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文档简介
掘进作业规程掘进作业规程掘进作业规程xxx公司掘进作业规程文件编号:文件日期:修订次数:第1.0次更改批准审核制定方案设计,管理制度掘进工作面作业规程施工单位:小泉煤矿掘进二队工作面名称:211201风巷编制:区队长:编制日期:目录矿审批意见第一章概况……………5第一节概述…………5第二节编写依据……………………5第二章地面相对位置及地质水文情况………………5第一节地面相对位置及邻近采区开采情况………5第二节煤(岩)层赋存特征………6第三节地质构造……………………6第四节水文地质……………………6第五节防治水措施…………………7第三章巷道布置及支护说明…………7第一节巷道布置……………………7第二节支护设计……………………7第三节支护工艺……………………11第四章施工工艺………………………13第一节施工方法……………………13第二节凿岩方式……………………14第三节爆破作业……………………14第四节装、运岩(煤)方式………17第五节管线及轨道敷设……………18第六节设备及工具配备……………18第五章劳动组织及主要技术经济指标………………19第一节劳动组织……………………19第二节循环作业……………………19第三节主要技术经济指标…………20第六章生产系统………………………21第一节通风系统……………………21第二节压风系统……………………23第三节防尘系统……………………24第四节防灭火………………………24安全监测系统………………24供电系统……………………25排水系统……………………25运输系统……………………26照明、通讯系统……………26第七章灾害预防及避灾路线…………27第一节灾害预防措施………………27第二节自救方式与抢救方法………29第八章安全技术措施…………………30第一节施工准备……………………30“一通三防”管理…………31顶板管理……………………33爆破管理……………………38防治水管理…………………43机电管理……………………43运输管理……………………46气动钻具使用安全技术措施………………56其它…………60第九章职业病危害防治措施…………61第十章安全避险“六大”系统概况…………………62规程复查记录考试记录矿审批意见同意本规程编制内容和安全技术规定,现场严格落实执行。施工前必须组织所有参与211201风巷施工作业人员进行贯彻、学习本规程,考试合格并经本人手写签字后方可上岗作业,不合格者不允许上岗。1、巷道开门前,必须保护好附近的管线、电缆、皮带等一切设备设施,确认安全后方可施工。2、加强巷道顶板管理工作,严格执行“敲帮问顶”制度,确保巷道接顶、背帮严实,金属网联结好,不准出现漏联网现象。3、施工期间,若煤质松软破碎时,应根据现场情况,适当调整爆破参数,缩小锚杆间排距,加强支护;密切注意巷道矿压显现,若出现巷道变形情况时,应调整相应的支护方式。4、严格按给定坡度及方位施工,施工过程中遇断层或过地质构造带时,应及时补充安全技术措施。会审单位及人员签字:生产技术部:年月日机电部:年月日调度室:年月日安监部:年月日:年月日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211201风巷。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为了形成211201工作面的回风系统,满足11205工作面回采时的回风、行人及管线敷设的需要。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度:211201风巷工程量514m(平距)。服务年限:1年。四、预计开、竣工时间根据矿井实际建设情况,本工程计划自2018年01月下旬开工,预计2018年4月下旬竣工。第二节编写依据一、地质说明书及批准时间地质说明书名称为《211201风巷掘进地质说明书》,批准时间为2017年11月。二、《煤矿安全规程》(2016版)、《井巷工程施工及验收规范》等国家、省市各级政府有关煤炭生产的方针、政策、法律及法规等。第二章地面相对位置及地质水文情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况表表一水平名称+1240m水平单位工程名称211201风巷地面标高(m)+1344~+1348m井下标高(m)+1270~+1320m地面的相对位置及建筑物地面为丘陵山地,无建筑物。井下位置及掘进地面设施的影响本工作面井下位于21采区,是本矿下组煤首采面。本掘进工作面对地面设施影响不大。邻近采区开采情况本巷道附近无回采工作面。工程要求严格按设计施工。施工岩石性质半煤岩,局部过断层需施工岩石巷道。方位115°长度514m(平距)第二节煤(岩)层赋存特征位于太原组中部,上距10煤~,平均。见煤点10个,煤厚~,平均;可采点9个,厚度~,平均。属于较稳定大部分可采煤层。该煤层结构简单,局部地段含1层夹矸,厚~。顶板主要为灰岩,厚度为2~5m左右,灰岩呈厚层状,块状构造;底板主要为粉砂岩、细砂岩,厚度多为~。工作面岩性特征表表二岩石名称厚度(m)岩性特征泥质灰岩0~5黑灰色,泥质,含大量蜓蝌化石,少量珊瑚化石,并具黄铁矿薄膜,点酸起泡石灰岩2~5深灰色,质较纯,含较多蜓类化石,具方解石脉,底部泥质含量较高,遇酸起泡强烈碳质泥岩0~灰黑色碳质泥岩,较松软,易脱落。粉砂岩深灰色,含炭质,偶见黄铁矿条带,层理平整。附图1:12#煤顶底板柱状图。第三节地质构造本工作面范围内构造简单处于一单斜构造区域中,煤层走向57~90°,煤层倾角3~23°,平均5°,掘进过程中将揭露F54∠50-70°H=25-55m断层。断层产状参数表表二构造名称走向(°)倾向(°)倾角(°)性质落差(m)对掘进的影响程度F3544913950~70正断层25~55大第四节水文地质本工作面区域水文地质条件简单,大气降水为松散层孔隙含水层的补给水源,大气降水和流经区内的苦水河为裂隙空隙承压含水层的直接和间接补给水源,苦水河水位低于松散层孔隙含水层水位,松散层含水层是苦水河的补给源之一。勘查区的断裂构造发育,主要表现为压性断裂,断层的导水性较弱,但是,不排除局部断裂具有较好的导水性,局部地段的断裂亦可能与地面苦水河具有水力联系。本工作面的充水水源为:本工作面开采煤层为12煤,主要充水水源为5~12煤裂隙孔隙承压含水层,太原组5~12煤裂隙孔隙承压含水层单位涌水量为s·m,属弱富水性,补给条件差,隔水层稳定性好,水文地质条件简单。水文地质勘探类型为二类一型,即以裂隙充水含水层为主的水文地质条件较简单的矿床。根据地质报告涌水量计算结果,预计工作面掘进过程中局部顶板有淋水,涌水量为:正常涌水量:0~15m3/h,最大涌水量:40m3/h。第五节防治水措施1、迎头发现有煤层变湿、挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板来压、片帮、淋水加大、底板鼓起或产生裂隙、出现渗水、钻孔喷水、底板涌水、煤壁溃水、水色发浑、有臭味等透水征兆时,应当立即停止作业,报告矿调度室,并发出警报,撤出所有受水威胁地点的人员。