湾田煤矿11002采煤工作面开切眼掘进作业规程.doc_第1页
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湾田煤矿1182机巷、切眼掘进作业规程编 制 人: 张 贻 亮 施工负责人: 总 工 程 师:批 准 日 期: 年 月 日执 行 日 期: 年 月 日会审单位及人员签字 施工负责人: 年 月 日 通风负责人: 年 月 日 防突矿长: 年 月 日 机电矿长: 年 月 日 生产矿长: 年 月 日 安全矿长: 年 月 日 总工程师: 年 月 日 会审意见: 目 录第一章 工作面概况4第一节 工作面概述4第二节 依 据4第二章 地面位置及地质情况5第一节 相对位置及邻近情况5第二节 地质情况5第三章 巷道布置及支护设计6第一节 巷道布置6第二节 支护设计6第三节 支护工艺8第四章 施工方法及工艺10第一节 施工方法10第二节 凿岩方式、施工工艺过程10第三节 爆破作业11第四节 装载与运输12第五节 管线及轨道敷设12第六节 设备及工具配备13第五章 生产系统13第一节 通 风13第二节 综合防尘14第三节 安全监控15第四节 供 电16第五节 排 水16第六节 运 输16第七节 照明、通信和信号17第六章 劳动组织及主要技术经济指标17第一节 劳动组织17第二节 作业循环18第三节 主要技术经济指标19第七章 安全技术措施19第一节 一通三防19第二节 顶板管理措施20第三节 爆 破21第四节 防治水23第五节 运 输23第六节 贯通管理措施24第七节 保证工程质量措施25第八章 灾害应急措施及避灾路线26第一章 概 况第一节 概述 一、巷道名称本工作面名称为11002开切眼掘进工作面。 二、掘进的目的及用途本掘进工作面掘进的目的为贯通11002运输巷,布置回采工作面。 三、巷道设计长度11002回采工作面开切眼巷道设计长度为134.5米。第二节 编写依据为了更好地加强巷道的施工技术管理,确保施工安全,按质按量地完成掘进任务特编写此“11002开切眼掘进作业规程”。第二章 地面相对位置及水文地质情况第一节 地面相对位置及临近采区开采情况 地面相对位置及临近采区开采情况表 水平名称一水平采区名称一采区地面标高+1830m1850m井下标高+1537m+1491m地面的相对位置及建筑物地面为荒山,无建筑物井下位置及掘进对地面设施的影响无临近采区开采情况该巷道布置在10#煤层中,而下伏12、15#、16#、17#、18#煤在该区域都未回采。走向长(m)290倾向长(m)134.5第二节 煤(岩)赋存特征 10#煤下距12号煤层7.7m。含12层夹矸,平均厚0.15m,煤厚1.842.15m,平均2.11m。其顶板岩性为泥质粉砂岩,底板岩性为泥岩,遇水易膨胀。第三节 地质构造与水文地质一、地质构造:该切眼附近有一构造,对掘进有点影响。二、水文地质:工作面水文地质条件简单,无含水层,因此对巷道施工无影响。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置11002切眼设计工程量为134.5m,从11002回风巷290m处开门,沿10煤掘进施工,方位220,下山倾角为20,最后与11002机巷贯通,形成11002回采工作面。第二节 支护设计一、巷道支护形式及断面根据11002回风巷地质资料分析,巷道布置所在的岩层稳定性较好,为泥质粉砂岩。顶板适合锚网支护,初步确定切眼断面形状为矩形,设计断面为4.0米1.8米(宽高)。(附11002切眼支护断面图)二、支护参数设计根据以往支护经验,11002切眼左帮和顶板采用锚网支护,顶板、左帮锚杆选用162200的螺纹钢锚杆,间距800,排距800mm,破碎地段间排距为750mm,锚杆锚固力不少于70KN,扭力拒不少于800N。切眼右帮靠煤壁一排采用单体配型梁支护。第三节 支护工艺一、支护形成及材料规格1、支护形成顶板、左帮锚杆选用锚杆+矩形网联合支护,切眼右帮靠煤壁一排采用单体配型梁支护。