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水城县发耳乡新龙煤矿 890机轨合一大巷掘进作业规程第一章工程概况 第一节概述 一、巷道名称 本作业规程掘进的巷道为+890机轨合一运输大巷。 二、掘进目的及用途 掘进目的是为了形成+890水平的原煤运输生产系统,满足该水平南翼各回采工作面回采时的原煤运输、设备材料运输、进风、行人及管线敷设的需要。 三、巷道设计长度及服务年限 1、巷道设计长度:320m。 2、服务年限:6年。 四、预计开竣工时间 预计开工时间为2012年8月7日,竣工时间为2012年11月31日。第二节 编写依据 1、+890水平地质说明书。2、+890水平巷道布置平、剖、断面图。3、 煤矿安全规程。4、煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法(试行)。5、煤矿技术操作规程。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 表1 水平+890m工程名称+890机轨合一运输大巷地面标高+960m+970m井下标高+890m地面的相对位置地面相对位置位于杉树林村以西、下渡船寨以北农田。井下位置及四邻采掘情况井下在副井中下部390米处开口,掘出车场后,往北与回风井相透,往南掘至南翼+890集中运输石门位置。邻近采掘情况对掘进巷道的影响相邻为未开拓的区域,施工中主要受静压力影响。第二节 煤层赋存特征一、 煤层赋存特征 根据附近钻孔揭露情况,+890北机轨合一石门预计开门口向西掘进100m见掘进174米见C15-1号煤层:再往前掘进100m见C13号煤层,掘进120m见C12号煤层。煤层为黑色,条带状构造,由半暗型煤和半亮型煤条带组成C13煤层:黑色,条带构造,由半暗型煤半亮型煤条带组成,偶见丝煤,厚度1.7-2.8米平均厚2.3米,无夹矸,上距C12煤层底30米,煤层底板为粉砂岩、泥岩粉砂岩,底板为粘土岩。C15好煤层,黑色,条带状构造,分半暗型煤夹少量半亮型煤条带组成,厚度1.0-1.4米平均厚1.2米,不含夹矸,上距C13底35米,煤层顶板为泥岩粉砂岩,底板为粘土岩,C151号煤下距C152号煤层26米。煤层赋存及煤质指标 (附表2)煤层名称C12煤煤岩类别半亮型 厚度(m)平均1.4煤尘爆炸性有煤尘爆炸危险性煤层结构简单煤的自燃三类不易自燃发火煤层倾角17地温无异常品种瘦煤地压中等容重1.45t/m3瓦斯工作面相对瓦斯涌出量为2.67m3/t硬度(f)2综合柱状图见附图1二、煤层瓦斯及自燃1.瓦斯根据贵州省能源局文件(黔能源发2010802号)关于对六盘水市煤矿2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复,新龙煤矿相对瓦斯涌出量为11.64m3/t,绝对瓦斯涌出量为1.28m3/min,新龙煤矿为突出矿井。2.自燃倾向性根据贵州省煤田地质研究室2010年9月26号对该矿C12号和C13号煤层进行鉴定的结果,该矿C12号煤层自然发火倾向属于级(不易自燃),该矿C13号煤层自然发火倾向属于三类级(不易自燃)。3. 煤尘根据贵州省煤田地质研究室2010年9月26号对该矿C12号和C13号煤层进行煤尘爆炸性鉴定的结果,该矿C12号煤层有自然发火倾向属于级(不易自燃),该矿C13号煤层自然发火倾向属于三类级(不易自燃)。4.煤与瓦斯突出 根据根据贵州省能源局文件(黔能源发2010802号)关于对六盘水市煤矿2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复,新龙煤矿为突出矿井。5.地温情况 本井田属地温正常区,无热害影响。6.冲击地压 地质资料中未提供冲击地压的相关资料,该矿井及周围矿井尚未有冲击地压情况的发生,该巷道施工按没有冲击地压危险考虑。第三节地质构造矿区的基本构造开态为单斜层,岩层走向北东东,倾向270280,倾角1520,平均倾角17。在主井以南约30m发育一条正断层,走向南东,倾向187,倾角75,断距60米。矿区内构造中等。工作面地面沟壑发育,无蓄水,不影响掘进工作面施工。第4节 水文地质第5节 1.地下水类型及其特征区内发育的地下水类型主要为宣威组(P3xn)及飞仙关组(T1f)中的基岩裂隙水,此外,F1断层水。据区内实测资料,宣威组(P3xn)中含水量极其微弱,其泉流量为0.0140.021L/S,小窑及矿井中水流量为0.0990.694L/S,地表溪沟中水流量为0.140.2641L/s,长兴组(P3c)及飞仙关组(T1f)中未见泉水点。区内河流为北盘江,在矿区的西部,最低侵蚀基准面标高为+890m。2.地层的富、隔水性特征峨眉山玄武岩组隔水层(P3):分布于矿区东边,主要为致密块状玄武岩构成,厚200400m,含裂隙水,其含水性极弱,地表泉、井少,泉流是0.0010.015L/s,为隔水层,对煤矿的开采无影响。