掘进,无突出煤层。三、岩石普氏分类及普氏系数普氏硬度(f)煤 层夹 矸直接顶直接底基本顶1223464668第四节 水文地质矿区为第四系覆盖的漕谷区,漕谷南高北低,南北向展布,南北两侧为南北向延伸的低山丘陵区,逆向坡稍陡,顺向坡略缓。区内无常年性河流,地表水沿斜坡和次级冲沟向漕谷聚集,再从南向北流出区外汇入北侧小河中,构成越溪河的上部支流。区内地下水类型主要为碎屑岩类孔隙裂隙水,漕谷区有部分松散岩类孔隙水,主要补给水源为大气降水,补给方式经同层径流补给为主,受裂隙的导通作用,也存在一定程度的越层补给。因本区地表多高于地下水位,故主要为地表水补给地下水。区内须家河组主要由砂岩组成,大区上将全组视为含水性中等的富水层位。但根据其岩性组合特征,全组可分为六段,其中一、三段和五段中部含泥质岩较多,且有一定的隔水作用,可视为相对隔水层,二、四、六段主要为砂岩,为孔隙岩类中等含水层。矿山主采煤层赋存于须家河第五段上部,隔水层为侏罗系珍珠冲组泥质岩类。煤层与上部隔水层间距一般为10110m,煤层顶板厚度小于30m的划为保安煤柱。矿区地表无常年性溪流和大的地表水体存在,故矿坑水水量较小,一般均以顶板滴水方式浸入井内,局部可形成细小股状流,雨季矿坑水水量将大幅增加,对矿山开采有一定影响。本区煤炭开采历史比较长,在四、五十年代就有小煤窑存在。矿区中部边界以东部分离地表很近,为一片历史老采空区,在老采空区有可能存在积水:在北翼西部为原友谊煤矿采空区,友谊煤矿开采标高在鑫鑫煤矿开采标高之上,矿山在生产过程中应密切注意矿坑水水量的变化。2、矿井涌水量据矿井提供资料,矿井现阶段正常涌水量为8.3m3h,最大涌水量为12.5m3h。第三章 巷道断面及支护第一节 巷道断面一、根据巷道布置层位、水平标高、围岩岩性选择巷道断面形状。111-2回风巷沿煤层掘进,布置在标高+427m。掘进岩石层位岩性以灰黑色炭质页岩及独层子煤层为主,节理较发育,类围岩(中等稳定不稳定岩层),主要作为131-1采煤对拉工作面开采运输用,选择梯形断面。二、断面设计:111-2回风巷掘进断面和相关尺寸:1、巷道净宽2、巷道净高h13、净断面计算:(1)净断面积s: (2)用风速要求校核净断面:q局拟选掘进fbd-5型局部通风机的额定风量,156202 m3/min,取180m3/min;0.15m/sv4m/s 故通风符合要求4、掘进断面及相关尺寸:(1)设计掘进宽度:(3)设计掘进高度:(5)设计掘进断面:(6)111-2回风巷断面图第二节 矿压观测1、观测对象:131-1对拉工作面回风巷2、观测内容:巷道顶板离层量,底板相对移近量,两帮相对移近量。3、观测方法:(1)顶板离层巷道每隔50 m,安设一个顶板离层指示仪。在距掘进工作面50 m内,观测离层值;50 m以外,除非离层松动仍有明显增长的趋势,一般可停止测读具体数据,改为观察两个刻度坠的颜色。预警值为20mm(初始读数-现在读书),危险值为40mm(初始读数-现在读书)。由当班班长和跟班技术员负责观察,其他人员也应随时注意观察,以便及早发现异常现象,确保安全。一旦发现异常现象,必须立即向有关领导报告,以便采取相应措施。离层指示仪以红、黄、蓝三种颜色表示顶板离层松动的严重程度,蓝色表示顶部松动离层较小,处于较稳定的状态;黄色表示离层松动已达到警界值;红色则表示顶板离层松动值较大,已进入危险的状态。(2)矿压日常监测所需仪器和物品如下表所列:矿压日常监测仪器名 称型 号数量锚杆拉拔计mjy-300/801台顶板离层指示仪lby-33个扭矩扳手1把4、数据处理:采取边施工、边观测,及时对量侧的数据加以分析、判断,并把量测的结果反馈到施工中去,从而不断修改设计、补充措施、指导施工。第三节 支护设计一、巷道永久支护根据巷道围岩性质,结合施工现场实际情况,111-2回风巷采用金属支架支护。金属支架采用15-22kg/m钢轨、16-20号工字钢制作,由两腿一梁构成金属棚子。二、每班爆破结束后,必须严格执行敲帮问顶制度,加强刁找工作。