845A7掘进作业规程.doc_第1页
845A7掘进作业规程.doc_第2页
845A7掘进作业规程.doc_第3页
845A7掘进作业规程.doc_第4页
845A7掘进作业规程.doc_第5页
已阅读5页,还剩44页未读 继续免费阅读

下载本文档

版权说明:本文档由用户提供并上传,收益归属内容提供方,若内容存在侵权,请进行举报或认领

文档简介

阜康市西沟煤焦有限责任公司作业规程矿名:阜康市西沟煤焦有限责任公司煤矿作业规程名称: +845水平A7煤层回风巷掘进 作业规程施工方法:爆破作业编制人: 编制时间: 年 月 日该工程设计竣工时间: 年 月 日规程首次贯彻时间: 年 月 日培训贯彻负责人:生产开工时间: 年 月 日工程负责人:目 录第一章 概况 8第一节 概述 8第二节 编写依据 8第二章 地面相对位置及地质水文情况 9-12第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 9第二节 煤(岩)层赋存特征 9-10第三节 地质构造 10-12第四节 水文地质 12-12第三章 巷道布置及支护说明 13-22第一节 巷道布置 13第二节 支护设计 14-17第三节 支护工艺 17-22第四章 施工工艺 22-27第一节 施工方法 22第二节 凿岩方式 22第三节 爆破作业 23-25第四节 装、运岩(煤)方式 26第五节 管线及轨道敷设 26第六节 设备及工具配备 26-27第五章 劳动组织及主要技术经济指标 27-29第一节 劳动组织 27第二节 循环作业 27-28 第三节 主要技术经济指标 28-29第六章 生产系统 29-35第一节 通风系统 29-31第二节 压风系统 31-32第三节 防尘系统 32第四节 防灭火 32-33第五节 安全监测系统 33-34第六节 供电系统 34第七节 排水系统 34第八节 运输系统 34-35第九节 通讯系统 35第七章 灾害预防及避灾路线 35-36第八章 安全技术措施 36-53第一节 施工准备 36-37第二节 “一通三防”管理 37-39第三节 顶板管理 39-41第四节 爆破管理 41-46第五节 防治水管理 46第六节 机电管理 46-50第七节 运输管理 51-52第八节 其它 52-53第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为+845水平A7煤层回风巷。二、掘进目的及巷道用途掘进目的及用途是为了满足+795水平A7煤层首采区巷道掘进及回采时的通风、行人、运输的需要。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度:+845水平A7煤层回风巷掘进长度为460米,已掘进200米,剩余260米。服务年限: 2年。四、预计开、竣工时间经公司及矿有关领导研究决定,本掘进工作面自2010年4月份开工,预计2010年5月份竣工。第二节 编写依据一、本规程依据下列文件进行编制:1. 煤矿安全规程2. 煤矿矿井采矿设计手册3. 煤矿矿井风量计算方法4. 煤炭设计院设计的相关图纸5. 矿井初步设计和安全专篇6. 矿井详查地质报告第二章 地面相对位置及地质水文情况第一节 相对位置及邻近采区开采情况相对位置及邻近采区开采情况表 水平名称+845m水平名 称+845m水平A7煤层回风巷地面标高(m)+1025m+1222m井下标高(m)+845m井下位置及掘进设施的影 响上部是未开拓区域,下临+795mA7煤层首采区运输大巷,垂高50米:东、西无影响区域或工作面。邻近采区开采情况该工作面周边开采情况,属于未开拓区域。走 向NE87坡度0长 度460m第二节 煤(岩)层赋存特征一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距 该掘进工程位于A7号煤层,为全矿井可采煤层,属结构简单、层位稳定、全区可采的厚煤层。煤层可采厚度2.466.81m,平均可采厚4.73m;该煤层与下部的A5号煤层间距15.7128.71m。 A7号煤层顶板为粉砂岩、细砂岩、泥岩。底板泥岩、炭质泥岩,在饱合状态下的抗压强度均为18.973.4MPa。 二、煤质:原煤水分为0.561.23%,灰分为6.520%,挥发分为3645%,碳含量为8086%,胶质层Y值为1124mm,牌号为气煤45号。三、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数:矿井瓦斯鉴定:2008年矿井瓦斯鉴定结果为高瓦斯矿井。矿井瓦斯绝对涌出量为:7.51 m3/min矿井二氧化碳绝对涌出量为:2.45 m3/min参照+770m水平A3煤层瓦斯绝对涌出量为:0.86m3/min。矿井无硫化氢 自燃发火倾向性:较易自燃,发火期3-6个月。 煤尘爆炸危险性:具有爆炸性。冲击地压危险性:无 第 三 节 地质构造井田位于二工河黄山倒转向斜的北翼,为一向南倾的单斜构造,煤层总体走向NE87,倾角4458,全区地层走向变化不大,但沿走向倾角有变化,东部略缓,倾角4447;西部变陡,倾角5158。井田内含可采和局部可采煤层共4层,分别为A7号、A5 号、A3号和A2号煤层。煤层为急倾斜煤层,各煤层平均厚度分别为3.46m、23.76m、6.9m和1.8m。