二叠系上统宣威组(P3xn):分布于向斜周边P3之上,为砂、泥(页)岩,煤层及少量灰岩构成,厚341m,含裂隙水,其含水性弱,泉流量0.0141.05L/s。对煤矿的开采影响不大。飞仙关组隔水层(T1f):分布于向斜周边二叠系上统宣威组(P3xn)之上,岩性为砂质泥岩、泥质粉砂岩,偶夹薄层灰岩,厚240270m,仅含裂隙水,地表见井、泉极少,泉流量0.0010.002L/S。对煤矿的开采无影响。矿区坡麓和低洼地段,分布有第四系残坡积层(Q),主要由灰黄、土黄色粘土、砂及砾石等组成,厚06m。厚度变化大;地下水赋存条件差,枯季一般不含水,局部松散层厚度较大的地带,含少量孔隙水。对煤矿的开采影响不大。3.预计矿井涌水量根据水城县发耳乡新龙煤矿(技改)开采方案设计:矿井正常涌水量15m3/h,矿井最大涌水量30m3/h设计。巷道掘进过程中必须坚持“有掘必探,”防止发生井巷顶板透水和底板涌水的安全事故。4.地表水区内河流为北盘江,在矿区的西部,井田边界外,矿区最低侵蚀基准面为北盘江河,标高为+890m。井田范围内多由沟谷汇集而成小溪,雨季溪水流量大,旱季多为细流甚至干涸,一般为0.98L/S,地表水流向自东向西流入矿区以西的北盘江。由于地势陡,地表水的排泄条件好。北盘江河流量迅速,受大气降水影响,季节变化明显,雨季大、旱季小,区内地表水流量随季节性变化较大。5.水文地质类型根据贵州省有色地质勘查局物化探总队2008年12月提交的贵州省水城县发耳乡新龙煤矿矿井(扩能)生产地质报告矿井水文地质条件分类,该矿井主要水害为老窑水、采空区积水和断层水,砂岩含水层单位涌水量为0.0380.836L/s,矿井正常涌水量205m3/h,按照分类标准为水文地质中等类型。第三章巷道布置及支护说明 第一节巷道布置 如+890北机轨合一石门施工图(图3)所示,890机轨合一运输大巷从副井+890m标高左帮开口,按254方位掘出车场后,按9方位向北掘36m到+890北集中回风石门位置,改向按99方位掘石门38m,再按69方位掘进与回风井贯通。然后退到车场按189方位掘+890机轨合一运输大巷104m至+890南机轨合一石门位置。设计总工程量205m。第二节 矿压观测 一、锚杆锚固力检测 自开门位置开始,每隔50m随机抽取3棵锚杆做拉拔力试验,以检验顶板支护效果,并将检测结果记入专用记录本中备查。抽检指标为:锚杆锚固力不得低于60KN。发现不合格锚杆,必须在其周围 200mm的范围内补打合格锚杆。 二、巷道表面位移观测 施工过程中,要对巷道表面位移情况及时进行观测,迎头掘进10m后设一组检测断面,两组检测断面之间的距离为30m,每组检测断面设4个检测点,即顶、底板及两帮腰线处各设一个。每24小时检测一次,并将检测结果记入专用记录本中备查。每个检测点自设立之日起,连续检测时间不少于7d,之后按每7d检测一次再检测一个月。 第三节 支护设计 一、巷道断面 1、+890中部车场断面为直墙半圆拱形,净宽3.6m,净高3.2m,净断面积10.1m2。掘进断面11m2。 2、 +890机轨合一大巷断面为直墙半圆拱形,净宽4.2m,净高3.4m,净断面积12.3m2。掘进断面13.3m2。巷道断面图见附图3 二、支护方式 永久支护 巷道永久支护采用锚网喷支护形式,锚杆采用等强度螺纹钢树脂锚杆,锚杆间、排距为1000mm800mm。每根锚杆使用两卷树脂锚固剂锚固,锚固长度不小于1400mm,锚固剂型号为Z2570。网为5mm的钢筋网,网的规格为长3000mm,宽1000mm,网格度为100mm100mm,网要压茬连接,压茬长度为100mm,并做到用细丝三花连接,且连接牢实。 支护形式图见附图3 (二)按悬吊理论计算锚杆参数 1、锚杆长度计算: L=KHL1L2 式中:锚杆长度,; 冒落拱高度,; 安全系数,一般取; 1锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.5m; 2锚杆外露长度,一般取0.1m。 其中:H=B/2f=4,4/24=0.55m B巷道掘进跨度,mf普氏岩石坚固性系数,取4 则:L=20.55+0.5+0.1=1.7m 施工时取锚杆长度L=2.2m。 2、锚杆直径的确定: 根据材料力学计算锚杆直径为: D=mm式中:D锚杆直径,mm P锚杆截面载荷,取105KN。 Jb螺纹钢锚杆屈服点,取410MPa 则:D= 施工时取D=20mm。 3、锚杆间、排距计算: a锚杆间、排距,m; 锚杆设计锚固力,Q=18.5f-12=62KN。 被悬吊砂岩的重力密度,取22.54KN/m3。 则:施工时取a=800mm,1.26m,间、排距选择合理。 4、锚杆支护密度校核验算: 通过以上计算,选用直径20mm、长度为2200mm的等强度螺纹钢锚杆,锚杆间、排距为800mm800mm能满足支护要求;(三)临时支护 巷道岩性较好、顶板较完整时,爆破后及时用长把工具找掉迎头悬矸危岩后,采用临时支护形式。前探梁临时支护形式、材料、规格及要求:采取前探梁临时支护。