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文档简介
4#煤层永久避难硐室掘进作业规程第一章 概 况 第一节 编 制 依 据 一、编制依据:1.4#煤永久避难硐室设计图及巷道布置图。2. 煤矿安全规程专家解读2011年修订版。3. 4#煤永久避难硐室掘进技术设计4. 煤矿安全技术操作规程5. 4#煤永久避难硐室掘进通风设计6. 4#煤永久避难硐室供电设计、煤矿机电设备选型手册7. 煤矿作业规程编制指南8.煤矿井巷工程质量验收规范9. 山西省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法10. *煤业相关管理制度及规定。 第二节 工程概况1. 硐室名称:4#煤永久避难硐室。2. 工程量:设计施工总长度为80.4m,此段巷道掘进断面为直墙半圆拱形。各段面规格见附表一。3. 采用锚杆锚索网片钢带等方式进行联合支护。 4. 计划开、竣工时间:2012年12月27日2013年1月30日。永久避难硐室 各分段巷道掘进规格明细表 附表一 序号 工程区段 工程名称掘进长度(米)掘进宽度(米)掘进高度(米) 断面形状 (米2)掘进面积米2) 备 注111-11通道10.23.22.5直墙半圆拱6.9包含两段21-1防爆门26.26.2直墙半圆拱34.32.16m232-2防爆门26.26.2直墙半圆拱34.32.16m243-3密闭门0.64.24.4直墙半圆拱16.582.16m254-4密闭门0.64.24.4直墙半圆拱16.582.16m265-5过渡室144.24.4直墙半圆拱16.5876-6自备供 氧硐室4.53.23.9直墙半圆拱11.38卫生间3.53.23.9直墙半圆拱11.3887-7冷媒硐室5.15.84.4直墙半圆拱17.5598-8密闭门0.65.84.4直墙半圆拱17.552.16m2109-9生存室39.25.24.7直墙半圆拱21.51110-10钻孔硐室3.75.24.7直墙半圆拱10.43注:防爆门和密闭门均为浇筑后断面为宽1.2米高1.8米的矩形 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本巷道对应的地面位置为山坡,无建筑物及水体影响。东侧与北侧全部为实煤区,西侧与4#煤一采区轨道大巷相连,南侧与4108集中运输相邻,周边无煤层开采,不受采动影响。 第二节 煤层赋存特征一、位置、邻区和地表的关系4号煤层位于山西组下部,下距5号煤层2.035.17m,平均间距2.23m,煤层厚度达0.782.03m,平均1.73 m。煤层结构较简单,一般不含夹矸或含一层夹矸,局部含2层夹矸,该煤层全井田范围可采,但局部厚度变化较大,如ZK11号孔厚度变薄为0.78 m,而其余孔点均在1.40 m以上.总体属全井田稳定可采煤层.煤层直接顶板大多为泥岩、细砂岩,局部为砂质泥岩或粉砂岩。底部大都为泥岩、砂质泥岩,局部为粉砂岩,该公司现正开采此煤层。煤层爆炸性测试成果表煤层采样地点火焰长度(mm)加岩粉量有无爆炸性4采掘工作面14075有煤层自燃倾向性煤层采样地点煤吸氧量自燃倾向性等级自燃倾向性4采掘工作面0.64II自燃 可采煤层特征表煤层最小-最大平均厚度结构(夹矸数)变异系数可采 系数稳定性可采性顶底板岩性顶板底板40.78-2.031.73较简单(0-2)17.41.0稳定全井田可采泥岩细砂岩砂质泥岩泥岩砂质粉砂岩 经吕梁煤管局2011年鉴定矿井为高瓦斯矿井,经权威部门鉴定4号煤层具有爆炸危险性,4号煤层自燃倾向性为II属自燃。 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置一、巷道设计长度为80.4m,按照施工图纸施工,具体中、腰线由地测部提供,用于4#煤层人员紧急避险,布置于4#一采区轨道大巷、4108集中运输大巷和4102运输顺槽之间。巷道开口点位于4#煤层一采区 轨道大巷,方位与4#一采区轨道大巷成90度夹角。 二、巷道断面为直墙半圆拱,分多断面施工。具体详见各分段巷道掘进规格明细表。 第二节 支护设计一、巷道采取锚杆+锚索+钢筋网+喷射混凝土联合方式支护。巷壁锚喷混凝土浇筑。 1.锚杆采用20mm2400mm阻尼式螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆。采用树脂锚固剂,锚杆每孔装CK2360(在孔底)一卷和Z2340型两卷。锚杆托盘统一采用130mm9mm。锚杆间、排距为800mm800mm,锚杆安装位置和角度见设计断面图。锚杆间、排距偏差为-100+100,锚杆外露长度偏差为1040mm。2.锚索规格为17.88000mm,锚索安装位置和角度见设计断面图。每孔依次装入两卷CK2360和两卷Z2340树脂锚固剂。锚索凝固15min后,利用涨拉千斤顶紧固锚具,锚固力不小于180kN,预紧力矩不小于120Nm。