井田地表未发现断层构造,断层不发育,二水平运输巷中见有小断层,断距m,为平推断层,只将A2号煤层断开,其余煤层未断开,在其上部一水平运输巷A2号煤层深部未见该断层底迹,可推断井田断层不发育,因此,这个小断层不影响井田主要煤层的开采。 附图:煤岩层综合柱状图(见下页)岩石物理力学性质试验成果表编号岩石名称单向抗压强度(MPa)天然状态单项抗拉强度(MPa)天然状态直剪切强度(MPa)软化系数饱和状态干燥状态A7顶粉砂岩17.622.0A7底细砂岩27.0A5顶细砂岩1.542.60.12.40.04A5底粉砂岩5.646.30.23.80.12A3顶粗砂岩30.0101.40.37.00.30A3底细砂岩28.790.40.33.20.32第四节 水文地质一、 水文情况:井田内煤层露头全部火烧,深度80100m。煤层火烧而使得四周岩石被烧结烘烤,火烧后的岩石体积缩小,裂隙而变得发育,大气降水、雪融水易在此停留蓄集,形成的火烧层积水则造成对矿床充水。根据地质报告提供资料,A7号煤层火烧下限标高+949m,A5号煤层火烧下限标高+9621052m,本掘进工程位于+845m水平A7号煤层,且在+845m水平回风石门与A7煤层交叉处开口,距火烧下限标高+962m还有117米垂直的安全距离,所以煤层火烧区的积水对该掘进工作面无影响。第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置此工作面施工要严格按照煤炭设计院的设计断面和支护形式施工。本作业规程要及时按照设计院的有关设计变更进行补充和修改。+845水平A7煤层回风巷位于+845m水平车场向西160米,坡度为3,方位为NE87度。巷道沿底板掘进。第二节 支护设计一、巷道断面该巷道设计断面形状为圆角矩形采区巷道,净宽2.8m,净高2.2m,净断面积为6.16;掘宽3.0m,掘高2.3m,掘进断面积为6.9。巷道断面、管、线、道轨布置图(单位:mm)二、支护方式(一)临时支护:在掘进头1米空顶范围内,采用锚杆进行临时支护;严禁空顶作业。按悬吊理论计算锚杆参数:1、锚杆长度计算:L = KH + L1 + L2式中:L 锚杆长度,m;K 安全系数,一般取K=2;L1 锚杆锚入稳定煤(岩)层的深度,一般按经验取0.5m;L2 锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m;其中:H = =6.6(2.5*2.5)= 1.056(m)式中:B 巷道开掘宽度,取6.6m;f 煤岩坚固性系数,取2.5;则L=21.056+0.5+0.1=2.712(m)2、按照锚杆间距、排距计算,通常间排距相等,取a:a =式中:a 锚杆间排距,m;Q 锚杆设计锚固力,64KN/根;H 冒落拱高度,取0.672m;R 被悬吊煤(岩)的重力密度,取25.48KN/m3;K 安全系数,一般取K=2;A = =1.1893(m) 通过以上计算,选用直径16mm,长度1800 mm的等强度圆钢锚杆,锚杆间、排距为700mm。严禁顺层打锚杆。(二)永久支护当工作面空顶距离达到1.3米时,采用锚网+钢带联合支护;当工作面临时支护达到10米及以上时,必须采用锚索加强支护。永久支护采用锚杆+锚网+钢带+锚索联合支护。锚杆排距:0.7m,锚杆间距:0.7m。锚索间距3m,采取单排布置。综上:永久支护形式为锚杆+锚网+钢带+锚索联合支护,支护材料为等强度16mm圆钢制作锚杆,冷拔钢丝网。 支护示意图(单位:mm)锚索支护示意图(单位:mm)2、质量标准与检验锚网巷道工程质量验收标准:单位:毫米(针对此巷道)标准规定项目检验项目类别合格优良基本项目巷道净宽主要巷道0+2000+150一般巷道-50+2000+200无中线测全宽-100+200-50+200巷道净高主要巷道0+1500+100一般巷道-50+1500+150无中线测全宽-50+150-50+100锚固力合格最低值不小于设计的90%优良最低值符合设计值允许偏差项目巷道坡度合格50米内2%优良50米内1%锚杆间排距-100+100网间压茬+50+100锚杆长度0+150锚杆外露长度露出托板5050失效锚杆合格每50米巷道不多于6根优良每50米巷道不多于3根锚 网紧贴煤(岩)壁,铺设平整,压茬符合要求托板、螺母、钢带规格符合设计值,铺设符合设计值第三节 支护工艺一、支护材料:1、锚杆及锚固剂:锚杆采用等强度圆钢锚杆,直径为16mm,长度为1800mm,每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定,锚固长度不少于500mm,锚杆外露长度为2550mm,托盘为正方形,规格为:长宽=120mm120mm,用6mm钢板压制成弧形。树脂锚固剂直径为25mm,长度为350mm,型号为MSZ2535,每根锚杆锚固力不小于64KN。2、锚网采用直径不小于3.5mm的冷拔铁丝制作的锚网,锚网规格为:长宽=50001500mm,网格为:长宽=60mm60mm,锚网之间必须压茬连接,搭接长度为25mm50mm,相邻两张网之间要用铁丝连接,连接点要均匀布置,间距400mm。3、锚索支护每孔使用锚固剂不少于3卷,锚固长度不小于1米,锚索选用15的钢绞线,长度不小于8m,锚索托板采用0.3m0.3m0.01m 钢板,锚索外露长度为250 mm;锚索安装48小时后要校正预紧力。