前探梁为长2400mm型钢梁,中心线左右600mm处各一根;每根前探梁必须使用二个在一条直线上(该直线与巷道中心线平行)的前探梁钩悬挂,且前端前探梁钩距迎头距离不大于500mm。掘进工作面必须至少备用一根前探梁、两个前探梁钩及10根符合要求的半圆木。前探梁拆下后,必须整齐码放在巷帮部距工作面不得超过10m处。临时支护后为永久支护。永久支护距迎头最大控顶距1.8m,最小控顶距0.4m。 临时支护与永久支护的关系:当控顶距0.8m时,只采用临时支护;当控顶距0.8m时,必须在临时支护的掩护下进行永久支护。 (四)锚索加强支护 施工过程中,根据围岩变化情况,在开门口及过断层时要采用锚索加强支护。 第四节 支护工艺 一、锚网支护 支护材料 1、锚杆及锚固剂:锚杆采用等强度螺纹钢锚杆,直径为20mm、长度为2200mm,锚杆间、排距为800mm800mm。每根锚杆均使用两卷树脂锚固剂锚固,锚固长度不小于1400mm。锚杆必须出扣,外露长度50mm。托盘为正方形,规格为130mm130mm,用10mm钢板压制成弧形。树脂锚固剂直径为25mm,每卷长度为700mm,型号为Z2570。锚杆均使用配套标准螺母紧固。树脂锚固剂使用前应检查其质量是否合格,以手感柔软为合格,过期、硬化、破裂等失效的锚固剂及锈蚀、弯曲等不符合要求的锚杆严禁使用。严禁出现将锚杆锯短注入的现象。 2、锚网为直径5mm的钢筋网,网的规格为长3000mm,宽1000mm,网格度为100mm100mm,网要压茬连接,压茬长度为100mm,并做到每道必连且连接牢实。3、质量要求: 锚网必须贴紧岩面,不得出现网兜。锚杆应垂直于巷道轮廓线,与巷壁间的夹角不得小于75。锚杆必须横成排、纵成线。锚杆托盘必须将钢筋网压紧、压平,螺帽拧紧,严禁松动。锚网支护应紧跟迎头。 锚杆安装工艺: 1、打锚杆眼: 打眼前,首先严格按中线检查巷道断面规格,不符合设计要求时必须先进行处理;打眼前要先按照由外往里的顺序检查顶帮,找掉悬矸危岩,确认安全后方可作业。锚杆眼位置要准确,眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15。锚杆眼深度要以比锚杆杆体长度短50mm为宜。打眼及安装锚杆时应按照由外往里、先顶后帮的顺序依次进行。 2、安装锚杆: 安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向严禁有人。然后铺网,用锚杆顶住树脂锚固剂把锚固剂缓缓送入眼底,注意不要用力过猛或反复抽拉锚杆,以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。锚杆外端头套上托盘、螺帽,用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽,开动锚杆钻机,使锚杆钻机带动锚杆杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,搅拌时间为2540s,直至锚杆达到设计深度。再等3min左右,开动锚杆钻机拧紧螺帽再给锚杆施加一定的预紧力后方可撤去锚杆钻机。锚杆锚固力不低于60KN。15min后可进行锚杆拉拔力测试。3、喷浆工艺 (1)准备工作、检查锚杆安装是否符合设计要求,发现问题及时处理。、清理喷射现场的矸石杂物,将喷浆机安设在顶帮围岩稳定安全地点,距离道轨间隙不能小于0.5m。接好风、水管路,输料管路要平直不得有急弯,接头要严密,不得漏风,严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。、检查喷浆机是否完好,并送电空载试运转,紧固好磨擦板,不得出现漏风现象。、喷射前必须用高压风水冲洗岩面,在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。、喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。(2)配拌料、利用筛子、斗检查粗细骨料配比是否符合要求。、检查骨料含水率是否合格。、按设计配比把水泥和骨料送入拌料机,上料要均匀。水泥:砂:石子,砼重量配合比水泥砂石子=122,人工拌料时采用潮拌料,水泥、砂和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。、检查拌好的潮料含水率,要求能用手握成团,松开手似散非散,吹无烟。、速凝剂按水泥含量的2.5-4%在喷浆机上料口均匀加入。(3)喷射工作喷射工作开始前,应首先在喷射地点铺上旧皮带,以便收集回弹料,回弹率不超过10%。、开水开风,调整水量,保持风压不得低于是0.4MPa,水压应比风压高0.1MPa左右,加水量凭射手的经验加以控制,水灰比0.4。、喷射手操作喷头,自上而下冲洗岩面。、送电,开喷浆机拌料机,上料喷浆。、根据上料情况再次调整风水量,保证喷面无干斑,无流淌,粘着力强,回弹料少。、喷射手分段按自下而上先墙后拱的顺序进行喷射。、喷射时喷头尽可能垂直受喷面,夹角不得小于70度。、喷射时,喷头运行轨迹应呈螺旋形,按直径200-300mm,一圆压半圆的方法均匀缓慢移动。