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文档简介
第一章工程概况第一节 工程简介青海西海煤电有限责任公司默勒二矿为年产60万吨的新建规划矿井,自2006年10月份开工建设以来,各项改扩建工程已取得阶段性成果。根据施工,现对一采区区段煤仓机头硐室及通风行人斜巷进行掘进,特制订掘进作业规程。巷道名称、用途、类别、长度、服务年限:巷道名称:一采区变电所硐室及通道用 途:采区供电、架设管子类 别:开拓巷道长 度:52米(一采区变电所通道19米;一采区变电所33.0米;)一采区变电所通道开口方位1743650,巷道坡度为+4。一采区变电所开口方位843650,一采区变电所底板标高3199.282-3199.282米。服务年限:18.9年。第二节 工程地质和水文地质一、含煤地层默勒矿区为大通山和陶莱山之间的大通河流域的中生代早、中侏罗世含煤贫地。煤系属祁连山山间盆地沉积型。区内第四系广布,煤系地层出露甚少,煤系基底为上三叠统地层,围绕盆地四周布露,构成盆地边缘。二、构造a.褶曲百户寺-煤窑沟单斜。东起百户寺牙合,西至煤窑沟,呈东西向展布。由上三迭统、中下侏罗统及侏罗-白垩系地层组成。走向近东西向,倾向南,倾角48左右,向深部稍变缓,约42,走向长约5.4km。b.断层F1逆断层分布于矿区东南缘,走向N85W,倾向南西,倾角3740,为上三迭统第二组地层(T32)逆复于侏罗白垩系红层上的逆断层,其断距(断层断距)大于800m。该断层位于矿区边缘,切割矿区深部无煤区,对煤层无甚影响。三、煤层与煤质a.煤层本井田含煤一层,含煤地层为中下侏罗统,产于中下侏罗统下部,结构简单,夹有矸石1-4层。煤层自东向西沿走向倾向分布稳定,平均厚度为6.0m左右。b.煤质本区煤层呈黑色,具暗淡光泽或沥青光泽,断口为阶梯状或棱角状,为均一结构或粒状结构。内生裂隙不发育,较坚硬,不易破碎。煤岩成分以暗煤为主,暗煤中亮煤呈条带状分布,属半暗型。煤的容重为1.44,煤质牌号为不粘煤。四、煤层顶底板岩性矿区煤层顶板为粗砂岩、细砂岩、砂质泥岩、泥岩所组成。煤层底板以炭泥岩或泥岩、砂泥岩为主,而泥岩、炭泥岩易风化破碎。煤层底板一般不含水,但老窑中充水的原因是矿坑积水及浅部岩层裂隙发育导致的。五、瓦斯、煤尘及煤的自燃本煤田煤层瓦斯含量0.3-0.77ml/g可燃物,矿井为低瓦斯矿井;煤尘爆炸指数V=44.32%,煤尘具有爆炸性;煤层自然发火期为3-6个月。六、水文地质本区为一个四面环山的山间盆地,四周高山海拔3700-4100m,盆地中心海拔3400m左右,汇水面积约106km2。盆地内地表水系发育,大通河由西向东流经盆地中心,将盆地切割成南、北两部分,河北盆地有狼日干、龙川水、百户寺沟等支沟,对地下水有一定的补给。第三节 工程设计技术特征默勒二矿改扩建南风井工程:一采区变电所至通道为半圆拱形,巷道净宽2.0米,净高2.4米,其中拱高1.0米,墙高1.4米,基础深0.1米、设计支护形式为砌碹喷射,喷厚为100mm。一采区变电所硐室为半圆拱形,巷道净宽4.8米,净高3.9米,其中拱高2.4米,墙高1.5米,设计支护形式为砌碹喷射,喷厚为150mm 。第四节 开工前的准备工作南风井井口在工业广场内,施工生产系统需设的变电站、压风机房、机修车间、值班房、调度室、砼搅拌机等均已基本形成。1、编制好作业规程,经有关部门审核、批准并贯彻学习考试合格后方可进行施工。2、准备好施工所需的各种设备及材料。3、与测量部门联系,做好施工定位放线。4、做好通风准备工作。5、作好原材料试验、检验及报审,保证正常施工。第二章 施工方法与工艺第一节 开口处施工设计大巷至一采区变电所通道、一采区变电所均在3200m水平位置。开口方位1743650,一采区变电所开口方位843650。 第二节 永久支护设计一、巷道断面设计: (一)一采区变电所至大巷通道一采区变电所至通道连接部分施工设计长19m,净宽2.0m,净高2.4m,浇厚100 mm,净断面积4.4m2,掘进面积5.0m2,采用光面爆破法掘进,设计支护形式为砼浇筑,浇厚100mm。 (二)一采区变电所硐室一采区变电所硐室施工设计33m,净宽4800mm,净高3900mm,浇厚150 mm,净断面积16.3m2,掘进面积17.9m2,采用爆破法掘进,设计支护形式为砼浇筑,浇厚 150mm。 