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文档简介
贵州恒睿矿业有限公司福泉市高石乡幸福煤矿D101回风顺槽掘进作业规程福泉市高石乡幸福煤矿D101回风顺槽掘进工作面作业规程 编制: 审核: 审批: 业主: 2013年 月 日会 审 意 见会 审 人 员 签 字 生产技术科: 年 月 日通 风 科: 年 月 日安 检 科: 年 月 日机 电 科: 年 月 日 总 工程 师: 年 月 日月份作业规程复查记录施工单位规 程名 称复查日期2014年 月 日参加人员复 查 意 见总工程师意 见目 录第一章 概 况7第一节 概 述7第二节 编写依据7第二章 地面位置及地质情况8第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况8第二节 煤(岩)层赋存特征9第四节 水文地质10第三章 巷道布置和技术要求13第一节 巷道布置和巷道断面13第二节 施工技术要求13第三节 支 护 设 计14第四节 支 护 工 艺15第四章 施工工艺17第三节 装、运岩(煤)方式19第四节 管线及轨道铺设20第六节 施工设备和工具20第五章生 产 系 统21第一节 通 风21第二节 通风系统23第三节 压风系统25第四节 防尘管理26第五节 矿井防灭火预防措施26第六节 安 全 监 控28第七节 供电系统29第八节 排水系统34第九节 通讯和信号35第六章 劳动组织及主要技术经济指标35第一节 劳 动 组 织35第二节 主要技术经济指标表36第七章 安全技术措施36第一节 施工准备36第二节 一 通 三 防37第三节 顶 帮 管 理39第四节 爆 破41第五节 防治水44第六节 机电管理44第七节 运 输 管 理45第八节 探放水措施48第八章 其 它51第一节开拉门技术措施51第二节 火工品管理53第三节 出货安全措施56第九章 灾害应急措施及避灾路线56第一节 瓦斯治理措施56第二节 灾害预防57第三节 避 灾 路 线58第十章 附图说明58第一章 概 况 第一节 概 述一、巷道名称及工作面位置本作业规程掘进的巷道为D101回风顺槽,位于采区运输下山335米处,D101回风顺槽石门揭煤端口处。二、掘进目的及用途 D101回风顺槽主要目的是解决D101首采工作面的回风工作,主要担负D101首采工作面回采时的通风、行人等任务。三、巷道设计长度和服务年限设计长度:煤巷165m(平距),施工长度:165m(平距)。服务年限:D101工作面采完为止。四、预计开竣工时间本工作面自2013年11月下旬开工,预计2014年1月中旬竣工,预计工期3个月。当受到地质条件变化等不可抗拒的因素影响,及时调整设计,修改规程,竣工日期延后。第二节 编写依据 一、煤矿安全规程、煤矿生产技术管理制度、煤矿生产技术操作规程。二、水文地质划分类型、水患物探报告、探放水设计及安全技术措施。三、开采方案设计、安全设施设计及施工采区回风下山、运输下山揭露岩层的情况做出的地质说明书第三节 地质说明书一、煤层地质概况1、地面相对位置D101运输顺槽位于D煤层首采区+1028回风顺槽石门揭煤处,标高+1028m,相对地面标高+1350,地表为山区,相对高差342m。2、 煤层及顶底板岩性根据本矿的煤层赋存条件及相关地质资料,D煤层的结构简单,为无夹矸的单一结构煤层,其顶板为深灰色薄层生物屑砂泥质灰岩、砂质泥灰岩,底板主要为灰白色泥岩、粉砂质泥岩。煤岩类型为光亮半亮、半亮型,中细带状结构为主,局部为宽条带、叶片状结构。煤以粉煤为主,少量呈块状,煤层厚0.91.2m,平均厚度为1.16m,其厚度变化不大,属较稳定煤层。3、 煤层倾角,构造情况本区域为单斜构造,煤层倾角平均16,地层呈北东南西走向,倾向北西,为一单斜构造。4、 断层构造情况根据+1133集中运输大巷掘进揭露情况以及原煤矿开采情况分析,矿区内断层发育,走向断层和倾向断层互错,矿区构造简单复杂。二、瓦斯、煤尘爆炸性 、自燃倾向性情况1、煤层瓦斯状况根据本矿历年来的瓦斯鉴定报告情况:本矿属瓦斯矿井,瓦斯绝对涌出量0.44m3/min ,相对涌出量7.92 m3/t。2、 煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室2010年8月25日煤尘爆炸性鉴定情况:抑制煤尘爆炸最低岩粉量65%,鉴定结论:煤尘有爆炸性。3、 煤炭自燃倾向性 根据贵州省煤田地质局实验室2010年8月25日煤炭自燃倾向性鉴定情况:属二类自燃类型。第二章 地面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地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。 