10302运输斜巷掘进工作面作业规程_第1页
10302运输斜巷掘进工作面作业规程_第2页
10302运输斜巷掘进工作面作业规程_第3页
10302运输斜巷掘进工作面作业规程_第4页
10302运输斜巷掘进工作面作业规程_第5页
已阅读5页,还剩61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

目录第一章概况1第一节概述1第二节依据1第二章地面位置及地质情况2第一节地理位置2第二节工作面地质构造2第三节水文地质2第四节煤层赋存特征3第三章巷道布置及支护说明5第一节巷道布置5第二节矿压观测5第三节支护设计5第四节支护工艺13第四章施工工艺16第一节施工方法16第二节凿岩方式16第三节爆破作业17第四节装载与运输19第五节管线敷设20第六节设备及工具配置21第五章生产系统22第一节通风22第二节压风24第三节瓦斯防治25第四节综合防尘27第五节安全监控28第六节防灭火30第七节供电31第八节供排水31第九节照明、通信和信号32第六章劳动组织及主要技术经济指标33第一节劳动组织33第二节作业循环34第三节主要技术经济指标34第七章煤质管理35第八章安全技术措施35第一节一通三防35第二节顶板42第三节爆破42第四节防治水45第五节机电46第六节运输48第七节其他52第九章灾害应急措施及避灾路线59第十章作业规程学习和考试记录60附图一工作面运输斜巷道平面布置图54附图二工作面运输斜巷道断面示意图55附图三临时支护图55附图四工作面运输斜巷炮眼布置图57附图五运输系统图55附图六工作面运输斜巷通风系统示意图58附图七压风系统图55附图八防尘系统图55附图九工作面运输斜巷安全监控系统图59附图十人员定位系统图55附图十一工作面运输斜巷供电系统图60附图十二工作面运输斜巷排水系统图61附图十三工作面运输斜巷通讯系统图62附图十四工作面运输斜巷爆破警戒图63附图十五工作面运输斜巷避灾系统图63第一章概况第一节概述一、巷道名称掘进的巷道名称为10302运输斜巷。二、掘进目的及用途10302工作面运输斜巷主要为10302工作面回采及10302运输巷掘进运输服务,满足回采时的通风、行人、运输、管路敷设。三、巷道设计长度、工程量、坡度及服务年限1、设计长度10302工作面运输斜巷长度为140米。2、工程量及坡度9856M3,10。3、服务年限3年。四、预计开竣工时间本掘进工作面自2014年5月份开工,预计2014年6月15日完工。第二节依据一、设计依据1、10302工作面运输斜巷工作面设计说明书(2)、煤矿安全规程及有关安全法律法规(3)、煤矿技术操作规程(4)、煤矿安全质量标准化及考核评级办法(5)、煤矿行业及公司、黑皮凹子煤矿有关规定(6)、10302工作面运输斜巷掘进地质说明书(7)、10302工作面运输斜巷开工通知书(8)、10302工作面运输斜巷防突设计二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为10302工作面运输斜巷地质说明书,批准时间为2014年04月28日。三、设计及批准时间设计说明书名称为10302工作面运输斜巷设计说明书,批准时间为2014年04月28日。第二章地面位置及地质情况第一节地理位置10302工作面运输斜巷以北临10302工作面及未采区域,南是主斜井运输斜巷、103运输斜巷、10302运输联络巷,西是待掘进10302工作面,东是未采区域(该区域内有公路及民房),工作面主要处于大山之下,该山的最高标高为1829米,掘进工作面地面主要以植被及部分庄稼地为主,10302运输斜巷工作面标高为16611631米。第二节工作面地质构造地质构造是影响煤矿安全生产最重要的地质因素,也是其它地质变化的主要控制因素,将直接影响工作面的生产和管理,根据已揭露煤层顶板和矿井地质图可知,10302运输斜巷在掘进期间会受F11断层的影响;而在掘进运输斜巷时遇到了局部小断层的影响,该断层断距在3米左右;在10302运输斜巷掘进到位时该掘进工作面还会受到F11断层的影响。本工作面为煤与瓦斯突出危险工作面,在掘进过程中应加强掘进至地质构造顶板管理和瓦斯治理,并采取有掘必探,边掘边探措施预防各类事故的发生,确保安全生产。第三节水文地质10302工作面运输斜巷内龙潭组层状裂隙含水层为工作面内直接充水含水层,根据调查资料,泉水流量035L/S以下。工作面地表有无溪流通过,地层相对较稳定,构造复杂,矿井直接充水含水层为龙潭组层状裂隙含水层及采空区积水,其富水性自上而下由强变弱,总体可视为弱富水含水层。根据原老煤矿采掘来看,在该区域内存在原老井开采的煤层采空区及老巷,标高在16371692米,10302运输斜巷掘进工作面在掘进要穿过老巷4条,并且该掘进工作面基本处于原老巷及采空区区域。根据下部煤层及本煤层的揭露情况来看,本煤层存在原掘的老巷及采空区,所以在掘进10302运输斜巷期间应加强掘进作业点探放水工作,严格按照探放水设计进行施工作业,并及时做出计划,购置物探设备,保证掘进作业点的掘进安全。10302工作面运输斜巷预计涌水量20M3/H,对掘进期间有较大影响。第四节煤层赋存特征1、推测工作面内岩浆侵入体、河流冲刷带、陷落柱等10302工作面运输斜巷根据贵州省黑皮凹子煤矿提供的地质报告显示,该工作面内可能无岩浆侵入体、河流冲刷带、陷落柱等。