巷道断面特征及每米材料消耗量表序号断面编号 净断面积()设计掘进断面积(mm)(砌碹) 喷射厚度(mm)每米材料消耗量(m3)巷道基础铺底锚 杆砼(m)铁托板(个) 螺母(个)粉刷面积() 数量(根)钢筋()巷道墙脚铺底11116.317.90.090.51501.620.090.5 10.52224.45.00.04 0.2100 0.61 0.04 0.2 5.9二、施工方法与工艺(一)一采区变电所至通道、一采区变电所硐室根据大巷施工揭露的岩石岩石性质,该块段为粗砂岩,岩层较稳定,采用光面爆破法掘进,掘进工作面配备3台风钻打眼,锚索机1台安装锚杆。安装锚杆前,应将金属网按设计要求挂好,紧贴壁面,利用托板压紧压实。(二)一采区变电所通道、变电所硐室为砼浇筑段施工具体安装步骤:1、挖电缆沟基础1)控制好两帮和两肩后,再根据中、腰线定水沟位置,挂好水沟侧墙底垂线。根据此线挖水沟;2)水沟采用风镐、手镐进行开挖。如果必须采用爆破开挖,则编制专门措施;3)浇筑之前一定要清理干净浮碴,露出实底。2、立碹胎碹胎选用槽钢制作,可以保证其不变形,以确保砌碹质量。立柱采用槽钢,与碹胎采用螺栓连接,立柱后、碹拱上铺设70mm厚木板,再铺上油毛毡做为碹纸。稳碹胎一次稳2个,立好以后用拉条和横撑连接起来,然后用中线和腰线进行操平找正。3、墙体浇筑施工1)墙体浇筑之前,巷道必须刷大到设计尺寸,然后清除两帮的浮矸,并清理干净基础上的矸石,然后再进行浇筑。2)浇筑采用流水法施工,在巷道两侧同时进行,从下向上顺序浇筑。 4、碹拱浇筑1)两侧拱基同时向上浇筑,以使碹胎受力均衡,保证安全施工。2)边浇筑碹拱边架设碹板,随着浇筑碹拱逐次铺好碹板。3)为了保证质量,拱体部分浇筑所用的灰浆标号,要比砌墙时高一些,尤其当巷道有淋水时更加应当增高。4)封顶采用中间封顶法,把碹板全部铺好,然后由工作台上由里向外进行砌筑。(三)临时轨道铺设标准1、铺设18Kg/m轨道,1300140220mm木轨枕。2、轨道间距:600mm。误差不小于5mm,不大于10mm。3、轨道接头平整度应符合以下要求:接头间隙不超过10mm,高低和内错距均不大于5mm,水平误差不大于10mm。4、轨枕间距1000mm,误差100mm,构件齐全并与轨型相符,紧固有效,轨枕无浮离。5、轨枕垫平垫实,无悬空、歪扭现象。三、工程质量标准及要求(一)保证项目1、采用爆破法掘进,爆破图表齐全,爆破参数选择合理,爆破施工符合作业规程规定;临时支护必须符合本规程规定。2、砼浇筑材料:水泥、砂、水、的质量必须符合设计要求和本规程规定;砼浇筑的配合比、原材料计量、搅拌和混凝土的养护必须符合设计要求和规程;混凝土强度必须符合设计要求。(二)基本项目1、巷道净宽:中线至任一帮允许偏差:合格0+150mm,优良0+100mm。2、巷道净高:腰线至顶、底板允许偏差:合格0+150mm,优良0+100mm。3、浇筑厚度:合格:喷层厚度不小于设计值的90,优良:喷层厚度不小于设计值。4、基础深度:设计深度为100mm,不小于设计值的90。(三)允许偏差项目1、表面质量:基本平整、密实,墙基无裸露。允许偏差:在一米范围内凹凸不大于50mm。2、 巷道坡度:允许偏差:合格1,优良0.5。(四)临时轨道铺设标准1、铺设18Kg/m轨道,1300140220mm木轨枕。2、轨道间距:600mm。误差不小于5mm,不大于10mm。3、轨道接头平整度应符合以下要求:接头间隙不超过10mm,高低和内错距均不大于5mm,水平误差不大于10mm。4、轨枕间距1000mm,误差100mm,构件齐全并与轨型相符,紧固有效,轨枕无浮离。5、轨枕垫平垫实,无悬空、歪扭现象。第三节 临时支护设计一、临时支护方式临时支护采用金属锚网喷临时支护。二、临时支护设计变电所通道掘进时,锚杆采用161600mm,间排距为800800mm。网片规格6mm钢筋,网格100100mm,喷厚为150mm。变电所硐室掘进时,锚杆采用182000mm,间排距为700700mm。网片规格6mm钢筋,网格100100mm,喷厚为200mm。每孔用2根树脂药卷,药卷长度为35mm500mm。附图4:临时支护平面图临时支护断面图三、支设方法与工艺一)支设方法 一采区变电所通道及变电所硐室掘进工作,采用光面爆破法掘进,掘进工作面配备2台风动凿岩机打眼。永久支护采用风动凿岩机打眼。锚杆支护施工工艺:放完炮临时支护结束后,开始进行锚杆支护,锚杆支护必须紧跟迎头。具体要求如下:1、定锚杆眼位 检查巷道尺寸是否符合设计要求,首先处理好不合格部位,按照锚杆布置要求定锚杆眼位,用自喷漆做好标记。2、打锚杆眼按照设计锚杆眼深度、角度,根据煤(岩石)硬度顶部、墙部锚杆用MZ-1.2煤电钻钻眼,安装锚杆。