2、掘进过程中应保持工作面排水线路畅通,确保工作面排水能力满足设计要求。3、坚持“预测预报,有疑必探,先探后掘、先治后采”原则。影响掘进的其他地质情况表三地温危害无影响冲击地压和应力集中区未发现冲击地压和应力集中区等现象第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置211201风巷开门位置为21区运输上山(上段)2112Y1#导线点前(平距),以115°方位角施工,沿12煤顶板掘进514m(平距)至设计位置。共计施工长度514m(平距)。预计总工程量514m(平距)。附图2:211201风巷平面位置图。附图3:211201风巷预想地质剖面图。附图4:211201风巷开门口施工大样图。第二节支护设计一、巷道断面巷道断面为梯形断面,断面尺寸:荒宽3100mm,左高1800mm,右高2700mm,净宽3000mm,S荒=,S净=。采用锚网支护,锚杆间排距:1000mm×1000mm,矩形布置,巷道顶板采用锚杆配合菱形网支护,帮部锚杆配合木托盘支护。若围岩破碎或遇断层破碎带时,可缩小锚杆间排距为600×600mm、全断面锚网支护并编制施工补充措施。附图5:巷道支护断面、平面图二、支护方式(一)临时支护采用吊挂式前探梁构件为临时支护方式。前探构件由两根前探梁及两组吊环共同组成,前探梁用一根φ89mm厚壁无缝钢管制作而成,长度不得小于,前探梁使用要求必须紧固有效。每根前探梁用两个吊环按巷道前进方向前后顺巷吊挂。每次爆破完成后,必须由班长、爆破工及瓦斯检查工共同由外往里认真检查巷道的安全情况,发现隐患时,必须及时处理;在隐患没有消除之前,严禁进行与此无关的其他工作;人员到达迎头后,先在已加固好的支护下进行找顶工作,及时清除悬浮的(煤)矸、危岩、活石,确保安全后,保留原前面吊挂的一组吊环不动,将后面的吊环移到迎头第一排拱顶两根锚杆下方,立即将前探梁由原有吊环内探出到达迎头并加固,及时在其上放置板梁或串杆,依设计要求进行打锚杆挂网支护顶部空间。前探吊环每移动一次,都要检查它的结构牢固情况,有无裂纹、开焊、损坏等,发现问题要及时更换。两前探梁吊环吊挂间距不得小于,不大于。吊挂在迎头第一排、第三排的中间两根锚杆下方。前探梁最大控顶距离为,围岩松软或过地质构造带时前探梁最大控顶距为,迎头空顶距离不大于。前探梁上方依设计要求用木板正常接顶紧跟迎头,严禁空顶作业。当顶板破碎成型差时必须使用木料和木楔接实顶。施工人员必须在前探支护的掩护下打设锚杆及进行其它工作。巷道开门、硐室施工或有其它情况前探梁无法正常使用时,用戴帽点柱作为临时支护(柱帽规格为长×宽×厚=1200×100×100mm,柱子采用单体液压支柱或Φ180mm圆木),并系好防倒绳。工作面必须常备10根长度2000×150×50mm的木背板作为前探梁临时支护材料。附图6:前探临时支护平、剖面图(二)永久支护1、锚杆支护验证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;H—冒落拱高度,m;K—安全系数,一般取K=2;L1—锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取;L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般取;其中:H==(2×6)=(m)式中:B—巷道开掘宽度,取(考虑巷道两帮的超挖量);f—岩石坚固性系数,f=6(石灰岩);则L=2×++=(m)(2)锚杆间距、排距计算,通常间排距相等,取a:a=[ ]1/2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;r—被悬吊岩层的重力密度,取26KN/m3;K—安全系数,一般取K=2;a=[64/(2××26)]1/2=(m)通过以上计算,顶部选用直径为18mm、长度为1800mm的左旋等强螺纹钢锚杆,锚杆间排距为1000mm×1000mm,帮部选用直径为18mm、长度为1400mm的玻璃钢锚杆(左帮打设1棵,右帮打设2棵)配合木托盘,木托盘规格为200×300×50mm。2、锚网支护时,采用12#铁丝编织的菱形网(规格为2000mm×1000mm),网孔为50×50㎜。3、巷道遇软岩或破碎带时,全断面采用锚网支护,锚杆间排距缩小为600mm×600mm或打设五花加密支护,锚杆支护距迎头不得超过200mm。4、特殊支护:掘进中若遇断层、压梁、滑纹或破碎带,造成顶板破碎压力大,有淋水等现象时,必须根据现场情况,及时加强支护,并及时编制补充措施。5、锚网支护巷道工程质量规定见表四。锚网支护巷道工程质量标准表四项目标准规定(mm)检查部位断面设计要求巷道净宽左帮合格0-+150优良0-+100墙顶(中-帮)1500墙中(中-帮)1500墙脚(中-帮)1500右帮墙顶(中-帮)1500墙中(中-帮)1500墙脚(中-帮)1500巷道净高合格0-+150优良0-+100全高(左)1800全高(右)2700锚固力合格:最低值不小于设计的90%优良:最低值符合设计值顶部64KN/根两帮32KN/根锚杆布置间排距:-100~+100mm锚杆角度:与井巷轮廓线或岩层层理夹角≥75°顶1000×100090°左1000×100090°右1000×100090°锚杆深度及外露深度:0~+200mm外露(出螺母):+10~+50mm顶部Ф18×1800两帮Ф18×1400锚杆安装合格:安装牢固,托板基本紧贴壁面,锚杆附件基本齐全有效,不松动,锚杆预紧力不小于设计值的90%优良:安装牢固,托板紧贴壁面,锚杆附件齐全有效,未接触部位楔紧,锚杆预紧力最低值符合设计值顶部及两帮人工安装;托板贴紧岩壁,附件齐全有效不松动;预紧力≥120N·M锚杆距迎头≯1000≯1000前探梁最大控顶距2200工业卫生三无一畅清洁卫生第三节支护工艺一、支护材料:1、锚杆:顶部采用直径Φ18mm×1800mm的左旋等强螺纹钢锚杆,帮部采用直径Φ18mm×1400mm的玻璃钢锚杆。每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定,锚杆露出螺母长度为10~50mm。2、金属网:采用12#铁丝编织的菱形网(规格为2000mm×1000mm),网孔为50×50㎜。3、锚固剂:树脂锚固剂直径为28mm,每块长度为350mm,锚固剂型号为ck28×350。4、托盘:顶部采用托盘为正方形,规格为长×宽=130×130mm,用6mm钢板压制成弧形,配合螺纹钢锚杆使用。帮部采用木托盘配合玻璃钢锚杆使用,木托盘规格为200×300×50mm。5、铁丝:14#,长度为200mm。用于网间压茬连接,密度为100~200mm/道。二、锚网安装工艺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°。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打眼,锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时,必须在顶板完整、支护完好下操作。打眼顺序应由外向里、先顶后帮依次进行。