2、煤层产状、实见点的煤厚、煤层结构,并预测其变化情况10302工作面运输斜巷开采的M3煤层,该煤层为矿井的主要可采煤层,煤层产于龙潭组三段中部。顶板粉砂岩泥质粉砂岩。底板泥岩、粉砂岩,底板10左右夹2层泥质灰岩,富含动物化石。煤层结构简单,层位稳定,厚度变化不大,平均约为18M。该煤层物理性质为黑色,沥青光泽,树脂光泽和玻璃光泽,线理状、条带状结构,阶梯状、参差状断口。水分平均含量071119,含硫量251401,挥发分22192733。3、煤层顶底板(伪顶、直接顶)的岩性、厚度、物理力学性质及变化情况工作面为二叠统龙潭组M3煤层结构简单,煤层走向东西,倾向南北,一般煤层倾角为815度煤层近水平,层位较稳定,煤层平均厚度18M,无伪顶。直接顶暗灰色粘土岩、暗灰色粘土质粉砂岩老顶暗灰色粉砂质粘土岩、暗灰色粘土质粉砂岩、灰色灰岩直接底粉砂质粘土岩、暗灰色粘土岩、泥质粉砂岩老底浅灰色细砂岩、暗灰色粘土质粉砂岩、灰色粉砂岩4、工作面瓦斯涌出量3号煤层掘进期间瓦斯含量较底,吨煤瓦斯涌出量为1067M3/T,煤壁涌出量0820M3/T,落煤涌出量0246M3/T。根据瓦斯鉴定结果M3煤层为煤与瓦斯突出煤层,瓦斯含量为1679M3/T,黑皮凹子煤矿为煤与瓦斯突出矿井。因此,该巷按煤与瓦斯突出来进行管理。5、煤的自燃根据重庆煤科院鉴定,该掘进工作面M,3煤层为不易自燃煤层,自燃倾向性为三类。煤尘具有爆炸性。6、工作面地温该工作面地温属于常温。表22煤层顶底板情况表名称平均厚度(M)柱状岩性描述老顶0642暗灰色粉砂质粘土岩、暗灰色粘土质粉砂岩、灰色灰岩直接顶56暗灰色粘土岩、暗灰色粘土质粉砂岩M3煤18灰黑色,煤岩类型为块状暗亮、玻璃光泽中强度煤直接底1242粉砂质粘土岩、暗灰色粘土岩、泥质粉砂岩老底5883浅灰色细砂岩、暗灰色粘土质粉砂岩、灰色粉砂岩表23煤层特征情况表指标数值备注煤层厚度/M平均厚度18煤层倾角/815煤层硬度/04煤层层理中等发育煤层节理中等发育自然发火期/D三类掘进中瓦斯量/M3/T1067煤尘爆炸指数/有地温/常温煤层瓦斯含量/M3T1679第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置1、巷道开口的方位角182、巷道设计断面10302工作面运输斜巷为矩形煤巷断面,巷道净宽3200MM,净高为2200MM;巷道施工均沿煤层顶底板掘进,由于局部地点煤层变化,采取破底施工保证巷道高度不低于2200MM。10302工作面运输斜巷布置见附图一巷道平面布置图。第二节矿压观测一、观测对象10302工作面运输斜巷顶板随着工作面掘进时矿山压力和支护情况的变化。二、观测内容用力矩扳手对顶锚杆的扭矩进行每300根锚杆或300根以下抽查检测,取样不得少于1组,每组不得少于3根。三、锚杆锚固力检测掘进过程中,每班安注的锚杆要用力矩扳手进行逐根检测,凡扭紧力达不到100NM的要对其紧固或当班补打。第三节支护设计一、巷道断面10302工作面运输斜巷断面为矩形,高宽为22M32M。采用锚杆锚网锚喷联合支护。见附图二巷道断面示意图。二、临时支护1、临时支护的形式、材料、规格和要求顶板条件比较好时采用吊挂前探梁作为临时支护,前探梁为三根轨道,长3M,间距为1M,用圆形吊环固定于顶锚根部,每根前探梁不少于2个吊环。放炮后及时安设并前移前探梁,前探梁必须紧跟迎头,人员必须在前探梁的掩护下工作,严禁空顶作业。前探梁在打好顶锚后方可取下,放于固定位置,不得挪作它用。在顶板比较破碎时前排吊环至工作面不少于两排背木,后排吊环至前探梁末端不得少于一排背木,架设前探梁时须在其上背上两排背木,背木为长3M,宽03M,厚005M木板,背木间距为06M,背木接顶必须背实楔紧。2、前探梁管理掘进工作面必须至少备用一根前探梁、两个吊环及8根符合要求的背木。前探梁拆下后,必须整齐码放于迎头后15M处巷帮。附图三前探梁支护图三、支护设计(一)设计方法1、设计方法工程类比法根据目前的情况,结合已施工块断巷道的经验数据,采用工程类比法对该巷进行锚杆锚网支护设计。2、类比工程的选择与比较10302工作面运输斜巷与煤矿以下所掘的5号煤层运输斜巷位于同一采区同一煤,具有较强的可比性。5号煤层所掘进的斜巷对10302工作面10302运输斜巷的支护设计具有重要的参考价值。根据10302运输斜巷工作面掘进期间的顶板情况,所以,选择5号运输斜巷作为10302工作面斜巷掘进时的支护设计类比对象比较合适。(二)支护参数设计1、顶板采用锚杆锚网联合支护作为永久支护,锚杆间、排距为800800MM。施工过程中,若顶板破碎、压力较大时,顶板支护采用在原支护形式上挂金属网加强支护。空顶面积为800MM,严禁空顶作业,若超过空顶面积,严格按要求使用临时支护。2、巷帮两帮锚网、锚杆锚喷联合支护。施工过程中,若顶板破碎、压力较大时,采用架棚支护,帮用塑编网背牢背实,用背木把顶部背严背实。若巷帮有片帮时,采用打点柱支护,间排距为700MM,帮用塑编网背牢背实。3、支护材料锚杆采用181800的金属螺纹锚杆,杆体长度为1800MM,杆体直线度为18MM/M,尾部螺纹长度为80120MM,杆体横肋高13MM,杆体横肋间距12MM;铁托盘规格为1501508MM,孔径为24MM,高度27MM。4、锚固参数设计(1)10302运输斜巷两帮锚固参数确定巷道掘进宽度32M,高度22M,掘进断面704M2。