表1 井上下对照关系情况表采区位置一采区工程名称D101回采工作面运输顺槽地面标高/m1350井下标高/m+1008地面相对位置建筑物、小井及其他地面为山体,邻近区无建筑物及老窑小井。井下相对位置对掘进巷道的影响本区为新开拓巷道,在+1008m标高施工,对其它巷道开采无影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响巷道上方为采区绞车硐室及总回风巷,左方主要有原关闭的平艾中心煤矿相距320m,右方主要有原关闭的平艾坝煤矿相距210m,下方无采区及老窑。第二节 煤(岩)层赋存特征该工作面岩煤层的走向施工,煤层走向约160煤层的赋存及顶底板岩性情况,见表2、表3.表2 煤 层 特 征 情 况 表指 标数 值备 注煤层厚度/m0.9m1.2m 平均1.16m煤层倾角/()平均16煤层节理中等发育程度自然发火期/d绝对瓦斯量/(m3/min)0.44煤尘爆炸指数%65表3 煤 层 顶 底 板 情 况 表顶板顶底板名称岩石类别硬度厚度/m岩石特征基本顶砂质泥灰岩563.0m深灰色,薄层生物屑直接顶砂质泥灰岩451.2m深灰色,薄层生物屑伪 顶底板直接底粉砂质泥岩121.5m灰白色,含砂质基本底细粉砂岩563.0m灰色,结构致密坚硬。第3节 地质构造1、褶皱煤矿矿区属福泉向斜,地层呈北东南西走向,倾向北西,平均倾角16,为一单斜构造。2、 断层根据+1133集中运输大巷掘进揭露情况以及原煤矿开采情况分析,矿区内断层发育,走向断层和倾向断层互错,矿区构造简单复杂。第4节 水文地质1、 区域水文地质条件煤矿位于黔中高原,区内地形以东高西低,内部多盆地和缓坡,境内碳酸盐类岩石广泛分布,岩溶地貌如溶丘、洼地、峰丛、溶洞、暗流等分布普遍。区域内岩层主要为碳酸盐岩和碎屑岩两大类,碳酸盐岩主要包括二叠系中统茅口组灰岩、二叠系上统长兴组灰岩及三叠系下统大治组灰岩。碳酸盐岩分布面积广,分布区多属裸露及半裸露的基岩山区,地表岩溶洼地、落水洞、溶斗、岩溶大泉等较发育,地下局部发育溶洞、暗河,大气降水容易通过地表大量的负地形渗入岩溶裂隙、管道、暗河之中,岩层中赋存着丰富的岩溶水,富水性强。碎屑岩分布面积较小,主要包括三叠系下统大治组一段粉砂泥质,二叠系上统吴家坪组一段砂泥岩,碎屑岩靠近地表时风化作较强烈,风化裂隙较发育,含风化裂隙水,深部发育构造裂隙地段,含构造裂隙水为主,碎屑岩区地下水运动受地形、地貌、构造控制,富水性总体较弱,主要依靠大气降水补给,受地势影响,一般为近地水源补给、就近排泄。区域内岩溶水与碎屑岩裂隙水均以大气降水作为主要补给来源,地表水动态随季节变化明显,据瓮安气象资料提供,区域内累计年平均降水量1148.2mm,最多每年1369.7mm,最少每年714。8mm,最大变幅654.9mm,年变率为10%,属全国年降雨量最稳定的地区之一。区域内春季平均降雨量为346.2mm,夏季平均降雨量为474.5mm,秋季平均降雨量为250.4mm,冬季平均降雨量为77.1mm,分别占全年降水量的30.2%、41.3%、21.8%、6.71%。降水量最多月份是6月,降水量为210.9mm,最低月份是1月,降水量为23.6mm。月最大降水量高达346.8mm,最小量低至7.7mm。累计年平均降水日数为191.1天,最多每年为214天,最少每年为141天。夏季各月平均降水强度最大,平均为10.1mm/日,最高日降水量146mm,冬季各月最小,平均为1.7mm/日,春秋雨季居中。区域内吴家坪组煤层上覆的中强岩溶含水层之间一般具有较好的隔水层,含水层之间水力联系较弱,对煤层开采影响较小,只是当导水断层或其它导水通道上覆含水层与煤层有水力联系时,上覆含水层才会成为矿井的充水水源,从而威胁到煤矿床的开采。煤层下覆茅口组强灰岩含水层与煤层之间隔水层较厚,其它地下水对深部煤层的开采威胁不大。2、 矿区水文地质(1)地形地貌矿区地势东高西低,海拔标高一般14501500m,最高点位于野狗坡以东山顶,海拔1329.0m,最低点位于北西角区外沟底,海拔789.0m(矿区侵蚀基准面),相对高差100.0m。(2)地表水矿井及其外围水系不发育,无常年性河流,发育有一泉点及地表冲沟水,地表冲沟水沿途接受泉水及煤窑水补给,雨季还有较大面积大气降水汇入,水量较大,这些冲沟多位于含煤地层露头地带,冲沟附近的网状、脉状裂隙密集,它们与煤层风化、氧化带直接接触,将来沿沟溪一带开采煤层时,冲沟水可能沿风化裂隙或采矿裂隙渗入或突入矿井,为矿井浅部开采的直接充水水源,对矿井充水有较大影响。