二、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前,首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格,不符合作业规程要求时必须先进行处理;打眼前要先敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩情况,找掉活矸、危岩,确认安全后、方可开始工作,锚杆眼的位置要准确,眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钻杆上做好标志,严格按锚杆长度打眼,深度1.8m,锚杆眼打好后,应将眼内的浮渣、积水清理干净;打眼的顺序,应由外向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、粉尘用压风吹扫干净。吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人,把2块树脂锚固剂送入眼底,把锚杆插入锚杆眼内,使锚杆顶住树脂锚固剂,外端头套上螺帽,用带有专用套筒的风煤钻卡住螺帽,开动风煤钻,使风煤钻带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,直至锚杆达到设计深度,方可撤去风煤钻,搅拌旋转时大于35秒后,卸下螺帽,挂好网,上好托盘,拧上螺帽,12分钟之后,拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力,拧紧力矩不小于120NM。3、 锚索支护工艺1) 施工前要备齐钢绞线、锚固剂、托盘、锁头及锚具等支护材料和锚索机、钻杆、锚索专用驱动头等专用机具及常用工具。2) 准备好施工所需油、水、风。3) 用锚索钻机打眼前进行以下检查:a) 检查所有操作控制开关,所有开关都应处在“关闭”位置。b) 检查油雾器工作状态,确保油雾器充满良好的润滑油。c) 清洁风水软管,检查其长度及锚索机连接情况。d) 检查锚索机是否完好。e) 检查是否漏水,及时更换水密封。f) 安装钻杆前检查钻头是否锋利,检查钻杆中孔是否畅通,检查钻杆是否弯曲,严禁用弯曲或中孔不畅通的钻杆打眼。g) 张拉锚索前,检查张拉油缸、千斤顶及油路接头是否松动。4)操作顺序锚索支护工必须按以下顺序进行操作:a) 备齐机具及有关材料。b) 检查并处理工作地点的隐患。c) 检查锚索机所需油、水、风。d) 打(钻)锚索孔。e) 组装锚索。f) 安装锚固剂、锚索。g) 张拉锚索并锁头。h) 清理现场。5)正常操作A、打锚索眼(1) 敲帮问顶,检查施工地点帮顶和支护情况。(2) 根据锚孔设计位置要求,确定眼位,并做出标志。(3) 检查和准备好锚索机、钻具、高压风管及水管。(4) 必须采取湿式打眼。(5) 竖起钻机把初始钻杆插到钻机接头内。观察巷道帮顶,定好眼位使锚索机和钻杆处于正确位置。钻机开眼时,要扶稳钻机,先升千斤腿,使钻头顶住煤面,确保钻眼位置正确开钻。操作者不能站在操作臂下面,分腿站立,保持平衡。先开水,后开机。开始钻眼时,转速要慢,随着钻孔深度的增大,调整到合适转速,直到锚孔钻到位。在煤层松软的条件下,锚索机用高转速钻进,要调整机腿的支撑力,防止糊眼。(6) 在硬岩层条件下,锚索机用低转速钻进,要缓慢增加支腿推力。(7) 钻完最终钻孔后退钻杆。(8) 打完锚索眼后,先关水再停机。B、组装锚索:按设计要求组装锚索。C、锚固锚索(1) 检查锚索眼,不合格的及时处理。(2) 把锚索末端套上专用驱动头,拧上导向管并卡牢。(3) 将树脂药卷用钢绞线送入锚索孔底。(4) 用锚杆机进行搅拌,将专用驱动头尾部六方插入锚索机上,一人扶住机头,一人操作锚杆机,边推进边搅拌,前半程用慢速后半程用快速旋转约40秒。(5) 停止搅拌,但继续保持锚杆机的推力约1分钟后缩下锚索机。第四章 施工工艺第一节 施工方法该巷道开口处支护完好,顶板完整,无特殊地质构造。施工前,首先按由外向里的顺序,对开口处上下10m范围内的支护进行检查,如有网兜等现象,需补打锚杆、重新挂网,并掩护好巷内的电缆、风筒及风、水管路,防止放炮损坏,确认安全后,方可开口掘进。第二节 掘进方式采用爆破掘进方式进行作业。一、打眼机具: 采用ZQS35/20型风煤钻打眼和安装锚杆,风源来自地面空压机房。 二、降尘方法降尘方法采用湿式打眼、扒装渣前洒水、放炮前喷雾、使用水炮泥、放炮前后冲刷岩帮、开放水幕等。第三节 爆破作业掏槽方式为楔式掏槽法。一、炸药、雷管使用煤矿许用乳化炸药、瞬发电雷管。二、装药结构正向装药结构(见装药结构示意图)。三、起爆方式 起爆使用MFd-100型发爆器一次起爆,联线方式为串联。1、 炮眼布置图炮眼布置及装药量:眼 号 眼 名眼 长(m)眼 深 (m)装药量(kg)倾角(度)爆破顺序联线方法装药方式卷/眼小计合计水平垂直14掏槽眼1.71.540.83.28585串联正向装药512辅助眼1.51.530.64.89090串联1316周边眼1.51.530.62.49090串联1723底 眼1.51.530.64.29090串联2429顶 眼1.51.530.63.69090V串联合 计18.2说明我矿使用的火工品是煤矿许用三级乳化炸药和顺发电雷管。