根据黑皮凹子煤矿地质报告顶板岩层平均容重取26KN/M3,顶板岩体的普氏系数取247;两帮岩体内摩擦角取27,单根帮锚杆最小锚固力取50KN,树脂药卷粘结强度取15MPA。则两帮锚固参数确定如下两帮所需要的锚固强度为KPAQP3527SIN1593SIN1其中Q为两帮可承载锚固体所受载荷集度KPAFBHLQ2593647250234523B为巷道等效跨度MTG457两帮可承载锚固体厚度,取05M。HL025103锚杆布置密度7050PN帮锚杆布置间、排距MNA2170根据巷道断面参数,取帮锚杆排距为08M,间距为09M,每排4根锚杆,上、下帮锚杆距离顶底板05M,并且分别向顶、底板倾斜约20。锚杆长度为4321LL其中黏锚力积聚段长度MCPL3790150284301锚固端锚杆影响区未重叠区厚度为TGAL6252锚杆外露长度为L4,根据锚杆施工工艺,一般取01M。锚杆总长度,取为18M。ML5194321锚固长度为ML37901锚固剂的选取根据设计锚固长度按下式计算帮锚杆锚固需要的药卷长度MLRKL37209514322锚药锚药式中树脂药卷总长度;锚杆半径;树脂药卷半径。药锚R药R锚固剂损耗系数,取;钻孔半径;K根据计算结果,应该选取1卷型号为Z2360的树脂药卷。依上述分析,若选用的锚杆设计锚固力为50KN,则两帮锚固参数可确定为锚固强度35KPA;锚杆长度18M;锚杆间距09M;锚杆排距08M;锚固长度0379M;设计锚固力50KN;预紧力20KN/根。(2)10302运输斜巷顶板锚固参数确定1)顶板支护载荷集度KPAFBHH61245TANQ2)顶板锚杆布置密度481062FQKN式中载荷集度;安全系数;变形载荷系数;锚杆设KF计锚固力。顶锚杆布置间、排距MNA28041根据巷道断面参数,取顶锚杆排距为08M,间距为08M,每排6根锚杆,靠近两帮的锚杆距离巷帮035M,并且分别向巷帮倾斜约20。3)锚杆长度的确定顶板锚杆长度为,MLLL73154321取为18M。式中,锚杆外露长度,M,取为01M;黏锚力积聚段长度,M;1L2L可承载锚固结构厚度,M;锚固段锚固力未重叠区高度,34M;围岩外表面锚固力未重叠区高度,M;5L黏锚力积聚段长度MCPL3801502843120可承载锚固体厚度,取为05MMHL5103锚固端锚杆影响区未重叠区厚度为TGAL4012844围岩外表面锚固力未重叠区高度MTGAL350128452054)锚固长度的确定根据顶板岩层锚固条件,锚固长度最小为ML670152804305)锚杆锚固剂的选取根据设计锚固长度按下式计算锚杆锚固需要的药卷长度MLRKL23607514322锚药锚药式中树脂药卷总长度;锚杆半径;树脂药卷半径。药L锚R药R锚固剂损耗系数,取;K15K钻孔半径;R根据计算结果,应该选取型号为K2335和型号为Z2335的树脂药卷各1卷。依上述分析,若选用的锚杆设计锚固力为100KN,则顶板锚固参数可确定为锚固强度616KPA;锚杆长度18M;锚杆间距08M;锚杆排距08M;锚固长度076M;设计锚固力100KN;预紧力30KN。6)锚索参数的确定选用178MM高强度锚索,设计锚固力300KN/根,则顶板每延米锚索数量为90FBKQN锚索排距为MNA0191取锚索排距为10M,则每排布置3根锚索。锚索最小锚固长度ML712084130根据设计锚固长度按下式计算帮锚杆锚固需要的药卷长度MLRKL37151784322锚药锚药式中树脂药卷总长度;锚杆半径;树脂药卷半径。药锚R药R锚固剂损耗系数,取;K15K钻孔半径;R根据计算结果,应该选取1卷型号为K2360和2卷型号为Z2360的树脂药卷。锚索最小长度,取为7M。MHL5630520载荷体高度(3)10302运输斜巷锚固方案根据以上分析,结合巷道断面尺寸,确定巷道支护方案如表所示。锚固支护材料规格及参数表锚杆材料型号间距/MM排距/MM设计锚固力/KN最小锚固长度/MM每排根数锚固剂型号及数量顶板锚杆左旋螺纹钢(HRB335)1818008008001007606K2335Z2335各1支两帮锚杆左旋螺纹钢(HRB335)1818009008005037924Z23601支顶板锚索钢绞线17870002300100030017003K23601支Z23602支备注靠近两帮的顶板锚杆向两帮倾斜20;靠近顶板和底板的帮锚杆向顶板和底板倾斜20;锚杆托盘选用150MM150MM8MM高强度托盘;锚索托盘选用300MM300MM15MM高强度托盘;预紧力要求顶板锚杆30KN,帮锚杆20KN,顶板锚索100KN;钢筋托梁规格16MM钢筋焊接,宽度80MM,沿顶板布置;锚固条件变差的区域,适当增加锚固长度;巷道交叉口处,适当加打锚杆或者锚索。设计支护参数表序号项目设计要求允许误差(MM)1净宽320002002净高220001503锚杆间排距8008001001004坡度()05水沟规格300300050毛断面(M2)704009713毛断面新掘巷道毛面积水沟面积6净断面(M2)639从渣面算起,含水沟断面四、巷道工程质量标准及要求表32锚杆支护质量标准及要求质量标准及允许偏差检查项目(设计值)合格(MM)优良(MM)锚杆的杆体及配件的材质、品种、规格、强度、结构必须符合设计要求保证项目锚固剂的材质、规格、配比、性能必须符合设计要求一般巷道净宽中线至任一帮距离501500150一般巷道净高锚杆底端至巷道底板302000200锚杆安装质量安装牢固,托盘基本密贴壁面,不松动安装牢固,托盘密贴壁面,未接触部位必须楔紧顶锚杆的预紧力100NM最低值不小于设计的90最低值不小于设计值基本项目顶锚杆的抗拔力120KN最低值不小于设计的90最低值不小于设计值锚杆间排距100锚杆孔深度050允许偏差项目锚杆外露长度露出锚杆螺帽2050第四节支护工艺一、施工顺序安全检查(效果检验合格)钻眼爆破敲帮问顶临时支护出煤永久支护文明生产。