锚索外露长度偏差为150250mm。锚索孔距允许偏差100mm,安装角度允许偏差5。锚索托盘:200mm200mm9mm球形托盘。 3.顶部铺设焊接钢筋网,两帮挂铁丝网。顶网采用6mm的冷拔钢筋焊织的经纬网,长2200宽1100mm,网目60mm60mm。帮网为12#冷拔铁丝编织的菱形网,长10000mm宽1100mm,网目50mm50mm。网与网要求搭接长度为100mm,每200mm联一扣,每扣拧23圈,联网线为14#铁丝。4.巷道开口处向外0.5m处补打“W”型钢带一条进行加强支护。锚索打在“w”型钢带上,1、3、5孔打锚索,2、4孔打锚杆。W型钢带上的锚索托盘规格为1501509mm。5.采用吊环式前探梁临时支护方式。当工作面放炮后,由当班班长负责进行敲帮问顶作业和处理不安全隐患,然后将两根前探梁穿至工作面煤(岩)壁,再将钢带铺放在前探梁上,在临时支护下出渣,出完渣后,及时打锚杆。二、锚杆的抗拉拔力1.锚杆与锚索的抗拉拔力及锚固力应符合以下规定:合格:最低值不小于设计的90%。 优良:最低值不小于设计值。注 :锚杆锚固力锚杆设计值100kN,预紧力为90kN。 锚索锚固力设计值230kN,拉拔力设计值180kN。2.检查数量:每100根锚杆或100根以下,取样不得少于1组,设计或材料变更,应另取1组,每组不少于4根(顶板2根,两帮各1根)。每20根锚索或20根以下,检查数量不少于5根,设计或材料变更,应重新抽查5根。若发现有1根锚索张拉时有伸长现象,再张拉10根,若仍有伸长现象,应通知矿总工程师或者主管副矿长进行原因分析,并及时采取处理与补救措施。3.锚杆检验方法:用LDZ180锚杆拉力计,现场抽查,进行锚杆抗拉拔力检验,并认真做好记录。 技术特征参数/型号LDZ-180型额定张拉力180kN适用锚杆直径16mm-24mm张拉行程60mm承压面积41.8cm 读数方式指针式 操作程序动泵油量:打开注油口盖,如油不满,可加注N20#液压油。系统组装后,储油桶,高压胶管及液压缸中常混有空气,为使液压系统正常运行,这些空气必须排出,方法是拧松注油口盖,以使储油筒空气排出。首先操作手动泵,使空心千斤顶活塞伸出至最大行程时再打开卸荷阀,使活塞连续运行几次即可。 检查压力表在手动油泵没开始工作时压力表应是“0”位。在卸载阀关闭后,给空心千斤顶加压,活塞全部伸出后再加压至压力表显示5MPa时,说明压力表和液压管路都正常。 根据顶锚杆、帮锚杆直径规格选择拉头,并进行安装。4.锚索检验方法:用MS18-300/60型矿用锚索张拉机具现场抽查,进行锚索抗拉拔力检验,并认真做好记录。 技术特征参数/型号MS18-300/60额定张拉力300kN额定压力60MPa张拉行程150mm承压面积50cm 穿孔直径21mm、25mm适用钢绞线1860级钢绞线15.24mm 操作流程 使用油泵前,油箱中注入160目过滤器过滤过的N32或N46号机械油(注意两种油不可混合使用)。不可随意调节油泵调节阀。将油泵与张拉千斤顶用油管连接好,注意油管内及相应的接头处在连接前保持清洁。将张拉千斤顶的中缸完全缩回外缸内,缩到底后油压显示增高时要立即停止供油并卸载。待钢板及外置锁具等在已穿入锚索孔中的钢绞线中穿好后,把钢绞线插入张拉千斤顶的孔内,使锥顶在顶板处顶紧外置的锚具体。操纵手动油泵,使中缸伸出,到接近最长位置时应该停止供油并卸载,使中缸退回到最底位置,如没有到达给定的预紧力,将张拉千斤顶推进的锥顶再次顶紧外置锁具。重复拉伸钢绞线操纵,直至符合预紧要求,结束操纵取下张拉千斤顶。油管拆除后,外漏油嘴要立刻戴上防尘帽。三、最小空顶距和最大空顶距:锚杆最小空顶距:0.4m;锚杆最大空顶距:1.6m,即锚杆距工作面的距离不得大于1.6m。锚索到工作面最大距离不超过3.2m。第三节 支护工艺一、施工顺序和方法:1.锚杆在炮掘完成后由外向里及时进行支护,先顶部后帮部支护滞后顺序作业。遇到顶、帮破碎等特殊地质情况,执行短掘短支,“能打一排锚杆就打一排锚杆,能挂一排网就挂一片网”的原则。2. 锚杆支护施工工序和工艺过程如下:打眼安装锚杆挂设钢筋网紧固托盘。 钻锚杆眼:锚杆眼施工采用MQT-130/2.4型气动锚杆钻机,钻杆采用B19中空六角钢钻杆,钻头采用D29mm钻头。钻眼前要按激光给定的中线布置图定好锚杆眼位,并按锚深要求在钻杆上作好标记,然后用锚杆钻机垂直顶板(75)钻进,钻进达到设计深度后退出钻杆。施工时由外向里逐排钻眼安装锚杆。 锚杆注定:锚杆带有自贡帽,将树脂药卷插入锚杆眼口,然后用锚杆上端头送入锚杆眼内,再将锚杆尾端套在搅拌杆上用液压锚杆钻机顶至眼底进行搅拌,时间约1012S,同时上升锚杆将托盘紧贴顶板,并等待2024S。 挂设钢筋网:人工将金属网按着设计要求进行压茬和绑接。 紧固托盘:用锚杆扭矩扳手将螺母紧固,达到设计扭矩值。为加强工作面顶板管理。确保掘进工作面施工安全,掘进过程中必须使用临时支护,前探梁采用壁厚5mm、长5m、108mm钢管制作,掘进工作面使用2根前探梁,平行布置于巷道顶板,间距2m。