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文档简介

11501回风巷作业规程报审表工程名称:贵州首黔资源开发有限公司杨山煤矿井巷技改工程11501回风巷 编号:致 贵州首黔资源开发有限公司杨山煤矿: 我方已根据施工合同的有关规定完成了贵州首黔资源开发有限公司杨山11501回风巷作业规程的编制,并经我部负责人审查批准,请予以审核。附件: 贵州首黔资源开发有限公司杨山煤矿11501回风巷作业规程承包单位(章) 项目经理 日 期监理单位审查意见:监理单位(章) 总监理工程师 日 期 业主单位审查意见:业主单位(章) 业主(代表) 日 期 贵州首黔资源开发有限公司盘县杨山煤矿11501回风巷掘进作业规程项 目 经理 总 工 程师 安全副经理 生产副经理 编 制 人 重庆千牛建设工程有限公司杨山煤矿工程项目部2012年10月28日项目部审批单措施名称11501回风巷作业规程编制部门项目技术部项目总工程师审批意见:签字: 2012 年 月 日项目生产经理审批意见: 签字: 2012年 月 日项目安全经理审批意见:签字 : 2012年 月 日 项目经理审批意见: 签字: 2012年 月 日 职工学习培训及施工安全技术交底表时间: 年 月 日地点:培训人:接受人:培训内容:人员签字:第一章 概 况 一、区域采掘情况 掘进工作面位于11501外上山以北10#煤层中,巷道延煤层走向布置,并随着煤层走向调整。 二、地质情况(一)构造本井田位于普安山字型构造前弧西翼,白块-白秧坪倒转向斜北东翼,双龙桥向斜南东端。为一单斜构造,地层走向北西,倾向南西,倾角141 8,井田内无皱曲,无陷落柱,无岩浆岩侵入影响。井田内有沙沟正断层(F25)、杨家山正断层(F33)两条正断层规模较大,对煤层的稳定性有很大影响,造成多个煤层的缺失与重复,对煤层开采不利。构造复杂程度中等。沙沟正断层(F25):位于井田中部,总体走向北北西,倾向南西,倾角65,落差1025m。井田内长1250m,南东为F33断层切割。本断层破坏了部分煤层的连续性,对井田影响非常大。杨家山正断层(F33):为斜切正断层,位于井田南部,走向北西,倾向南西,倾角52,落差30m左右。区内长1100m,贯穿全区,可作为采区边界。本区碎屑岩广布,基岩中主要发育走向为130,倾向85一组节理裂隙,密度13条/m。面状节理裂隙发育。 (二)瓦斯、煤尘、煤的自然性和地温矿井为技改矿井,根据贵州省煤炭管局文件“对六盘水市煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定的批复”(文件号:黔煤生产字2007514号),矿井绝对瓦斯4.57m3/min,相对瓦斯36.57m3/t,矿井批复结果为高瓦斯矿井。以及根据贵州省能源局文件黔能源发2009252“关于六盘水市煤炭局关于煤矿瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的报告的批复”,矿井的瓦斯绝对涌出量为8.73m3/min,相对瓦斯涌出量为:50.28m3/t;矿井的二氧化碳绝对涌出量为0.48m3/min,矿井二氧化碳相对涌出量为:6.45m3/t;鉴定结论为高瓦斯矿井。根据黔安监管办字2007345号关于加强煤矿建设项目与瓦斯突出防治工作的意见,盘县属于突出矿井分布区,由于该矿未作煤与瓦斯突出鉴定,故按有煤与瓦斯突出危险性矿井设计。13#、15#、18#煤层煤尘均具有爆炸危险性,13#煤层属于自燃煤层(类),15#煤层属于容易自燃煤层(类),18#煤层属于不易自燃煤层(类)其他煤层未进行爆炸危险性鉴定。地温正常,未发现异常区。第二章 巷道布置及用途1、11501回风巷沿10#煤层顶板走向布置于10#煤层及底板土中。2、11501回风巷作为开采的回风巷道。3、11501回风巷掘进先从11501外上山处开口直接掘至11501切眼。