、一次喷射混凝土厚度5070mm,并要及时复喷,复喷间隔时间不得超过2个小时。否则应用高压水重新冲洗受喷面。、应配两人,一人持喷头喷射,一人辅助照明并负责联络,观察顶帮安全和喷射质量。(4)停机、喷浆结束后,按先停料、后停水再停电最后关风的顺序操作。、喷射工作结束后,卸开喷头,清理水环和喷射机内外部的灰浆或材料,盘好风水管。、清理收集回弹料,并应将当班拌料用净。、喷射砼2小时后开始洒水养护,28天后取芯检测强度。(5)喷射质量喷射前必须清洗岩帮,清理浮矸,挖出墙基础,拉好线,喷射均匀,无裂隙,无“穿裙,赤脚”。(6)注意事项、分次喷射时,复喷应在前一次砼终凝后进行,若终凝一小时后进行喷射时,应先用水清洗喷层表面。有超挖或裂缝低凹处,应先补喷平整,然后再正常喷、严禁将喷头对准人员。、喷射过程中,如发生堵管、停风停电等故障时,应立即关闭水门,将喷头向下放置,以防水流入输料管内;处理堵管时采用敲击法输通料管。、喷射人员要配戴防尘口罩、乳胶手套和眼镜。、喷射工作结束后,喷层在七天以内,每班洒水一次,7天以后,每天洒水一次,持续养护28天。、喷浆机司机必须经过专门培训,熟悉喷浆机性能结构和工作原理,并能排除一般故障,进行日常维修和养护。、喷浆机进气口密封良好,防止漏风吹起粉尘;排气口畅通,废气排放顺利;喷浆管接头牢固、密封良好、摆放整齐。个人配带防尘口罩,粉尘浓度不超过6mg/m3。二、巷道工程质量规定 检查项目 质量标准 部位 巷道规格 优良 合格 巷道宽 巷道中线至任一帮距离 0100mm 0150mm 左帮 2100 右帮 2100 巷道高 巷道顶底距离0100mm0150mm腰线至顶板 2100锚杆 间、排距/mm 100 顶板800800孔深/mm 0150顶板锚杆规格 全长202200 外露长度/mm 50 顶板角度 75 顶板夹角锚固力/kn 60 直接顶60KN/根 距工作面距离/m 0-500锚杆至迎头1.8工业卫生 巷道无杂物、无淤泥、无积水,材料工具按规定码放整齐,挂牌管理 。风筒、电缆、风、水管路按图中标注尺寸吊挂整齐。第四章 施工工艺 第一节 施工方法 (一)施工准备和施工方法1、施工准备由技术部门标出开口位置,放好中腰、线,并向施工单位现场技术交底,交清支护方式、施工方法、质量标准及安全技术措施等。组织所有施工人员及管理人员贯彻学习本措施,考试合格方可上岗。2、施工工艺 工艺流程:打眼检查瓦斯装药撤人警戒检查瓦斯放炮 检查瓦斯(撤警戒后)刷帮挑顶临时支护出货永久支护。3、开门前,机电科、通风工必须提前按设计要求,安设好局部通风机,接好风筒,并三班派专职瓦检员现场跟班,检查通风、瓦斯情况,严禁无风、微风及瓦斯超限作业。安检科必须派安检员跟班监督检查,确保施工安全进行。 4、施工单位必须提前将所需各类施工用料运到开门点附近规定堆料位置,分类堆放整齐,挂牌管理,严禁乱丢乱放。 (二)巷道断面及支护方式 中部车场断面为半圆拱形。净宽3.6米, 净高3.2米,净断面10.1m,掘进断面11m。交岔点由上而下逐段扩帮挑顶,每米扩帮400mm,每米挑顶0.08m。采用锚网喷+锚索进行支护。锚杆采用20mm、L2000mm等强锚杆,配合4.5圆钢焊接、网格100mm100mm,规格为3000mm1000mm钢筋网支护,锚杆托盘为8mm厚钢板制作,托盘尺寸为130mm130mm,药卷使用2卷Z2570树脂锚固剂,并喷射C20砼,喷射砼配比为水泥:黄沙:碎石子=1:2:2,水灰比为0.45,速凝剂掺量为水泥重量的35%,水泥选用425#普硅水泥,黄沙为中、粗砂,碎石子粒径为510 。锚索采用15.24钢绞线制作,长6.3米,托盘采用11#矿用工字钢,长2.4m,2根锚索共用。打锚索时,使用锚索机施工。眼打好后,用压风冲洗孔眼,然后内置3卷Z2570树脂锚固剂,用锚索将其轻推至眼底,开始搅拌药卷,搅拌时风动锚注器要快转慢进,搅拌时间为2545秒,搅拌到位凝固5分钟后退去锚头,15分钟后方可安装工字钢托盘及索具,使用张拉机具将锚索上紧。锚固力不低于12吨。锚固长度不小于2米。 第二节 爆破及凿岩方式 1、 钻眼机具:工作面采用风钻打眼、光面爆破、耙装机装将岩石装入矿车,调度绞车牵引至890中部车场,副井绞车提升至地面卸矸,喷浆封闭围岩(或前探梁)作为临时支护,锚网喷+锚索作为永久支护。 2、降尘方法:打眼前进行洒水湿润煤体、水炮泥装药、爆破前后及出货过程中洒水,爆破时使用水雾。 第三节 爆破作业 1、掏槽方式为楔形掏槽法。 2、炸药、雷管:使用三级煤矿许用乳化炸药及煤矿许用安全毫秒段延期电雷管,延期时间不大于130毫秒,每段间隔延期时间为25毫秒。 3、装药结构:正向装药结构。见图5 4、起爆及联线方式:使用MFB-500型发爆器起爆,6mm两芯胶质专用放炮电缆作放炮母线,采用一次打眼、一次装药、一次起爆的起爆方式;联线方式为大串联。 5、巷道周边眼布置在巷道轮廓线以内200mm,眼距控制在350mm,眼距误差不超过50mm。