2、支护材料(单位)(1)顶锚杆:162200mm 螺纹钢锚杆左帮锚杆:162200mm 螺纹钢锚杆 (2)右帮靠煤壁一排为DZ22-30/100单体配型梁(3)药 卷:23600mm K2335树脂药卷(4)托 板:100mm100mm10mm 方形钢板(5)金属网:1000mm2000mm 8号铁丝制作二、支护工艺及要求1、锚杆安装要求:(1)锚杆间距为800,排距800,破碎地段间排距为750;(2)采用“一”字形布置;(3)锚杆外露长度不大于50;锚固力:顶锚杆不小于70KN,帮锚杆不少于30KN。(4)顶锚杆要尽量垂直顶板,帮锚杆垂直巷帮布置;(5)顶帮药卷均使用树脂药卷,顶、帮每孔均使用2筒药卷。安装锚杆时,用锚杆体顶住送至孔底,启动搅拌器,边旋转搅拌边匀速推进到孔底,搅拌停止后,等待90180s,卸下搅拌器上托板,拧紧螺母;(6)锚杆间排距误差不超过100;(7)打锚杆眼采用锚杆钻机,钻头使用28的钻头。2、锚网支护工艺及要求:(1)炮掘断面成形一排锚杆距离处理顶、帮活煤、活矸,并敲帮问顶打顶锚杆眼上矩形网上顶钢带上顶托板上螺帽并扭紧打帮锚杆眼上矩形网上帮钢带上帮托板上螺帽并扭紧。(2)锚杆间距、排距按设计要求进行布置,扭力矩和锚固力达到要求。(3)巷道超挖超过300mm,必须在其旁边补打锚杆。(4)锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净,不得有氧化皮,保证锚固质量。3、铺设金属网要求:要求所布设的金属网必须紧贴顶板,顶网长边垂直巷道中线铺设,相邻网必须搭接,搭接长度不少于100mm,搭接部分每隔300用12号铁丝网连接,拧紧不少于3圈,严禁有吊坠现象,对于局部脱顶应先按规定处理后,再进行补网处理。4、单体配型梁支护要求:切眼右帮靠煤壁一排必须及时用单体配型梁支护,同时要求一梁三柱,梁与梁之间必须对接。第四节 前探梁支护 为了防止放炮后形成无支护,巷道迎头顶板煤层垮落伤人,在施工过程中必须使用前探梁支护,前探梁支护支架采用长钢梁配单体支护,使用前探梁支护后,必须在前探梁上面用厚不小于3公分的木板背紧背实,前探梁的前端必须固定在较稳定的煤层上。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工方法:采用风煤钻打眼,爆破落煤,使用煤矿许用三级乳化炸药,15段毫秒延期电雷管,MFB-100型隔爆电容式放爆器起爆,正向装药,一次打眼,全断面一次起爆,人工出矸,锚网及单体配型梁支护,一次成巷的施工方法。二、巷道开门位置及施工方法:该切眼从11002回风巷290米位置处按方位角220施工下山。根据掘进巷道的中线,控制好巷道的方位,同时保证不要破顶,确保巷道的施工质量,为综采创造良好的条件。第二节 凿岩方式和工艺流程该切眼掘进工作面采用人工打眼爆破,作业方式采用“三八”制。 1、确定凿岩方式:(1)、打眼工具:风煤钻。(2)、掏槽方法:采用直眼掏槽法。2、炮掘施工工序安排,工艺流程:交接班及安全检查打眼瓦斯检查装药瓦斯检查联线放炮吹散炮烟瓦斯检查出煤打锚网及单体配型梁支护第3节 爆破作业一、爆破条件: 项 目内 容项 目内 容巷道断面7.2m2循环进度1.35m顶板岩性泥质粉砂岩炸药的种类煤矿许用3级乳化炸药通风方式压入式雷管的型号15段毫秒电雷管瓦斯含量0.93 m3/min炮眼利用率90掏槽方式直眼掏槽法炸药消耗量6kg雷管消耗量24发二、光面爆破爆破参数:项 目内 容项 目内 容掏槽眼深度1700m周边炮眼的间距550mm周边眼深度1500mm周边炮眼的药卷直径35mm 三、爆破说明书:炮眼名称炮眼编号眼深(m)眼数(个)装药量角度(度)封泥长度雷管段数联线方式筒/眼总装药量(kg)水平竖直左右仰零俯掏槽眼1、21.7230.900200.81串联辅助眼9、10、15、161.5421.200200.62周边眼3、4、7、8、13、14、19、20、21、221.51011.500200.63底眼5、6、11、12、17、18、23、241.5822.444250.63合计246四、炮眼布置三视图(附后)。第四节 装载与运输 切眼掘进工作面的煤,采用人工装入铁拖箩,通过绞车提升到11002回风巷装入矿车。人工推车至1537轨道石门再用机车推至1537轨道石门车场,由轨道下山绞车提升至上部车场,用机车拖运至地面。