临时支护及永久支护必须从巷道由外向内逐步进行,人必须在临时支护或永久支护下作业,严禁直接进入巷道迎头从内向外作业。二、锚杆施工工艺(一)、打锚杆眼应遵循下列规定1、打顶锚杆眼之前先架设临时支护,然后方准打眼,严禁空顶打眼。2、打眼前要敲帮窝头煤层问顶,撬除活煤石聋块,保证安全。3、根据设计检查巷道规格质量并使其符合设计要求。5、顶锚眼应与层面或主要裂隙面成直角布置,偏差不超过15。6、采用长短钎打眼,以保证锚杆眼的方向在一个平面上。7、预量钎杆长,在钎杆上作出标记,以便掌握打眼深度。8、打锚杆眼时,工作人员要站在安全地点,钻机前严禁站人防断钎伤人。(二)、锚杆安装1、安装前,必须检查巷道规格,锚杆眼方位、眼距、排距,锚杆各部件等是否符合要求。2、安装前,要检查眼的深度、平直度,眼深度应小于锚杆长度5080MM。3、安装前,锚杆眼应用扫眼器将眼内的煤粉清除干净。4、安装前,应检查锚固剂型号颜色和手感是否柔软,如有硬化、结块、破裂、变质等异常现象,严禁使用。5、安装时,先将连套拧在杆体尾部螺丝上,用杆体量准眼深划好记号,再用杆体将锚固剂缓慢送入眼底,然后启动搅拌器,逆时针旋转,缓推猛搅,逐渐将杆体送到眼底,搅拌时间为20秒,不得在锚固剂未送到眼底的情况下开动搅拌器,以防锚固剂集中不到眼底,失去锚固力。6、搅拌完后立即在眼口将杆件楔牢防止固化期间杆体发生位移,保证固化后,锚杆与孔壁之间产生良好的粘结效果。7、上托板时间搅拌后15分钟如温度变化,可按现场具体情况确定上托板时间,托板必须紧贴岩面,紧固螺丝必须拧紧,严防松动,杆体尾部螺纹部分外露长度为20MM50MM。8、安装、搬运过程中,严防锚固剂中固化剂白色接触损坏眼睛,如不慎接触,要马上用清水冲洗干净,以防腐蚀损坏眼睛。9、破损的锚固药卷应及时处理,装矸石矿车运到地面矸堆。10、必须用箱装运锚固剂,装运过程中,必须轻拿轻放,箱子要直立,堆码整齐,严禁碰、摔打、挤压,以防锚固剂破裂失效。11、定期检查金属螺纹锚杆锚固质量,发现锚固力不符设计要求及失效时,应采取措施加以补救。12、施工中如有异常情况,及时向有关部门反映,以便尽快处理解决。三、每米巷道支护材料消耗每米巷道支护材料消耗如表33所示。表33每米巷道支护材料消耗序号材料名称规格单位数量1金属螺纹锚杆181800MM套102树脂锚固剂K2335支203喷射材料(M3)0934网片(块)3525墙角材料(M3)00376说明墙角喷射材料消耗水沟断面积喷射厚度;每米巷道拱与墙喷射材料消耗157(掘进宽度喷浆厚度)喷浆厚度2墙高喷浆厚度第四章施工工艺第一节施工方法一、掘进方式本工作面主要钻眼爆破法掘进施工。全断面一次成巷施工,不留尾工。开口、施工零星工程(水仓、钻机窝、泵窝)、薄煤带等均采用钻眼爆破法。二、采用“三八”作业制,两班掘进,一班校检。三、工艺流程图掘进工艺流程图见表。表掘进工艺流程图第二节凿岩方式打眼采用YT28型气腿式凿岩机打爆破眼锚杆眼采用MQT120/21型风动锚杆机打眼。表41施工设备序号机械、钻具名称型号数量(台)备用1气动锚杆机MQT120/25B112气腿式凿岩机YT28113交接班准备打眼吹眼装药连线爆破通风排炮烟安全检查接风筒、接溜、卫生等支护出煤碴临时支护第三节爆破作业一、爆破器材1、爆破器材放炮器使用FD200型隔爆型电容发爆器;放炮母线必须使用铜芯绝缘线。FD200型隔爆型发爆器的技术参数如表44所示。2、爆破材料采用煤矿许用乳化炸药,药卷直径35MM,长度200MM,每卷重02KG;雷管选用15段煤矿许用毫秒延期电雷管,其最长延期时间不得超过130毫秒。3、爆破要求1、所有爆破人员,包括爆破工、送药装药人员必须熟练爆破器材和爆破材料基本性能及使用要求。打眼装药爆破必须严格按照炮眼布置图及爆破说明书进行。火药的领取及途中运输工具采用专用火药箱。领药时,由爆破工和领药工共同在爆破材料库领取,点清数量后装入火药箱,由爆破工或火工品管理员上锁,钥匙由爆破工保管,领药工将火药箱背到爆破地点。火药领取后,应直接送到工作地点,中间不得停留或转交他人,当班剩余火药必须当班退回火药库。电雷管只准装在专用的雷管箱内,由爆破工随身携带到工作面,不准随便乱放,以防丢失。爆破材料箱必须放在顶板完好,避开机械、电气设备的地方。爆破时必须把爆破材料箱放到警戒线以外的安全地方。不同厂家生产的或不同品种的电雷管,不得掺混使用。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。、装药时必须严格执行每段雷管挂彩带及挂牌管理。装填炮泥时需用红色彩绳,彩绳由当班班长负责,保证彩绳外露长度不低于300MM,以便爆破后发现瞎炮;装药必须进行“一炮一牌”制,避免在装药后连线时出现“漏连”,挂牌由放炮员负责。(2)、起爆地点必须在防突风门进风侧的安全地点进行起爆。撤人范围爆破作业时回风巷严禁有人,人员必须撤离到警戒线以外风门进风侧的安全地点。停电范围工作面所有电气设备必须停电闭锁。站岗地点10302工作面运输斜巷防突反向风门外;4、装药结构连续正向装药结构。