3、清锚杆眼安装锚杆前将锚杆眼内煤(岩)粉清理干净(用钻杆来回抽动清孔或利用专用清孔器连接高压风清孔),确保锚固剂与锚杆杆体和锚杆眼壁良好接触。4、锚杆安装安装前检查工作检查锚杆的规格尺寸是否符合设计要求:螺纹钢锚杆是否合格,杆体有无氧化生锈现象,若有必须擦刷干净;锚固剂有无过期结块变质,包装袋有无破裂损坏,影响正常使用时必须更换。检查锚杆眼的眼位、角度、深度是否符合设计要求(用待安装锚杆伸入锚杆眼内检查),若不合格必须重新打眼。具体安装步骤:拱部锚杆安装:先将铁托板和限位螺帽上好(限位距离3040mm),再将螺纹钢筋锚杆拧入连接套中,然后将树脂药卷依次放入锚杆眼内,用锚杆斜切端头顶在树脂药卷后端,缓缓将树脂药卷送入眼底,最后将煤电钻机卡在连接套上,启动煤电钻机边旋转边将锚杆推入眼底,旋转搅拌时间必须控制在2030秒之间,煤电钻机保持推力一分钟,使锚杆杆体临时固定,保证搅拌后的树脂药卷充分凝固,防止锚杆在树脂凝固前下滑,锚杆推入眼底三分钟后取下连接套。将木托板与铁托板压紧、压实金属网。每套锚杆安装一个加强螺帽,取下连接套后必须将螺帽用扳手逐个再拧紧上牢。两帮锚杆安装:先将铁托板和限位螺帽上好(限位距离3040mm),再将螺纹钢锚杆拧入连接套中,然后将两节树脂药卷放入锚杆眼内,用锚杆斜切端头顶在树脂药卷后端,缓缓将树脂药卷送入眼底,最后用煤电钻卡住连接套,启动煤电钻边旋转边将锚杆推入眼底,旋转搅拌时间必须在2030秒之间结束。二)施工工艺 abcde a、进行敲帮问顶工作 b、导换卡环 c、打前探梁安装孔 d、穿前探梁、铺金属网 e、上背板第四节 施工方法一、施工方法概述默勒二矿3200m水平一采区变电所硐室及通道采用爆破法掘进,开口段人工装渣,具备安装耙斗装岩机条件时,采用型耙斗装岩机装渣。人工推运至井底罐笼吊至地面,翻斗自卸车运至弃矸场。具体为:根据技术人员提供巷道开口位置,巷道采用浅眼爆破掘进,楔形掏槽,眼深1.4米,辅助眼、周边眼眼深1.2米,最小抵抗线0.30米,全断面一次打眼,按照先掏槽(底眼),后辅助,最后周边眼的顺序分次装药爆破;其余巷道采用中深孔爆破掘进,楔形掏槽,眼深1.8米,辅助眼、底眼和周边眼眼深1.6米,最小抵抗线0.40米;均使用铵梯炸药,14段毫秒延期电雷管、正向装药、MFB-200型发爆器起爆,全断面一次爆破。二、施工组织设计“三八”制循环作业方式,炮掘采用二掘一喷,每班进尺1.5m,日进尺3.0m;锚网成巷与掘进最大限度平行作业。三、打眼、装药、爆破、临时支护、装运渣、永久支护工艺流程1、爆破法掘进:交接班 安检 打眼 瓦斯检查 装药封泥 瓦斯检查 联线爆破 通风 瓦检 临时支护 出碴 永久支护收尾 2、砼浇筑支护:安 检 挂线修帮 进 料 冲洗巷壁 立碹台 质量检查 进行浇筑 收尾四、质量标准和要求执行默勒二矿南风井标段安全质量标准化标准及考核评级办法实施细则中的掘进安全质量标准化标准及考核评级办法,要求达到一级水平。工程质量要求达到优良品。第五节 爆破设计一、钻眼爆破参数钻眼爆破参数表项 目内 容要 求钻眼机具煤电钻、风钻器具完好起爆器材MFB-200起爆器器材完好、电力充足掏槽方式楔形掏槽眼的角度深度满足要求炮眼直径43mm炸药种类硝铵炸药雷管种类煤矿毫秒延期电雷管起爆方式串联一次装药方式正向装药警戒设置距爆破点不小于120m二、装药结构示意图:联络巷装药、封泥结构示意图掏槽孔 : 炮泥 引药 药卷 1.0 m 0.8 m 18m辅助孔: 炮泥 引药 药卷 0.8m 1.6m周边孔: 泡泥 雷管药卷 12 m 1.6m 16 m底孔 : 炮泥 引药 药卷 0.8m 0.8 m 16 m施工方法如下:装药前,必须先进行清孔作业,以排出孔内岩粉和积水。按照每个炮眼需要的药量,用木质炮棍将药卷轻轻推入炮眼中,送到眼底后再轻捣几下,不留间隙。用炮棍送药卷时,一手持炮棍送药卷,另一只手要轻轻握住引药的两根脚线,防止随脚线和药卷一起送入炮眼中影响爆破。装药结束后,将准备好的炮泥用手攒成直径3540mm、长100150mm的炮泥逐节填塞至规定长度,不留空隙。