第五节 管线及轨道敷设风管、水管、风筒都放在巷道左边,风筒采用拉钢丝沿左帮顶板吊挂。风管、水管吊挂在1米位置。瓦斯监测线悬挂在风筒吊挂线上。瓦斯监测探头不得落后垱头5m,放炮时必须把探头撤到后面20m以外的安全地点。第六节 设备及工具配备序号设备及工具名称型号规格单位数量备注1局扇YBT-30kw台2双风机2风煤钻ZDS-50/1.9s型台2备用1台3锚杆钻机MQT-120/2.3台14发爆器MFB-100台15铁拖箩台26钻杆长1.5m根2备用1根7簸箕把28锄头把2第五章 生产系统第一节 通风系统一、选择通风方式、通风设施、设备:该巷采用30kw的局部通风机配600mm的抗阻燃风筒,采用压入式通风方式,局扇安装在1537轨道石门新鲜风流处(1537轨道石门10煤风门位置处)。二、掘进工作面风量计算:(1)按瓦斯涌出量计算: Q=100qk=1000.932.0=186 m3/min式中,Q掘进工作面需要的风量,m3/min; q掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min;据1537轨道石门10煤瓦斯涌出量,取q=0.93; K掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的备用风量系数,此处取2.0。 (2)按最多人数计算: Q=4N=410=40m3/min 式中N每班最多工作人数。(3)按炸药量消耗量计算: Q掘=25A=256=150m3/min 式中A一次爆破的最大炸药消耗量。(4)按允许的最低风速校核:V大S=4607.2=1728m3/minQ掘V小S=0.25607.2=108m3/min V小=最小允许风速 m/s V大=最大允许风速 m/s S=巷道净断面积综合上述计算及本矿实际情况得出该掘进工作面需配有效风量为186m3/min,而30KW局扇的吸风量为250-455 m3/min,因此能满足生产需要。第二节 压风系统 地面安设SA-110A空压机。管路铺设由地面压风房主平硐轨道下山1537轨道石门11002回风巷切眼掘进工作面,压风管随工作面的移动而移动。第三节 防尘系统防尘供水系统:地面蓄水池主平硐轨道下山上车场轨道下山1537轨道石门11002回风巷11002切眼。(防尘用水直接从压力水管中接出)在放炮前后必须进行洒水降尘,防尘水管随工作面的移动而向前移动。第四节 防灭火一、外因火灾的预防措施:1 、禁止一切人员携带烟草及火种工具下井,井下和井口范围20米内不准进行电焊、气焊、喷灯焊接和生火等,否则必须制定安全措施,并报有总工程师批准。2 、要正确选择和合理使用电器设备,加强维护,保证输电线路完好,设备正常运转,防止发生故障。3 、禁止明火明电放炮,禁止不封炮泥放炮,炮眼的装药量和装药炮泥量要符合规定。4 、采用阻燃和防静电的胶带,不延燃电缆、风筒和不燃液。5 、井口设置消防材料库,灭火材料和工具,必须满足矿井灭火时的需要,井下水泵房装置灭火器。6 、井口建筑消防水池,铺设消防水管,每隔一定距离设消防支管水龙头。二、内因火灾的预防措施:1、加强通风管理,防漏风。2、进行预防性灌浆喷浆。第五节 安全监测系统由地面主机监控室主平硐轨道下山上车场轨道下山1537轨道石门11002回风巷11002切眼安设甲烷传感器、一氧化碳传感器,传感器随着工作面的变动而移动。第六节 供电系统掘进工作面所有设备由1588变电所供电。第七节 排水系统切眼垱头涌水(水泵抽出) 11002回风巷水沟1537轨道石门水沟-轨道下山水沟1408井底水仓(水泵抽出)1588运输大巷水沟主平硐水沟井口。第八节 运输系统切眼掘进工作面的煤,采用人工装入铁拖箩,通过安装在11002回风巷的绞车提升到11002回风巷装入矿车。人工推车至1537轨道石门再用机车推至1537轨道石门车场,由轨道下山绞车提升至上部车场,用机车推至地面。第九节 照明和通讯系统一、照明:该切眼工作面未安装照明设施,由施工人员配戴矿灯照明。二、通信:初期在1537轨道石门风门处安装防爆电话机一台,后期将防爆电话机前移至距11002回风巷垱头100米的安全位置。