表41断面爆破原始条件序号名称单位数量序号名称单位数量1掘进断面884炮眼个数个332岩性系数F0815乳化炸药卷463瓦斯浓度086毫秒延期电雷管个33表42断面炮眼布置及装药量每眼装药量装药量合计炮眼眼名炮眼眼号眼深M角度()眼数卷数重量(KG)水炮泥水炮皮卷数重量起爆顺序联线方式掏槽眼1418904204封严封实1816辅助眼510169061503封严封实1918周边眼1123169013102封严封实11326底眼2433168110204封严封实1204合计33334610串联表43断面爆破指标序号项目名称单位数量序号项目名称单位数量1炮眼利用率945每立方米煤炸药消耗量KG0782每循环进尺M166每米巷道炸药消耗量KG6253每循环爆破实体煤M31357每立方米煤雷管消耗量发2584每循环炸药消耗量KG108每米巷道雷管消耗量发206表44FD200发爆器性能指标参数单位数值参数单位数值引爆能力发200输出冲能AMS120峰值电压V18002100供电时间MS4主电容量F403最大外阻920二、爆破参数及爆破说明书附图四10302工作面运输斜巷炮眼布置图,表41、42、43所示。第四节装载与运输一、设备配备1、运煤设备SGB420/40型刮板输送机,DTC80/35/275型胶带运输机。表45SGB420/40刮板机运输机主要技术参数总长度运输能力宽度链速匹配功率速比100M80T/H420MM086M/S40KW24564表46SDJ800/240胶带运输机主要技术参数2运料设备(1)JK2015P矿用提升机(安装在地面,用于副斜井提升);(2)JTPB1210P防爆提升绞车(安装在轨道斜巷和103运输斜巷上平台);(3)JD16型调度绞车(安装在10302运输联络巷防突风门前)。运输能力运输距离胶带速度带宽功率200T/H440M2M/S800MM275KW二、设备使用及要求1、人工装煤,刮板输送机和带式输送机运煤。2、运煤过程中直径大于50CM的大块需打碎,各个转载点要洒水消尘。3、铺设刮板运输机时,必须铺设平直。4、在刮板运输机运输前,必须在机尾机头打上安全压柱,以免将机尾拉翻或机头翘起。5、刮板机的转载高度不超过05M。6、应设专人管理SGB420/40刮板运输机和DTC80/35/275型胶带运输机,保证设备性能完好。三、运煤系统10302工作面运输斜巷10302联络巷103运输斜巷轨道斜巷副斜井地面。四、运料系统地面副井轨道斜巷103运输斜巷10302联络巷10302工作面运输斜巷。附图五运输系统图第五节管线敷设一、风筒吊挂在巷道运煤设备的一侧,吊挂要平直整齐、逢环必挂,不影响运输和行人。风筒出风口到工作面距离风筒距迎头不大于6米。二、风管、水管用铁丝捆绑在人行道侧帮部点柱上,瓦斯抽放管用铁丝吊挂在巷道两侧,每隔35米捆一道,悬挂高度离底板不低于05米。三、各类电缆必须悬挂在电缆钩上吊挂在人行道侧,悬挂高度离顶板不低于03米,每50米接一个三通,距工作面不超过20米。通信、信号电缆铺设在电力电缆上方,间距不小于02M。吊挂平直,间距均匀,严禁电缆交叉吊挂,严禁电缆上放衣服等其它物品。管线敷设方式见表47。表47管线敷设方式序号名称规格型号吊挂方式与工作面间距/M1风筒600MM吊挂不大于62瓦斯抽放管219MM吊挂不大于203风管50MM吊挂不大于204水管50MM吊挂不大于205电缆70MM电缆钩不大于20第六节设备及工具配置表48设备及工具配置表序号设备、工具名称规格型号单位使用数量备用数量备注1风煤钻台2110302运输斜巷2气腿式凿岩机YT28台1110302运输斜巷3放炮器FD200台1110302运输斜巷4气动锚杆机MQT120/25B台2110302运输斜巷5局部通风机FBDNO60台11供10302运输斜巷掘进作业点6刮板运输机SGB420/40台1用于10302运输斜巷运输7激光指向仪YBJ500B台11用于作业点掘进方位定向8馈电开关KBZ1400/1400台1用于局扇一回总馈9馈电开关KJ2400/140/660台1用于局扇二回总馈10电磁启动器QB2280/660380台1局扇双电源开关11馈电开关KJ2400/140/660台1动力总馈12馈电开关KJ2400/140/660台1轨道斜巷绞车13馈电开关KBZ9400/660台1轨道斜巷绞车14馈电开关KJ2400/140/660台1103运输斜巷绞车15馈电开关KBZ9400/660台1103运输斜巷绞车16馈电开关QBZ120/660台110302运输联络巷调度绞车17馈电开关QBZ120/660台1103运输斜巷调度绞车18粉尘传感器GGG1000台1掘进作业点后路19一氧化碳传感器GT500A台1掘进作业点后路20高低浓度甲烷传感器KGJ28A台1掘进作业点后路21底浓度甲烷传感器GJ40A台1掘进作业点迎头22馈电开关KJ2400/140/660台1用于刮板运输机总馈23电磁启动器QB2280/660380台1刮板运输机开关24水泵55KW台2运输斜巷掘进作业点25带式输送机DTL8035/275台126电话KJ237FS防爆部3运输斜巷掘进作业点27铁锹把53运输斜巷掘进作业点28手镐把53运输斜巷掘进作业点29锤把1运输斜巷掘进作业点30扭矩扳手把11运输斜巷掘进作业点31探水钻ZY750B台1运输斜巷掘进作业点32探水钻ZY750D台1运输斜巷掘进作业点第五章生产系统第一节通风本矿采用中央并列式通风,在地面安装有主扇两台,一台工作,一台备用主扇型号为FBCDZ5ANO17,额定风量为16004500M3/MIN,风压为12002900PA,配套电机为YBFE31562110KW。