周边眼距辅助眼500mm,辅助眼距掏槽眼600mm,周边眼和辅助眼应成三花眼布置,眼距误差不超过50mm。周边眼眼深1.2m,装药量为2节药卷。辅助眼、底眼眼深1.2m,装药量为3节药卷。掏槽眼眼深1.4m,装药量为3节药卷。每节药卷重量为150g/卷,每眼只准使用一个电雷管。实际施工时应按照当时的煤岩软硬程度及地质条件变化情况适当增减装药量,以达到最佳爆破效果。第四节 装载与运输 一、装载 放炮落岩后,用履带式装载机把岩石装入箕斗。 二、运输 用调度绞车牵引到890交岔点,由副井绞车提升至地面卸载。第五节 管线敷设 水管、监测线、电缆布置在巷道人行道一侧,风筒、放炮母线布置在巷道非人行道一侧。监测线固定在腰线上0.8m处,电缆固定在腰线上0.6m处,用崩直的8#铁丝生根吊挂,每隔3m一吊挂,电缆垂度不超过50mm。水管固定在腰线下0.2m处,接头严密,不得出现“跑、冒、漏、滴”现象。风、水管距迎头20m范围内使用一寸胶管。并随迎头的推进及时延长。风袋吊挂在腰线上0.3m,风筒出口距迎头不的超过5 m。 第六节 设备及工具配备 表3序号 设备工具名称 型号规格 功率/kw 单位 数量 备注 1 局部通风机 FBD7.1 230台 2 备用1台 2 风 钻YT-28台 3 备用1台 3 锚杆钻机 KZ-100 台 2 备用1台 4 装 载 机ZWY-80/37L 37部 2 5 锚 索 机 sdj-80部1 6 锚杆拉力计 MSL200 台 1 7 张拉千斤顶 MS15180 台 1 8潜 水 泵KWQ-15-2.22.2台2备用1台第五章 生产系统 第一节 通风 一、通风方式掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风。通风系统见附图6二、通风管理1、局扇安设在副井+890开口位置以上15m处,局扇安设距底板高度不低于2.0m。2、风筒出口距工作面距离:不大于5m。3、井下所有施工人员严禁破坏通风设施。4、局扇的停、开必须由专职局扇管理人员执行,其他人员严禁停开局扇。5、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,方可人工开启局扇。第二节、风量计算及局扇选型 一、掘进工作面需要风量计算: 1、按绝对瓦斯涌出量计算: 根据地质资料分析,预计850井底车场掘进期间绝对瓦斯涌出量最大为0.95m3/min, 按规定瓦斯浓度不超过0.8%计算掘进工作面需要风量为: Q掘=100QCH4K0.8 =1000.9520.8 =237.5 (m3/min) 式中: QCH4-掘进工作面预计瓦斯绝对涌出量. K- 瓦斯涌出不均衡系数,取2 2、按掘进工作面同时作业人数计算: 根据工作面劳动组织配备情况,掘进工作面同时作业人数最多为15人(包括检查人员、管理人员)。 根据公式:Q掘4N 式中: N掘进工作面最多同时作业人数,小班出勤人数一般为15人 则:Q掘415 Q掘60(m3/min) 3、按炸药消耗量计算Q排=25炸药消耗量=2517.1=427.5(m3/min)4、根据计算,该掘进工作面需最大风量为427.5m3/min。5、风量验算(按最大断面):V=427.510.160=0.71m/s8m/s0.71m/s0.25m/s 符合煤矿安全规程规定。 6、风机选型根据计算结果选用FBD7.1/230型隔爆对旋轴流式局部通风机,配用800mm风筒。电机功率302kw,风量350600m3/min,全压,13005000Pa,能够满足生产要求。掘进期间,两台风机均搭专用电,一台运转供风,一台备用。 二、局部通风机安装地点和通风系统: 局部通风机安设在副井890开口点以上15m处的新鲜风流中。掘进期间若掘进工作面过地质构造瓦斯涌出异常或通风系统发生变化时,必须根据现场实际情况及时进行风量调节并编写补充措施,确保局部通风机供风满足生产需要。 通风系统:副斜井890机轨合一运输大巷副斜井850轨道石门回风井。第二节 综合防尘 1、利用地面水池通过供水管路对掘进工作面进行供水防尘,供水路线为: 地面水池副斜井890中部车场890机轨合一大巷890北机轨合一石门掘进工作面迎头。 2、施工单位铺接的防尘水管必须紧跟迎头,且每隔50m分出一个三通阀门,迎头30m每次放炮前后及出渣过程中由施工单位负责洒水降尘,30m以外,由防尘工每天负责冲洗,杜绝粉尘堆积和飞扬。 3、通风工及施工单位必须每班按各自分管范围,对防尘系统及设施进行全面检查维护,确保供水正常。 4、防尘管路必须每隔2m一吊挂,并确保平直,符合质量要求。 5、掘进期间,通风工必须设计根据该处巷道断面(每平方断面200升水)安装一组隔爆水袋。 6、掘进期间,防尘工必须每天对隔爆水袋进行认真检查维护,发现水袋水量不足或漏水时,必须及时加水、更换,确保水袋齐全、完好。 7、掘进期间,通风工必须根据施工单位掘进进度逐渐将水袋向前移动,保证隔爆水袋距迎头不超过200m。第三节 防灭火 1、每一入井人员严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服入井。 