每根前探梁用2个159mm钢管制作的吊环固定在顶板锚杆上,吊环与锚杆的连接必须牢固可靠。前探梁在空顶下每掘完一个循环,支护好前探梁后方可进行临时支护。二、树脂锚固剂储存和使用应遵守的规定1. 树脂锚固剂(药卷)必须在425 的避光防火仓库内贮存。2. 锚杆(索)安装前,应检查树脂锚固剂性状。严禁使用过期、硬结、破裂等变质失效的锚固剂。3. 井下运输、存放树脂锚固剂应注意避免受压、受折、受热,已破损或废弃的树脂锚固剂要挖坑掩埋或采用其他方式妥善处理,严禁进入煤矸系统。4. 树脂锚固剂中的固化剂有腐蚀性,施工人员的皮肤避免直接接触固化剂与树脂胶泥,施工时必须佩带劳动保护用品。如不慎接触到皮肤和眼睛,要立即用清水清洗。5. 严禁树脂药卷接触明火。6. 搅拌树脂锚固剂时,必须严格按以下标准掌握搅拌时间和等待时间: 超快速(CK),搅拌时间1020s,等待时间1060s。 中速(Z),搅拌时间2530s,等待时间480s。7. 安装树脂锚杆时,必须严格按设计要求的顺序和数量在锚杆(索)孔中放置树脂锚固剂。三、树脂锚杆(索)的安装树脂锚杆(索)的安装包括装锚固剂、插入锚杆(索)、搅拌药卷、紧螺母或锁具。1. 药卷外观检验:用目测、手捏,要求树脂药卷质地柔软,装填饱满,颜色均匀,树脂胶泥不分层沉淀,内管(包括采用薄膜分隔装)无断裂、渗漏,封口严密,树脂卷直立时无弯曲现象。2. 在全长或加长锚固时,为便于安装、提高安装速度和保证质量,需在孔中装入两种凝胶速度的树脂锚固剂,孔底为超快速或快速,其余为中速。3. 装药卷之前应先检查锚杆(索)孔的质量(深度与角度),锚杆(索)构件是否齐全,对锚杆(索)锚固端进行除锈、除油、除渣处理。4. 按设计要求的树脂药卷型号及数量,依次装入孔内。5. 插入锚杆(索)杆体。锚杆(索)尾部通过连接套与锚索机头联接,升起锚索机,锚杆(索)端部顶住树脂药卷,通过杆体将药卷缓缓送入孔内至孔底,然后开始转动进行搅拌。6. 搅拌药卷。药卷的搅拌对保证锚固质量十分重要,直接影响到锚固效果的好坏。搅拌时间过短,药卷中的固化剂与树脂胶泥不能充分起化学反应而影响凝胶和固化效果。搅拌时间过长,使已凝胶和固化的状态遭到破坏,同样影响锚固效果。所以严格控制药卷的搅拌时间,同时要求药卷的搅拌过程要一气呵成,中途不得间断。7. 安装托板及螺母和锚索的张拉安装。树脂锚杆药卷搅拌后的等待时间不少于3min,方可安装。锚索树脂药卷搅拌后的等待时间不少于15min,方可进行安装。四、有关技术要求1. 锚杆(索)孔钻眼完毕后应用压风或压水冲洗钻孔,将煤(岩)粉清除干净,在煤或软岩中打眼,锚索机不许来回转杆,防止扩大孔径。2. 安装锚杆(索)前,必须用锚杆(索)量好眼深,并在锚杆(索)上做好记号。3. 使用中速锚固剂,一般缓推猛搅,逐渐将杆体送到眼底。使用超快或快速锚固剂时要快推猛搅,迅速将杆体送到眼底。4. 锚索药卷搅拌时,边推进边搅拌,前半程用慢速旋转,后半程用快速旋转,严格控制搅拌时间,搅拌停止后,保持钻机推力10min15min方可撤下锚索钻机。5. 严禁利用锚杆钻机将锚杆(索)插入眼底后再对药卷进行搅拌。6. 当工作面淋水非常大,用树脂锚固剂不能正常锚固时,适当考虑用水泥锚固剂或其它有效可靠锚固剂,锚固后必须有效可靠,抗拔力满足设计值,操作方法严格执行所用锚固剂使用说明书。7. 锚索必须当班钻好眼当班锚固好、紧好。发现涨拉不合格的锚索必须在旧锚索附近200mm处重新打眼安装一套合格的。五、巷道超宽支护:当掘进宽度超过设计500mm时,须增加支护,采用补打锚杆和锚索方式,因片帮造成巷道任意一帮超宽400mm以上时必须采取增补支护措施。 第四章 施工工艺及生产系统 第一节 施工工艺采用人工风钻打眼、爆破法落煤(岩),人工大铁锹攉煤(岩),刮板输送机和胶带输送机运煤(岩)的掘进方式。工艺流程:交接班、安全质量检查检修、延长刮板输送机瓦检、打眼瓦检、装药瓦检、连线、放炮瓦检、通风、洒水敲帮问顶、处理不安全隐患临时支护出煤(岩)永久支护下循环准备爆破说明:采用掏槽眼、帮眼、底眼及顶眼的爆破方式(光面爆破)。具体详见炮眼布置图和炮眼说明书。爆破使用Fd-100型发爆器,煤矿许用硝铵炸药和瞬发电雷管爆破。说明:在掘进过程中,要求跟顶拉底作业,保证巷道断面满足设计要求。 第二节 运输系统主运输系统:工作面的煤矸石 工作面刮板机4#煤一采区运输大巷皮带4#煤溜煤眼井底煤库主斜井运输系统地面煤仓。 辅助运输系统:物料由地面途经副立井/主斜井副立井/主斜井井底车场4#煤集中轨道大巷4#煤层一采区轨道大巷工作面。 第三节 通风系统通风系统:副立井/主斜井集中轨道巷胶轮巷/二绕道4#一采区轨道大巷局扇掘进工作面永久避难硐室八连巷4#一采区回风大巷一二采区集中回风大巷总回风巷2#回风立井地面。一、掘进工作面风量计算1. 