矿井主要有主副斜井进风,风井回风,目前进风量为1352M3/MIN,回风量为2436M3/MIN,经过局扇安装巷道的风量为1463M3/MIN一、掘进通风参数计算及风机选型(一)风量计算1、按工作面最多人数所需风量计算Q14NM3/MIN;Q141560(M3/MIN);式中Q1掘进工作面按人数计算所需要的风量,M3/MIN;4每人每分钟需要的标准风量,4M3/人;N掘进工作面同时工作的最多人数15人。2、按稀释工作面瓦斯浓度所需风量计算Q2KQ/CKQ/C19239608364M3/MIN;式中Q2掘进工作面按瓦斯涌出量计算所需要的风量,M3/MIN;K掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取19;Q掘进工作面绝对瓦斯涌出量,M3/MIN;取2396;C掘进工作面风流中允许的安全瓦斯浓度,取08。3、按炸药量计算掘进工作面实际需要的风量Q325A2510250M3/MINA掘进工作面一次起爆的炸药量,KG;取A10Q3采用压入式通风时,稀释、排除掘进工作面炮烟所需风量250M3/MIN;二风机选型1、计算漏风系数PP1/(1LP100/100)125式中L从风机出风口到工作面风筒出风口的总长度450米。P100百米漏风率,我矿平均百米漏风率取2。2、局部通风机选择根据以上计算选择FBDNO60型局部通风机,功率215KW,吸风量为100420M/MIN,满足通风要求,风筒选用600MM胶质阻燃风筒,风机按双风机双电源自动倒台配置。其技术参数如表51。煤矿安全规程规定,掘进中的煤巷允许风速025M/S4M/S的规定,本掘进工作面风速不超限。此外,在实际的生产中要按照上月工作面实际瓦斯涌出量重新核定风量并在月补充中说明(掘进中如瓦斯涌出量增大必须重新核定工作面需风量,根据需要更换风机)。表51局扇技术参数外径(MM)风量(M3/MIN)电动功率KW风压(PA)最高全压效率比A声级噪声DBFBDNO60600100420215660430085254、风筒口到工作面的最大距离指标型号风筒到掘进工作面的最大距离为5米。二、局部通风机的安装位置局部通风机安装在103运输斜巷中段。三、局部通风机的管理1、局部通风机应指定专人负责,挂牌管理,保证正常运转。2、局部通风机的设备齐全,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)。3、局部通风机与掘进工作面的电器设备,必须装有风电闭锁、瓦斯电闭锁装置并经常检查其完好状况,发现问题,及时处理。4、风机必须放在风机托架上,距离底板不小于03米。5、工作面无论检修、交接班等都不准停开风机,如需停电检修或其它原因需要停风时,必须制定停风、停电和恢复送风、送电安全技术措施,经相关部门及总工程师批准后方可执行。附图六10302工作面运输斜巷通风系统示意图第二节压风一、供风路线风源来自地面工业广场压风机房,该机房安装SRC150SA型压风机3台,承担井下掘采工作面用风。通过压风管路送入掘进工作面顺槽。附图7压风系统图。压风设备技术参数见表52。表52压风设备技术参数表序号设备名称型号数量/台轴功率转速配套电机额定排气压力1空气压缩机SRC150SA3110KW2975R/MINJR127808MPA二、供风管路压风管路从副斜井铺设轨道斜巷103联络巷103运输斜巷10302联络巷10302运输斜巷掘进工作面;主管采用无缝钢管125,分管采用80;工作面压风管采用80无缝钢管,连接均采用6快速接头连接,按标准铺设。三、使用压风的要求1、工作面应至少设两处供风阀门,以便续接压风管。2、压风阀门应缓缓加大,满足使用即可。3、压风阀门开启前,应与工作面工作人员联系好,把压风管固定牢固后,方可开启,防止突然送风时压风管伤人。4、工作面漏风应及时处理,工作面停止工作时应及时关闭压风阀门。第三节瓦斯防治煤矿在地面安装有四台瓦斯抽放泵,型号为2BEC50,极限压力16000帕,最大排气量168M/MIN,功率185KW,配套电机型号YB2315L14从泵房到风井的主管为355,从风井到回风斜井下段与回风斜巷交叉口的主管为350,从该交叉口到掘进作业点管路为219,10302运输斜巷的抽放管路上安装GLW300/200流量传感器、KGJ27A管道高浓度甲烷传感器、GP1000型负压传感器、GWD100型温度传感器,并且在各钻场管路上安装瓦斯压力表和流量计用于测定钻孔瓦斯流量和钻孔瓦斯压力。根据煤矿10302运输斜巷的掘进长度,煤矿应先掘10302底抽斜巷,并在底抽斜巷布置穿层钻孔,对10302运输斜巷区域内的瓦斯进行条带式瓦斯预抽,经预抽后,在向回风巷打验证孔,对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时,当煤层残余瓦斯压力小于074MPA或残余瓦斯含量小于8M3/T的预抽区域为无突出危险区,否则为突出危险区。当验证无突出危险,在进行回风巷的掘进作业。