4、巷道走向:根据煤层走向确定其巷道走向。第三章 巷道施工及工艺一、掘进方式1、11501回风巷掘进若遇地质构造带必须坚持先探后掘措施。钻探工具可视现场情况而定,可选择风煤钻或150钻机施工,只有在超前钻孔施工正常方可进行掘进工作,现场实施由施工组负责施工,由当班安全员及瓦斯检查员负责监督,值班经理严格把关。2、11501回风巷进采取先将煤层爆破出来作为掏槽,然后在碛头底板边岩石部分打眼放炮扩大成形,最后施工锚网+锚索。3、掘进工序11501回风巷安全检查及准备采槽打眼按“一炮三检”要求放炮临时支护装岩调车永久支护钉道等。二、巷道断面11501回风巷为矩形断面,左右帮高根据煤层走向调整、中高2.2米净宽:3.2米,掘进面积7. 13m(包含300mm*300mm水沟)。三、巷道支护1、11501回风巷采用锚网+锚索支护,锚杆(间排距:800mm*800mm)规格:高强度全螺纹树脂锚杆,20,L=2000mm;钢筋网片规格:6.5,1000mm*2000mm,网格:100mm*100mm,网片搭接长度:100mm;锚索(间排距:2000mm*2000mm):15.3高强度钢绞线,L=6m。;锚固剂:采用2335树脂锚固剂,锚杆每根2条,锚索每根7条。2、支护要求:巷道所需的支护材料必须保证材质材积,并符合使用要求,严禁使用不合格的支护材料进行支护。施工班组必须严格按施工断面图要求的尺寸进行施工,巷道支护后的净断面尺寸符合设计要求,要求允许误差为净宽和净高:-100+150。支架前倾后仰偏差不大于1。四、文明生产:1、必须坚持湿式凿岩,实行综合防尘。2、临时轨铺设,轨距误差不大于10,不小于5;轨道接头间隙不超过10,内错差不大于5;轨枕间距不大于1m,构件齐全、紧固有效。3、局部通风合理。风筒吊挂平直;逢环必挂;不漏风,迎头风筒不落地;风筒口至碛头距离不大于3.0m。4、巷道内无杂物、无淤泥、无积水(淤泥、积水长度不超过5m;深度不超过0.1m)。浮煤(矸)不超过轨枕上平面。材料工具码放整齐。5、放炮员持证上岗,引药制作,炸药雷管存放等必须符合煤矿安全规程要求。6、支护距碛头的距离必须符合煤矿安全规程要求,严禁空顶作业。第四章 爆破说明一、炮眼布置:1、11501回风巷采取采煤拉槽,然后在工作面岩面部分均匀布置辅助眼和周边眼。二、爆破参数: 1、炮眼深度:L=14001600; 2、炮眼直径:=42; 3、炮眼数目: 20个,在施工中可根据岩石性质、岩面大小等因素适当调整炮眼数目。三、爆破说明:(一)原始爆破条件 表1序号名 称单 位数 量11501回风巷1掘进断面 m27.042岩石坚固系数F463炮眼深度14004炮眼数目个265安全炸药3Kg18.96毫秒延期电雷管发207工作面瓦斯情况(二)装药量和雷管消耗及预期爆破效果 表2序号名 称单 位数 量11501外上山1炮眼利用率%862每循环工作面进尺M1.23每循环爆破实体岩石m311.864炸药消耗量/ m31.65每米巷道炸药消耗量/m15.86每循环炮眼总长度m/循环38.67每立方米岩体雷管消耗个/ m32.28每米巷道雷管消耗个/m21.7(三)炸药雷管消耗基础表炮眼眼号炮眼数目(个)炮眼深度(m)炸药消耗雷管消耗起爆顺序联线方式每个炮眼小 计卷数重量卷数重量1-771.820.4142.87串联8-19121.520.4244.8122011.430.420.41共 计4018.920(四)爆破要求:1、掘进采用全断面一次装药放炮。2、爆破采用3煤矿安全炸药,毫秒延期电雷管15段起爆。3、起爆器采用MFB200型起爆器。4、放炮联线为串联,均采取正向装填起爆。5、炮眼布置时,最小抵抗线必须大于0.3m。6、炮眼封泥和封泥长度及炮眼深度必须符合煤矿安全规程第328条和第329条有关规定,否则,严禁装药放炮。7、装配引药和泡眼装药必须遵守煤矿安全规程第326条和第327条有关规定。