2、安装锚杆及铺设金属网顺序为先顶后帮。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,眼孔方向不得有人,螺纹钢锚杆安注操作: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或锚杆钻机卡住螺帽,开动风煤钻或锚杆钻机,使风煤钻或锚杆钻机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,搅拌旋转时间大于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120N·M。网要压茬连接,搭接长度100mm,相邻两块网之间要用14#铁丝连接,连接点要均匀布置,间距100~200mm。3、监测锚杆施工完毕后,要对所施工锚杆进行拉力试验,每施工不超过300根锚杆时抽样检查一组锚杆,顶部一根、两帮各一根;并作好记号和记录,做拉力试验时,本巷道使用的螺纹钢锚杆锚固力必须达到64KN(玻璃钢锚杆必须达到32KN)以上,对达不到要求的要继续抽查该邻近锚杆,同时要分析原因,并及时补打锚杆。做拉力试验时,必须派专人观察顶板,由于拉力试验而造成的顶板下沉冒落、片帮、落顶时,必须停止试验,使用临时支护,严格执行敲帮问顶,重新锚网支护。三、支护材料每米用量锚杆7套、树脂锚固剂14块、菱形网片。施工中备用材料不少于2天的用量,并在专用料场中挂牌管理,杆(柱)体物料要分层放置、一头齐,箱体、成捆、平面物料等则堆垛放置、见角见棱,所有物料码放整齐。专用料场要选在巷道支护完好、无淋水、不影响行人行车的宽敞的地点。第四章施工工艺第一节施工方法一、施工方法211201风巷采用钻眼爆破法施工,掘进与支护顺序作业。掘进采用钻眼爆破,采用全断面一次爆破成型,施工过程中必须一次打眼一次装药串联起爆。2、工作面临时支护必须采用前探支护,锚网支护紧跟工作面。3、严格按生产技术部给定的施工线施工,严格按设计坡度施工。4、工作面的煤(岩)采用人工装载,刮板输送机及胶带输送机运输。5、交接班后,必须进行安全检查,有隐患及时处理,确认安全后方可开工。然后进行打眼、装药、爆破等工作。当炮烟吹散后,爆破工、班组长和瓦斯检查工首先进入工作面,由外向里依次检查顶板、支护、拒爆和瓦斯等情况。确认安全后,方可允许其他人员进入,移前探梁支护,用串杆、木刹等将其接顶,并打紧背牢,然后进行支护、出矸,以此为一个循环。6、岩石巷道采用光爆法向前掘进,根据围岩硬度周边眼距定为350mm,抵抗距为500mm,周边眼距与抵抗距之比值,在硬岩中取~为宜,而在软岩中取~为宜。周边眼全部预留光爆层,光爆层厚度400~450mm,残眼率达到60%以上。第二节凿岩方式本规程所施工的巷道均采用打眼放炮的方法破岩。凡采用钻爆法掘进的岩石巷道必须采用光面爆破。一、打眼机具巷道掘进采用YT-27风钻及MQS-45/风煤钻,打设顶部锚杆时采用MQT-110/气动锚杆(索)钻机,安注锚杆时采用风煤钻或MQT-110/气动锚杆(索)钻机。风钻压风来自地面压风机房。二、降尘方法降尘方法采用湿式打眼、煤层注水、使用水炮泥、爆破时使用爆破喷雾、爆破后冲刷煤帮、开放水幕、出煤洒水、转载点喷雾等。第三节爆破作业掏槽方式为楔式掏槽法。炮眼布置及装药量均按f=2~4编制,当岩层发生较大变化时,各炮眼间距及装药量可适当调整或另行编制炮眼布置图及爆破说明书。一、爆破器材使用二级煤矿许用乳化炸药,规格:Φ32×210mm,每卷重。雷管选用煤矿许用毫秒延期电雷管,段数为1-5段,最长延时不大于130ms。使用FD200型或FD200T型发爆器起爆,放炮母线采用矿配发“煤矿用移动轻型橡套软电缆”,型号(~)mm2,不得有明接头,严禁用固定母线放炮。二、装药结构正向装药结构。三、起爆方式本巷道施工过程中采用采用全断面一次爆破一次成巷。四、巷道采用爆破方法向前掘进,根据围岩硬度周边眼距确定为350mm,周边眼距与抵抗距之比值,在硬岩中取~为宜,而在软岩中取~为宜。周边眼布置距轮廓线之间煤厚预留50~200mm。炮眼布置及装药量均按f=2~4编制,当煤层普氏系数发生较大变化时,各炮眼间距及装药量可适当调整或另行编制炮眼布置图及爆破说明书。各炮眼布置可根据现场煤岩性、煤层赋存状态、顶板完整性等实际情况适当调整或参照附图、附表。附图7-1:巷道1-1断面炮眼布置示意图附图7-2:巷道2-2断面炮眼布置示意图爆破说明表见附表五-1、五-2装药结构示意图8锚网巷道爆破说明表五锚网巷道爆破原始条件表~锚网喷巷道预期爆破效果表爆破说明表5-1289090000213-28169393000329-36890900088436装药结构示意图(如下):说明:(1)标号1为药卷,标号2为雷管,炸药和雷管的聚能穴均指向眼底;(2)标号3为黄泥,标号4为水炮泥,封泥长度严格按作业规程;(3)标号5为雷管脚线,定炮时必须扭结成短路。第四节装、运岩方式一、装煤(岩)方式211201风巷施工过程中,采用人工装煤(岩)。二、运输方式工作面的煤经刮板运输机、胶带输送机拉运至21区运输上山(上段)内胶带输送机,经12煤联络巷、1240石门、3#煤仓联络巷内胶带输送机,运输至3#煤仓,再运输至一号主井主运皮带运输到地面。三、装运要求1、带式输送机机头机尾、刮板输送机两侧及巷道两帮的浮煤(矸),每班要及时清理。2、刮板输送机机头固定:机头架两侧各用1根高强全螺纹钢锚杆Φ18×1800mm打地锚固定在底板上。机尾固定:因顶板松软破碎,使用地锚镢子进行锚固;将机尾架两侧的生根装置用绳套子(规格为6×钢丝绳制作)连接好,再用40T刮板输送机联接环连接到4个专用绳套子(规格为6×钢丝绳制作)上,机尾两侧各用2个绳套子,再用地锚镢子(强度不低于金属锚杆)将绳套子打设固定在实底上,不留曲绳,固定牢固。地锚镢子全长垂直打设于实底以下,镢子孔深度不低于;若顶板完整性好、底板松软破碎,经现场跟班人员确认使用地锚镢子无法保证锚固效果,则使用压柱固定,压柱初撑力必须达到90KN、不少于2棵、齐全可靠牢固,压柱必须使用完好的单体支柱,打在机尾专用压柱底座上、坚硬顶板处并升牢可靠,栓牢防倒绳。无压柱或缺少压柱或压柱打设不合格,严禁开溜子。皮带输送机头机尾用地锚固定。所用的地锚为Φ18mm等强度螺纹钢锚杆,L≥1800mm。锚固时用不少于2支树脂药卷锚固剂锚固,每根锚杆锚固力不小于64KN;地锚绳用钢丝绳(规格为6×)或40T刮板链。第五节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,保证牢固整齐。电缆钩每隔2m一个,电缆垂度不超过50mm。风水管要接口严密,不得出现漏风、漏水现象,水管距迎头20m范围内使用Φ10胶管,20m外使用Φ80、Φ50铁管,要随工作面前进及时延长,以备迎头正常使用风水。风筒要环环吊挂,风筒口距迎头不大于5m。设备及工具配备情况表表六序号设备工具名称型号功率单位数量备注1局部通风机×2(主扇)×2台2主、副两组2风煤钻MQS-45/部21部备用3风钻YT-2741部备用4刮板运输机SGB-620/40T40KW部15胶带输送机SSJ-800/40×240KW×2部26风镐G10-L27锚杆(索)机MQT-110/台21部备用8气动隔膜泵QBY-40/台21部备用9手镐、铁锨把各310泵N台21台备用本巷道掘进采用每天“三八”制(一天三班,每班八小时)组织生产。