三、炮眼布置三视图附图5:变电所通道炮眼布置三视图 四、爆破说明书单位mm炮眼名称眼号眼深眼距角度(度)装药量(kg)雷管段别联线方式封泥长度雷管数备 注水平垂直眼数每眼总量掏槽孔152000450 759040.6002.4串联0.8 中间孔不装药辅助孔6-131800500 909080.453.150.810 周边孔19-291800550 8490 110.3003.30.512 底 孔14-181800450 9090 50.150.750.88 合 计289.634 变电所通道巷爆破指标表 单位:mm编号项目名称单位数量备注1巷道长度m19岩巷2普氏系数(f)4-6岩3炸药消耗量Kg/m6.4硝铵炸药4雷管消耗量发/m19毫秒延期电雷管5雷管段数6循环进度m1.57炮眼利用率%838爆破体积(实体)m37.5S=5 m2(掘进断面)附图变电所硐室炮眼三视图:变电所硐室爆破说明书 单位:炮眼名称眼号眼深眼距角度(度)装药量(kg)雷管段别联线方式封泥长度雷管数备 注水平垂直眼数每眼总量掏槽孔151800500759040.62.4串联0.84中间孔不装药辅助孔6-2216005209090170.457.650.817周边孔30-4216003608890130.151.950.513底 孔23-291600367908870.4503.60.87合 计4115.641变电所硐室爆破指标表编号项目名称单位数量备注1巷道长度m33岩 巷2普氏系数(f)4-6岩3炸药消耗量Kg/m10.4硝铵炸药4雷管消耗量发/m27毫秒延期电雷管5雷管段数6循环进度m1.57炮眼利用率%838爆破体积(实体)m326.7S=17.8m2(掘进断面)五、警戒位置及警戒人员设置大巷至中央变电所通道、装好药爆破前作业人员必须全部撤至轨道上山口处,安排一名在井口底防止施工人员勿入,确保安全。装好药爆破前作业人员必须全部撤处方可进行。第六节 安全技术措施一、爆破管理安全技术措施1、爆破工必须经专业培训,考试合格后持有岗位证后方可上岗操作,严禁无证人员操作。2、开工前在爆破工的带领下由爆破工和熟悉本规程及爆破工作指定人员到爆破材料库领取爆破材料,电雷管必须由放炮员亲自运送。3、爆破材料运至工作地点后应分别存放在木制的雷管和炸药箱内加锁保管,钥匙由爆破工随身携带,雷管和炸药箱分别放置在开口上下的躲避硐室内。4、装配引药必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的炮药箱附近进行,禁止坐在炸药箱上装配引药,引药应与当时炮眼数量一致,工作过程中严禁雷管受到冲击震动,从成束电雷管中抽取单个电雷管先顺好脚线,再握住雷管用手指抓住脚线抽出雷管,先用竹签垂直插入药卷顶部(非聚能穴端)扎眼,插入雷管之后应将药卷用脚线捆绑并将脚线末端扭结成短路。5、爆破前,必须对工作面及其附近进行洒水降尘工作,并且严格执行“一炮三检”“三人连锁”放炮制度:1)、“一炮三检”制度:就是要在装药前、爆破前、爆破后使用便携式瓦斯报警仪对爆破地点附近的瓦斯浓度进行检查,并做好“一炮三检”记录,杜绝假检、漏检。2)、“三人连锁”制度:放炮过程必须由当班班长、放炮员、安监员共同监督执行,班组长、放炮员、安监员必须明确各自的职责、任务并严格执行、落实。当放炮员做好放炮准备工作后通知班长,班长负责派人警戒,对放炮地点的通风、瓦斯、巷道支护情况进行检查,并检查警戒人员到位情况、工作面人员撤离情况和清点人数,待确定放炮地点符合放炮要求和警戒人员到位情况无误后方可通知安监员,安监员接到通知后再次对放炮地点和警戒情况、人员撤离情况进行复查,确定符合放炮要求后将“允许放炮”命令传达放炮员,放炮员接到命令后发出放炮口哨进行放炮。6、工作面有下列情况之一时,严禁装药爆破。1)、支护不齐全,装药爆破地点有空顶空帮现象时。2)、装药地点附近20米范围内风流中瓦斯浓度达到1.0时。3)、炮眼内发现异状,温度骤高骤低,炮眼出现塌陷、裂缝、有压力水或瓦斯突增等。4)、局部通风机停止运转或工作面风量不足时。5)、炮眼深度、角度、位置不符合规定时。6)、装药地点有片帮冒顶危险及瞎炮未处理完毕时。7、由班长亲自安排设置警戒和解除警戒。8、爆破前,工作面所有人员都必须撤至安全地点。9、班长清点人数无误并确认巷道内所有人员撤出后方可下达起爆命令。爆破时,爆破工必须发出三声爆破信号,再等待5秒后方可进行起爆。 10、警戒人员要认真负责,只有接到班组长解除放炮命令时,方可解除警戒。11、爆破后,将母线扭接成短路,拔下放炮器钥匙,由爆破工随身携带,不得转交他人并把放炮器保管好,待15分钟后方可入内作业。12、通电后若没有起爆,爆破工必须取下放炮母线,扭结成短路,至少再等15分钟,方可沿途检查原因。13、检查处理瞎炮或重新联线放炮时,必须至少有两人以上进行,并在观察顶、帮,处理悬矸危岩后,方可操作。