(3)主要含(隔)水层第四系(Q),松散岩类孔隙水含水岩组,主要为坡残积、冲洪积物等,岩性为含碎块石、粘土,主要分布于缓坡、河床、沟谷及低洼地带,厚度为0-15m不等。含孔隙水,富水性弱,受季节影响明显,动态变化较大。对矿井充水影响较大的地下水有:1)下二叠系中统茅口组(P2m)强富水岩组裂隙溶洞水,2)二叠系上统吴家坪组二三段(P3w2+3)中等富水岩组裂隙溶洞水;3)二叠系上统吴家坪组一段(P3w1)碎屑岩类裂隙水,由于上述地层在矿井内大面积分布,垂直裂隙发育,岩溶发育,直接接受大气降水补给,这些地下水通过采空区裂隙、断裂裂隙、塌陷坑和隐伏导水断层,直接进入矿井,形成矿井涌水,对矿井充水有较大影响。 3、矿区及周边地区老窑水分布情况矿井周边小窑、老窑情况不明,矿井中部(原幸福煤矿)和北东部(原金家院煤矿)有采空区,实测采空区面积172000m2, 按二叠系上统吴家坪组一段(P3w1)碎屑岩类贫水岩组地下水径流模数 0.11升/秒.平方公里,其采空区积水估算可达20万m3;此片采空区积水将直接补给幸福煤矿井向北、向东的采场,是矿井又一处最大的透水隐患点,可能造成突水。建议矿井进一步调查与核实老窑积水情况,由于老窑长期废弃且积水,因此,在采掘过程中,必须严格遵循“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则,同时坚持“有疑必停”的原则,防止老窑积水对影响矿井开采。 4、矿区充水因素分析(1)充水水源矿井充水因素既决定于水文地质条件,又决定于开拓方式。充水强度受充水水源和通道的影响。(1)老窑采空区积水在煤层露头线浅部,历史上造成的乱采滥挖留下的老窑均有不同程度的积水,巷道如果揭穿老硐,老硐中的积水可能对矿床开采产生影响。(2)断层破碎带充水评估区内次生小断层较多,导水性强,沿断层带有少量泉眼分布,加之走向横切区内的溪沟,因而地表水和地下水补给量较大,开采煤层后,地下水水力联系增强,矿坑涌水量大,是矿床充水主要因素之一。开采时要予以重视和监测。(3)溪河流域的地表水冲沟水雨季暴涨。可采煤层大多位于当地最低侵蚀基准面下,对煤层开采影响较大。(4)地下水矿区内煤层属于井工开采,开采中如果采动裂隙沟通含水层,会使基岩裂隙水沿松动面涌入矿坑,是矿床直接充水因素之一。开采时要予以重视和监测。综上所述,井田内地下水补给主要靠大气降水及地表水,地下水具有较好的排泄条件。矿井直接充水含水段,主要为碎屑岩,富水性弱中等。5、充水通道由于矿区内直接充水含水层多为粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩,此类岩石接受大气降水补给不强,为中等弱含水层,充水途径主要以岩石原生和采矿节理、裂隙为主,规模一般不大,少量为老窑、采空区巷道、岩溶管道导水。6、充水方式目前矿井充水途径主要以渗水、滴水、淋水为主;矿井进一步向深部开采后,有从上部采空区积水及下部承压水突水的可能。 7、水文地质类型 矿区直接充水水源主要为长兴组岩溶裂隙水、吴家坪组裂隙水及老窑采空区积水、地表冲沟水。开采位于最低侵蚀基准面以下的煤层时,茅口组强岩溶水也会成为直接充水水源,故本矿区属于以裂隙充水为主。水文地质条件复杂程度为中等。8、矿井涌水量根据幸福煤矿历年来的开采状况,井内正常涌水量11.375m3/h,雨季最大涌水量16.25m3/h,随着开采标高的降低,井内涌水量势必会加大第三章 巷道布置和技术要求第一节 巷道布置和巷道断面一、巷道掘进说明 1、施工位置该巷道位于一采区运输下山D煤层首采区+1028回风顺槽石门揭煤处右帮端头开工。沿煤层的走向掘进。2、 施工方位及长度 在石门右帮端头揭露煤层后沿煤层走向开拓到D101回风顺槽,掘进长度165m。2、 巷道掘进断面及支护说明 D101回风顺槽设计在煤巷中为梯形(异)型巷道,顶净宽1.8m,底净宽2.50m,净高2.25m,净断面积4.75m2,掘进面积5.37m2,采用工字钢支护。 第二节 施工技术要求一、基本要求巷道两侧每隔3m在两帮上打一组吊挂眼,前进左侧吊电缆,前进右侧吊风水管、风带,眼深0.3m。必须打在顶板上。风带吊挂高度为1.8m。风水管吊挂高度为1.4m,风水管路间距0.2m,电缆吊挂高度为1.8m。详见断面图。二、特殊要求1、在破石门揭露煤层与D102回风顺槽交叉处,根据围岩和巷道的实际情况,巷道最宽处设计3.8m,支护净宽3.6m,巷道最高处设计2.5m,支护净高2.2m,主要采用工字钢支护,支护间距为1.0m,巷道冒高处采用工字钢搭接,然后用木垛支护法接顶。2、掘进时沿煤层的走向半煤岩掘进,掘进中巷道向右侧偏中1020cm作为铺设轨道中心线,轨道规格为18kg/m,轨距为600mm,轨枕为1000mm长。3、在巷道的右帮,掘宽0.4m,深0.3m的水沟。