按瓦斯涌出量计算:Q=q掘*K掘*(C-C0)=1.641.2/0.008=246(m3/min)式中:Q 掘进工作面所需风量m3/min;q掘掘进工作面回风流绝对瓦斯涌出量,m3/min,取1.64m3/min.K掘掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数取1.8。C -回风流瓦斯允许浓度不超过1,取0.8;C0-进风流瓦斯允许浓度不超过0.5,取0;2.按二氧化碳涌出量计算 Q掘 = q掘 k掘(C-C0)=0.221.20.015=17.6m3/min式中:Q掘掘进工作面需要风量,m3/min;q掘掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m3/min;取0.22k掘掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数(取1.2); C回风流二氧化碳允许浓度,不超过1.5%;取1.5% C0进风流二氧化碳浓度,不超过0.5%;取0;(三)按炸药量计算(三级煤矿许用炸药) Q掘 =10A =1037=370m3/min式中:Q掘掘进工作面需要风量,m3/min;A 掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,取最大断面爆破所用炸药量37kg。 10每千克三级煤矿许用炸药需风量,m3/min;根据上述条件计算结果,掘进工作面需要风量取上述条件最大值Q掘=370 m3/min进行验算。(四)风量验算1、按掘进工作面同时作业人数验算Q掘 =4N =413=52m3/min式中:N掘进工作面同时工作的最多人数,13人;4每人每分钟需风量,m3/min。2、按风速进行验算15SQ掘240S(1)最小风量验算 Q掘15S Q掘1516.58=248.7m3/min式中:S掘进工作面巷道的净断面积为16.58m2(选过渡断面面积)。(2)最大风量验算Q掘240S Q掘24016.583979.2m3/min 式中:S掘进工作面巷道的净断面积,m2(选16.58m2生存室断面面积)。248.7m3/min Q掘3979.2m3/min根据上述条件计算及验算结果,以稀释瓦斯最小需风量Q掘=370m3/min来确定工作面最小需风量。选取压入式局部通风机,查压入式局部通风机性能参(FBD-NO6.222kW对旋压入式局部通风机风量360550m3/min)满足供风要求,根据设计巷道长度和风筒直径情况,压入式局部通风机实际供风量500m3/min。且根据以上风速验算,370m3/min 500m3/min3979.2m3/min,满足风速验算要求,所以选择222kW对旋压入式局部通风机满足使用要求。(五)按局部通风机安装地点巷道最小需风量计算Q= Q扇Ii+15S=5001+1512=500+180=680m3/min式中:Q局部通风机安装地点巷道最小需风量, m3/min;Q扇 局部通风机吸风量,500m3/min;Ii 巷道内并联安装的局部通风机台数,台;S局部通风机吸风口到掘进巷道口间巷道的最大断面积,现场实测断面选12m2。15 有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷最低允许风速0.25 m/s的换算系数。安装局部通风机所在巷道实际风量为2156m3/min680m3/min;满足使用要求。(六)风筒出风口到工作面距离局部通风机风筒有效射程计算:L=b=4=16.02m;L风筒风流有效射程;a掘进巷道断面积;b风流有效射程系数(4-6),取4。因风筒出风口到工作面距离应小于风筒风流有效射程,结合现场经验,取10m。即,风筒出风口到工作面距离不得大于10m。 第四节 压风自救系统(1)风源来自地面压风机房,安装压风机,50m2台。(2)经实测压风自救系统供风量为7m3min,避难硐室掘进工作面人数根据循环作业劳动组织设计取13人,130.1=1.3(m3min),7m3min1.5 m3min满足风量要求。(3)压风管路采用89mm钢管,管路铺设至掘进工作面小于30米处,每200米处设专用的三通阀门安装呼吸装置。出风三通阀门处加装供水施救系统出水三通阀门间距不大于10米。(4)压风管路和阀门型号连接紧密、不漏风;将来在避难硐室回风外口处安装油水分离器,定期排放。(5)为保证供气压力和流量,铺设压风自救系统管路时,一律使用直径89mm管路,拐弯处用弯头,过台棚处用龙门。管路吊挂“平直顺”,距底板不小于300。(6)压风自救管路自地面向工作面延瓦斯、煤尘爆炸避灾路线铺设,具体路线为: 地面风机房主斜井一绕道胶轮巷四号煤一采区轨道巷掘进工作面。 (7)每班进行巡视检查,发现无风和漏风现象及时处理,井上做好管路巡检记录和管路维修记录。 第五节 供水施救系统(一)供水管路 (1)由地面净水池向井下供水,供水管路采用89mm钢管,管路铺设至掘进工作面小于30米处,每200米处设专用的三通阀门安装供水装置。(2)掘进工作面供水施救系统管路采用89,拐弯处用三通,台棚处用龙门,保证水压水量,管路吊挂“平、直、顺”,与地板保持300毫米距离。