第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织劳动定员表工种出勤人员/人备注一班二班三班打眼支护工444装煤工222班、队长兼放炮员111瓦 检 员111合 计888第二节 作业循环采用“三八”工作制一天三循环作业方式。预计:炮眼利用率90%、正规循环率85%。循环进尺=1.590%=1.35(m)月进尺=1.359085% =103(m)第三节 主要技术经济指标序号项目单位指标备注1在册人数人242出勤率%883循环进尺米1.354循环率个85%5月循环数个766月进度米1037炸药消耗量kg /m4.48雷管消耗量个/m189药卷消耗根/m2310锚杆消耗根/m12第七章 安全技术措施第一节 施工准备在施工前由队长负责组织,认真学习煤矿安全操作规程、作业规程等规定及各种法律、法规。掘进工作面开工时班组长必须严格执行敲帮问顶工作制度及其它现场卫生工作,保正通风安全畅通,才能开始施工。掘进工作面风量必须满足4m3/人/分钟,通风设置完善,局扇设施齐全。预防火灾的设施、器械、各种材料必须齐全,严禁瓦斯超限作业,杜绝各种隐患问题的存在,确保避灾线路畅通,严格执行各种安全注意事项,以“安全第一,预防为主”的安全生产方针,按质按量完成掘进任务。第二节 “一通三防”管理一、局部通风机安全管理技术措施:1、局扇安装必须符合“规程”要求,并设专人管理。局扇必须进行挂牌管理,责任落实到人。局扇安装必须三专二闭锁,严禁随意停开。局扇因故停止运转时,必须立即撤出人员到新鲜风流中的安全地点, 同时打好栅栏,设置警戒。严禁无风或微风、瓦斯浓度超限作业。严禁局扇打循环风。2、严格执行瓦斯检查制度,并配备瓦检员,经常检查垱头及生产系统的瓦斯浓度情况,垱头瓦斯浓度达到1.0%时停止作业,并将人员撤退至新鲜风流中,瓦检员打好临时栅栏并挂好瓦斯管理牌板。因停风而使整个区域瓦斯浓度在3.0%以下时,由通风队编制排瓦斯措施,由通风队技术员和通风队干组织排放。当瓦斯浓度达到3.0%以上时,必须编制措施报矿审批,由救护队排放。3、风筒必须吊挂整齐,无漏风、跑风,无死弯,挤压,风筒口距垱头距离不得超过5m,确保垱头有效风量不少于60m3/min。4、垱头一切电器设备必须安装风电闭锁和瓦斯电闭锁。5、在垱头安装瓦斯探头一个,探头距垱头不大于5m,报警指数1.0%,停电指数为1.5%;另再距11002回风巷1015m处安装一个瓦斯探头,报警及断电指数均为1.0%。二、综合防尘安全管理技术措施:1、采用湿式打眼,采用水炮泥或黄泥团充填炮眼。2、放炮时使用风水喷雾装置和净化喷雾。3、装煤时洒水,个人佩带防尘口罩。三、防灭火安全管理技术措施:1、杜绝火源,严禁携带烟火或易燃物品下井。2、井口及扇风机附近20m内严禁烟火。3、加强电器设备管理,严禁电器失爆。4、严格放炮制度,使用合格的井下安全放炮器材,严禁放糊炮、明炮,严禁使用矿灯或其它电源放炮。5、制定和完善防火制度,严格执行煤矿安全规程中有关防火的规定。第三节 顶板管理1、每次进入垱头前,带班队干和安检员必须先进入垱头仔细进行安全评估,确认安全后方可进入垱头作业。2、严格执行敲帮问顶制度,严禁空顶作业,垱头必须备有3m长柄工具,对松动的煤、岩安全放下后方可作业。3、临时支护紧跟垱头,永久支护落后垱头不超过5m,且必须采用锚网支护和单体配型梁支护。严禁空顶作业。4、如垱头发生地质情况突然变化,必须停止掘进,通知调度室处理。第四节 爆破管理 1、放炮员必须经培训合格后,持有放炮证的人员进行放炮。 2、必须严格按照炮眼布置图打眼放炮。 3、掘进迎头设备、管线必须摆放整齐以防放炮损坏。 4、爆破作业必须执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度,当班(队)长必须严格执行“放炮前清点人数制度”。严禁放糊炮明炮和短爆破。 5、控顶距不符合作业规程规定或支架有损坏或者留有伞檐时,不得装药放炮。 6、装药前或放炮前瓦检员必须检查瓦斯,如果爆破地点附近20米内瓦斯浓度达到1%时,不准装药放炮。 7、在爆破地点20米内,有矿车、未清除的土或其它物体阻塞巷道断面1/3以上时,不准装药放炮。 8、炸药、雷管运送必须严格执行分装分运的原则。 