第四节 支护工艺支架的架设工艺:1、 挖棚腿窝子;2、 立棚腿;3、 上顶梁;4、 打角楔;5、 背顶;6、 背帮;7、 加撑柱或架设支架纵向拉杆。架棚质量要求:1、巷道净宽:中线至任何一帮的间距,不小于设计尺寸20mm,不大于100mm。2、巷道净高:腰线上、下均不小于设计尺寸30mm,不大于100mm。3、巷道坡度:轨道运输巷50m内的坡度允许误差为1(即50m内高差不得超过50mm)。4、支架构件的规格质量:坑木直径不得小于设计规定,金属支架的零件要齐全,规格、材质符合设计要求。5、前倾后仰:金属支架不得大于棚腿的全宽。6、顶梁位置:必须垂直巷道中心线,并无歪扭、迈步现象,最大误差不超过100mm,两端应保持沿煤层倾斜。7、背帮、背顶:背板、撑木、拉杆布置均应符合要求,并应刹紧、背牢。8、棚腿窝深度:必须符合设计要求,并做到实底,必要时可加木鞋或垫块。9、棚梁接口:要求严实合缝。10、棚距中到中:金属支架的允许误差为50mm。第五节 轨道及道床轨道及道床参数表(单位:mm)轨道型号轨距(mm)轨道与巷道中心线距离(mm)道床高度(mm)道碴厚度(mm)碴面至轨面间距(mm)枕木间距(mm)15kg/m60030022080140900第六节 巷道排水沟排水沟有关技术参数(单位:m2、mm)水沟净断面积(m2)水沟掘进断面积(m2)水沟净高度(m)水沟掘进高度(m)水沟净宽度(m)水沟掘进宽度(m)0.090.160.300.400.300.40第七节 巷道管线布置一、防尘供水管吊挂及托架的固定消防尘供水管布置在巷道迎头右侧,其托架眼每5m布置一个,距巷道轨面1000mm。二、临时管道吊挂及托架的固定巷道施工期间,风、水管布置在巷道迎头右侧,其托架眼每5m布置一个,距巷道轨面1000mm。三、电缆、通讯、监测线等敷设方式及电缆钩的固定电缆、通讯、监测线等采用全长500mm(5钩)的电缆钩悬挂敷设,布置在巷道迎头左侧,电缆钩眼每2m布置一个,距巷道轨面1300mm,电缆钩上、下两端必须打电缆钩眼,用小木桩挤压稳固钩头于眼孔内。四、风筒吊挂及出口到工作面距离风筒布置在巷道迎头右侧,风筒挂钩眼每3m布置一个,距巷道轨面1500mm。风筒出风口距碛头不大于5m。五、巷道管线防滑、防坠施工期间,风、水管用长l800mm,=25mm的铁管作托架,并用10#铁丝捆绑牢固。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、确定巷道施工方法111-2回风巷采用钻爆法,光面爆破(炮掘一次成巷)的施工方法。二、巷道开口施工(一)施工巷道及断面变化情况111-2回风巷:掘进长度557米,至设计位置停头。(二)巷道开口注意事项测量人员根据施工图进行施工放线,在现场标定开口位置。通风队和施工掘进队根据此位置进行各设备、设施的安设和管路的铺设。施工队必须对该巷开口施工做好准备,对经过开口点后30m的管路和缆线进行掩护,对开口段的围岩进行加强支护。巷道开口施工前,相关部门必须对该巷的开口施工进行开口施工验收。验收合格后安监处开据开工单方可进行开工。三、巷道施工顺序施工111-2回风巷掘进过程中完成管线的敷设工作。第二节 凿岩方式一、确定凿岩方式和凿岩机具、数量该巷道采用钻眼爆破破岩方式,使用2台yt-23(原7655型)气腿式凿岩机凿岩。二、炮掘施工工序安排,工艺流程1、炮掘施工工序安排(1)交接班、碛头安全质量检查;(2)检查延放中腰线,钻眼准备工作,钻中部、上部、下部眼与调车准备平行作业;(3)装药前瓦斯检查;(4)装药联线与掩护设备及工具平行作业;(5)爆破前瓦斯检查;(6)爆破、通风;(7)安全检查、瓦斯检查,装矸;2、工艺流程交接班、安全检查延放中腰线钻眼准备及钻眼装药前瓦斯检查装药联线、掩护设备及工具爆破前瓦斯检查爆破通风安全检查,瓦斯检查,装矸支护文明生产。