(3)每班进行巡视检查,发现“跑、冒、滴、漏”现象及时处理,井上做好管路巡检记录和管路维修记录。(4)供水施救管路自地面向工作面延瓦斯、煤尘爆炸避灾路线铺设,具体路线为: 地面主斜井一绕道胶轮巷四号煤一采区轨道巷掘进工作面。 第六节 防尘系统(一)供水管路(1)防尘供水具体路线为: 地面主斜井一绕道胶轮巷四号煤一采区轨道巷掘进工作面。(2)掘进工作面供水管路采用89,每50米出一个三通阀门,拐弯处用三通,台棚处用龙门,保证水压水量,管路吊挂“平、直、顺”,与地板保持300毫米距离。(3)每班进行巡视检查,发现“跑、冒、滴、漏”现象及时处理,井上做好管路巡检记录和管路维修记录。(二)防尘装置(1)所有转载点安装喷雾装置。(2)使用湿式钻眼设备和水炮泥。 第七节 安全监测系统一、安全监测系统: 传感器安装均采用带有“MA”标志的传感器。 监测信号传输系统: 分站4#煤一采区轨道巷井底车场主斜井地面监测机房通讯电缆规格:MHYV4*1mm2专用电缆。 瓦斯传感器的安装: 工作面开工前,提交安装监测设备申请,监控中心负责安装瓦斯监测线路和探头。 瓦斯传感器型号KG9701A,在距工作面10m处安装瓦斯传感器T1,在距回风流口1015m的位置安装瓦斯传感器T2,吊挂标准:距顶板300mm,距巷帮200mm。传感器T1的报警浓度0.8%,断电浓度1.2%,复电浓度0.8%,断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。 传感器T2的报警浓度0.8%,断电浓度0.8%,复电浓度0.8%,断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。 便携式瓦斯报警仪T0报警浓度1.0% (3)监控分站以及其他设备的安装: 监控分站型号KJ90F16,安放在平稳、无淋水的地方。断电仪型号DG0.35/660,断电仪安装,要能够检测馈电有无电,能够快速断掘进巷道内全部非本安型电器设备电源。风机开停传感器型号GT-L(A),风机开停传感器安装,要能够即使检测风机运行情况。风筒传感器型号GFK70(A),风筒传感器安装,监控中心根据工作面的推进而及时移动风筒传感器,能够及时检测风筒有无风,无风时能够及时断掘进巷道内全部非本安型电器设备电源。(4)保护好监测传感器,及时吊挂线路,随工作面推进及时跟进,以防损坏。班长开工前先要检查瓦斯传感器完好情况,只有确认无问题后,方可开工工作。妥善保护好瓦斯传感器和线路,发现问题及时向通风部合调度值班室汇报。 (5)所有接入工作面的电源必须和通风部交待清楚,新接入电源前与通风部联系好,保证检测设备能切断工作面及其回风巷所有非本质安全型电器设备的电源。(6)当瓦斯浓度超过规定而切断电气设备的电源后,现场班组长必须立即派人查明停电原因,不可强行送电。当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或故障时,必须切断该监控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁;当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳定运行后,才自行解锁。任何时候都严禁甩开安全监控设备的电源。(7)在拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线、检修与安全监控设备关联的电气设备需要安全监控设备停止运行时,须报告通风部,并制定安全措施后方可进行。(8)现场带班领导要按照安全监测系统管理的有关规定组织生产,发生监测系统报警后,要尽快落实调度室、通风区和值班矿领导的指示,抓紧时间进行处理,报警未解除前,必须停止生产,查明原因,进行处理.(9)因和安全监控闭锁控制的有关设备未正常运行或发生故障造成的报警,安全监测工立即报调度室,由通风部、矿调度室和生产单位,查明原因并排除故障后,才可以解除故障闭锁。 第八节 避灾系统 避灾线路路线一:掘进工作面4#煤层一采区轨道大巷胶轮巷集中轨道巷/一绕道副立井/主斜井。路线二:掘进工作面4#煤层一采区轨道大巷4#煤层二采区运输大巷二绕道集中轨道巷/一绕道副立井/主斜井。 第九节 供电系统一.概述避难硐室采用炮掘方式掘进,由40刮板运输至4#煤一采区运输大巷1.2米皮带。动力电源取自4#煤采区变电所馈电开关KD11,电压等级660V。物料调运及排水利用现有系统。照明信号由综保提供。通风系统采用双风机双开关互为备用,风机开关由4#煤采区变电所风机专线和4#煤一采区660V动力备用线供电。