2、施工单位必须在掘进巷道内配备灭火器材,其数量规格和存放地点,按 2012年度灾害预防处理计划中的规定执行。 3、掘进巷道内油脂的使用管理,严格按煤矿安全规程第224条:井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内,由专人押运送至使用地点,剩余的汽油、煤油和变压器油必须运回地面,严禁在井下存放。 4、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,并由专人定期送到地面处理,不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。 5、 井下清洗风动工具时,必须在专用硐室进行,并必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。 6、所有施工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。 第四节 安全监控 1、甲烷传感器的布置掘进工作面正前的甲烷传感器安设在距迎头不大于5m的巷道内,其报警浓度为0.8%CH4,断电浓度为1.5%CH4,复电浓度0.8% CH4;回风甲烷传感器安设在距回风巷口1015m处,报警浓度为0.8%CH4,断电浓度为0.8%CH4,复电浓度为0.8% CH4。掘进工作面迎头及回风甲烷传感器断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备,应布置在巷道的上方(风筒的另一侧),且在顶板完好、不淋水的位置吊挂,垂直悬挂,距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm。 2、甲烷传感器每次迎头放炮前,由瓦检员监督放炮员拉至距迎头不小于30m的安全地点吊挂好,炮后拉至距迎头不大于5m的地点按规定挂好。 3、通风工每天负责监测瓦斯传感器、瓦斯闭锁并进行检维护,确保灵敏可靠。 监测监控系统图见附图6第五节 供电 详见供电系统图(附图11) 第六节 排水 根据地质说明书的有关资料,本工程上覆岩层分布有砂岩裂隙弱含水层,掘进过程中局部地段可能会出现淋水,通过水沟流入临时水仓,用75kw水泵排水。 第七节 运输 1、排矸:使用ZWY-80/37L履带挖掘装载机、4m3箕斗装矸,JTP1.61.2矿用绞车提升至地面卸载,装载机铲运至储矸场。2、运料: 地面料场副斜井副井890中部车场890机轨合一大巷890北机轨合一石门掘进迎头。 第八节 照明、通讯 一、照明 井下作业人员均采用矿灯自行照明。 二、通讯 通讯使用矿用安全本质型电话和各通讯点联系。第六章 劳动组织与主要技术经济指标 第一节 劳动组织 施工采用“三八”制(一天三班,每班8h)组织生产。 劳动组织图表 表6编 制 在 册 出 勤 班次工种早班 中班 夜班 小计 早班 中班 夜 班 小计 班组长 1 1 1 3 1 1 1 3 打眼工3 3 3 93 3 39支护工 4 44123 3 3 9 放炮员 1113 1 1 1 3 耙装机司机 1 1 1 32 2 2 6 电工11 131113合计1010103611101033第二节 循环作业 循环作业顺序: 打眼检查瓦斯装药撤人警戒检查瓦斯放炮 检查瓦斯(撤警戒后)刷帮挑顶临时支护出货永久支护(打锚杆)。为保证正规循环作业的完成,工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备,合理安排工序,工序和工序之间尽量做到交叉进行、平行作业,以充分利用工作时间,提高工时利用率。附:正规循环作业图表 表7第三节 主要技术经济指标 主要技术经济指标 表8序 号 项 目 单 位 数 量 1 巷道断面 m2 13.32/ 12.42 总工程量m22803 施 工 期天 1074 循环进尺 m 15 日循环数 个 36日/月进尺 m 3/ 907锚杆 根/m 13.758锚索 根/3m 29 树脂锚固剂 卷/m 27.510金属网 片/m 511 炸药消耗量 Kg/m 17.1 12雷管消耗量 个/m 5413 掘进效率 m/工 0.1第七章 安全技术措施 第一节 一通三防 一、通风管理: 1、开门前,通风工必须确保通风系统稳定、可靠,风量分配合理。 2、开门前,机电科、通风工必须严格按“局扇安装设计”要求进行风量调节和局扇安装,并将风袋接至开门点。 3、机电科、通风工安装的局扇做到 “稳”、“平”、“牢”,同时实行“三专两闭锁”供电,严禁发生循环风。铺接的风筒为=800mm的阻燃风筒,用8#铁丝生根拉线吊挂,靠顶靠帮,接头反压边,逢环必挂,吊挂平直,拐弯处安设铁弯头,破口及时粘补,确保严密不漏风。 4、瓦检员必须加强局部通风的巡回检查,发现问题,及时汇报。 5、机电队必须加强局部通风机的供电系统管理,确保供电正常,严禁无计划停电、停风。 6、通风工每天必须按质量标准化对风筒进行检查维护,确保风筒出口距迎头小于5m,保证迎头有足够的新鲜风量,严禁无风、微风、瓦斯超限。