第三节 爆破作业一、爆破条件111-2回风巷掘进断面s掘=6.2m2,净断面s净=5.0m2,巷道顶板围岩结构完整;采用压入式局部通风机向碛头供风;该碛头瓦斯绝对涌出量为0.59m3/min;掘进爆破采用垂直楔形掏槽。循环进度=炮眼深度炮眼利用率=285%=1.7m(1.885%=1.5m);选用二号岩石铵梯级炸药,16段毫秒延期电雷管;炸药总消耗量为14.73kg,电雷管总消耗量为22个。二、掘进采用金属支护,采用光面爆破,光面爆破作业应采取的措施1、该巷掘进采用光面爆破,光面爆破必须达到以下要求(1)眼痕率不少于50%;(2)超挖尺寸不得大于150mm;(3)岩面上不得有明显的炮震裂缝。2、为达到以上光面爆破效果,特制定以下措施(1)尽量减少爆炸裂隙 a、控制冲击动压产生的粉粹性破坏:尽量选用密度小的炸药(二号岩石铵梯级炸药),并通过合理的装药结构(不耦合)加大爆轰波峰压的衰减; b、减小静压的破坏作用:严格控制光爆炮眼的装药量,尽可能减小装药密度。(2)促进两炮眼间形成贯穿裂缝 a、尽量选用细长药卷,或将炮眼塞紧让爆生气体有一定膨胀空间,达到炮眼作用力比较均匀的目的; b、光爆炮眼的同时起爆也是产生光滑的贯穿裂缝的关键; c、各个光爆炮眼都装入等量的炸药,有利于形成整齐的贯穿裂缝。(3)防止两炮眼之间发生欠挖和超挖打周边眼使用锐利的钎子,减少眼壁上的裂隙。三、爆破警戒根据煤矿安全规程及相关规定111-2回风巷施工初期警戒布置:在爆破前在警戒点悬挂“爆破警戒”标志牌。爆破警戒距离不得小于150m,爆破警戒点必须在有掩护的安全地点。爆破前必须由当班班长清点好人数,停止及撤出警戒区内的一切工作,掩护好各类机具及管线等,并布置好警戒点岗哨。只有当警戒区域内无人时,班长方可下令爆破。设置和解除 “爆破警戒”标志牌由当班班长负责。 四、111-2回风巷属半煤岩巷掘进,该碛头瓦斯绝对涌出量为0.6m3/nim,爆破采用煤、岩分爆。 第四节 装载与运输一、确定装载与运输方式巷道掘进过程中采用人工装煤、装矸,重车装满后用人力推至+427m井底车场提升至地面运输大巷,经机车至地表排矸场排矸。二、矸、材料、设备等的运输路线1、材料、设备的运输:地面主斜井+427m运输大巷111-2回风巷掘进工作面。2、掘进工作面的矸石111-2回风巷+427m运输大巷主斜井地面。三、人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求111-2回风巷是单作业面,人员进出与物料运输不影响。四、装载与运输各工序安排、与其他工序协调(1)首先临时支护,空车调车准备与巷道打眼平行作业;(2)装矸工作严禁与碛头装药爆破平行作业;第五章 生产系统第一节 掘进通风一、选择通风方式1、通风方式111-2回风巷采用压入式局部通风机向碛头供风。2、通风要求(1)、局部通风机必须由指定人员负责管理 ,以保证其正常运转。(2)、压入式局部通风机和启动装置,必须安装在主斜井外安全距离内,全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量(大于1.34倍)。(3)、必须采用抗静电、阻燃风筒,风筒出风口距碛头不大于5m;风筒吊挂平、直、稳 ,严禁出现死弯。(4)、局部通风机通风必须采用“三专两闭锁”,装备“双风机、双电源”,有自动切换、自动分风的功能。(5)、严禁随意停、开局部通风机。(6)、使用局部通风机通风的掘进工作面,不得停风;因检修、停电等原因停风时,必须撤出人员,切断电源。恢复通风前,必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工开启局部通风机。3、风筒敷设方式风筒布置在巷道迎头右侧,风筒挂钩眼每3m布置一个,距巷道轨面1500mm。风筒吊挂平、直、稳 ,严禁出现死弯。4、供风距离该施工矿111-2回风巷长815m,局部通风机随掘进前移,并保证局部通风机的安设要求。根据工程布置,确定局部通风机最长供风距离约500m。二、掘进工作面风量计算。