预期爆破效果:名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%98每米巷道炸药消耗量kg/m8.53每循环进尺m1.5每循环炮眼总长度m44.3每循环爆破实体量m310.35每立方煤岩雷管用量个/m32.8每立方煤岩炸药消耗量kg/m31.76每米巷道雷管消耗量个/m19.3第四节 装、运煤(矸)方式一、装煤(矸)方式巷道掘进施工中,采取人力装煤(矸)作业方式。二、运输方式施工中采用刮板输送机和矿车联合运输,主立井箕斗提升。详见运输系统图。第五节 管线及轨道敷设 在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂整齐且牢固。电缆勾间隔1.5m一个,电缆垂度不超过50mm。水管要接口严密,不得出现漏水现象,水管距迎头20m范围内使用一寸高压软管,20m外使用一寸钢管,要随工作面前进及时延长,以备迎头正常用水。风筒必须奉环必挂,且吊挂平直,不得拐死弯,风筒口距迎头46m。迎头掘进临时轨道的敷设必须符合质量标准化验收标准中的规定,轨距误差不大于10mm,不小于5mm;轨道间隙不超过10mm,内错差不大于5mm;轨枕间距不大于1m,构件齐全紧固有效。第六节 设备及工具配备设备及工具配备情况表 序号设备及工具名称型号、规格单位数量备 注1局部通风机FBD215kw台21台备用2空压机FHOG-120型台13主提升绞车JK-21.5型台14刮板输送机SGB-420/30型台15矿 车载重一顿U型侧翻式辆29.十字镐把110.钻 杆长2米根21根备用11.铁 铲把4第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织巷道掘进采用“三八”制(每天三班作业,每班8小时)组织生产,每循环进尺1.5m,日进尺4.5m。附:劳动组织表第二节 循环作业图表 为保证正规循环作业的完成,迎头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,提高工效。附:正规循环作业图表第3节 主要技术经济指标 参见主要经济指标图表劳 动 组 织 表 工 种出 勤 人 数备 注早班中班夜班合计打眼工1113兼班长放炮员1113瓦检员1113清渣工2226兼支护工刮板机司机2226合计77721 正规循环作业图表 主要经济指标图表序号技术经济指标单位数量1.磁方位角度NE872.巷道长度米4603.巷道净断面米26.164.巷道掘进断面米26.65.炸药消耗公斤/米8.536.雷管消耗个/米19.37.锚杆消耗根/米118.落煤(岩)方式爆破作业9.工 效米3/工日2.2210.在册人数个21 11.日进尺米4.5第六章 生产系统第一节 通风系统 掘进作业过程中,采用压入式通风方式,局部通风机安设在副斜井+770m车场新鲜风流处,最长供风距离600米。一、掘进工作面风量计算:每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量,应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳绝对涌出量、一次爆破炸药消耗量、局部通风机实际吸风量、风速和作业人数等规定要求分别进行计算,并选取其中最大值。(一) 按瓦斯涌出量计算 Q掘 = 100q瓦掘k掘通 (m3/min)式中:Q掘 掘进工作面实际需要的风量,(m3/mim); q瓦掘 掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,q=0.84m3/mim(2008年矿井瓦斯鉴定结果); k掘通 掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数,取k掘通 = 2。则 Q掘 = 1000.842= 168 (m3/mim)(二) 按炸药消耗量计算 Q掘 = 25A (m3/min)式中:A 掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,取4.8Kg。 25以每公斤炸药用量为计算单位的供风标准,m3/min Q掘 = 254.8= 120(m3/min)(三) 按人数计算 Q掘 = 4N (m3/min) 式中:N 掘进工作面同时工作的最多人数,取10人。 4 每人每分钟应供给的风量为4 m3/min Q掘 = 410=40 (m3/min)(四) 按局部通风机的实际吸风量计算 Q掘 = Q局机 I (m3/min)式中:Q局机 掘进工作面局部通风机的实际吸风量400m3/min。 I 掘进工作面同时通风的局部通风机台数,取1台。 Q掘 = 4001 = 400(m3/min) 通过以上计算,拟选用FBD-230kw型对旋式局部通风机,吸风量380600 m3/min。二、掘进工作面风速验算(一)按最低风速验算 Q煤掘15S煤掘 (m3/min)式中:S煤掘 煤巷掘进工作面的净断面积,S=6.16m2 ; Q煤掘 局部通风机最小吸风量400m3/min 15规程规定煤巷每分钟最低风速 400m3/min 156.16 = 92.4(m3/min)(二)按最高风速验算 Q煤掘 240S煤掘 (m3/min)式中:S煤掘 掘进工作面的净断面积,S=6.16m2 Q煤掘 局部通风机吸风量400m3/min 400m3/min 2406.16 = 1464m3/min)通过以上计算及验算,工作面供风量确定为400 m3/min,选择FBD-230KW对旋式型局部通风机供风,可满足掘进工作面的供风需求,并符合相关规定;为保证迎头正常供风的需要,该工作面实行“双风机双电源” 供风方式,工作面风筒末端距迎头不大于5米。