巷道采用锚网支护,每个小班一个循环,循环进尺2m,日循环进尺6m。附:锚网巷道劳动组织表七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,提高工时利用率。附:锚网巷道正规循环作业图表八劳动组织表表七工种出勤人数ⅠⅡⅢ合计运料、打眼及攉煤工3339爆破工1113输送机司机(运料、打眼及攉煤工)3339机电维修工1113锚杆工2226班长1113跟班副区长(兼验收)1113合计12121236第三节主要技术经济指标技术经济指标表表九序号项目单位指标备注1每循环在册人数人482每循环出勤人数人363出勤率%754日循环进尺M65效率m/工6月循环次数个23按30天/月计算,延皮带、缩溜子及检修4个;锚网考虑巷道岩性变化影响3个。7月进尺m138正常8循环率%按30天/月计算9炸药消耗Kg/m10雷管消耗发/m1812水炮泥消耗个/m1813锚杆消耗套/m714树脂药卷消耗卷/m1415菱形网消耗卷/m施工过程中,采用压入式通风,局部通风机安设于1270石门距回风口20m范围以外,供风风筒通过1270石门至211201风巷迎头,最长供风距离800m。风机安装时,必须进行供风量和吸风量比较,保证供风安全。一、掘进工作面需风量计算:应按巷道断面、瓦斯涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算,并必须采取其中最大值。1、按绝对瓦斯涌出量计算:
根据地质资料分析,预计211201风巷掘进期间绝对瓦斯涌出量最大为min,
计算掘进工作面需要风量为:
Q掘=100×QCH4×K=100××=(m3/min)
式中:
QCH4----掘进工作面预计掘进期间的瓦斯绝对涌出量.
K-----
瓦斯涌出不均衡系数,取按掘进工作面同时作业人数计算:
根据公式:Q掘>4×N
式中:
N—根据工作面劳动组织配备情况,掘进工作面最多同时作业人数,小班出勤人数一般为12人,按交接班时最多人数为12人计算,则:Q掘>4×12
Q掘>48(m3/min)
3、按掘进工作面同时爆破最大炸药量计算:
根据工作面炮眼布置及装药情况计算,掘进工作面同时爆破最大炸药量为。
根据公式:Q掘>10×A
式中:
A—掘进工作面同时爆破最大炸药量按计算,
则:Q掘>10×
Q掘>104(m3/min)
4、按风速进行验算:
根据公式:掘进最低需要风量:
Q掘
>15S掘
(m3/min)
式中:
Q掘—掘进工作面需要风量,(m3/min)
S掘——掘进工作面的断面积,
则:
Q掘
>15×S掘(m3/min)
Q掘>15×Q掘>105(m3/min)
掘进最高需要风量:
Q掘<240S掘
(m3/min)
式中:
Q掘—掘进工作面需要风量;(m3/min)
S掘——掘进工作面的断面积,
则:
Q掘
<240×S掘(m3/min)
Q掘<240×Q掘<1680(m3/min)
经过验算:掘进工作面需要风量取最大值为150m3/min,符合15S<Q掘<240S要求。二、根据掘进期间局部通风机供风最长距离计算百米漏风量:
1、该掘进工作面掘进期间局部通风机供风最长距离约为800m,按漏风率不超过3%计算:Q漏=Q吸×P+L×P,分别计算出、、三种型号局部通风机的漏风风量:
(附表5)型
号功
率吸入风量漏风风量×2240m3/minmin11Kw×2300m3/min33m3/min15Kw×2360m3/minmin
2、三种型号局扇供到掘进迎头的实际供风量:
(附表6)根据公式:Q实=Q吸-Q漏
得出:
型
号
功
率吸入风量漏风风量
实际供风量×2240m3/minminmin11Kw×2300m3/min33m3/min267m3/min15Kw×2360m3/minminmin3、风速验算及风机选型:
通过上述计算,可选择一台型号为型Kw×2,吸入风量为240m3/min的局扇进行风速验算:
V=Q实÷(S净×60)
=÷(×60)
=s
式中:S净——掘进巷道净断面积,为
验算结果表明,掘进工作面风速在s和4m/s之间,符合《规程》要求。因此,掘进期间选用两台型Kw×2,吸入风量为240m3/min的局扇对211201风巷进行供风即可满足要求。工作面必须实现“双局扇,双电源,自动切换机,自动分风”即采用两组型号相同的风机,双电源单独供电,两组风机能自动换机,自动分风,分风时采用600-600-500型过渡节风筒,使用FTZSS500×10m型风筒向迎头供风。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安设于1270石门距回风口20m范围以外。2、通风系统局部通风机→211201风巷迎头→21区运输上山(上段)→12煤联络巷→1240石门南段→1240石门→1240回风石门→一号风井→地面。附:通风系统(局部通风机安装位置)示意图第二节压风系统风源来自地面压风机房,自副井、1240车场、1240石门、1240石门南段、12煤联络巷、21区运输上山(上段)接入迎头,迎头30m外使用Φ75mm钢管、30m内使用Φ50mm钢管和2寸胶管接至迎头。压风机输出风压为MPa,迎头风压最小为。压风系统:地面压风机房→一号副井→1240车场→1240石门→1240石门南段→12煤联络巷→21区运输上山(上段)→211201风巷迎头。附:压风系统示意图第三节防尘系统防尘用水从副井经1240车场、1240石门、1240石门南段、12煤联络巷、21区运输上山(上段)接至211201风巷迎头,分别用Φ75mm钢管和胶管接至迎头,每50m设三通一个,吊挂点间距为5m。迎头外设四道喷雾,在迎头外5~15m内安设爆破喷雾,耙装机上方设一道水幕实现耙装喷雾(卸料槽卸料口上方设一喷雾头,卸料降尘),距迎头50m内设一道能封闭全断面的水幕,掘进迎头的回风口混合风流20m范围内设一道能封闭全断面的水幕。各转载点喷雾头齐全,保证水路畅通。采用湿式打眼、定炮使用水炮泥、爆破喷雾、耙装洒水、冲刷岩(煤)帮、转载点喷雾、净化风流、喷浆时使用除尘风机、个体防护等综合防尘措施。防尘系统:井上水源→一号副井→1240车场→1240石门→1240石门南段→12煤联络巷→21区运输上山(上段)→211201风巷迎头┌→风钻(锚杆钻机)├→巷道内全断面喷雾、水幕→├→装水炮泥水针├→转载点喷雾└→冲刷巷帮水管附:防尘系统示意图211201风巷掘进采用风钻和风煤钻打眼,锚网支护,防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。防火供水管路从副井、经1240车场、1240石门、1240石门南段、12煤联络巷、21区运输上山(上段)接至211201风巷迎头,分别用Φ75mm钢管和胶管接至迎头。机电硐室备有灭火器材及沙。防火供水系统:井上水源→一号副井→1240车场→1240石门→1240石门南段→12煤联络巷→21区运输上山(上段)→211201风巷迎头。