1、按工作面瓦斯涌出量计算q=100(67)qk=1000.62=120(m3/min)式中: q掘进工作面实际需要风量,m3/min;100(67)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,取100;q掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,0.60m3/min k瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,一般炮掘工作面k=1.82,该工作面取值为2。鉴于我矿二氧化碳浓度偏低,对二氧化碳涌出量不作风量计算。2、根据煤矿矿井采矿设计手册中,采用压入式通风方式计算公式进行计算:=34.67m3/min式中:q掘进工作面实际需要的风量,m3/mint掘进巷道的通风时间,取35分钟;s掘进巷道的净断面,5.2m3;a同时爆破的炸药量,14.73kg;l掘进巷道的通风长度,(或起爆点在掘进巷道内时为掘进工作面到起爆点的距离),取100m。3、按工作人员数量计算q=4n=415=60(m3/min)式中:q掘进工作面实际需要风量,m3/min; 4每人每分钟应供应的最低风量,m3/min/人; n掘进工作面同时工作的最多人数,15人。4、按局部通风机的实际吸风量计算: q=q局ikf =13011.2 =156(m3/min)式中:q掘进工作面局部通风机全风压风量,m3/min;q局拟选掘进局部通风机的额定风量,156202m3/min,取130 m3/min;i掘进工作面同时运转的通风机台数,取1台;kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,取1.2。根据以上计算,碛头所需风量最大值为156m3/min。故确定碛头风量取值为156m3/min。该巷道局部通风机全风压供风量不小于156m3/min。三、根据上述计算的工作面需要风量要求,进行局部通风机风量计算、风筒规格选型。1、局部通风机风量的确定:qf=qj/cqf=156/0.91=171m3/min。式中: qf局部通风机风量, m3/min。qj掘进工作面需要风量,m3/min。c风筒的有效风量率,根据经验取912、局部通风机风压的确定:hft=rqfqa+qa2/d4hft=5001.51.37+1.371.370.5=1034.25pa式中:hft局部通风机工作风压,pa;r风筒风阻,n.s2/m4;因该巷最长供风距离约为500m,根据经验r取500;qf局部通风机(吸)风量,171602.85 m3/ s;qa掘进工作面需要风量(风筒出口风量), 156602.6 m3/s;d4风筒出口直径,0.5m四、掘进工作面风量验算1、按最低风速验算q9s94.338.7m3/min)9岩巷掘进工作面最低风速的换算系数s岩巷掘进工作面的净断面积,4.3m22、按最高风速验算q240s1804.3774(m3/min)180掘进工作面最高风速的换算系数s掘进工作面的净断面积,4.3m33、按掘进工作面温度和炸药量验算。掘进工作面温度和炸药量对应风量表炸药量(kg)20温度()1616-2223-261616-2223-261616-2223-26对应风量m3/min4050605060806080100该工作面炸药量为14.73kg,工作面温度为18。根据掘进工作面温度和炸药量对应风量表查表可知:对应风量不得小于50m3/min,该工作面实际风量取值为156m3/min,符合通风要求。4、有害气体的浓度验算。回风流中瓦斯浓度不得超过1%;其它有害气体浓度应符合煤矿安全规程中的规定。 100p瓦/q掘 =1000.1/156 =0.064%p瓦掘进巷道瓦斯绝对涌出量0.10.2,取0.1m3/min; q掘掘进工作面需要的风量,156m3/min。通过验算人行斜井瓦斯浓度0.11%1% 符合规程规定。