三、局通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点局部通风机应安装在+770水平管子道口新鲜风流中,且距回风口不小于10m,该处(局部通风机吸风口至掘进工作面回风口)巷道的风速不得低于0.25m/s。2、通风系统局部通风机掘进头+835水平A5煤层运输巷专用回风上山+845水平A7回风上山+897西翼回风石门+897水平A2集中回风巷回风斜井地面。附:通风系统示意图第二节 压风系统风源来自地面空压机房,自副斜井经+845m水平车场、+845水平A2运输巷、+845水平暗斜井、+835水平A5煤层运输巷接入掘进头,主(支)管选用50mm钢管,工作面使用1寸高压软管连接。地面风压为6MPa,迎头风压最小为3.5MPa。压风系统:地面空压机房副斜井+845m水平车场+845水平A2运输巷+845水平暗斜井+835水平A5煤层运输巷掘进工作面。附:压风系统示意图第三节 防尘系统防尘水源来自地面高位蓄水池,自副斜井经+845m水平车场+845水平A2运输巷+845水平暗斜井+835水平A5煤层运输巷掘进工作面,主管选用100mm钢管,支管选用50mm钢管,工作面使用1寸钢管和1寸高压软管连接至掘进头,每隔40米设一个三通,掘进头25m外设一道能封闭全断面的净化水雾,在掘进头外620m内安设喷雾装置。采用湿式打眼,放炮使用水炮泥,爆破喷雾、湿式装渣,冲刷巷帮,净化风流等综合防尘措施。防尘系统:地面高位水池副斜井+845m水平车场+845水平A2运输巷+845水平暗斜井+835水平A5煤层运输巷掘进工作面湿式打眼巷道内水幕洒水灭尘装水炮泥水针冲刷岩帮附:防尘系统示意图第四节 防灭火采用风煤钻打眼,放炮喷雾,防火的重点是防设备、机械摩擦生热、电缆及监控信号线着火等外因火灾。一旦工作发生火灾,工作面预备了0.2米3沙子或岩粉及2台干粉灭火器,可以进行直接灭火;另外可以控制风流、调节风量控制火势蔓延。消防水源来自地面消防水池,自副斜井经+845m水平车场+845水平A2运输巷+845水平暗斜井+835水平A5煤层运输巷掘进工作面,主管选用100mm钢管,支管选用50mm钢管,工作面使用1寸钢管和1寸高压软管接至掘进头,每40米设一个三通及闸阀。消防灭火系统:地面高位水池副斜井+845m水平车场+845水平A2运输巷+845水平暗斜井+835水平A5煤层运输巷掘进工作面 消防管路 巷道内水幕 洒水灭尘管路 装水炮泥水管 冲刷岩帮水管第五节 安全监测系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用:1、跟班领导、科(队)长下井时,必须携带便携式甲烷报警仪,对其工作范围内的甲烷进行不间断的监测,如有报警现象(甲烷报警点为1%)必须进行处理。2、当班瓦检员入井工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作,并做好记录,上井后由发放人员填制“一炮三检”报表。3、当班的班组长下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。4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度,有报警现象时,不得通电或检修。二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用:1、掘进工作面装设两台瓦斯传感器,位置分别位于工作面迎头5米范围内和工作面巷道距回风风流1015米范围内,其报警浓度大于或等于1.0%,断电浓度大于或等于1.5%,复电浓度小于1.0%,断电范围为+835水平全部非本质安全型电器设备。2、甲烷传感器应布置在巷道的上方,垂直悬挂,距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm。附:安全监测仪器仪表布置图第六节 供电系统该工作面掘进施工中,电源来自+770m水平石门配电点,供电方式为集中供电,经馈电开关向不同平方电缆,经过综合保护开关,供工作面各机械设备使用,电缆要吊挂整齐,电缆钩每1.5米一个,电缆的垂度不大于50mm。工作面配电点设置在距回风流50m以外的安全地点(新鲜风流中),必须设置“风电闭锁”和“瓦斯电闭锁”装置。附:供电系统示意图第七节 排水系统根据矿井(详查)地质报告的有关资料,该无涌水现象。排水系统:掘进面迎头涌水经临时水沟+835水平临时蓄水池+835m运输石门+845m水平二采区石门+845m水平A2集中运输巷+845m水平水仓副斜井地面。附:排水系统示意图第八节 运输系统空车路线:副斜井+845m水平车场+845水平A2运输巷+845水平运输石门+845水平暗斜井+835水平运输石门+835水平A5煤层运输巷掘进工作面。1. 重车路线:工作面+835水平A5煤层运输巷立井煤仓主立井地面。2. 运料路线与空车路线相同。附:运输系统示意图第九节 通迅系统 本工作面安设的电话,能够直接和地面绞车信号房、+845车场、+845水泵房、+845变电所、地面风机房(空压机房)、矿调度室等地点相互直接联系。