14、严禁用镐刨拒爆或从残爆眼中拉出电雷管,严禁用压风吹拒爆炮眼。15、拒爆未处理完毕前,严禁该地点进行与处理拒爆无关的工作。16、当班剩余的炸药、雷管必须及时交回火药库。17、其他严格遵守煤矿安全规程中第326条,第341条和第343条中的规定。二、爆破防护安全技术措施1、施工巷开口爆破施工时,必须设置安全可靠、防护有效的防护设施。1)、电缆的防护:直接将电缆采用防水性能的材料包裹、放置在人工开挖的地沟内,并用木板和细渣覆盖。2)、工器具的防护:煤电钻、风钻等施工设备必须全部撤离工作面,开口爆破施工阶段,必须全部撤至地面。2、工作面施工时:如有大型设备的防护采用4米长的200mm圆木倾斜支撑防护,纵向防护长度为10米,具体见下图,爆破前必须和操作工取得联系,使机械处于停止运行状态,爆破后及时检查,在确认机械完好后方可投入使用。三、使用临时支护的安全技术措施临时支护必须及时有效。 严禁空顶作业,临时支护最大空顶距离不得大于1000mm。爆破结束敲帮问顶后,铺挂金属网初喷支护到位。安装背板时,必须严格按照从后向前的顺序安装。严格按照“从工作面一侧到另一侧”的顺序打眼挂网支护,挂网支护时,当班班组长指定4名有工作经验的人员担任。其中一人负责观察顶、帮及工作面情况,发现有异常情况时,必须及时发出撤人信号,人员立即撤离工作面。临时支护过程中,必须保证撤退路线的畅通。在打眼前、装药前、放炮前、放炮后以及进行临时支护前必须严格执行敲帮问顶制度。进行敲帮问顶工作的人员必须由当班班组长指定两人,其中一人负责观察顶、帮及工作面情况,一人负责敲帮问顶。四、顶板管理安全技术措施1、每班开工前、打眼前和支护前及放炮后都必须进行敲帮问顶工作,发现易脱落或松动的煤岩块及时敲下。2、敲帮问顶工作应由两名有经验的老工人担任,一人找顶,一人观察顶板,观察顶板的人站在找顶人的侧面,并且两人都要站在安全地点,要保证后退路线畅通。3、找顶应顺裂隙慢慢找下,不得硬刨、硬撬,遇有岩层离层,以及顶板敲击发出“硿硿”的声音时,要立即敲下。4、安检员和迎头工作人员要经常注意顶板及两帮围岩情况,发现问题必须停止工作,待处理好后方可入内作业。5、敲顶工作,只准由一组进行,禁止两组同时进行找顶,防止出现险情躲闪不及。6、锚杆必须紧跟迎头,对迎头不足打锚杆的范围要使用好前探梁,前探梁必须按规程规定架设牢固可靠。7、当顶板破碎时,循环进度根据现场情况相应缩小,每循环进度小于0.9米,支护要及时且牢固有效。8、锚杆安装要及时,质量符合设计要求,其规格材质符合设计要求,网子要紧贴岩面平整铺设,扣扣相连牢固可靠。9、施工中临时支护必须及时有效,严禁空顶作业。10、严格按照爆破说明书和炮眼布置三视图规定进行打眼、装药、放炮,保证巷道按设计要求爆破。11、施工过程中应经常观察顶帮和托板的变化情况,当出现岩壁片帮,托板严重变形、底鼓、顶板压力增大等情况时,必须立即向有关领导汇报,严重时,必须立即停止作业,撤出人员,待处理好后再入内作业。12、锚杆锚固力必须达到设计要求(5T)。五、锚杆拉力计使用的安全技术措施1、在进行锚杆拉力试验之前,要检查拉力计液压油是否够、是否漏液,压力表是否完好。2、检测前先检查被测处的顶帮支护是否完好,顶板有无离层活石浮矸,如果有此类现象时,不得进行检测。3、检测时,先将锚杆螺帽和铁托板去掉,之后将锚杆拉力计拉杆连接到锚杆上,锚杆拧入拉杆长度大于20mm,最后将连接套、油缸套在拉杆上,用螺帽紧固。4、在做抗拔试验时,锚固力达到设计值即可,没必要继续加压,在打压过程中当发现拉力表的压力不再增加时,要停止打压,检查锚杆的位移量,位移量达到10mm时,读数后卸压。5、在加压前,必须将被检锚杆周围5m范围内人员撤出,操作人员必须在被检锚杆一侧靠巷帮处操作,防止在检测过程中锚杆拔出或拉杆脱扣连接套甩出伤人。7、在试验过程中,如有锚杆被破坏(失效),必须重新补打锚杆。六、预防水灾安全技术措施1、由工程技术科必须收集并整理水文地质资料,做好水文地质预报。根据预报坚持“有疑必探,先探后掘”的原则进行施工,遇有水患时立即向有关领导及部门汇报。2、设置完善的排水系统。施工期间及时开挖毛水沟和临时水窝,临时水窝原则上50米设置一处,施工时视具体情况可适当调整位置,临时水窝蓄水量不小于2M3,安装潜水泵将汇集至水窝的污水排出。3、打眼过程中密切注意钻孔情况,发现孔内有水流出或有压力水以及塌孔等现象时,必须停止打眼,钻杆不要拔出,撤出人员及时向项目部汇报。待探明情况,经有关领导同意后方可入内作业。