五、局部通风机选型根据矿山实际生产所用局部通风机使用效果来看,选用fbd5.0/25.5型防爆对旋轴流式局扇,其工作风量以及风压均能满足安全生需要。风筒选用500mm的胶带风筒。六、局部通风机、风筒的安装、使用遵守以下规定局部通风机型号fbd5.0/25.5型功 率11 kw安 装 位 置427m运输大巷三 专 情况要求三专风 筒 直 径500mm反 边 要求双反边全 风 压 风 量180m3/min风电、瓦斯电闭锁要求二闭锁1、局部通风机安设在+427m运输大巷40m处,离地高度不得少于0.3m。局部通风机安装地点必须符合煤矿安全规程有关规定。2、局部通风机由通风队指定专人负责管理,保证正常运转。3、局部通风机实行三专供电,并安装风电闭锁装置和瓦斯电闭锁装置。4、风筒采用抗静电、阻燃的柔性风筒,风筒直径为500mm,风筒出口到迎头的距离不大于5m,风筒悬挂在巷道的上帮,距轨面不小于1.5m。风筒必须悬挂平直,逢环必挂;风筒连接采用双反边接头法,要求接头严实不漏风。如风筒有破损的要及时进行修补或更换,不得漏风。电缆及管线距风筒距离不得小于0.3m。5、局部通风机必须保持正常运转,任何人不得擅自停开局部通风机;因检修、停电等原因计划停电停风时,必须首先撤出人员,切断电源,设置栅栏,揭示警标,然后方可按停送电程序进行操作。恢复通风前,必须检查瓦斯,只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工开启局部通风机。6、局扇的开停工作由该掘进工作面瓦斯检查员负责。七、根据安全生产经验,掘进碛头爆破必须在30分钟待炮烟散尽后,瓦斯检查员和当班班长才能一同进入碛头检查安全情况。八、通风设施及防尘、隔爆、监测设施的安装位置1、通风防尘设施的安装在111-2回风巷安装2道风流净化水幕,第1道距碛头不大于50m,第2道距全风压汇合处30m内,并全断面封闭巷道。2、监测设施的安装1)在距碛头5m内的风流中安设一台瓦斯探头t1,探头且随掘进碛头推进而向前移动。2)断电范围;为掘进巷道动力电源。3、隔爆棚的安设隔爆棚安设在距工作面碛头60200m处。 第二节 掘进压风一、压风系统及设备该掘进工作面压风源来自地面中央压风机房,施工压风管道由地面dg100mm主压风管进行“t”接,敷设至掘进工作面。压风设备和用风设备表设备名称规格型号风压(mpa)台数(台)风量(m3/min)压风机mlgf-20/8-132g0.780320气腿式凿岩机76550.63023.6最远掘进碛头距压风站1300m。每天掘进打眼作业8小时。掘进工作面标高为+427m水平。 二、供风管路敷设线路(示意图)dg150钢管 800m风包0m水平压风站21111-1回风巷4111-1回风巷碛头 耗气量的计算 q=a1a2a3nniqiki =1.11.10.8(23.60.9)=6.27m3/min 式中a1管道全长的漏风系数。管路全长小于2000m,取1.1 a2风动工具耗气量增加系数,查表取1.1 a3海拨高度系数,查表取0.9 ni凿岩机同时工作台数 qi凿岩机的额定耗风量,取最大值3.6m3/min n风镐(未用风镐为0) ki凿岩机同时工作系数,取0.9 三、压风管道的选择 由地面空压站至副斜井供该段管路的直径为:d=50.08mm。式中:q-该段管路耗气量。查五金手册,确定选用603.5无缝钢管,管子实际内径d=53mm。第三节 瓦斯防治一、瓦斯超限报警设备、报警系统安设方式、超限报警时处理程序1、本巷道回风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时,必须停止工作,撤出人员,进行处理。2、爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1%时,严禁爆破。本巷道回风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。