第七章 灾害预防及避灾路线一、灾害预防(一)防治瓦斯的措施1、严格执行瓦斯检查制度,瓦斯检查员每班至少两次到迎头检查瓦斯,并及时了解工作面有害气体状况,爆破工要做到一炮三检并记录好,班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次沼气浓度,坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪悬挂在迎头外5m处的地点。2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1%时,必须停止使用电钻;爆破地点附 近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1%时,严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理;电器设备或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5 时,必须停止运转,撤出人员,切断电源,进行处理。掘进工作面内,体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2时,附近20m内,必须停止工作,撤出人员,切断电源进行处理。3、严格执行炮眼布置,装药量、炮眼装填的规定。4、对发生高冒地点,要及时采取充填或导风措施。防止有害气体积聚,并将处理结果记入专用记录本中备查。5、工作面供电使用风电闭锁装置。(二)防止自燃发火的措施1、掘进巷道严禁堆积浮煤,积尘要及时清除。2、凡发生冒高超过2m或空洞体积超过6m3的情况要及时填实或设导风板,防止积聚热量发火,并将处理结果记录查。3、健全完善防火管路系统(与防尘共用),管好用好本工作面防火管路,装备及设施。4、完善检测措施,做到一氧化碳超限不作业。二、避灾路线1、火灾、瓦斯及煤尘爆炸撤退路线:掘进头+835水平A5煤层运输巷+835水平运输石门暗斜井+845m水平二采区石门+845m水平A2运输巷+845m水平车场副斜井地面。2、瓦斯及煤尘爆炸撤退路线:掘进头+835水平A5煤层运输巷+835水平运输石门暗斜井+845m水平二采区石门+845m水平A2运输巷+845m水平车场副斜井地面。附:避灾路线示意图第八章 安全技术措施第一节 施工准备1、施工前,由区(队)长负责组织,由技术人员(编写人员)负责传达批准的掘进作业规程。传达后进行考试、签字,成绩合格方可下井作业。不合格的人员必须补考,补考合格后再下井作业。轮休或请假的人员上岗前必须进行学习,并考试合格。干部工人学习、考试成绩分别登记在掘进作业规程学习考试记录表上。2、施工前,地测科必须提前给出开口位置,标定好中腰线,施工人员严格按线施工。3、开口前,必须对开口周边10m范围内巷道支护进行检查加固,并将各种管路及电缆落地,用旧皮带或板梁等掩护好。4、 开口前,应提前按设计要求,安设局部通风机接好风筒,准备各种支护材料。第2节 “一通三防”管理一、通风管理1、加强通风管理,局部通风机必须有兼职人员留名挂牌管理,保证局部通风机正常运转,其他人员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直,无脱节、无破口,矿车和支架不得磨擦挤压风筒,风筒末端距掘进迎头不大于5m,以保证迎头有足够的风量,漏风率不超过3。3、管理好为本工作面调风的风门、风窗等设施,不准随意同时打开风门和挪 动风窗位置,并保护好瓦斯牌板。4、局部通风机要长时运转,无论工作、不工作或交接班都不得停止运转,局部通风机不开时,要把人员撤至进风巷内,并在巷道门口位置设置“严禁人员入内”的警戒牌,迎头禁止爆破。自动停电时,要撤出人员,待查明原因,确认安全后再启动。5、使用局部通风机的掘进工作面,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,只有在局部通风机及开关附近10m内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工开启局部通风机。6、局部通风机必须使用风电闭锁、使用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电或与采煤工作面分开供电。7、局部通风机因故停止运转,在恢复通风前,必须首先检查瓦斯,只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%,且符合煤矿安全规程第一百二十九条开启局部通风机的条件时,方可人工开启局部通风机,恢复正常通风。8、巷道贯通预透必须遵守下列规定:掘进巷道贯通预透前20m,通风部门必须预计贯通预透后的通风系统,做好贯通预透后调整通风系统的准备工作。贯通前20m必须停止一个工作面作业。贯通预透时,必须有专人在现场统一指挥,停掘、预透的工作面必须保持正常通风,设置栅栏及警标,经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度,瓦斯浓度超限时,必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前,必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度,瓦斯浓度超限时,必须先停止在掘工作面的工作,然后处理瓦斯,只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1% 以下时,掘进的工作面方可爆破。