第三节 支护方法及支护工艺一、支护设计方法 按设计方案要求, D101 回风顺槽采取工字钢支护形式,边帮采用矿用菱形网护帮,用锚杆锚固。二、支护参数的选定1、棚架工字钢规格:采用11矿用工字钢2、棚架边帮采用:矿用菱形金属网3、棚架边帮采用锚杆固定,锚杆规格的选择: 选用金属锚杆时,直径d=1418mm;锚杆长度L=14002000mm,配合锚固剂,设计锚固力4.0t。三、支护施工方法1、工字钢支护:采用一梁两腿搭接法,中到中80cm,棚架间采用加工螺纹钢两头穿梁螺丝固定防倒架措施。2、锚杆排列方法:锚杆的排列一般分为矩形排列和交错排列两种,在、类围岩中,锚杆应按矩形排列,沿巷道横向,锚杆分布从拱顶中线起,按8001000mm的间距向两侧排列,并应达到或超过拱基线;锚杆应按交错排列法进行排列,并应布置到墙脚上300400mm处,顶、帮都应布置锚杆。锚杆眼深度为14001800mm,锚杆间距M=8001000mm。锚杆排列方式见“锚杆排列方式示意图”。 锚杆排列方式示意图3、金属网网格要求: 特殊地段必要时加金属网。金属网网格,一般应为100100mm,金属网所用的钢筋或钢丝直径应为2.510mm。四、临时支护方式支护方式采用工字钢支护,在掘进施工过程中,必须严格执行“敲帮问顶”制度、“挑顶作业”,采用“前探梁”支护作为临时支护。在未进行永久性支护前,必须临时支护确保临时支护安全强度可靠。第四章 施工工艺第一节 施工方案及施工方法一、施工方案 1、D101回风顺槽采用全断面一次成巷,分次爆破法,爆破时采用先爆煤后爆底板的方式掘进。2、 本巷道施工作业时均采用钻眼、爆破的方法破岩,使用YT29A 7655型凿岩机钻眼。风源来自地面的空压机。二、施工工艺流程D101回风顺槽巷道掘进:钻凿炮眼装药放炮临时带帽点柱支护打、安帮部锚杆出矸永久支护(工字钢)清理工作面交接班。三、施工方法D101运输顺槽掘进采用爆破法进行施工。采用煤电钻,麻花钎杆,42mm麻花钻头,施工炮眼.采用LG20/8,排气量:20m3,功率110KW的空压机带动YT29A 7655型凿岩机钻眼,采用人工装岩MF-1.1-0.8型翻斗矿车,人工推车至运输下山挂钩处,绞车提升运输。采用600mm抗静电阻燃胶质风筒、FBD-NO7.52对旋式局部通风机压入式通风 。4、 综合防尘 采用湿式打眼,水泡泥放炮、放炮喷雾、冲洗岩帮、出矸(煤)洒水和净化风流。第二节 爆破作业一、爆破器材采用煤矿许用3#乳化炸药,药卷规格32mm200mm200g采用煤矿许用8#毫秒延期电雷管段.采用MFB-100防爆放炮器引爆。二、装药布置图1、爆破方法:工作面采用钻眼爆破法。2、掏槽方式:楔形掏槽。3、装药结构: 正向装药,正向起爆,炮泥采用1:3泥沙 4、联线方式:串联联线,采用毫秒延期电雷管,煤矿矿用3级乳化炸药,规格为150*35*150g,使用FD150/200型电容式放炮器。5周边眼装药量结构及规定:当f=35时,装药量为150克/眼。3、 爆破起爆方式 串联、多次起爆。4、 施工质量技术要求1、 打眼前必须由安全员、班组长、打眼工共同确定好施工方位,并找出巷道周边轮廓标出炮眼位置,严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。附图4:炮眼布置三视图2、 按设计断面施工。3、 中线至任何一帮的距离偏差在允许的100mm之间。4、 放炮后,人员站在安全地点,用长钢钎工具进行敲帮问顶,撬掉危岩,打好临时支护后方准进行其他作业,严禁空顶作业。爆破说明书 表1巷道类别名称炮眼编号眼数(个)眼深(米)炮眼角度炮眼装药量(公斤)起爆顺序联线方式水平垂直单孔装药量合计卷数重量Kg/眼充填卷数重量kg煤巷双排眼 1-662.281240.80.9244.8岩巷掏槽眼7-1042.2127840.80.9163.2 1串联单独起炮周边眼111442.009030.61.0122.42底眼15-1732.009031.191.83水沟眼1812.009030.61.030.6合计1818386412.8爆破作业原始条件表表2序号名称单位数量备注1掘进断面面积m24.852岩石坚固性系数f4-63炮眼利用率 %804每循环雷管用量个22毫秒延期5每循环炸药用量kg12.82号岩石炸药6炸药规格322001507凿岩机台2YT-76558人工装岩5第三节 装、运岩(煤)方式一、装岩(煤)方式:巷道掘进中,工作面使用人工装岩(煤)。二、运输方式:施工中采用MF-1.1-0.8型翻斗矿车运输,人工推车至运输下山挂钩处,绞车提升运输。运输:工作面D101回风顺槽采区运输下山(JTB-1.61.5绞车提升)采区上部车场+1133运输大巷(防爆电瓶车运输)主斜井底车场主斜井(JTP-1.61.2绞车提升)地面。