二、负荷统计表1 负荷统计表序号设备名称设备型号台数功率(kW)额定电压(V)额定电流(A)1刮板SGB620/40T355660622局扇FBCD/NO.6.3222266019三、电缆选择表2 电缆明细表电缆标号电缆型号长度(m)用途L1MYP-3*70+1*25230动力引入线L2MYP-3*25+1*16280风机专线L3MYP-3*16+1*1040风机备用线L4MYP-3*25+1*16100刮板机电源线L5MYP-3*16+1*1030刮板机负荷线L6MYP-3*16+1*1030刮板机负荷线四、低压电气设备选择表3 低压电气设备明细表设备名称设备型号用途馈电KD01BKD16-200/1140(660)刮板机总馈电馈电KD02BKD16-200/1140(660)局扇备用馈电馈电KD03KBZ16-200/1140(660)局扇专线馈电起动器QD01QBZ-80/1140(660)40刮板开关起动器QD02QBZ-80/1140(660)40刮板开关起动器QD03QBZ-80/1140(660)40刮板开关五、电气设备保护装置1.查表法可得各短路点的短路电流值。数据详见表4表4各短路点短路电流值短路点两相短路电流值(A)S12484S22484S31516S42206S512062.低压系统保护装置整定1)起动器QD01的整定过电流整定:根据=62A,并考虑QBZ80的档位设置,整定为68A灵敏度校验: (符合要求)2)其它起动器的整定及校验参照QD01,整定值见表5。3)馈电KD01的整定过载保护的动作电流:根据=(62+62+62)A=186A,过载整定Ie为190A短路保护动作电流整定值:根据,取短路保护的灵敏度校验: (符合要求)4)KD02.KD03的整定及校验参照KD01, 整定值见表5表5低压系统保护装置整定表设备编号设备型号整定值(A)QD01QBZ-80/1140(660)68QD02QBZ-80/1140(660)68QD03QBZ-80/1140(660)68QD04QBZ-4120/660(380)20KD01BKD16-200/1140(660)190/3IeKD02BKD16-200/1140(660)25/7IeKD03KBZ16-200/1140(660)25/7Ie六、安全技术措施第一节 一般规定 1. 所有人员都必须牢固树立“安全第一,预防为主,综合治理”的思想,严格执行本岗位安全生产责任制和各项管理制度。2. 严禁任何人员违章指挥、违章作业和违反劳动纪律,任何人有权拒绝违章指挥、有权制止违章作业。3. 所有职工必须熟知工作场所的所有工序及生产系统,避灾路线。4. 各岗位工种必须经过专门培训,经考试合格取得上岗证后方可作业。 5. 凡入井人员必须携带好自救器和安全帽,严禁穿化纤衣服入井,严禁酒后和带烟火入井,严禁携带易燃、易爆品入井,班组长、管理人员及特殊工作人员必须随身携带瓦检仪。6. 当班班长负责工作面的水、火、瓦斯、煤尘、机电、运输、顶板等隐患的监督检查工作,发现问题及时汇报带班队长或调度指挥中心,并组织处理。7. 工作面有下列情况时,不得进行施工:局部风机停止运转;距工作面20m范围内瓦斯浓度浓度超过1.0%;没有综合防尘措施;工作面安全情况不好,事故隐患未处理或处理不彻底。工作面空顶距里超过作业规程规定或工作面锚杆未紧固。有透水、冒顶预兆,工作面不得施工。8. 当班工长必须现场指挥生产,抓好安全工作,一旦工作面施工条件、地质情况等发生异常时,立即责令停止一切工作,待探明情况事故隐患消除之后,方可继续作业。9. 班前会上,要针对全班生产对职工进行安全教育,必须让职工做到心中有数,不做违章事,不干违章活,做好安全生产基础性工作。 10. 交接班地点必须选择在顶、底、帮完整支护完好之后的地点挂牌交接班。第二节 工作面“一通三防”安全技术措施一、通风管理措施1. 局部通风机指定专人负责管理,保证正常运转,坚决杜绝无计划停风事故发生。2. 局部通风机必须完好,吸风口有风罩和整流器,高压部位(包括电缆接线盒)有衬垫;局扇必须吊挂或垫高,离地高度不小于0.3m。3. 局部通风机严格执行风电闭锁、瓦斯电闭锁。4. 严禁任何人员随意停风,因检修原因停风时,必须提前撤出工作面人员,切断电源。恢复通风前必须检查瓦斯,局部通风机及其开关地点附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时,方可送风。为了保证工作面正常通风,应加强通风设施的管理,风筒吊挂要靠帮、靠顶、平直,逢环必挂;风筒必须使用反压边联接,不得落地和漏风。应经常检查各通风设施,保证工作面通风安全可靠。5. 如果矿井主扇临时停风,必须及时与调度指挥中心联系,并将工作面电气设备全部断电,组织井下人员撤离工作面,通过副立井或主斜井升井。二、计划性停风安全技术措施1. 停风时,首先切断巷道内的所有电器设备的电源,停电上锁停止作业,瓦检员和现场负责人将独头巷内所有人员撤到有全风压的新鲜风流中,在停风巷道口设置栅栏,提示警标,禁止人员入内。然后切断风机电源,瓦检员汇报通风安全部、安全监测监控与调度指挥中心。2. 停电停风期间,瓦斯检查人员应随时检查停风盲巷口的瓦斯情况,发现瓦斯涌出异常,及时向矿调度和通风部门汇报,以便及时采取措施进行处理。3. 