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、区长、技术人员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%)必须进行处理。2、爆破工下井担任爆破工作时,必须携带便携式甲烷报警仪。每次爆破作业时瓦斯检查工进行“一炮三检”工作,并及时填制“一炮三检”记录。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,距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm,其报警浓度为≥%CH4。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、甲烷传感器的布置(1)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≥%CH4,断电浓度为≥%CH4,复电浓度<%CH4;回风甲烷传感器安设在距回风巷口10~15m处,报警浓度为≥%CH4,断电浓度为≥%CH4,复电浓度为<%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。甲烷传感器应布置在巷道的上方(风筒的异侧),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)211201风巷回风口10~15m处安设一台甲烷传感器。报警浓度为≥%CH4,断电浓度为≥%CH4,复电浓度为<%CH4。断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。2、掘进工作面正前的甲烷传感器每次放炮前,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、瓦斯监测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。第六节供电系统1、风机电源取自井下中央变电所风机专用变压器,动力电源取自井下1240配电点,采用风电闭锁。2、供电线路:
风机专用线:中央变电所风机专用变压器→1240车场→二号副井→1270石门→211201风巷局部通风机。动力专用线:1240配电点变压器→1240石门→1240石门南段→12煤联络巷→21区运输上山(上段)→211201风巷掘进迎头。附:供电系统示意图第七节排水系统根据地质说明书的有关资料,本工程掘进过程中局部地段将会出现淋水、滴水,掘进工作面用潜水泵排至21区运输上山(上段),利用水沟排水至1240石门南段,经1240通路,再利用水沟排水至水仓后集中排水。排水系统:掘进迎头水→21区运输上山(上段)→12煤联络巷→1240石门南段→1240石门→1240通路→主井水沟→主排水泵房→地面。附:排水系统示意图第八节运输系统运料系统:地面→一号副井→1240车场→1240石门→1240石门南段→12煤联络巷→21区运输上山(上段)→211201风巷迎头。运煤(矸)系统:掘进迎头→21区运输上山(上段)→12煤联络巷→1240石门南段→1240石门→3#煤仓联络巷→3#煤仓→一号主井→地面。附:运输系统示意图第九节照明、通讯系统一、照明
1、井下作业人员均采用双光源KL4LMA型矿灯自行照明。矿灯应保持完好,出现电池漏液、亮度不够、电线破损、灯锁失效、灯头密封不严、灯头圈松动、玻璃破裂等情况时,严禁发放。发出的矿灯,最低应能连续正常使用11h。使用矿灯人员严禁拆开、敲打、撞击矿灯。人员出井后(地面领用矿灯人员,在下班后),必须立即将矿灯交还灯房。在每次换班2h内,灯房人员必须把没有还灯人员的名单报告矿调度室。2、井下固定照明地点和供电方式主井、副井、主暗斜井、轨道暗斜井、井底车场、车场信号调度室、井下消防材料库、主要进风巷的交岔点、配电点及工作面运输顺槽等设置固定照明。照明电源采用型照明综保。3、照明器具和电缆的选择及安装敷设方式照明灯具采用DGS20型防爆节能灯。电缆选择MY型矿用橡套电缆。巷道内照明灯具间距≤30m。4、照明变压器的保护照明采用型照明综保,具有短路、漏电闭锁、漏电动作及电缆绝缘危险指示危险指示功能。5、井下应急照明应急照明,采用防爆应急照明灯,灯具选用BAJ52-B200/20型。二、通讯
矿井行政电话和调度电话共用一台程控调度机,设备选用DDK—1型矿用调度总机,电话站设在矿办公楼内,另设置18门直通用户(其中地面9门,井下9门,地面电话中风机值班房和瓦斯抽放泵房的电话应为本安型),供特需用户。地面及井下用户话机均为按键话机,地面为HA01型,井下为HAK-1本安型。根据煤矿用阻燃通信电缆执行标准,电话站至通风机房等工业场地通讯选用MHYA32型矿用电话电缆,其敷设方式采用钢索吊挂,分别与场区动力照明线网同杆架设,用户话机线选用HBV-2×1电话线。电话站至井下选用MHYVA型矿用电话电缆,用户话机线选用KUVVR软电缆,以完成矿井的内部通讯。地面电话设置地点为办公楼、调度室、矿灯房、通风机房、变电房、配电房、机修车间等。井下电话设置地点是水泵房、工作面、掘进面、局部通风机、消防材料库、采区配电点、信号硐室等处。附:通讯系统示意图第七章灾害预防及避灾路线第一节灾害预防措施工作面炮掘时,采用风钻和风煤钻打眼,锚网支护,爆破作业,防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线等外因火灾。当工作面发生火灾时,工作面料场备有消防砂、防火锨等灭火工具可直接灭火,利用控制、调节局扇吸风量,控制火势蔓延。一、外因火灾预防措施1、211201风巷内不得保存柴油、机油等易燃物品,钻具需使用润滑油必须配备消防器材。棉纱等物品用后及时升井。2、211201风巷内使用的柴油、机油必须装入盖严的铁桶内运输,用完后,及时转运上井,严禁在井下存放。3、电器、机械设备使用的油脂的粘度、燃点、水分、酸值、杂质应进行抽样化验,使用中不得任意更换油的品种或混用不同牌号、不同品种的油脂,严禁使用不符合要求的油脂。4、各种油脂分别设专用的密封油箱保存,使用液态油之前必须严格过滤,换油时,要彻底清洗油路系统,做到无油垢、无水分、无锈蚀、无金属碎屑。5、油箱内壁和油中浸泡的器件表面,禁止涂漆,以防油漆溶解而产生的沉淀物影响油的质量。6、液压系统油池和各种机箱的密封应严密,防止粉尘和其他脏物进入。7、《规程》允许井下存放的油脂,必须按使用地点,专人管理,集中存放。8、机械设备注油时,要仔细清洗注油箱,防止粉尘及水分进入,同时对不同牌号的油液,要有专用的油抽,并分类挂牌。9、液压系统中各级滤网、过滤器和管路要定期清洗,保证油质符合要求。10、加强对机电设备的管理,杜绝各种失爆现象,防止各种明火及火花的产生。11、矿灯应完好,否则不得佩带入井,严禁在井下拆卸、敲打撞击灯头。12、供电使用的检漏继电器必须完好。13、禁止井下带电检修和带电挪移电气设备。电气设备检修及复电都必须按规定进行瓦斯检查,否则严禁进行检修与复电。二、瓦斯事故的预防措施1、严格执行瓦斯检查制度,专职瓦斯检查工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,瓦斯检查工要做好"一炮三检"工作,爆破工、瓦斯检查工、班组长必须严格做到爆破"三连锁",作好记录,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风筒另一侧不大于5m的地点。