按照计划,在10302底抽斜巷布置28组钻孔,每5米一组,每组8个钻孔,共224个钻孔,钻孔进尺65044米;当底抽斜巷的钻孔不能覆盖掘进工作面时,应在底抽巷补打钻孔或在掘进作业点进行顺层钻孔进行预抽煤层瓦斯,当底抽钻孔不能覆盖时,根据掘进长度,计划在掘进迎头的两盘布置耳朵钻场进行掘进迎头抽放,每个钻场布置9个钻孔,另外在掘进迎头布置3个钻孔,计划该掘进作业点供布置3循环,共63个钻孔,钻孔进尺41637米。计划在该掘进工作面预抽瓦斯量173万米3。一、工作面掘进时采取顺层钻孔配合底抽穿层钻孔预抽煤层条带瓦斯。1、防突队必须严格按瓦斯抽放设计组织施工,保证施工钻孔参数符合设计。2、打钻期间,若地质条件发生变化,必须及时与通防科联系,以便及时修改参数。3、防突队必须严格按设计完善孔板流量计、放水器。4、通防科、生产科每班必须安排人员按矿规定对排放钻孔进行逐孔验收,安检科负责监督,保证施工钻孔符合设计要求。5、安检科、通防科等业务科每月对钻孔不定期抽查至少三次,保证施工钻孔的真实性。6、安检科抽查必须严格执行矿瓦斯抽放考核文件的规定。7、封孔、抽放管路连接、安装等必须严格执行瓦斯抽放质量标准,保证抽放效果。8、加强抽放系统检查,发现问题及时处理,及时安排放水,保证瓦斯抽放的连续性。同时定期测定抽放参数,及时掌握矿井瓦斯抽放情况,总结分析瓦斯抽放存在的问题,不断提高瓦斯抽放量。9、抽放管路安装要依先大后小的原则,顺序联接,严禁花接。10、管路低洼和管桥积水处,都须设放水器。11、管路安装后,应进行压力减漏试验。二、瓦斯治理1、瓦检员必须每班认真检查工作面瓦斯和CO2浓度,每班不少于3次,并做到瓦斯记录牌、瓦斯检查手册、瓦斯调度台帐上的内容相符。2、掘进工作面回风流中瓦斯浓度超过08或二氧化碳浓度超过15,都必须停止工作,撤出人员,进行处理。3、爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到08时,严禁爆破。4、掘进工作面及其他作业地点风流中,电动机或其开关安设地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到15时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,并进行处理。5、工作面风流中CO2浓度达到15时,必须停止工作,撤出人员查明原因,制定专门措施进行处理6、局扇因故停止运转,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,最高CO2浓度不超过05,局扇及其开关附近10米以内风流中的瓦斯浓度不超过05时,方可人工开启局扇,恢复通风。7、因停风或其它原因造成瓦斯聚积时,瓦斯浓度在3以下的可口头传达排放瓦斯,若瓦斯浓度超过3时,要制定专项措施经总工程师审批后,由专业队伍按措施排放瓦斯。8、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪,当报警时,停止工作并进行处理。9、队长、流动电钳工下井时必须携带便携式甲烷报警仪,对其分管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。第四节综合防尘煤矿防尘水主要来源于山岚水库和黑龙潭龙潭水。防尘水池分别建设在1840和1845水平,水池容量为400M3和300M3的两个水池,当防尘水池水量不够时,用生活水池做补给,防尘管路主管为800,分管500。并且在井下各转载地点及各交叉口按照有自动喷雾转载,各主要巷道安装有隔爆设施。管路主要从副斜井布置到井下各巷道及各掘进工作面。井下各巷道粉尘测定采用CCHG1000直读式粉尘浓度测量仪。掘进迎头及总回安装有GGG1000粉尘传感器。附图8防尘系统图1、迎头工作人员要佩带防尘口罩,工作面坚持湿式打眼。2、工作面坚持装煤(岩)洒水。3、经常测定工作面风量,提高通风防尘效果;4、工作面后巷粉尘应定期冲洗,要求每旬冲洗一次,不得有厚度大于2MM,长度超过5M的粉尘堆积。5、完善防尘系统,每隔50M安一个“三通”阀门,并且至少安装两道净化水幕,第一道水幕布置在工作面后3050M,第二道距工作面80100M,随工作面掘进而延伸。水幕由6钢管加工要能封闭全断面,灵敏可靠且雾化好。风流净化水幕加工成拱形,喷嘴间距300MM,喷条距顶板不大于50MM,喷嘴至喷条距离为100MM,喷嘴方向与迎着风流方向成30夹角。6、各转载点喷雾齐全,并正常使用,并及时清除浮煤。第五节安全监控一、瓦斯监控系统(一)、瓦斯监测仪表及其布置1、瓦斯监测系统主机KJ73N分站KJF86N08,矿井供安装有7个分站,掘进作业点主要受7号分站控制。2、瓦斯传感器GJ40A甲烷传感器和KGJ28A低浓度传感器及GT500A一氧化碳传感器。3、监测线MHYV147/052。4、传感器电缆147/037MM2矿用。5、瓦斯监测系统的安装位置风机开关前方的新鲜风流内。6、瓦斯传感器的安装位置瓦斯传感器安装在距工作面5M范围和距回风口1015M内各安装一个,若巷道超过1000米时,在通尺点500米处安装一个,在巷道风筒另一帮,距帮不小于200MM,离顶板不大于300MM的地方。7、监测线的敷设监测线敷设在风筒另一帮,用联网绳吊挂在供电电缆上方,并且与供电电缆相距100MM。或者监测线与供电电缆分别敷设,分别敷设时也必须保持间距不小于100MM。8、瓦斯传感器的报警浓度08瓦斯传感器的断电浓度08瓦斯传感器的复电浓度08。