恢复通风前,必须由瓦检员首先检查停风区、风机及其开关附近的瓦斯情况:当停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8和最高二氧化碳浓度不超过1.2,局扇及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5时,瓦检员向调度指挥中心汇报。4. 调度员接到局扇可以送电的通知后,立即通知停送电负责人给局扇送电,人工启动局扇,恢复通风。5. 如果停风区中最高瓦斯浓度超过0.8或二氧化碳浓度超过1.2,但最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0,局扇及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5时,瓦检员向调度室和通风部门汇报。6. 如果停风区中最高瓦斯浓度或二氧碳浓度超过3.0,瓦检员向通风部门和调度指挥中心汇报瓦斯超限情况,通风部门立即编写排放瓦斯安全措施,报矿相关部门和能源主体总工程师批准后,组织排放。7. 排放瓦斯时,瓦检员首先检查局扇及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5时,现场负责人指定专人在瓦斯流经区域停电、撤人,在通往瓦斯流经区域的各通道口设警戒,上述工作完成后方可人工启动局扇,进行排放。8. 排放瓦斯时,遵循由外到内,先进风后回风的排放原则,排完一处汇报一处,严禁两台及两台以上局扇同时排放。9. 排放瓦斯对全负压风流混合处瓦斯和二氧化碳浓度进行控制,不得超过1.5,严禁 “一风吹”。10. 当独头巷排出风流中瓦斯和二氧化碳浓度都不超过1.0%,瓦检员和现场负责人一起进入排放巷道,全面检查巷道通风、瓦斯、顶板、积水等情况。只有证实整个巷道空间通风正常,无局部瓦斯积聚和其他有害气体、氧气浓度符合规定,方可汇报调度指挥中心和通风部门,排放瓦斯工作结束。11. 瓦斯排放完毕方可拆除原停风巷道口栅栏、警标,解除警戒,可恢复作业。12. 停(电)风与排放瓦斯期间,安检人员负责监督检查安全措施的实施,瓦检员、通风部门、调度指挥中心要做好有关记录。三、瓦斯检查管理1. 每班由瓦检员每班巡查工作面瓦斯,瓦检员应掌握基本的瓦检知识,能够熟练操作瓦斯检测仪,并保证仪器完好。2. 瓦斯检查要严格执行煤矿安全规程的规定。3. 每班检查瓦斯两次,并做好井下记录;瓦斯检查牌板应注明:检查时间、次数、瓦斯浓度、瓦斯员姓名。4. 瓦斯检查牌应填写清晰,吊挂在巷道显眼位置,距检查地点不得超过40m。5. 除工作面检查瓦斯外、形成全负压通风的回风巷也应检查瓦斯、设置瓦斯检查牌板。瓦斯检查必须做到“三对口”。6. 变电所工作面与轨道巷及回风巷贯通时,要提前编写贯通措施,特别是与回风巷贯通时,必须安设临时挡风装置,以免风流短路造成瓦斯事故。四、防尘部分1. 在工作面安装风流净化水幕,具体安设:(1)刚开口巷道长度小于50m时,至少保持一组水幕,且运输巷回风口下风侧必须安设一组全断面水幕。(2)巷道长度在超过50m时,安设两组水幕,一组距回风口30m左右,另一组距工作面不大于25m。2. 通风队负责在各个转载点设置喷雾洒水装置,随着工作面的推进施工队要及时移动防尘水幕到距工作面30m范围内,并对掘进巷道定期洒水降尘,有效的消灭煤尘的产生。3. 工作面开工前,必须在迎头安装洒水管路,工作面出煤洒水,放炮前后对工作面20米范围内进行冲尘。静压水主管路滞后工作面迎头不大于20米;4. 坚持湿式打眼,打眼时必须开工作面水幕。 第三节 爆破安全技术措施1. 爆破工作由经过专门培训并持有爆破工资格证的爆破工担任,火工品的领用必须由爆破员担任并持有工品领用证。2. 打眼、连线、装药严格按照爆破说明书作业。严格执行爆破器材领退制度,做到“清领、实发、核耗、退库”。3. 雷管必须有爆破工亲自运送,炸药的运送、雷管炸药的分箱加锁存放应在爆破工监护下进行。火药箱必须放置在顶板完好,并远离电气设备及油类的地点,雷管和炸药严禁通箱存放。4. 电雷管现场取用时,把成束的雷管及脚线顺好,管体及脚线同时抓住均匀用力抽出,并及时将其脚线扭结短路,严禁硬猛拉硬拽影响起爆效果。5. 装配起爆药卷时,用竹签在药卷扎孔并插入电雷管,然后把雷管脚线沿起爆药卷缠绕一周并压好脚线,并严格按照煤矿安全规程326条规定执行。不同厂家、不同型号电雷管及炸药不得混用。6. 打眼前首先检查打眼工具完好情况,打眼过程中严格执行敲帮问顶制度,对作业地点的顶板、煤壁、支护、地质条件等情况详细察看,根据现场条件变化调整爆破参数,确保爆破质量。7. 装药时,严禁将炸药提前沿煤帮撒开,对于待装炮眼首先清除眼内的煤(岩)粉,然后用木(竹)质炮棍将药卷轻轻推入,确保炮眼内各药卷彼此密接,不得冲撞或捣实。8. 工作面采用正向装药。即起爆药卷在外、聚能穴朝向底眼。