运料:地面主斜井(JTP-1.61.2绞车下放)+1133运输大巷(防爆电瓶车运输)采区上部车场采区运输下山(JTB-1.61.5绞车下放)D101回风顺槽工作面。第四节 管线及轨道铺设一、在掘进施工中所铺设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆钩每隔1m一个,电缆垂度不超过50。风水管要接口严密,不得出现跑、冒、滴、漏现象,风、水管要随工作面前进及时延长,以备工作面正常压风、供水。风筒要吊挂平直,逢环必挂,不漏风,风筒出风口距迎头7m,材料工具码放整齐,挂牌管理。二、轨道的敷设必须符合规定:1、扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙不的大于5mm,高低和左右错差不得大于2mm。2、直线段2条钢轨顶面的高低差,以及曲线段外轨按设计加高与内轨顶面的高低偏差,都不得大于2mm。3、同一线路必须使用同一型号钢轨。4、轨枕的规格及数量应符合标准要求,间距偏差不得超过50mm。 三、道渣和轨枕要求:1、道轨铺好后,道心要填平,砸实。2、道夹板、道压板必须上齐平光垫、弹簧垫、螺栓、螺母,并且紧固牢实,不得松动。3、道心严禁填煤块、木柴等。第五节 施工设备和工具序号设 备 名 称规 格 型 号单位数 量备注1对旋式局部通风机FBD5.0/7.52台使用、备用各1台2煤矿用坑道钻机ZDY620台使用、备用各1台3风动凿岩机YT-28台使用2台、备用2台4风镐YT-18台使用2台、备用2台5电煤钻1.5KW台使用2台、备用2台第五章生 产 系 统第一节 通 风一、通风技术要求1、局部通风机装置设备齐全、安设消音器。2、使用“双风机、双电源”及自动转换,并实现“三专两闭锁”,3、局扇必须定期检查维修,保持正常运转,自动转换,每天由电钳工和班组长共同试验,并有试验记录。4、局部通风机吸风口附近10m范围内的进风巷严禁堆放杂物。5、局扇必须安设在距回风口10m外新鲜风流巷道中,局扇距底板不小于300mm,外轮廓线距轨道边水平距离不得小于0.7m,由瓦检员负责管理,任何人不得随意停开风机。6、在局部通风机处设瓦斯检查箱,局部通风管理牌板上应填写:作业地点、队组、局部通风机功率、供风距离、供风量、设计风量、出口风量等。7、局部通风机处应设不少于4个灭火沙箱,规格为0.4m0.25m0.25m。8、风筒吊挂平直,做到逢环必挂、缺环必补,不漏风,破口处补贴后要平整,转弯处使用好骨架风筒。9、风筒末端使用硬质风筒,风筒末端距工作面不大于7m,工作面必须使用防炮崩风筒,长度不小于10m。10、因故停电停风时,在恢复通风前,瓦检工必须仔细检查风机及开关10m范围内的瓦斯浓度,在低于0.5%时,方可启动局扇。11、出现高顶瓦斯积聚时,必须设挡风障或甩风袖等方法处理。二、监 测 管 理本工程施工时,按要求安设KJ90型瓦斯传感器2台,具体见下表。探头地点报警断电复电断电范围T1距工作面5m1.0%1.5%1.0%工作面及巷道内全部电器设备。T2距回风口15m1.0%1.0%1.0%工作面及巷道内全部电器设备 。1、瓦斯传感器应垂直悬挂在距顶板不大于300mm、距两帮不小于200mm处,必须吊挂在巷道的回风侧。吊挂处必须顶板完好、无淋水。2、瓦斯传感器由工作面人员负责管理,每次放炮前摘下移至安全地点、放炮后按要求挂好。3、瓦斯传感器要完好防爆,监测电缆采用不燃型电缆,悬挂于动力电源上方,相距不小于0.1m。4、安全监控设备必须定期进行调试校正每月至少一次,每7天必须用标准气样和空气对传感器的灵敏度、零点进行校正。5、当班段队长入井时必须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5m范围内无风筒一侧,当报警时,停止工作进行处理。6、瓦检工检查瓦斯时应与传感器进行校对,超差要通知安全调度由监测工及时调整。7、安全调度必须每半小时检查一次主机监测值,发现问题及时向矿领导汇报。8、传感器报警时,瓦检员现场检查探头附近及回风流中瓦斯浓度以便准确掌握瓦斯情况,在确认安全无问题后,方准送电。9、瓦斯传感器复电前必须经瓦检员检查探头附近及回风流中的瓦斯浓度以便准确掌握情况,确认无问题后,方准送电。10、断电仪由监测队专业人员调试,其他人员不得私自甩掉断电仪设备,任何人不得随意调整瓦斯浓度控制值。11、当瓦斯浓度超过规定时矿井监测装置切断电气设备的电源后,严禁自动复电,只有当瓦斯浓度降到规程规定以下时,方可人工复电。 三、瓦 斯 管 理1、每班段队长、值班员、监测工、瓦检员必须领取便携仪,工作面的便携挂在风筒的另一侧,距工作面5m处,其他人员随身携带,随时检查作业地点的瓦斯情况。