4、施工人员应经常观察巷道内岩壁的变化情况,发现有挂红、挂汗、出现水雾、底鼓、顶板淋水加大、空气变冷、有臭味等透水预兆时,必须停止作业,撤出人员并向项目部值班人员汇报,待处理妥善后方可继续施工。七、铺网安全技术措施1、铺网前,敲帮问顶工作必须彻底,将易脱落或松动的岩块及时敲下。2、铺设的钢筋网规格尺寸及焊接质量必须符合设计要求,严禁使用劣质钢筋网。3、钢筋网要紧贴岩面,做到长边对接、短边搭接。4、使用14#铅丝200mm长,对折,双丝单扣,每扣拧紧程度不小于3圈, 做到扣扣相连。5、铺设钢筋网时,要求两边钢筋网余留一致。八、其他安全技术措施1、指眼人员必须严格按照炮眼布置图规定眼位和个数指眼,发现打眼角度、位置不符时,必须及时纠正或重新打眼。2、打眼工先根据巷道中线打出一组正确方向炮眼,插上炮棍,以此确认打眼方向和深度,确保打眼精度。3、钻进过程中,抱钻人要站稳,不允许上、下、左、右摆动,推力保持均匀一致,匀速钻进,及时排除岩粉,防止夹钎,钻前、钻下严禁站人,防止断钎伤人。4、处理瞎炮时,必须在与原炮眼间距大于300mm处平行于原炮眼方向打眼,且眼深要超过瞎炮眼深,严禁相交钻眼。5、严禁打眼与装药平行作业。第三章 劳动生产组织第一节 循环作业方式采用“三八”制循环作业方式掘进,两掘一喷,每班进尺1.5m,日进尺3m。日常维护和辅助工作由维修工在每日早班进行,并与生产班平行作业。第二节 劳动组织形式 “三八”制劳动组织形式,每班八小时工作制,另配电工班,钳工班。劳动组织结构图劳动组织机构图:附图第三节 循环作业图表循环作业图表 班次时间(min)工序一班(8:00)二班(16:00)三班(00:00)8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 00 01 02 03 04 05 06 07 交接班30分 同 上同 上打眼120分同 上爆破110分安检40分出渣180分通风480分第四节 劳动组织人员配备表班组劳动组织配备表工 种掘进一班掘进二班掘进三班合 计班、队长2226爆破工2226打眼支护工44412绞车司机3339信号把钩工99927运输工3339机电维修工2226瓦检员1111安全员111合计27272777第五节 主要机械设备配备表主 要 机 电 设 备 配 置 表序号名称规格型号单位数量用途1局部通风机215Kw台1供 风2真空磁力启动器QBZ-80/660/380台1备 用3真空磁力启动器QBZ-80/660/380(N)台2控制局扇、风电闭锁、 4煤电钻综保ZBZ-4台1控制煤电钻7煤电钻/风钻 台3打眼、安装锚杆9发爆器MFB-200台1发 爆10瓦斯检测仪台3瓦斯检查11调度绞车台2提 升12主提升机 台1运 输第六节 主要技术经济指标表主要技术经济指标表 序号项 目单 位岩 巷 数 量1巷道总长度m522在册人数人773出勤人数人274出 勤 率%985循环进度m1.56每班循环次数次1 7日循环次数次28日 进 度m39工 效m /工0.0610炸 药 消 耗kg /m ?11雷 管 消 耗个/m 12锚杆消耗套/m 13钢筋网消耗M2/m 14树脂药卷消耗卷/m 第四章 通风系统第一节 通风系统及设计一、通风系统设计采用局部通风机压入式通风,风筒选用800mm阻燃、抗静电、柔性无缝风筒,风筒口距离工作面不大于5m。使用风电闭锁装置。新鲜风流:地面井筒2900m运输石门2908m运输石门一采区胶带上山工作面。污风风流:工作面 3200回风大巷南风井井筒地面。通风系统附图图 例新鲜风流: 局部通风机、风筒:污风风流:2、风量计算(1)按沼气涌出量计算: Q1= 100kg m3/minQ1= 1000.011.6 = 1.6 m3/min (2)按人数计算: Q2= 4N m3/minQ2= 421=84.00m3/min(3)按炸药最多量计算: Q3=25A=2512.8=320.00m3/min(4)按风速验算:9S m3/minQ4 m3/min15S m3/min98.50m3/minQ42408.50m3/min76.5m3/minQ42040.0m3/min根据验算,工作面最小用风量为320.00m3/min,采用压入式通风,选用FBD5.6/215KW对旋轴流局部通风机,供风量400/300m3min,可以满足施工供风要求,局扇使用风电闭锁闭锁装置。风筒出口与掘进工作面的最大距离为5米。第二节 防尘系统防尘措施 1、采用湿式打眼,严禁干打眼。 2、加强通风管理,风筒吊挂平顺、无破口、不落地。