每次爆破前,2个工作面入口必须有专人警戒。二、防尘管理1、湿式打眼,打眼工佩带防尘口罩。2、距掘进工作面20m范围内必须安设水针,水针所在地有盛放水炮泥的箱子,箱子内有不少于放一次炮所用的已灌好水的水炮泥,放炮必须使用水泡泥。3、距工作面25m范围内设一道能封闭全断面的净化水幕,放炮员在联炮后向外敷设母线时开启喷雾,放炮等炮烟散净后关闭喷雾,并在有效范围内挖出引水沟。4、巷道经常清尘,无粉尘积聚现象。5、防尘管路必须接至迎头,每40m设三通一个,以便及时降尘。三、防火管理采用风煤钻打眼,爆破喷雾尘,防火的重点是防设备、缆线和人为火灾。1、电气设备、缆线着火时,首先切断电源,用沙子、岩粉灭火。2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾,可利用身边物件,水管直接灭火。3、应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。第三节 顶板管理1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护,在爆破前必须检查。2、掘进中,施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度,特别是在打眼放炮、安装锚杆、挂锚网过程中应清除危岩、排除隐患。3、敲帮问顶工作必须遵守下列规定:此项工作应有2名有经验的人员担任,一人(班长)操作、一人观察顶板和退路。操作人员应站在安全地点,观察人员应站在操作人员的侧后面,并保证退路畅通。敲帮问顶应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,敲帮问顶范围内严禁其他人员进入。敲帮问顶工作人员应戴手套,用长3米的撬棍操作,防止煤矸顺杆而下伤人。顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时,应首先设置临时支护,保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下,不得硬刨强挖。4、每次爆破后,迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后,必须由爆破工、 瓦检员和班组长共同巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况,并由外向里检查顶板、锚杆支护等情况,确认安全后,方可清除顶帮悬矸危岩,然后进行正式支护。5、在顶板破碎、压力大或地质变化带下作业时,缩小锚杆间、排距为0.6m,打眼深度不超过1m。6、打锚杆眼应全面检查顶板,确认安全后方可工作,并坚持执行经常性的敲帮问顶制度。7、锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧,确保锚杆的托盘紧贴巷壁。8、每班安装的锚杆要在交接班时,由质检员用测力计进行测力验收,当班测定合格的锚杆必须由质检员记录于原始记录本中,存好备查,凡是锚固力达不到64KN/根的锚杆应当班补打,重新安装。9、顶板锚杆在做拉力试验时,在被拉锚杆周围打设23棵点柱顶牢顶板方可做拉力试验,做完拉力试验紧固好锚盘后方可回掉点柱。10、安装的托盘要与煤帮接触严密,严禁在托盘后充填碴子等杂物,托盘、螺母要上紧上牢,锚杆外露长度2cm5cm。11、安装锚杆使用风煤钻进行安装,严禁直接采用砸投的方法将锚杆砸入锚固剂内。12、锚固剂锚固前,不要使杆体移位或晃动,尤其是在安装顶眼时更应该注意,锚杆安装10分钟前不得给锚杆预紧力,更不能拧紧。13、施工现场应备好测力扳手或测力计,并正确进行拉力试验,施工过程中要保护好器材。第四节 爆破管理1、掘进工作面所有爆破人员,包括爆破、送药、装药人员,必须熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规程有关规定。2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任,严格执行掘进工作面作业规程及其爆破说明书。爆破作业必须执行“一炮三检制”(装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯)。3、爆破作业必须严格执行“三保险”(拉线、设置警标、大喊三声)和“三人连锁放炮度”。4、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回火工品材料库。5、爆破作业,必须使用煤矿许用乳化炸药和煤矿许用瞬发电雷管。6、本掘进工作面煤尘具有爆炸危险性,必须采用瞬发电雷管进行爆破,掘进工作面应全断面一次性起爆。严禁使用2台发爆器同时进行爆破。7、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内,并加锁;严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整,避开机械、电气设备不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。