不小于3次。2、严格执行“一炮四检制”打眼前、装药前、放炮前、放炮后都必须检查瓦斯。3、工作面停电、停风时需切断电源,撤出人员汇报调度。4、工作面瓦斯浓度达到1.0%时停止打眼装药、放炮,断电撤人汇报调度。5、工作面回风巷内流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时,必须停止工作,撤出人员,采取措施,进行处理。6、采掘工作面及其它巷道内,体积大于0.5m空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时,附近20m范围内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。7、所有人员必须做到无风、微风、瓦斯超限不作业。8、瓦检员必须每班认真检查局扇及开关10m范围内的瓦斯情况,不得空检、假检、漏检。9、瓦检员必须井下工作面现场交接班。 四、防 尘、防 爆 1、工作面严格采用湿式凿岩、放炮喷雾、出货洒水、净化通风、使用水炮泥和定期洗尘等综合防尘措施。2、巷道内消尘系统齐全可靠,防尘设施、设备指定专人管理,不得随意拆除。3、巷道内必须建立完善的防尘洒水管路,安设2寸静压水管。 五、防 水 1、坚持“逢掘必探,先探后掘,长探短掘”的原则。2、巷道水沟整齐合格,水沟内的淤泥必须清除保证正常排水。3、工作面出现挂红、挂汗、空气变冷、雾气、顶板淋水加大或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时,必须停止作业,采取措施,立即报告调度室,撤除所有受水威胁地点的人员。第二节 通风系统一、通风方式及供风距离采用FBD-NO7.52对旋式压入式局部通风机通风,局部通风机安设在一采区运输下山临时配电点旁,距D101回风顺槽回风绕道20米前。二、通风系统新鲜风:地面 主斜井+1133运输大巷采区运输下山 局部通风机工作面。 乏风:工作面 D101回风顺槽石门 D101回风顺槽回风绕道采区回风下山 总回风巷 地面。三、局部通风机选型计算:1、工作面所需风量的计算:(1)、按工作面人员数量计算:Q=4N =415=60/minN - 掘进工作面同时工作的最多人数,(2)、按掘进工作面瓦斯涌出量计算:本矿井属低瓦斯矿井,根据施工揭露工作面瓦斯涌出量很小,因此不在按瓦斯涌出量进行计算。(3)、按最低风速计算:Q=60vSj=600.255.76=86.4.0m/minQ工作面所需风量v掘进最低风速,0.25m/sSj巷道的掘进断面积6086.4取86.4m3/min为最低有效风量根据计算最大风量为 m3/min。2、局部通风机的工作风量(1)、局部通风的工作风量Q吸PQ1.45120174.0m3/min根据计算所选一台FBD-NO7.52对旋式局部通风机,600mm抗静电阻燃胶质风筒一趟,满足施工要求。表4 风 机 性 能 型 号机号风量范围m/min静压范围Pa效率转 数r/min电机型号功率KwFBD-NO7.52417024074033008029307.52三、巷道所需风量计算 1、按CH4、CO2涌出量计算 Q=100qk q为CH4或CO2的绝对涌出量,分别是0.16m3/min、0.37m3/min,取0.37m3/min 式中:Q掘掘进工作面的实际需风量,m3/min qCH4工作面的绝对瓦斯涌出量,m3/min K工作面瓦斯涌出量不均的备用风量系数,取2.5 Q掘=1000.372.5=92.5m3/min 2、按炸药用量计算 Q=25A=255.25=131.25m3/min 式中:Q工作面实际需要风量,m3/min; 25每1kg炸药量不低于25m3/min的配风量; A工作面一次爆破的最大炸药用量,取5.25kg; 3、按最低和最高风速验算: 15SQ240S 154.36131.252404.36 65.4131.251046m3/min 式中:S工作面断面积,4.36 符合煤矿安全规程的要求。 4、按通风机吸风量验算 Q总= Q机+ Q巷=106+0.15604.36=145m3/min式中:V巷道风速:0.15m/s。 S巷道断面积4.36因此,该巷道全负压供风量小于210 m3/min四、使用局扇的有关规定1、巷道施工前,必须配备双风机、双电源,要求能进行自动切换并保证灵敏可靠,否则不准施工。风筒距工作面不大于5m ,保证工作面足够的新鲜风流。2、安装局部通风机的地点,全风压风量要大于局部通风机的吸风量,还应保证局部通风机吸风口至施工巷口之间的最低风速不小于0.25m/s。