瓦检员经过培训持证上岗。2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到%时,必须停止使用机电设备;爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到%时,严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理;电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到%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、停电、停风后需恢复通风或排放瓦斯时,必须制定切实可行的安全措施,并严格执行。4、加强瓦斯检查,如发现瓦斯异常区,要加强瓦斯异常区的通风管理工作。5、加强独头盲巷管理,凡临时停工地点局扇不得停止运转。6、要加强局部通风管理,凡有计划停电、停风,必须编制安全措施,及时传达到有关职工。出现无计划停电、停风的迎头要及时撤出人员,打好栅栏;对长期停风的迎头和盲巷要封闭。启封密闭和排放瓦斯必须编制专门的安全措施,由救护队执行。7、瓦斯检查严禁空班漏检和虚报。8、在启动电动机、局部通风机及开关等电气设备之前,必须检查其附近《煤矿安全规程》规定范围内的瓦斯,若瓦斯浓度超过规定不准启动。三、煤尘爆炸事故预防措施1、掘进巷道严禁堆积浮尘,积尘要及时清除。2、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。3、有完善的防尘供水系统,防尘用水均应过滤,并保持足够的供水量。4、定期冲刷积尘,保证积尘不超过规定。5、坚持使用湿式打眼,否则不准作业。6、放炮作业必须使用水炮泥和爆破喷雾,放炮前后必须洒水。7、巷道内喷雾装置必须正常使用,各转载点喷雾必须齐全、位置恰当、使用正常。8、加强通风管理,保证风筒吊挂质量,维护好通风设施。9、井下触尘人员必须佩戴有效的防尘用具。10、加强医疗和保健工作,定期对接触粉尘的职工进行体检,发现有不适宜在粉尘环境工作的职工及时调整。第二节自救方式与抢救方法坚持煤矿自救原则“灭、护、撤、躲、报”,现场工作人员必须做到“及时报告,积极救灾,安全撤离,妥善避灾。”充分发挥老工人的作用,保证安全。一、当工作面发生火灾时,应视火灾性质,灾区通风和瓦斯情况,立即采取一切可能的方法直接灭火、控制火势,并迅速汇报调度室。现场跟班管理人员、班长应依照《矿井灾害预防和处理计划》的规定,将所有可应受火灾威胁的地区的人员撤离危险区域并组织人员利用现场的一切工具和器材进行灭火。人员撤退时必须遵守下列规定:1、首先迅速戴好自救器,随即撤离危险区。位于事故地点进风测的人员,应迎着风流撤退。2、回风侧人员,可佩戴自救器或用湿毛巾捂住鼻、口,以最快的速度,通过捷径进入新鲜风流中。如果巷道内充满烟雾,切不可惊慌乱跑,一定要冷静,迅速辨认出发火的地区和风流方向,然后俯身摸着轨道或管道有秩序的撤出火区。3、在迫不得已,而且火势很小时,也可冲过火源撤退。4、无论沿什么路线撤退,当爆炸波与火焰袭来时,都应面部向下卧倒或俯卧于水沟中,避开爆炸波与火焰后再撤退,以减轻烧伤。5、在撤退过程中,如果确认无法撤退时要迅速在附近找一个硐室暂时躲避,要把硐室的门关闭,以隔断风流,防止有害气体侵入,避灾过程中要不断敲打物体发出呼救信号,以待救援。6、电气设备着火时,应立即切断电源,在电源切断前,只准使用不导电的灭火器材进行灭火。7、所有避灾人员都必须严守纪律,等待救援。二、发生水灾时,除立即报告上级领导外,在班、组长或老工人指挥下,迅速组织抢救。1、首先要尽力就地取材、加固工作面,设法堵住出水点。如果水势很猛,无法堵住,则应以最快的速度通知附近地区工作人员一起按规定路线撤出。2、应往高处、沿着上山方向,向升井方向撤退,然后升井。3、注意防止透水空间放出的有害气体引起人员中毒窒息,应配戴自救器撤出。4、矿领导接到透水报告后,应立即通知矿山救护队出动援救,同时根据水灾可能波及的范围,通知有关人员撤离危险区域。5、井下排水设备,在透水后应全部启动排水,水泵司机和维修工必须精心看管和维护排水设备,使其始终处于完好状态,水量增加无法控制时,必须将机电设备停电闭锁、及时撤人。三、井下发生瓦斯、煤尘爆炸时:1、沉着冷静、判断灾情的地点及相对位置。2、立即戴好自救器,沿避灾路线撤出灾区。3、如无法撤退时,应立即进入躲避硐室等待救助。四、避灾路线若迎头发生水、火、瓦斯等灾害时,施工人员应按如下路线进行撤离并熟悉各避灾路线:1、若迎头发生水灾时,施工人员应按如下路线进行撤离。施工迎头→1270石门→1270车场→二号副井→地面。2、若迎头发生瓦斯、煤尘爆炸、火灾等事故,迎头施工人员应按如下线路进行撤离。施工迎头→1270石门→1270车场→二号副井→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《罗花崖煤矿副斜井掘进工作面作业规程》。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《罗花崖煤矿副斜井掘进工作面作业规程》学习考试记录表上。2、每班开工前,班组长必须派专人对施工所涉及的安全设施进行认真检查,确保齐全、完好、可靠,发现问题及时处理。确认无隐患后,由班组长填写安全开工牌板,方准开工。3、所用材料、工具、设备设施必须满足施工要求;严禁使用不合格的材料及工具,设备设施严禁带故障运转。4、正在使用的梯子、凳子以及搭设的脚手架,必须放稳,搭设牢固。使用前,班组长必须进行检查,确保安全。5、抬扛铁轨、钢管、小型开关等重物时,必须配足人力,专人指挥,喊齐号子,同起同放,防止挤手砸脚。6、新职工必须经专门相关安全知识培训,掌握基本安全知识,经考试取得安全资格证,签订师徒合同之后方准下井。下井后必须由老师监护作业,不得独立工作。只有掌握本工种应知应会知识和安全注意事项,具备基本操作技能,合同期满后方准独立作业。第二节“一通三防”管理一、通风管理1、加强通风管理,局部通风机必须有指定专人留名挂牌管理,保证局部通风机正常运转,其他人员不得随意停开。2、掘进工作面应实行独立通风。风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直,逢环必挂,并要靠帮,不得挤压或损坏。风筒接头严密(手距接头处感到不漏风),无脱节、无破口(末端20m除外),无反接头,软质风筒接头要反压边。拐弯处应设弯头或缓慢拐弯,不准拐直角弯。矿车和支架不得磨擦挤压风筒,风筒口距迎头不大于5m,以保证迎头有足够的风量。3、管理好与本工作面相关的调节风门、风门等通风设施,不准随意同时打开两道风门和改动通风设施位置,并保护好瓦斯牌板。4、局部通风机要采用低噪音或安装消音装置,部件齐全。吸风口有风罩和整流器,高压部位有衬垫,不漏风。局部通风机安装必须吊挂或垫起,离地面高度大于。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。