8、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线硬拽管体,也不得手拉管体硬拽脚线,应将成束的电雷管顺好,拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后,必须将其脚线扭结成短路。9、装配起爆药卷时,必须遵守下列规定:必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当时当地需要数量为限。装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击,折断脚线和损坏脚线绝缘层。电雷管必须由药卷的顶部装入,严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。电雷管插入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭结成短路。10、装药前,首先必须清除炮眼内的岩粉,再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼,应使用抗水型炸药。装药后,必须把电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及掘进机械等导电体相接触。11、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、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破,严禁放糊炮非发爆器起爆。12、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求:炮眼深度小于 0.6m时,得装药、爆破;在特殊条件下,如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时,炮眼深度可以小于0.6m,但必须符合下列要求:a、每孔装药量不得超过150g;b、炮眼必须封满炮泥;c、爆破前,必须在爆破地点附近洒水降尘,并检查瓦斯,浓度超过1%不准爆破;d、检查并加固爆破地点附近支架;e、爆破时,必须站好岗并有班组长在现场指挥;炮眼深度为0.61m时,封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。炮眼深度超过1m时,封泥长度不得小于0.5m。13、装药前和爆破前有下列情况之一的,严禁装药、爆破:掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定,或者支护有损坏。爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0。在爆破地点20m以内,矿车、未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散。掘进工作面风量不足。14、爆破前,必须加强对固定机械设备和电缆的保护,并将流动设备移出工作面。爆破前,班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作,警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。15、爆破母线和连接线应符合下列要求:爆破母线必须符合标准。爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂,不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。巷道掘进时,爆破母线应随用随挂。不得使用固定爆破母线。爆破母线与电缆、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧,爆破母线必须挂在电缆的下方,并应保持0.3m以上的距离。只准采用绝缘母线单回路爆破,严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地当作回路。爆破前,爆破母线必须扭结成短路。爆破工使用的爆破母线要符合标准要求,不得有接头,严禁采用固定母

温馨提示

  • 1. 本站所有资源如无特殊说明,都需要本地电脑安装OFFICE2007和PDF阅读器。图纸软件为CAD,CAXA,PROE,UG,SolidWorks等.压缩文件请下载最新的WinRAR软件解压。
  • 2. 本站的文档不包含任何第三方提供的附件图纸等,如果需要附件,请联系上传者。文件的所有权益归上传用户所有。
  • 3. 本站RAR压缩包中若带图纸,网页内容里面会有图纸预览,若没有图纸预览就没有图纸。
  • 4. 未经权益所有人同意不得将文件中的内容挪作商业或盈利用途。
  • 5. 人人文库网仅提供信息存储空间,仅对用户上传内容的表现方式做保护处理,对用户上传分享的文档内容本身不做任何修改或编辑,并不能对任何下载内容负责。
  • 6. 下载文件中如有侵权或不适当内容,请与我们联系,我们立即纠正。
  • 7. 本站不保证下载资源的准确性、安全性和完整性, 同时也不承担用户因使用这些下载资源对自己和他人造成任何形式的伤害或损失。

评论

0/150

提交评论