炮眼封泥应用水泡泥,水泡泥外剩余的炮眼部分用粘土炮泥或用不然性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。9. 装药后,及时把电雷管脚线扭结悬空,严禁电雷管脚线、爆破母线及运输设备、电气设备等导电体相接触。10. 爆破前,脚线连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行;爆破母线与脚线的连接、线路检查、起爆工作由爆破工一人操作。11. 爆破采用具有全电阻网络安全临测型放爆器,严禁在一个工作面使用2台起爆器同时进行爆破。爆破母线与雷管脚线的联结、爆破线路的安全电阻监测、爆破作业工作必须由爆破工一人操作。发爆器钥匙由爆破工随身携带,不得转交他人。爆破后必须将钥匙拔出,并摘掉母线扭结短路。当班装药炮眼应当当班爆破完毕。12. 爆破前对工作面设备、管路加以保护。装药、爆破前必须严格按照煤矿安全规程331条规定对周围环境经行仔细观测。13. 工作面爆破前后坚持洒水灭尘,爆破作业时由班长亲自布置“三警戒”(人、牌、线),并清点人数。14. 爆破工接到放炮命令后鸣哨并至少等5钟方可爆破。爆破拉线距离不少于30m,爆破母线不少于30m,爆破工必须在有掩护的安全地点爆破。爆破完毕后,由爆破工通知布置禁戒的班长撤除禁戒。15. 出现拒爆时,爆破工取下爆破钥匙,将爆破母线从电源上摘掉扭结短路,15min后方可沿线路检查,找出拒爆的原因。16. 爆破完毕,炮烟吹散后,班长和爆破工及时巡视爆破地点,检查现场通风、瓦斯、煤尘、顶板支护、放炮质量等情况,发现隐患及时处理。17. 处理拒爆、残爆时必须严格按照煤矿安全规程第342条规定;对于处理顶底煤必须严格按照煤矿安全规程第329条规定。18. 工作面爆破不得与其他工序平行作业,与爆破无关人员不得在爆破期间进入工作面,支炮后捣柱、挂梁逮顶时,必须停止爆破。19. 作业场所必须实行综合防尘,保证进风为新鲜风流,采取湿式打眼。放炮前后迎头20m范围内先洒水灭尘,后进行其它作业。20. 装炮严格使用炮泥封满眼,放炮挂牌、站岗制度。工作面放炮时必须停电,采取措施保护好通风、供电、排水、运输、监控等设施。21. 炮眼深度小于0.6m时,不得装药放炮;在特殊条件下,如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时,必须制定安全措施,炮眼深度可以小于0.6m,但必须封满炮泥。炮眼深度为0.6m-1m时,封泥长度不得小于炮眼深度的1/2m。炮眼深度超过1m时,封泥长度不得小于0.5m。22. 风钻打眼前,必须检查瓦斯,瓦斯浓度在1%以下时,方可按照爆破说明书,进行打眼、装药。23. 放炮后,必须等待15min、等工作面炮烟被吹散后,由瓦检员检查瓦斯;当瓦斯浓度低于1%后,人员方准进入工作面,先进行敲帮问顶,处理隐患,然后进行临时支护。24. 掘进工作面瓦斯传感器,安设在距迎头不大于5m的回风侧巷道内,其报警浓度为 0.8% 断电浓度为1.2% 复电浓度为0.8%,断电范围为掘进巷道内的全部非本质安全型电器设备。25. 瓦斯传感器应布置在回风侧巷道的上方,垂直悬挂,距顶板不大于300,距巷帮不小于200。26. 空顶距不符合作业规程时,不准放炮;放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时,不准放炮;放炮地点未清理矸石阻塞巷道断面1/3以上,不准放炮;炮眼内发现异常,温度骤高骤低,瓦斯涌出岩层松散,不准放炮。27.每次爆破前将瓦斯探头移到爆破警戒线以外,防止爆破崩坏,爆破后再将其移至工作面 第四节 机电安全技术措施一、井下禁止失爆的安全技术措施1. 在停风或瓦斯超限的区域范围内作业。2. 负责人要对井下所有电气设备进行定期检查,定期打磨防爆面,并涂凡士林,发现问题要及时处理,保证所有电气设备完好和无失爆现象。3. 路、过负荷和漏电“三大保护”对所有电气设备在入井前必须经机电部要进行设备的完好和防爆性能进行全面检查,如发现不合格的设备则不准入井,一切都合格后贴好设备完好标志牌和入井合格证,有机电部签批方可入井。4. 电气设备在安装时必须严格按机电完好标准安装,做到“三无”、“四有”,无失爆和设备完好。5. 责任必须落实到包机负责人,任何电气设备出现问题都要对包机负责人和包机组长进行处罚。做好检修记录。二、防止短路、过载、漏电的安全技术措施1. 设备包机人定期对自己负责的所有电气设备进行检查,对开关的短路漏电保护进行校验,对开关的保护值应严格按照机电标准整定,保险管烧坏要及时更换。2. 必须对200A总开关的漏电、短路功能进行试验,并做好记录,当发现短路和漏电试验按钮不能正常动作时立即向跟班队长汇报,如当班人员不能立即处理必须向队里汇报,并同时汇报调度室,由机电专业人员修复。3. 电气设备时必须对“三大保护”进行试验,地线安装必须符合标准,一切都合格后才准投入运行。
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