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、故障等原因停风时,必须将人员全部撤至全风压进风流处,切断电源,设置栅栏、警示标志,禁止人员入内。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%和最高二氧化碳浓度不超过%,且局部通风机及开关附近10m内风流中的瓦斯浓度都不超过%时,方可人工开启局部通风机,恢复正常通风。6、局部通风机供风地点必须实行风电闭锁和瓦斯电闭锁,保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局部通风机故障,切换到备用局部通风机时,该局部通风机供风范围内应停止工作,排除故障;待故障被排除,恢复到正常工作的局部通风后方可恢复工作。使用2台局部通风机同时供风的,2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁和瓦斯电闭锁。严禁使用3台及以上局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机向2个及以上作业的掘进工作面供风。7、每15天至少进行一次风电闭锁和甲烷电闭锁实验,每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验,试验期间不得影响局部通风,试验记录要存档备查。8、正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后,当电源恢复时,正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动,必须人工开启局部通风机(《煤矿安全规程》第一百六十四条)。9、采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过%或二氧化碳浓度超过%时,必须停止工作,撤出人员,采取措施,进行处理。二、防尘管理1、本巷道主要采用湿式打眼、煤层注水、出煤(矸)洒水、定炮使用水炮泥、爆破喷雾、冲洗巷帮、转载点喷雾、个体防护等防尘措施。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,箱子内有不少于定一次炮所用的已灌好水的水炮泥。必须使用水炮泥放炮。3、距工作面50m范围内设一道能封闭全断面的自动水幕,距工作面迎头5~15m范围内设一道能封闭全断面的爆破喷雾。放炮员在联炮后向外敷设母线时开启水幕和爆破喷雾,放炮后等炮烟散净才能关闭喷雾。4、掘进巷道回风口混合风流处20m内安设一道能封闭全断面的净化水幕,并在有效范围内挖出引水沟。迎头安装爆破喷雾,爆破时降尘。巷道经常清尘,无粉尘积聚现象。5、掘进迎头30m范围内必须每班冲洗一次,30m外每周冲洗一次。6、转载点安设自动喷雾降尘装置,转载点落差超过,设置溜槽或导向板。7、必须建立完善的防尘供水系统,不完善不得生产。巷道的供水管路应每隔50m设一个三通阀门,每50m设置一根25m的防尘管路,以便及时降尘,并在有效范围内挖出引水沟。每隔200m设一道喷雾。防尘管路必须接至迎头,以便及时降尘。8、随着巷道掘进,第一道隔爆水棚安设在距迎头60~200m的位置,500m以上巷道不少于3道,每道水棚水量不低于200L/m2。三、防火管理本巷道沿12#煤顶板掘进,掘进时采用风煤钻(风钻)打眼,爆破掘进施工,支护方式为锚网支护。防火的重点是防高冒区(或内因)火灾,此外还有设备、缆线和人为因素产生的外因火灾。1、电气设备、缆线着火时,首先切断电源,用灭火器或沙子灭火。2、掘进工作面应当配备消防设施,配备灭火沙箱1个、灭火锨或干粉灭火器2个(在皮带机头处备用不低于³的沙子和2把铁锨、2个灭火器),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、消防沙或灭火器直接灭火。3、应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。4、巷道施工过程中,不得出现高冒区,若出现高冒区则必须加强监测,高冒区有发火征兆时,应由矿生产技术部制定措施进行处理。5、加强该巷道高温点检测,及时采取措施进行处理。6、加强CO检测,CO浓度超限时,矿职能部门必须分析原因,落实措施进行处理。四、防瓦斯管理1、区长、技术人员、爆破工、班组长及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%)必须进行处理。2、严格执行瓦斯检查制度,瓦斯检查工要做好“一炮三检”工作。3、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到%时,必须停止使用机电设施;爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到%时,严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理;电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到%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。出现以上情况,由当班班长及时向矿调度室进行汇报。4、加强瓦斯检查,如发现瓦斯异常区,要加强瓦斯异常区的通风管理工作。5、煤与瓦斯突出征兆:(1)无声预兆1)煤层结构变化,层理紊乱,煤层由硬变软、由薄变厚,倾角由小变大,煤由湿变干,光泽暗淡,煤层顶、底板出现断裂,煤岩严重破坏等。2)工作面煤体和支架压力增大,煤壁外鼓、掉碴、煤块进出等。3)瓦斯增大或忽小忽大,煤尘增多。(2)有声预兆煤爆声、闷雷声、深部岩石或煤层的破裂声、支柱折断等。6、要加强局部通风管理,局部通风机不得停止运转。凡有计划停电停风,必须编制安全措施,及时传达到有关职工。出现停电、停风的迎头要及时撤出人员,打好栅栏,需恢复通风时,必须制定切实可行的安全措施,并严格执行;对长期停风的迎头和盲巷要封闭。严格落实密闭墙管理,加强密闭外有毒有害气体检测工作。7、瓦斯检查严禁空班漏检和假检。8、无计划停风时,恢复通风前,首先查明停风原因,故障处理后,必须对工作面进行瓦斯排放工作。排放瓦斯时,必须遵守下列规定:(1)经瓦检员检查局扇及其开关附近20m范围内风流中的瓦斯浓度均不超过%时,方可向调度室汇报,经调度室同意后,方可对局部通风机进行送电。(2)对局部通风机送电时,必须在瓦检员及安监员的监护下开启,坚持低瓦斯浓度排放的原则,严格控制风量,严禁“一风吹”和高瓦斯浓度排放,在局部通风机排风侧的风筒上捆上绳索,收紧或放松绳索控制局部通风机的吸风量。先在局部通风机接第一节风袋,并用束绳索系好,开启局部通风机。进行恢复性通风,排放瓦斯时,每10米为一个瓦斯排放段,即排放瓦斯时,每次只能向前恢复10米。使排放出的风流同全风压风流混合后的瓦斯浓度不超过%。巷道中的瓦斯及有毒有害气体按规定逐段排放。采用分段排放瓦斯时,只有在排放段内的瓦斯浓度降到%以下、二氧化碳降到%以下时,方可进行下一段排放工作。