3、局扇必须由各班班长或指派专人负责管理,保证正常连续运转,并要安设消音器,局扇及开关都必须上架且高出地面0.5m。4、局扇和工作面的各电气设备必须进行风电闭锁,即送风后才能送电,并要安装瓦电闭锁装置,严格执行“三专两闭锁”供电制。5、局扇要安装开停传感器、断电传感器、消音器和挂局扇管理牌板。6、风筒接口要严密不漏风,工作面风筒不落地。7、必须保证风机连续运转,不得无故停电、停风。8、风筒吊在巷道顶板上,风筒要求逢环必挂,平直不出现拐死弯现象。第三节 压风系统风源来自地面压风机房,压风机型号LG20/8,排气量:20m3,功率110KW,分别用50mm铁管接至工作面迎头。压风系统:地面空压机房 主斜井+1133运输大巷 采区运输下山 局部通风机工作面。第4节 防尘管理1、防尘供水系统地面静压水池200m3主斜井+1133运输大巷 采区运输下山 局部通风机工作面。工作面等巷道的供水管路每隔50m设置一个“三通”阀门,并配有胶皮软管,平时定期冲洗巷道使用。主管路采用108mm铁管,工作面管路2寸水管。2、防尘措施(1)坚持湿式打眼,严禁干打眼。(2)在施工过程中巷内必须敷设2静压水管,应在供水管路中安装过滤器,保持水质清洁。(3)巷道每延掘50m设一个洒水三通,各转点处装洒水装置。(4)施工过程中距回风口50m处设置一道固定水幕,距工作面3050m处设置一道移动水幕,掘进巷道每100米设一道水幕。(5)工作面不小于30m范围内,必须洒水降尘。第五节 矿井防灭火预防措施为加强矿井内因火灾和外因火灾的防治,杜绝矿井火灾事故的发生,特制订矿井防灭火安全技术措施:一、矿井外因火灾防治:1、建立健全防火机构和防火制度。2、在地面设置消防水池通过消防管路系统达到井下各个作业地点,井下消防管路系统应每隔100m设置支管和阀门,但在带式输送机巷道中应每隔50m设置支管和阀门。地面的消防水池必须经常保持不少于200m的水量。3、井口房及以井口为中心的联合建筑,必须用不然性材料建筑。4、进风井口应装设防火铁门,防火铁门必须严密并易于关闭。打开时不妨碍提升、运输和行人通行,并定期维修。未设防火门之前,必须有防止烟火进入矿井的安全措施。5、井下所有硐室全部设防火铁门,确保灵活好使。以便迅速隔绝风流,防止灾害扩大。6、井下变电所、绞车房等硐室要备有灭火器和灭火砂箱。7、井下使用的汽油、柴油和变压器油必须装入盖严的铁桶内,由专人押送至使用地点。剩余的汽油、柴油和变压器油必须运回地面,严禁在井下存放。8、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等,必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸也必须放在盖严的铁桶内,并由专人定期运到地面处理,不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。9、井下清洗工具时,必须在专用硐室内进行,并必须使用不然性和无毒性洗涤剂。10、掘进工作面的风筒和电缆不准混挂,此项工作由掘进段、机电段和通风部门负责。11、井口房和通风机房附近20m内,不得有烟火或用火炉取暖。12、井筒与各水平的连接处及井底车场,主要绞车道与主要运输巷、回风巷的连接处,井下机电设备硐室,主要巷道内带式输送机头前后两端各20m范围内,都必须用不然性材料支护。13、在井下和井口房,严禁用可燃性材料搭设临时操作间、休息间。14、井下严禁使用灯泡和电炉取暖。15、井下和井口房内不得从事电焊、气焊工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风巷内进行电焊、气焊工作,每次都必须制定安全措施,经总工程师批准,方可实施。16、井上、下必须设置消防材料库(1)井上消防材料库设在井口附近,并有轨道直达井口,但不得设在井口房内。(2)井下消防材料库应设在每个生产水平的井底车场或主要运输大巷中,并装备消防列车。(3)消防材料库储存的材料、工具的品种和数量应符合有关规定,并定期检查和更换,材料、工具不得挪作他用。17、井下爆炸材料库、机电设备硐室、材料库、井底车场、使用带式输送机或液力偶合器的巷道以及采掘工作面附近的巷道中,都应至少备有8KG灭火器6个、0.2m灭火砂箱5个、锹镐各5把,水桶5个。18、井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法,并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。19、每季度对井上、下消防管路系统,防火门、消防材料库和消防器材的设置情况进行一次检查,发现问题及时解决。