9、装配引药时雷管角线必须扭结成短路。 10、装药引药时,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。严禁电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。 11、炮泥充填时,所有的炮泥必须是软泥,无煤渣、矸石及其它硬物体,充填炮泥的工具必须是木棍。 12、放炮地点设在1537轨道石门10煤风门外。放炮母线联接必须牢靠,并用绝缘胶布包好,杜绝明接头。13、放炮前,必须由班长亲自布置警戒,检查警戒线内无人时方可下令放炮。 14、放炮必须使用煤矿专用放炮器放炮,放炮器药匙由放炮员专门携带。统一管理,不得转交他人或随意乱放。 15、装药时采用正向装药法装药。 16、炸药采用煤矿专用炸药。 17、放炮母线同电缆、电线、信号应分别吊挂在巷道的两侧,如挂在同一方时,放炮母线与电线、信号线应保持0.3米以上的距离。18、放炮结束后,必须在放炮地点等待30分钟后,由瓦检员、班(队)长、放炮员进入当头检查通风、瓦斯及爆破情况,确认无异常情况后,方可进入当头进行作业。19、放炮必须同时严格执行煤矿安全规程第324条至第327条的规定:324条: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、电气设备的地点。爆破时必须把爆炸材料放到警戒线以外的安全地点。325条:从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得用手拉脚线硬拽管体,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。326条:装配起爆药卷时,必须遵守下列规定a.必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆破材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量,经当时当地需要的数量为限。b.在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。c.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的中部或捆绑在药卷上。d.电雷管入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭结成短路。327条:装药前必须清除炮眼内的煤粉或岩粉,再木质或竹质的炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实。炮眼内的和药卷必须彼此密接。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、电气设备扭接以及采掘机械等导电体相接触。20、瞎炮处理严格按煤矿安全规程第342条执行。a.由于连线不良造成的拒爆,可重新连线起爆;b.在距拒爆至少0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼,重新装药放炮;c.严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药,严禁将炮眼残底继续加深;严禁用打眼的方法往外掏药;严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼;d.处理拒爆的炮眼爆炸后,爆破工必须详细检查炸落的煤、矸,收集未爆的电雷管。e:在拒爆处理完毕以前,严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。第五节 防治水管理1、坚持“有疑必探,先探后掘”的原则。2、当工作面或其他相近地点出现异常情况时,首先必须保持头脑清醒,不要乱叫乱跑,应根据具体情况进行处理,并及时与调度室取得联系。在险情较大不能自行处

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