3、利用净化水雾降尘。在联络巷中设置一道净化水幕。设置在距施工巷开口15m位置。4、巷道内不得有厚度超过2mm连续长度超过5m的煤/岩尘堆积。5、巷道要求每五天进行一次冲洗降尘且保证雾化良好,彻底清除顶帮及设备上的浮尘,对不适宜用洒水方法除尘的电气设备必须用干燥的棉纱擦拭除尘严禁用湿棉纱擦拭,所有电气设备用塑料布遮盖。6、加强个人防尘管理,工作面施工人员必须佩戴防尘口罩,经常更换滤纸。第三节 安全技术措施一、瓦斯(CO2、煤尘)管理安全技术措施1、加强通风管理,局部通风机必须由指定人员负责管理,保证供风量达到设计要求,无风或欠风时严禁作业。2、严格执行“风电闭锁”,保证停风自动停电。3、定期检查电气设备,消灭电气失爆。4、工作面风筒吊挂平直,无漏风现象,风筒口距工作面距离不大于规程规定值。5、瓦检员每班必须对工作面瓦斯浓度进行两次检查,当瓦斯浓度达到1.0时,停止打眼。工作面回风流中瓦斯浓度达到1.0或二氧化碳浓度达到1.5时停止工作面一切工作,撤出人员,切断电源,并向项目部值班人员汇报。待处理好后方可入内作业。6、开关附近20米范围内瓦斯浓度达到1.5时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。7、工作面坚持使用便携式瓦斯报警仪,在入井时由班长和放炮员将其随身携带,并正常使用和加以保管。8、及时对巷道进行洒水降尘工作,巷道内必须设置完善的洒水系统,爆破过程中,巷道水幕必须打开。9、打眼必须坚持湿式打眼,严禁干打眼。10、定期冲洗巷壁,清理巷道内的浮煤、杂物,定期清扫管路、电缆、设备上的粉尘。11、井下严禁携带烟火或私自打开矿灯。12、工作面严禁无计划停风,不得随意停开风机、私自拆接风筒或扒开风筒作业,因检修、停电等原因停风时,必须撤出人员,切断电源。13、加强个体防护,正确佩戴使用防尘口罩。14、喷浆前必须对砂子、石子进行预湿。15、恢复通风前,瓦检员必须认真检查工作面瓦斯浓度,只有同时满足:局部通风机及其开关附近10米以内风流中瓦斯浓度不超过0.5;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。二、防火(自燃等)安全技术措施1、工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法,并熟悉本工作区域内灭火器材的存放地点。2、井下严禁携带烟火、私自打开矿灯和使用两相的煤电钻。3、井下电器设备必须设专人保护,严禁使用失爆电器,机电设备严禁带病运转。机械设备转动时按规定加润滑油,井下供电必须做到“三无四有”。4、井下严禁存放各类油类,擦拭电器设备的棉纱必须随身带至井上,严禁乱扔乱放。5、瓦检员对工作面内空气温度定时进行检测,超过正常(26)立即向安全科汇报并采取相应的措施。6、瓦检员对巷道内氧气浓度定时进行检测,其消耗呈明显变化状态时立即向安全科汇报。7、瓦检员每班对巷道内一氧化碳浓度检测一次,若浓度超过0.0024时,立即撤出人员,并向安全科汇报。8、井下任何人发现明火火源时,应视火灾性质、灾区通风和瓦斯等情况,立即采取一切有效措施立即进行直接灭火,并及时汇报项目部。当火情较大,不能直接灭火时,必须立即汇报项目部,现场班组长应组织好人员,按避灾路线进行避灾。9、电气设备着火时,应首先切断其电源,在切断电源之前,必须使用不导电的材料进行灭火。10、抓好机电设备管理,机电工应经常检查其完好情况,发现问题及时处理。三、通风系统(通风机、风筒、通风设施)管理安全技术措施1、局部通风机必须设置专人管理、维护,不得随意停、开,并实行挂牌管理。2、局部通风机的设备要齐全,吸风口有风罩和整流器,高压部位(包括电缆接线盒)有衬垫(不漏风)、有消音器,通风机必须吊挂(垫高),风机离地面高度大于0.3m。3、风机必须安装风电闭锁装置,风筒接口严密,无破口,无反接头,风筒接头需反压边,高压部位无漏风;4、风筒吊挂平直,靠帮靠顶,逢环必挂,不得缺吊;5、风筒拐弯处要设弯头或缓慢拐弯,不准拐死弯,异径风筒接头要用过度节,先大后小,不准花接;6、风筒在巷道的吊挂高度不得低于2m;7、每15m在巷帮打设一个300mm、直径42mm的钻孔,镶上一根长250350mm、直径为3540mm的圆木棒,用水泥砂浆或水泥药卷固定,木棒外露设计轮廓线50mm,用于吊挂风筒;8、吊挂风筒的铅丝选用8铅丝,用紧丝钳拉紧,风筒的吊环用12铅丝,做到环环必吊。9、执行“一通三防”其他有关管理规定。