7、测风员每天必须对通风系统、瓦斯浓度、风量分配等情况进行全面检查、测定,确保通风系统稳定、可靠,风量分配合理。8、通风工每天必须专人对采区的通风设施进行认真检查维护,确保各设施完好、可靠。 9、局部通风机由施工单位跟班瓦检员看管风机,严禁任何人随意停、开,而且施工单位必须在当班瓦检员记录本上签字,并在每天早上10:00变电所试检漏电完毕时,及时将风机开启。试检漏电期间,严禁放炮。 10、试检漏电完毕后,如风机不能正常开启或掘进期间风机因故停运,当班瓦检员、安检员、施工单位现场管理人员必须及时安排施工单位电工把局部通风范围内动力电源切断,将闭锁开关锁死。及时将局部通风范围内的所有人员全部撤至地面,及时汇报通风值班室和矿调度室,查明原因,采取措施,进行处理。 11、恢复通风前,瓦检员必须先检查局部通风机及开关附近10米范围内风流中的瓦斯浓度和局部通风范围内的瓦斯浓度;若风机及开关附近10米范围内的瓦斯浓度0.50%,局部通风范围内的瓦斯浓度0.80%,可以直接将风机开启,启动风机时,严禁“一风吹”;若局部通风范围内的瓦斯浓度0.8%1%,瓦检员必须严格按“瓦斯浓度在0.8%1%排放瓦斯管理规定”,严禁任何人启动风机,及时就近电话汇报矿调度室,由总工负责编制专门排放瓦斯措施,经审批传达后,由救护队负责严格按措施要求排放。 12、掘进期间,若主扇因故突然停运,现场安全员、瓦检员、施工单位现场负责人必须严格按照“一通三防”应急预案相关规定执行,传达本措施时一并传达贯彻。 二、瓦斯管理: 1、必须三班派专职瓦检员经常检查掘进工作面迎头、回风流、局部高顶及风机和开关附近10m范围内风流中的瓦斯浓度,并严格执行“现场交接班”、“一班三汇报”(特殊情况随时汇报),“瓦斯巡回检查”及 “瓦斯检查记录三对口”等制度。严禁出现脱岗、睡岗、空班、漏检、误检和假检。 2、瓦检员必须严格瓦斯管理,严禁瓦斯超限作业,放炮时必须严格执行“一炮三检查”和 “三人联锁签字放炮”制度。 3、施工单位必须严格执行停电放炮制度,由安检员负责监督落实。 4、掘进工作面迎头风流中瓦斯浓度达到0.80%时,必须停止打眼;爆破地点附近20米范围内风流中瓦斯浓度达到0.80%时,严禁爆破;掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到0.80%时,必须立即停止工作、切断电源、撤出人员、设置栅栏,禁止人员入内,并向通风值班室和矿调度室汇报,由瓦检员查明原因,采取措施,进行处理。 5、瓦检员每次检查瓦斯,都必须将瓦斯检查数据和瓦斯传感器显示数据一并汇报调度室,同时,必须将检查的瓦斯浓度数据向现场施工负责人说明清楚,当前所查的瓦斯浓度是否能正常工作。 6、瓦检员若发现瓦斯超限,(不论是光学瓦检器检查超限还是瓦斯传感器显示超限),都必须立即按规定停止工作、切断电源、撤出人员、设置栅栏、揭示警标 、禁止人员进入局部通风范围之内,并交代施工单位现场负责人在栅栏处设置警戒,禁止人员入内,然后就近电话汇报通风值班室和矿调度室。由通风工区查明原因、采取措施、进行处理。 7、瓦检员因汇报等原因需离开施工现场时,必须先检查通风瓦斯情况,如通风、瓦斯均正常,然后向施工单位现场负责人说明清楚后方可离开,汇报完毕后必须及时赶回施工现场,瓦检员因汇报等原因不在工作面期间,严禁放炮。该期间,施工单位现场负责人可利用便携式瓦检仪检查瓦斯,如发现瓦斯超限或突然停风,也必须按规定立即停止工作,切断电源,撤出人员,禁止所有人员进入停风地点。8、瓦检员交接班时,必须共同对所负责区域内的通风、瓦斯及安全设施全面复查一遍,发现隐患及时处理。 三、综合防尘: 1、打眼前洒水湿润岩体、水炮泥装药、爆破前后及出渣过程中洒水、爆破时使用喷雾。 2、爆破工佩戴防尘口罩。 3、巷道经常洒水降尘,杜绝粉尘堆积和飞扬。 4、定期冲刷巷道,并由瓦检员进行经常性检查。 5、防尘水管必须紧跟迎头,每隔50m分出一个三通阀门,以便及时降尘。 四、防火管理: 巷道掘进过程中采用煤电钻打眼和刮板运输机出煤,防火重点是防设备、电缆和人为火灾。 1、电气设备着火时,首先切断电源,用砂子、岩粉灭火。 2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其他原因引发的火灾,利用水管灭火。 3、应用控风技术进行风流调节,控制火势蔓延。 第二节 顶板 1、必须坚持先检查后工作原则。每次开工前和放炮后,当班跟班干部和班组长都必须先从外往里对施工迎头顶板、支护等安全情况进行一次全面检查,发现问题及时处理。处理时,必须由外往里依次进行,且处理点往里迎头方向严禁有人。确认无危险后,方准人员进入迎头作业。 2、施工中必须坚持执行经常性的敲帮问顶工作,及时找掉顶、帮悬矸危岩,排除隐患,确认安全后方可施工。 、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。