在本巷道内,体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到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。对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1.0%以下时,方可人工恢复送电。3、本巷道回风流中二氧化碳浓度超过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。4、临时停工地点,不得停风;否则必须切断电源,设置栅栏,揭示警标,禁止人员进入,并向矿调度室报告。停工区内瓦斯浓度达到3%或其他有害气体浓度超过煤矿安全规程第100条的规定不能立即处理时,必须在24h内封闭完毕。严禁在停风、风量不足或瓦斯超限的区域内作业。5、局部通风机因故停止运转,在恢复通风前,必须首先检查瓦斯,只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%,且符合煤矿安全规程第129条开启局部通风机的条件时,方可人工开启局部通风机,恢复正常通风。6、值班队干、班组长、爆破工、电钳工每班必须携带便携式甲烷检测仪。7、瓦斯检查员必须严格执行“一炮三检”和“三人联锁换牌放炮”制,瓦斯检查必须做到“三对口”严禁出现空班、漏检、假检。8、排放瓦斯时必须严格执行分级排放和限量排放的原则,严禁越级排放和超限排放。9、瓦斯检查员必须加强对巷道局部冒高处瓦斯巡回检查,防止巷道冒高处出现层状瓦斯积聚。二、矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工等下井时,必须携带便携式甲烷检测仪。瓦斯检查工必须携带便携式光学甲烷检测仪。安全监测工必须携带便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪。第四节 综合防尘一、该运输巷的防尘水源供水系统:地面水池(100m3水池)主斜井-111-2回风巷碛头。二、综合防尘措施1、施工中必须采用湿式钻眼,严禁干打眼。2、爆破前、装砂前后必须对掘进工作面30m范围的巷道周边进行冲洗;并在装岩过程中边装岩边洒水。3、施工期间即时延接施工巷道内防尘水管,并每隔100m按一个“三通闸阀”,以冲洗巷道积尘。4、爆破前必须打开防尘喷雾。施工巷道内必须安设两组防尘喷雾,最前端一组喷雾距迎头不大于50m,喷雾装置必须封闭全断面,并随着掘进巷道的延伸由掘进队电钳工向前移动喷雾装置。5、对施工区域内的“一通三防”设施加强管理和爱护,严禁损坏。6、爆破使用好水炮泥及封泥。7、搞好个体防护,使用好个体防尘用品。8、施工过程中每月定期冲洗、清扫巷道积尘。第五节 防灭火防灭火安全技术措施:1、严格明火管理,严禁下井人员携带易燃易爆物品入井,严禁穿化纤衣服入井,严禁在井下拆卸敲打矿灯。井口房和通风机房附近20m内不得有烟火或用火炉取暖。2、111-2回风巷和变电所必须按规定配齐防灭火器材,且数量要达到规定要求。3、 所有设备均采用防爆或安全无火花型电气设备,性能完好,各种保护系统齐全。电缆必须使用不延燃电缆。4、 电钳工必须加强电气设备及电缆完好情况的检查,并做到班班有记录。严禁带电检修和搬迁电器设备,杜绝电气失爆。5、 井下清洗风动工具必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。6、 严格执行本规程中有关爆破的管理规定,防止爆燃。7、 正确使用发爆器,每放完一次炮,爆破母线必须扭结成短路。严禁在井下任何地点将发爆器短接。严禁放糊炮、明炮、无封泥爆破。8、 当掘进工作面发生火灾时,应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况,立即采用一切可能的方法直接灭火,控制火势,并报告矿调度室。