第五章 机电运输系统第一节 运输系统一、排矸系统:工作面主要由耙岩级装渣,人工推运至3200m井底车场提升至地面。运输路线:掘进工作面 3200m材料车场 风井底 地面 。第二节 供电系统一、系统设计附图 :供电系统示意图二、供电标准和要求1、电气设备完好率达90%以上,杜绝电气失爆。2、机电设备必须做到包机分工负责制和工作面停送电制度。3、开关整定值必须按规定进行整定计算。4、接地极必须按规定要求装设完好,每班班前,电工必须对煤电钻进行一次漏电、短路保护实验后方可使用。5、移动变电站应做好日常保护实验和记录。6、移动变电站配电点处应设置消防器材。7、严禁带电检修和搬迁电气设备,检修设备时必须停电,闭锁开关并挂“有人工作,严禁送电”停电标志牌。8、电器设备暂停使用时,必须将开关打到“零”位,下班后隔离手把打至零位,并将其闭锁。9、电缆挂钩间距为2m。10、井下开关等电器设施能上架的要上架,距离地面不小于300mm。第三节 供、排水系统一、供水系统直接从南风井井口水房供工作面施工。二、排水系统掘进施工期间,根据顶板淋水和施工用水情况,及时在右侧巷帮掘出临时水窝,人工排至提矸矿车,永久水沟完成后,汇至主、副水仓后排至地面。第四节 安全技术措施一、压风设备管理安全技术措施1、空压制氮房操作工必须经过专业技术培训,考试合格取得安全操作资格证后持证上岗,压风机只能由压风机司机操作。2、起动前准备工作:A、检查空压机各零部件是否完好,各保护装置、仪表、阀门、管路及接头是否有损坏或松动。B、略微打开油气桶底部的排水阀,排出润滑油下部积存的冷凝水和污物,见到有油流出即关上,以防润滑油过早乳化变质。C、检查油气桶内油位是否在油位计二条刻线之间,不足时应补充。注意加油前确认系统内无压力(油位以停机十分钟后之观察为准,在运转中油位可能较停机时稍低)。D、在新机第一次开机或停用很久又开机,应先拆下空气滤清器盖,从进气口内加入约O5升左右的润滑油,以防止起动时空压机内失油烧损。特别注意不要让异物掉入空压机体内,以免损坏机体。E、确认系统内无压力。F、打开排气阀门。3、起动步骤:A、将空气开关推至闭合位置B、点动,确认转向正确,按“起动”按钮后立即按“急停”按钮,检查电机转向是否正确,正确转相见压缩机上红色箭头所示。如发现反转,请将电源进线任意两相对调。注意,点动时间为l2秒,禁止超时点动。C、确认手动阀处于“卸载”状态。按下“起动”按钮即正式运转,十数秒后,将手动阀拨至“加载”位置,压力逐渐上涨至额定压力而润滑油压低于排气压力0.25 MPa左右。D、观察运转是否平稳,声音是否正常,空气对流是否通畅,仪表读数是否正常,是否有泄漏。4、运转中注意事项:A、常观察各仪表读数是否正常:排气压力:额定排气压力(MPa)。润滑油压力:低于额定排气压力0.25(MPa)。排气温度:75100,最佳温度区7585。b、经常倾听空压机各部位运转声音是否正常。C、经常检查有无渗漏现象。D、在运转中如发现油位计上看不到油位,应立即停机,十分钟后再观察油位,如不足待系统内无压力时再补充。E、每隔一段时间(如2小时)记录排气压力、排气温度、润滑油压力,供日后检修参考。F、保持空压机外表及周围场地干净,严禁在空压机上放置任何物件,如工具、抹布等。G、遇有特殊情况,按“急停”处理。5、停机:a、正常停机:先将手动阀拨至“卸载”位置,将空压机卸载,二十秒左右后,再按下“停止”按钮,电机停止运转。停机后,如预计较长时间不用,将空气开关手柄扳到断开位置,以防无关人员乱动误开机。b、紧急停机:当出现下列情况时,应紧急停机:(1)出现异常声响或振动时(2)排气压力超过安全阀设定压力而安全阀未打开(3)排气温度超过100时未自动停机。(4)周围发生紧急情况时。(5)紧急停机时,无需先卸载,直接按下“停止”按扭。(6)操作压风机时,必须严格按以上程序和要求进行。(7)启动后,应经常观察仪表上读数,如有异常应立即停机检查。(8)压风机在正常运转过程中自动停机,必须查明原因处理完好后,方可开机。(9)操作压风机时,必须严格按以上程序和要求进行。(10)以上措施与操作规程相抵触的以规程为准。二、 煤电钻/风钻操作及锚杆安装的安全措施1、操作者必须懂得钻机的结构性能和操作方法。2、操作前,所有操作控制开关都必须处于关闭位置。3、所有风、水管路都必须确保畅通。4、风、水管路必须按要求连接好,使用快速接头联接牢固可靠,无漏风、漏水现象。5、严禁用手触摸旋转的钻杆
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