找顶人应站在安全地点,观察人站在应找顶人的侧后面,并清理出畅通的安全退路;、找顶应从有完好支护的地点开始,由外往里按先顶部后两帮的顺序依次进行。找顶时,找顶点下方及往里迎头方向严禁有人。找顶时,严禁多处同时进行找顶,严禁在找顶范围内进行与找顶无关的工作。、找顶工作人员用长把工具找顶时,应注意防止矸石顺杆下落伤人。、顶帮遇有大块断裂矸石或矸石离层时,应首先设置可靠的临时支护(一般采用木点柱配半圆木在其吃劲处打上牢靠的戴帽点柱),保证安全后,再顺着裂隙、层理慢慢地找下,不得硬刨强挖。 3、打眼及装药联线前,必须先检查施工点附近10m范围内的安全情况,发现问题及时处理,确认安全无误后方可进行打眼及装药联线。4、打眼时,人员必须选好站位,站稳踩牢。打完眼后退钻时,严禁猛拉猛拽,以防止倒钻伤人。 5、每次放炮前、后都必须对迎头10m范围内的支护情况进行检查加固,加固方法为:将松动的螺帽拧紧,失效的锚杆重新补打,崩坏的网予以更换,并达到设计要求。 6、每次放炮后,至少等30分钟,待迎头的炮烟被吹散,班组长、放炮员、瓦检员和安检员必须首先巡视放炮地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒(残)爆等情况。如有危险情况,必须立即处理。确认安全无危险后,方准人员进入迎头施工。 7、每次炮后必须先找净顶、帮活动煤矸,确认顶帮安全稳定后,用风、手镐将顶部修刷成型后,及时进行临时支护,严禁空顶作业。 8、永久支护必须紧跟迎头,每够一块网位置时必须及时打锚杆挂网进行支护。 9、施工过程中,每班必须必须由当班安全员或一名经验丰富、工作责任心强的人员负责观察顶、帮的变化情况,发现问题及时撤出人员,待顶板稳定无危险时采取有效措施进行处理。处理时,处理点下方及往里迎头方向严禁有人。待处理好并经检查确认安全无危险后,方可恢复施工。 10、施工期间,必须加强后路的检查维护,发现问题及时处理,确保后路安全畅通。要定期检查锚杆支护效果,经常观察,发现异常及时制订补充措施进行处理。11、现场施工中若发现有顶板出现局部离层掉渣;巷道两帮收敛,顶板下沉;巷道底板鼓起,顶锚杆断裂;顶板岩层爆响等冒顶预兆时,必须立即撤出现场施工人员,就近电话汇报矿调度室和工区,并采取有效措施进行处理。 顶板出现局部离层掉渣、顶锚杆断裂时,要及时补打锚杆,确保顶板的完整性,尽量减小顶板离层的发展。 巷道出现两帮收敛、顶板下沉现象时,要根据巷道顶板变形程度采取增大锚杆支护密度进行处理,变形严重时要及时进行架棚支护。 巷道顶板出现岩层断裂爆响、顶锚杆断裂等一系列顶板剧烈活动来压的顶板事故预兆时,要立即撤出在危险区内所有作业人员,待顶板稳定后,立即对巷道由外往里进行架棚支护。 12、施工中若在出现冒顶或由于断层及其它构造造成顶帮压力大、顶板破碎,锚网支护不能有效支护顶板时,则必须改用架钢棚进行锚架联合支护。 13、做拉拔力试验时,拉力计必须固定可靠。拉拔锚杆时,必须先紧固被测锚杆周围相邻锚杆,并在被拉锚杆周围打设23棵点柱顶牢顶板,且被测锚杆周围不得有人,操作人员站在施工方向的外侧,距被测锚杆的距离不得小于3m。拉拔试验结束后,必须及时拧紧螺母,如锚杆失效必须在其周围200mm范围内及时补打合格锚杆。 14、严禁在锚杆(锚索)上系大链、滑轮来起吊重物,如需使用时,必须另行打设专用锚杆(锚索)来起吊。 15、施工期间,堆料点必须备有不少于3d的施工用料,并做到随用随补。 16、施工中必须严格跟好中、腰线,按掘进质量标准化标准要求组织施工,必须严格执行操作规程、安全规程和现场交接班制度。 第三节 爆破 1放炮员必须由经过专门培训,考试合格并取得合格证的人员担任,且持证上岗。 2、放炮员必须严格按“爆破说明书”及“装药结构图”要求进行装药联线爆破。3、放炮员必须在每次炮前检查炮线质量,如有破损及漏芯等现象时,必须及时更换。炮线接头处必须用接线盒。 4、爆破作业时必须采用符合标准的爆破母线。爆破母线与连接线、电雷管脚线与连接线、脚线与脚线之间的接头必须错开200mm以上,相互扭紧并悬挂,不得同金属管、钢筋网、溜槽等导电体相接触,并用绝缘胶布包扎好,严禁出现明接头。 5、每次放炮前,必须观察风机运转供风情况,只有当风机正常运转、供风正常时,方可放炮。一旦风机停运,必须立即停止放炮,待恢复正常通风,重新履行完放炮手续后,方可放炮。 6、放炮作业时,必须严格执行“一炮三检查”、“三人联锁放炮”制度。 7、装配起爆药卷时,必须严格按煤矿安全规程第三百二十六条之规定:每次爆破作业前,爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。发爆器必须统一管理、发放。必须定期校验发爆器的各项性能参数,并进行防爆性能检查,不符合规定的严禁使用。8、炮眼深度及炮泥充填严格按煤矿安全规程第三百二十八条:炮眼封泥应用水炮泥,水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性

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