8、放炮母线和连接线必须符合煤矿安全规程第334条要求。9、放炮器的把手钥匙及脚线的连接工作必须遵守煤矿安全规程第338条和第339条有关规定。第五章 通风管理一、风量配备根据工作面瓦斯涌出量对工作面进行合理配风,即工作面所需风量为:Q=100qK=100x1.05x1.7=178m3/min式中:Q掘进工作面实际所需要的有效风量。m3/min q掘进工作面瓦斯绝对涌出量 K掘进工作面实测通风系数,按历年的配风经验取K=1.7按工作面同时工作最多人数计算Q=4N=4x10=40m3/min式中:N=工作面的人数按炸药消耗计算Q=25A=25x18.9 =472m3/min式中:A=工作面一次爆炸最大炸药消耗量(Kg) .风速验算:600.159.88=63.36因此,该工作面有效风量不低于472 m3/min,根据FBD系列风机性能,选择230kw对旋局部通风机即可满足通风要求。风筒直径800mm。通风同时必须满足煤矿安全规程第100条、第101条和第102条关于空气成分及空气温度的规定。(二)、通风机安装和要求1、通风机四周用钢筋网片围住且挂上“危险”警示牌以防止高速运转伤人。2、通风机必须挂牌管理,专人负责,并实现“三专、两闭锁”(风电闭锁、瓦斯闭锁)。3、必须保证通风机连续运转,不准无故停电、停风。三、通风系统进风:回风平硐进风1514回风石门(局扇)1514回风斜巷(风筒)1514回风石门联络巷(风筒)11501回风巷掘进工作面;乏风:11501回风巷掘进工作面11501外上山1471回风石门瓦斯专用回风下山瓦斯专用回风石门回风平硐1514总回风引风巷(主扇抽出)。第六章 技术安全措施一、组织管理措施1、开工前,施工班组必须组织全体施工人员认真学习本作业规程、掘进操作规程和煤矿安全规程有关内容,牢固树立安全第一的思想。2、每班必须开好班前会,班前会上应将前班的施工情况和存在的问题及下班工作中的重点和难点贯彻清楚,严格坚持交接班制度。3、巷道掘进期间,施工班组每班必须派一名班长以上领导到现场负责组织施工,带班矿长及安全员及时解决施工中存在的有关问题,严格把好工程质量和安全关。4、瓦检员必须加强该工作面施工中的通风管理,瓦斯管理和放炮管理。5、机电维修工必须搞好各种电气设备的管理,及时串接好施工所需的供风、供水管路,为施工创造有利条件。并且加强车辆和道路管理,确保车辆的正常供应,杜绝运输事故发生。二、顶板管理及防冒顶和垮塌措施1、施工中,必须严格执行敲帮问顶制度。开工前、钻眼前、放炮后和支护前都要进行敲帮问顶工作,及时打掉危岩活石。2、找顶工作,必须遵守下列规定:找顶工作,由两名有经验的人员担任,一人找顶,一人观察顶板和退路。找顶人站在安全地点,观察人站在找顶人测面,并保证退路畅通。找顶从有完好支护的地点开始,由外向里,先顶部后两帮依次进行。找顶范围内严禁有其它人员进入。顶帮遇有大块断裂煤(矸)或煤(矸)离层时,必须先设置临时支护,保证安全后,再顺着裂隙,层理慢慢找下。用长把工具找顶时,应防止煤矸顺矸而下伤人。3、施工班组必须严格按照本规程搞好巷道的工程质量和支护质量。4、支护装料必须紧跟碛头。施工中,炮掘巷道在架料支护前,必须先搞好临时支护,料架好后,必须对装料的架设质量检查,严禁出现不合格的支护装料。5、为防止放炮打垮装料造成冒顶垮塌,每次放炮前,靠近掘进碛头10m范围内的支护装料必须事先加固,装料加固采取在天底板帽子角打撑木的方式进行,碛头后方5m范围还应打稳桩加固,并坚持使用好前支架,前探支架采用碛头前方打孔固定钢管进行循环交叉超前支护,亦可采用扣管轨予以支护,并随掘进前移。6、加强已掘巷道的维修管理,对折损、变形、脱落的支护装料必须及时参补或更换,严防顶板冒落伤人和堵人。维修巷道必须遵守下列规定:必须保证在发生冒顶堵塞巷道时有人员撤退的安全出口。在独头巷道维修支护时,必须由外向里逐架进行,并严禁人员进入里边工作。