9、瓦斯传感器的断电范围巷道内全部非本质安全型电气设备,包括掘进巷道内的电气设备、皮带机电气设备、刮板机开关、照明综保等所有电气设备。瓦斯监测仪表的布置如表53、54所示。附图九10302工作面运输斜巷安全监控系统图(二)、瓦斯传感器的维护1、爆破前,通风队瓦检员负责将瓦斯传感器挪放在安全地方,以防爆破时崩坏;2、爆破后,通风队瓦检员再将瓦斯传感器安放在规定位置;3、每班班组长、跟班副队长、验收员都必须检查瓦斯断电仪、瓦斯传感器及通信电缆是否正常,如果出现故障时,必须及时汇报;监测部门接到汇报后应及时处理。瓦斯监测仪表的布置表53设备名称型号数量设备安装地点监测分站KGF86N0861台局扇开关配电点处设备开停传感器GTLA2个局扇开关负荷侧瓦斯传感器GJ40A、KGJ28A2个工作面5M内;距回风口1015M传感器电缆147/037MM2矿用瓦斯监测仪表的布置表54地点回风流工作面工作面悬挂标准维护使用位置距回风口1015M煤巷距迎头5M工作面中部通尺点500M报警浓度0808断电浓度0808复电浓度08断电范围掘进巷道内全部非本质安全型电气设备距顶板300MM距巷道侧壁200MM挂牌管理施工单位负责日常管理,保证不损坏不丢失,通风队负责日常维护。每班由当班瓦检员负责移动、吊挂。严禁碰撞或洒水、糊埋。爆破时要妥善保护好。必须保证监测系统连续可靠。2、人员定位系统(附图10人员定位系统图)人员定位系统主机型号为KJ237,通过主机到KJ237传输接口传输到井下各分站KJ237F,并且在井下各交叉点设置有KJ237F动态目标识别卡。第六节防灭火根据鉴定M3煤层属不易自燃煤层,主要采取外因火灾灭火措施。防灭火措施1、加强通风管理,确保工作面有充足的风量。工作面出现高温时(26以上),要立即通知本工作面的瓦斯检查员,并向矿调度汇报,并进行洒水,作好防灭火准备工作。通风区测风员要定期进行检查,发现异常立即通知施工区队停止施工,并向通风队、矿调度及有关科室和领导汇报。2、电气设备必须有良好的防爆性能,对机械运转部分要按规定加润滑油,防止因摩擦生热引起火灾。3、掘进工作面转载点电机处严禁浮煤堆积,防止浮煤压埋电机散热不良而产生高温发火。4、必须使用不燃性电缆和不燃性风筒,严禁出现电气失爆现象,以免产生电火花引起火灾。5、井下所有使用的棉纱及其它易燃物品,要远离电器设备存放,用完后及时回收上井。6、配电点要在进风侧配备沙箱和灭火器,沙子容量不小于02M3,灭火器两个。7、严禁用锤、扳手、风镐尖等金属撞击锚杆、铁料等金属物件,以防产生火花而引燃瓦斯。第七节供电黑皮凹子煤矿矿井供电采用两回10KV专用电源线路供电,一回LGJ50引自盘县水塘镇变电站5KM,另外一趟引自盘县石桥镇变电站5KM为备用双回路供电在地面副斜井口以上50M处建一座10KV配电房地面10KV配电房采用电压等级10KV母线均为单母线分段配电房内布置10KV高压配电室,补偿电容器室,两台主变压器室外布置10KV电源架空线至变电所附近,经RM410跌落保险及FS610型避雷器,再由电缆引入高压配电室。高压配电室内XGN210Z型真空固定高压配电柜共14台;高压开关柜采用220V直流操作电源,选用镉镍蓄电池直流屏ZKA86型1套,作为控制、保护、信号及事故照明用电。井下采用两回660V低压下井,电源取自地面配电房不同母线段上,井下设配电点。低压电压为660V、127V,各设备用电由各配电点采用放射式供电作业点供电主要从地面配电房至轨道斜巷配电室,然后从配电室至掘进作业点各配电点。配电室井下配电室配电点10302工作面运输斜巷掘进工作面各用电地点。附图1110302工作面运输斜巷供电系统图。第八节供排水一、供水系统1、供水线路副井清水管路轨道斜巷103联络巷103运输斜巷10302联络巷10302工作面运输斜各用水地点。2、供水管路工作面水管全部使用D50无缝钢管供水。二、排水系统井底水泵房安装有三台MD155305型多级离心泵,一台工作,一台备用,一台检修。水泵流量QM185M3/H,扬程为150M;配套电机功率110KW,工作电压660V。工作和备用水泵的总能力370M3/H大于336M3/H。主机生产厂家配套供给电控设备。在副斜井安设二趟直径DN1605MM的无缝钢管作为井底水仓排水管路。主要水仓的有效容量应能容纳8H的正常涌水量,井底水仓布置在1584M标高。水仓分主、副水仓,设置两个水仓,一个主水仓,长度80M,容量600M3;一个副水仓,长度60M,容量450M3,根据巷道围岩情况,水仓采用砌碹,净断面积75M2。根据煤矿安全规程第二百八十条主要水仓的有效容量应能容纳8H的正常涌水量,即8H120M3/H960M3,水仓容积满足设计要求。井下其他巷道排水利用排水沟自然排水。由于掘进作业点排水较困难,所以必须在掘进作业点配备排水泵,并在掘进作业点后路建临时水仓,从掘进作业点用80的无缝钢管接两趟管路到103运输斜巷下段,用于排放掘进作业点的水。附图12排水系统图第九节照明、通信和信号一、照明井下机电硐室、各提升绞车道车场、井底车场、消防材料库、皮带运输巷等地点设置固定照明。各配电点低压母线电源上设ZBX25型照明综保变压器,分别向中央水泵房、消防材料库、皮带运输巷等的照明灯具提供照明电源。井下照明器具KBB60型矿用防爆白炽灯,吊挂在

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