9、 电气设备着火时,应首先切断其电源,在切断电源前,只准使用不导电的灭火器材(干砂或干粉灭火器)进行灭火。10、 如工作面发生火灾时,不得随意停止局部通风机运转,防止因瓦斯积聚而导致爆炸事故。第六节 安全监控1、采用kj73n型煤矿安全监控系统进行连续监测,其监控系统分站水平运输巷内。安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧,严禁接在被控开关的负荷侧。监测电缆敷设在电力电缆上方0.1m以上的地方。甲烷传感器(探头)由当班瓦斯员根据掘进面的延伸向前移动。2、掘进工作面设置2个甲烷传感器(探头)。一个甲烷传感器(探头1)悬挂在距工作面小于5m的的地点,其报警浓度为ch40.8%,断电浓度为ch41.0%,复电浓度为ch40.8%;另一个甲烷传感器(探头2)悬挂在水平运输巷临时车场处,其报警浓度为ch40.8%,断电浓度为ch40.8%,复电浓度为ch40.8%。断电范围为盘区水平运输巷内全部非本质安全型电器设备。3、安全监控设备必须定期进行调试、校正,每月至少一次。每10天必须使用校准气样和空气样对甲烷断电仪(探头)进行调校一次,每10天必须对甲烷超限断电功能进行测试。瓦斯检查工必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常,如有故障要立即向矿调度室、通风调度室汇报。安全监控设备发生故障时,必须及时处理,在故障期间必须制定安全措施。4、瓦斯检查工必须每天使用光学甲烷检查仪与甲烷报警断电仪(探头)的读数进行对照,并将记录和检查结果报通风队值班员;当两者读数误差大于允许误差时,先以读数较大者为依据采取安全措施,通风队必须在8h内对2种设备调校完毕。第七节 供电供电系统:矿井井下低压供均采用660v、127v、电压等级供电。供电方式:局扇采用专用电源供电,工作面动力由变电所掘进动力电源供电。供电设备和使用设备表序号设备名称型号数量额定功率电压等级额定电流用途备注1矿用隔爆型真空磁力启动器qbz-1201120a660v2矿用隔爆型真空磁力启动器qbz-1201120a660v3矿用隔爆型可逆真空磁力启动器qbz-120n1120a660v4调度绞车jtp-1.61.2/24111.4kw660 v19a工作设备最大电力负荷取最大功率设备为jtp-1.61.2/24绞车电机容量为24kw,额定电流为28a。根据该工作面最大长时工作电流i=47a,选择电缆截面为6mm2,我矿所使用低压动力电缆最小截面积为16mm2,因此该工作面的动力电缆的截面为16mm2能够满足生产要求。供电电缆表序号电缆名称型号长度(m)电压等级用途备注1阻燃电缆my316+1101200660v掘进动力2my316+11040660v设备电机线继电保护整定计算:设备控制开关整定过负荷保护:iop.o=in=18a 整定为20a式中:iop.o过负荷保护的动作电流,a in电动的额定电流,a短路保护iop.sin.st=(57)in=110a 整定为110a式中:iop.s短路保护的动作电流,a in.st电动的额定启动电流,a提升绞车开关过负荷保护:iop.o=in=28a 整定为30a式中:iop.o过负荷保护的动作电流,a in电动的额定电流,a短路保护iop.sin.st=(57)in=170a 整定为170a式中:iop.s短路保护的动作电流,a in.st电动的额定启动电流,a闭锁、电源开关整定过负荷保护:iop.o=in=18a+28a=46a 整定为50a式中:iop.o过负荷保护的动作电流,a in电动的额定电流之和,a短路保护iop.sin.st.m+in.re=170+18=188a 整定为190a式中:iop.s短路保护的动作电流,a in.st电动的额定启动电流,a in.re除起动电流最大的一台外,其它用电设备的额定电流之和,a由于该碛头增加设备容量很小,对变电所及矿井供电系统继电保护影响很小,此继电保护不作调整。