更换巷道支护时,在撤除原有支护前,应先加固临近支护,拆除原有支护后,必须及时排除顶帮活矸,必要时采取临时支护措施。在架设或拆除支护时,在一架未完工之前,不得中止工作。撤换支架的工作应连续进行。如果不连续施工,每次工作结果前,必须接顶封帮,确保工作地点的安全。7、施工中,若遇巷道压力大或地质构造带,施工队可根据现场实际情况适当缩小支护间距和增大支护装料的材积,但必须保证支护材料的质量。8、施工中,若因放炮或过地质构造带及其它原因造成巷道棚顶垮塌时,施工班组必须先处理垮塌空间,及时绞架接顶。处理巷道垮塌另编制专门处理措施。9、搞好巷道开口、贯通、石门抬棚和过地质构造带等重点部位的支护,并经常检查巷道重点部位和特殊部位的支护情况,发现问题及时处理。三、通风和瓦斯管理措施(一)通风管理1、瓦检员必须严格按照通风质量标准搞好局部通风管理。2、瓦检员、测风员必须按照本作业规程规定对掘进工作面的要求配足工作面的有效风量。3、局扇安装必须按标准规定上架并实行挂牌和专人管理。风筒必须吊挂平直,逢环必挂,破损风筒必须及时修补或更换,风筒口距工作面碛头的距离:不大于3.0m。4、局扇必须保证正常运转,严禁随意停开。无论工作或交接班时,都不准停风。因检修、停电或其它原因停风时,必须撤出人员,切断电源。恢复通风前,局扇及其开关地点附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时,方可人工开动局扇。5、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,禁止人员入内,并向调度室和矿长报告。6、瓦检员必须指派专人随时检查工作面风量配备情况,无风、微风及局扇停止运转时,均严禁作业,并查明原因,及时采取措施进行处理。7、因检修、停电或其它原因造成局扇停止运转工作面停风时,瓦检员必须及时在巷道入口处打好栅栏,揭示警标,禁止人员入内。在巷道恢复通风前,必须按煤矿安全规程第129、140、141条有关规定编制恢复通风、排放瓦斯的安全措施。8、加强通风设备、设施的日常管理,对通风设备、设施经常检查、维修,保证通风设备、设施正常运转。(二)通风瓦斯及防突管理1、该掘进工作面,瓦检员必须严格按煤矿安全规程第149条有关规定进行瓦斯检查。一旦瓦斯超限,均必须立即停止作业,撤出人员至安全地点。并切断电源,及时采取措施处理。2、工作面瓦斯浓度必须符合如下要求才能作业。否则必须停止作业,撤出人员,切断电源,采取措施处理。掘进工作面瓦斯浓度和CO2浓度在1.5以下时;掘进工作面回风流中的瓦斯浓度不超过1.0%或CO2浓度不超过1.5%时;掘进巷道内,体积大于0.5m3的垮塌空间局部瓦斯浓度在2%以下时;每次装药放炮前,放炮地点附近20m以内风流瓦斯浓度在1.0%以下时;电气设备及其开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度在1.5%以下时。3、处理停风巷道瓦斯或局部积聚瓦斯,必须另制定专门措施。4、瓦检员必须坚守岗位,尽职尽责,按规定经常检查瓦斯,严禁空班,脱班,假检,漏检。5、瓦检仪器及瓦斯监控传感器等其完好可靠,灵敏准确。6、掘进工作面必须按煤矿安全规程之有关规定安设瓦斯监测设施,该工作面安设两个瓦斯传感器,工作面探头距工作面不大于5米、回风探头距回风口不大于10米。该工作面使用电器设备时,必须安设风电,瓦斯电闭锁装置,并安全可靠使用。711501回风巷掘进的防突管理:巷道掘进时严格执行“四位一体”综合防突措施。超前钻孔采用575,效检孔采用42的两个,临界参数为Smax6kg/m,K10.4ml/g.min1/2,超前钻孔、效果检验孔超前距分别保持5米和2米以上。只有经WTC测试后,在确认无突出危险时,按防突安全防护措施从事巷道掘进工作,其防突安全措施包括:远距离爆破(地面放炮)、压风自救器系统(离工作面距离不超过25米,随掘进面前移)建立等。