二、内因火灾的防治1、掘进工作面在掘进过程中,严禁留有浮煤;2、采煤工作面在回采结束后,立即对上下巷进行永久封闭,杜绝向采空区供风;3、在开采技术方面,要正确选择矿井的开拓方式、采煤方法和开采程序,合理布置采区,不得任意采掘规定的段间、区间煤柱,以提高开采有自然发火危险煤层的矿井先天防火能力。 4、在通风技术方面,要选择合理的通风方式,正确设置控制风流的设施,采取均压防火措施,加强通风防火管理等,以减少漏风,这对防止煤炭自然发火有重要作用。 5、加强采空区的监测手段,在采取回风道安设一氧化碳传感器随时监测采区一氧化碳情况,掌握自然发火预兆,及时进行发火预测预报,把自然发火消灭在“萌芽”阶段。 6、对采掘生产过程中遗留下的各种发火隐患要及时处理,加强对废旧巷处理,及时充填煤巷碹,及时处理高温火点。 7、采用卤化物阻化剂防灭火技术,煤炭自然发火是由于煤与空气中的氧气相互作用的结果,在漏风不可避免的情况下, 在煤的表面喷洒上一层隔氧膜,阻止或延缓煤的氧化进程。阻化剂主要是卤化物与水溶液能浸入到煤体的裂隙中,并盖在煤的外部表面,把煤的外部表面封闭,隔绝氧气。同时在采煤工作面回采过程中,向空区喷洒卤化物,封闭煤体表面,杜绝煤与空气中的氧气相互作用的结果。第六节 安 全 监 控1、 掘进工作面巷道内安设2台甲烷传感器。2、 断、复电瓦斯浓度及断电范围:(1) 断电值:1.5CH4。(2) 断电范围:本掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备。(3) 复电值:1.0CH4 。(4) 报警值:1.0CH4 。3、 监控设施管理措施:(1)甲烷传感器一个应悬挂在工作面掌子头后5m处风筒的另一侧,距顶板不大于300mm。另一个应悬挂在工作面回风口15m处风筒的另一侧,距顶板不大于300mm。(2)甲烷传感器必须安设在坚固的支护处,防止冒落及其他损坏。(3)甲烷传感器只有监控人员有权校核,每7天用标准气样标校一次,日常若有故障,应及时处理。(4)掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须同甲烷传感器实现瓦斯电闭锁,监控工负责安设瓦斯电闭锁,施工单位负责断电器电源线和控制线的开关指定、接线端的日常维护,严禁将瓦斯电闭锁私甩不用。(5)因瓦斯超限断电的电气设备,都必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。(6)掘进工作面传感器由施工单位负责随掘前移,严禁将传感器放在风筒处直吹。(7) 每次放炮前必须把甲烷传感器撤到掌子面后距放炮地点85米。甲烷传感器、监测线必须保护好,喷浆时必须用编织袋或色彩布包裹上。(8)洒水灭尘时,严禁将水洒到传感器和接线盒上,以免造成传感器损坏和误超限事故的发生。(9)每次甲烷传感器出现故障时,必须切断甲烷传感器控制区域内的电源,即监控系统具有的故障闭锁功能。第七节 供电系统一、供电系统地面供电电压等级为380V和220V,井下供电电压等级为660V和127V。由于主井和风井场地相距较近,因此设计主井和风井场地共用变电所,主井和风井场地地面设备分别由该变电所内变压器供电。井下水泵房水泵、绞车房绞车、运输顺槽及工作面设备由地面变电所变压器供电(低压下井),自地面引4趟电源线路(2趟局部通风机专用2趟其他负荷用电)下井。2、 地面供配电根据矿井所处的位置及开拓方式,在矿井工业场地设置10KV变电所向地面供电。一级负荷均采用双回路电源供电。高压馈电柜采用自动监控及人工操作。3、 井下供配电井下水泵房水泵、绞车房绞车、运输顺槽及工作面相关设备由地面变电所变压器供电(低压下井),自地面引4趟电源线路(2趟局部通风机专用,2趟其他负荷用电)下井。在主斜井、井底车场、运输大巷、绞车房、运输下山、水泵房、井下消防材料库等内设置固定照明装置。主要通风机、排水泵、空压机、监控设备,主斜井提升绞车等为双回路供电,备用回路必须带电备用。局部通风机供电必须实现“三专两闭锁”,即局部通风机必须采用三专(专用开工、专用电缆、专用变压器)供电。使用局部通风机供风的地方必须实行风电闭锁,保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。掘进工作面,必须装备甲烷断电仪和风电闭锁装置。下井电缆由地面双回路铺设4条电缆从主斜井至井下配电点,在由配电点铺设电缆至各个用电点。4、 变压器的选型及供电要求(1)地面变压器选型地面变压器计算和选型如下表安设位置所供设备工作容量PN(KW)需用系数Kde功率因素COSWM计算负荷Sca= Pk*Kde CO
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