供电系统示意图第八节 运输一、运输方式巷道掘进过程中采用人工装煤、装矸,重车装满后用人力推至井底车场艰主斜井提升地面排矸场排矸。二、装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置、固定方式,安全设施的安设方式、运输距离序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输方式运输距离(m)备注1矿车1t-人力推车现约100m三、矸、材料、设备等的运输路线1、材料、设备的运输:地面主斜井+427m运输大巷111-2回风巷掘进工作面。2、掘进工作面的矸石111-2回风巷+427m运输大巷主斜井地面。 第九节 排水排水系统1、111-2回风巷施工时,碛头(排水沟)111-2回风巷(排水沟)+427m运输大巷主斜井地面第九节 照明、通信和信号照明:111-2回风巷施工照明采用地表底压引进,下井人员配带的矿灯照明。通讯:井下通讯电话本质安全型设备,安装于111-2回风巷施工内,随掘进工作面的推进而前移。信号:设简易信号硐室,信号采用声、光信号。第十节 通讯系统在111-2回风巷井口外内安装一部电话直接与矿调度室联系。 第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织111-2回风巷风巷采用“三八制”单循环作业,劳动组织为综合工作队,劳动力配备及出勤率详见下表。序号工种人 数班 次备注合计1班长出勤人数131113碛头长1名2打眼工3333393爆破工1311134绞车司机1311135把钩工33+(1)33+(1)3+(1)3+(1)9+(3)7推车工(3)3(3)(3)(3)(9)8信号工(1)3(1)(1)(1)(3)9出勤人数合计279992710轮 休23222611在册人数合计30111111331注:括号内的人员安排为兼职第二节 循环作业根据掘进工艺流程、循环作业方式(日、班循环个数)、循环进尺,编制正规循环作业图表。采用正规循环作业,提高工时利用率。主要技术经济指标表序 号项 目单 位指 标备 注1巷道设计长度m5472巷道掘进断面积m25.23巷道净断面积m24.34在册人数人395出勤人数人336出勤率%84.617循环进度m1.538日进尺m3.069月进尺m7010循环率%95/9311单位材料定额元/m-12炸药消耗kg/m9.6213雷管消耗发/m14.3714坑木消耗m3/m0.0115水泥消耗t/m16砂子石子消耗kg/m17支架架/m18锚杆消耗根/m19料石消耗m3/m20第七章 安全技术措施第一节 作业前的准备工作及安全知识教育和学习一、作业前的准备工作1、组织掘进班学习该掘进工作面作业规程,让每班工人了解该掘进面作业全过程的操作技术要求及安全技术措施等。2、作好施工前的准备工作,机具设备等安装到位,对各种设备进行检查维修,确保设备完好。3、开好班前会,每个作业人员必须服从分配,听从班长指挥,遵守劳动纪律;严格按照该掘进工作面作业规程及煤矿安全规程的有关规定执行。二、各工种、岗位的安全操作技术措施1、班长的职责(1)上班前由班长组织该班各工种工人开好班前会,向工人介绍掘进工作面位置、操作技术要求及避灾路线等,同时对下井人员做好记录并强调劳动纪律等。(2)上班前,由班长与上一班做好交接班工作,并将上一班遗留问题及安全等方面的情况详细向该班工人介绍。(3)进入作业地点前,首先由瓦检员和班长进入工作面检查瓦斯和安全,敲邦问顶,确认无隐患和工作面安全后,工人方能进入工作面再检查身边安全后作业。(4)在掘进过程中,班长必须随时检查工作面各地点的安全情况,发现隐患及时进行处理;当工作面出现异常时,应立即通知工人迅速撤出工作面,并报告矿长。(5)每2小时,由班长提醒工人检

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