在形成专用回风后,掘进工作面石门进风侧,必须设置防突风门,爆破时关闭,以隔离回风。防突超前钻孔及效检孔,必须布于软分层中,控制在巷道轮廊2米范围,且效检孔应布置于超前孔之间。经检验措施无效时,必须由安全矿长、防突队长报经工程师制定方案,消除突出危险后才能作业,严禁盲目蛮干。四、放炮技术安全措施1、该工作面放炮,必须配备专职放炮员,放炮员必须经过专门培训,取得放炮合格证,并持证上岗。放炮时,放炮员必须依照放炮说明书放炮。2、放炮作业时,放炮员、班组长、瓦检员都必须在现场执行“一炮三检制”。3、每次装药放炮前,班组长必须亲自布置专人,在地面回风平硐硐口与引风道人行通道硐口20米外设置放炮警戒线,且硐口正面20米范围内不得有人;放炮点必须在回风平硐井口20米外避开井口处。放炮警戒不全或未安好警戒,放炮员不得进行装药放炮工作。4、有下列情况之一者,不准装药、放炮。掘进碛头空顶距离超过本规程规定,支护有损坏,架设不牢固,不齐全;装药地点20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.0%时;装药地点20m以内,有未清除和撤除的煤(矸)、矿车及其它物体堵塞巷道断面三分之一以上时;装药地点20m以内有煤(岩)尘飞扬;炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、有压力水、透老空等;炮眼内煤(岩)粉末清除干净;炮眼深度、角度、位置不符合本规程规定;装药地点有片帮冒顶危险;发现瞎炮未处理时。5、炮眼装药、炮眼封泥及炮眼封泥长度必须严格按煤矿安全规程第327、328、329条执行。6、放炮前,班组长必须清点人数,确认无误后,方准下达放炮命令,放炮员接到放炮命令后,必须先发出放炮警号,至少再等5秒钟,方可放炮。7、装药的炮眼必须当班放炮完毕。在特殊情况下,如果当班留下尚未放炮的装药的炮眼,当班放炮员必须向下一班放炮员在现场交清情况。8、放炮后,放炮员和班组长必须巡视放炮地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、瞎炮、残爆等情况。如果有危险情况必须立即处理。只有在工作面炮烟被吹散,警戒人员由布置警戒的班组长亲自撤回后,人员方可进入工作面工作。9、通电以后装药炮眼不响,必须严格按煤矿安全规程第341条规定找出不响炮眼的原因并处理。10、处理瞎炮(包括残爆)必须严格按煤矿安全规程第342条有关规定进行。五、防尘管理1、掘进工作面在必须坚持湿式打眼,坚持无水不作业,放炮坚持使用水炮泥。2、工作面碛头20m范围内,装岩(煤)必须洒水降尘,防止粉尘飞扬。3、每次放炮前,碛头附近20m范围内,必须洒水降尘。4、工作面必须安设一组放炮喷雾防尘装置,确保正常防尘。5、每个施工人员应佩戴好防尘口罩等劳保用品,搞好个体防护。六、几种事故发生的预兆1、穿水事故:岩层(煤层)发潮变暗,空气变冷,产生雾气,挂红挂汗,顶板淋水加大,顶板来压,底鼓或发生裂隙涌水、水色发浑并有臭鸡蛋味。2、冒顶事故:顶板破碎,裂隙增多,顶板裂隙呈台阶状下沉,掉碴,片帮伴有岩石断裂声响等。3、突出预兆:岩层(煤层)层理紊乱,有来压声响,打钻时出现顶钻卡钻。岩层(煤层)变软、干燥,巷道压力增大,有煤岩破碎声响,掉碴严重,瓦斯涌出量增大,瓦斯浓度忽大忽小等异常情况。第七章 劳动组织及正规循环、主要经济技术指标一、劳动组织及正规循环(一)劳动组织形式采用综合工程队形式(二)循环方式及作业方式采用正规循环作业,“三八”作业制,每班一个循环,每日三个循环,每循环进度1.2m。 劳动组织图表 表3 班别 人数工种劳 动 人 员 安 排早 班中 班夜 班采槽打眼222装岩架料222钉道维修111合 计555 正规循环图表 表4班次时间工序名称早 班8 9 10 11 12 13 14 1

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