(3)瓦检员的分工如下:两名负责风筒出口前5米范围内的瓦斯检查,并且要使用瓦斯杖;两名负责风筒出口后10米范围内的瓦斯浓度检查;两名负责检查主斜井井口处的瓦斯浓度;通风工分工如下:1人负责用束绳索调节局部通风机的风量,2人负责挂风筒,其余人员负责物料运送等配合工作。当风筒出口后瓦斯浓度低于%时,方可继续向前恢复通风,否则应指令风量调节人员减少局部通风机的送风量,确保瓦斯和二氧化碳不超限。(4)风筒要悬挂平直、接头用反压边。在排放瓦斯的过程中,为防止瓦斯等有害气体的突然大量涌出,在施工过程中必须控制好局部通风机的供风量。即当风筒接好后,要慢慢松开束绳索;束绳索全部松开后,接下段风筒时,必须将束绳索重新收紧;风筒接好后,重复上述操作。(5)瓦斯浓度达到%时,必须由矿山救护队专业人员进行排放,瓦斯浓度低于%时,由矿专职瓦检员和专职通风工负责排放。(6)排放瓦斯工作完成前,排放瓦斯风流经过地点的电器设备不得供电,人员必须全部撤离至1240石门内的安全地点,并保证排放瓦斯风流经过地点内人员全部撤至安全地点。(7)瓦斯排放前,由通防部门安排人员在如下地点设置警戒:1240通路门口以外,撤出1240石门、1240回风石门内所有人员,安监员负责现场监督瓦斯排放警戒工作的执行情况,严禁任何人员进入瓦斯排放流经的风流中。(8)确认撤人、设置警戒工作完成后,向调度室汇报,待调度室同意后,开始进行排放瓦斯工作。(9)当排放瓦斯区域的瓦斯浓度降到%、二氧化碳浓度降到%以下,经全面安全检查情况正常,无局部瓦斯积聚并且稳定30min后,方可结束排放瓦斯工作。待瓦斯及有毒有害气体排放结束后,经瓦检员检查掘进巷道内气体浓度正常后,向掘进工作面送电,恢复正常生产。第三节顶板管理1、掘进工作面严禁空顶作业,必须正确使用前探梁。靠近掘进工作面10m内的支护,在爆破前必须检查一遍。2、掘进中,施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度。3、找顶工作必须遵守下列规定:①找顶工作应有2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,观察人应站在找顶人的侧后面,并保证退路畅通。②找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,找顶范围内严禁其他人员进入。③找顶工作人员应戴手套,用长把(长度不小于)工具(如风钻杆、捣钎等)找顶时,应防止矸石顺杆而下伤人。④顶帮遇有大块断裂矸(煤)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、瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况,并由外向里检查顶板、锚杆等情况,紧固好锚杆后方可在前探支架的掩护下敲帮问顶,清除顶帮悬矸危岩,然后进行正式支护。5、严禁空顶作业,爆破后及时使上前探支架,并用木楔加紧,然后在空顶处先撺两块小板梁,并在其上用小杆或木楔打木垛接顶。前探支护距离不大于,在移动前探梁时,要从外向里在支护好的锚杆下进行。6、煤巷两帮打锚杆前用手镐刷至硬煤,并保持煤帮平整。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×,打眼深度不超过。7、当巷道(硐室)开门、拐弯无法正常使用前探梁时,要采用戴帽点柱作为临时支护,支柱下端支在实底上,每次打眼深度不大于,锚杆的间排距缩小为600×600mm,掘进长度达到4m时,及时采用前探梁作为临时支护。8、坚持经常性找顶工作,确认安全后、施工人员在有效支护下进行打锚杆眼、锚网支护等操作,此过程必须设专人监护顶板情况,并清理好退路,一旦顶板出现掉渣、片落等现象,应立即停止施工、撤出人员,待顶板稳定后,经现场管理人员确认安全后,方可重新进行操作;掘进空间足够使上前探支架时,及时吊挂好作为临时支护。9、在锚网支护中,当围岩不稳定,顶板破碎、易风化、易冒落时,首先可采用初喷封闭围岩,紧接着打锚杆挂网,保证巷道支护强度。若巷道顶板离层(或二合顶),必须及时找掉或采用加长锚杆进行支护,防止大面积冒落伤人。10、锚杆支护巷道迎头必须使用前探支架维护顶板,前探梁要求必须紧固有效,打锚杆眼前应全面检查顶板,确认安全后方可工作,并坚持执行经常性的敲帮问顶制度。11、前探吊环每移动一次,都要检查它的结构牢固情况,有无裂纹、开焊、损坏等,发现问题要及时更换。12、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。13、每班安装的锚杆要在交接班时,由验收员用测力计进行测力验收,当班测定合格的锚杆必须由验收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。14、顶板锚杆在做拉力试验时,试验区域(前后2m范围)内不得有人工作或从事其他操作,必须派专人观察顶板,发现因拉力试验而造成的顶板下沉冒落、片帮、落顶时,必须立即停止试验,使用临时支护,严格执行敲帮问顶,重新锚网支护。15、安装的托盘要与围岩、煤帮接触严密,严禁在托盘后充填木片、碴子等杂物,托盘、螺母要上紧上牢,锚杆外露长度10~50mm。16、安装锚杆只能使用风煤钻或锚杆钻机进行安注,严禁直接采用砸投的方法将锚杆砸入锚固剂内。17、锚固剂固化前,不要使杆体移位或晃动,尤其是在安装顶眼时更应该注意,锚杆安注后12min前不得给锚杆预紧力,更不能拧紧。18、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。19、锚杆拉拔力试验安全技术通用措施锚杆支护是锚网喷支护的主体,它的支护质量好坏直接影响到巷道的后续施工和使用,定期的用锚杆拉力计对锚杆质量进行检验,是保证支护质量的主要措施,为了保证锚杆拉拔力试验过程中仪器正常、安全的使用,根据新版《煤矿安全规程》的要求,特编制本措施。1)技术保证:(1)锚杆拉拔力试验由施工区队质量验收人员进行,试验时现场人员不得少于2人,并作好详细的原始记录,整理好后存档备查,矿管理人员对锚杆拉拔力试验情况进行不定期抽查。(2)试验过程中,为保证检测的真实性,每次试验不少于1组,每组锚杆抽查数量不得少于3棵,并每组要分别在顶和两帮选取。(3)试验时要随时观察读数,保证准确可靠。2)锚杆拉拔力要求:锚杆锚固力不得小于64KN,达不到要求时视为不合格,不合格锚杆必须按照要求进行补打。3)施工准备:(1)检查施工地点的顶、帮,及时找掉活石浮矸,并对检测锚杆周围的锚杆及其他支护进行二次紧固,发现不安全因素时,如危岩、活石时,必须及时摘落,采取有效措施进行处理,确认安全后方可进行工作。(2)锚杆拉力计采用人力运送,运送过程中,为防止设备被碰坏,必须先将设备帮扎好并保证牢靠,同时运送过程中必须密切注意防止拉力指示表意外损坏。4)工作过程:(1)检查油量逆时针方向打开手压泵的卸压阀,使拉力缸中的液压油回到手压泵的油筒中。拧开油筒端部的堵头,检查油量,如油不满,应加注32#机油。(2)排气液压系统刚刚连接好的时候,油管、油筒中常混有空气,为了使系统正常工作,这些空气必须排掉,排气的方法:把手压泵放在比拉力缸稍高的地方,摇动手压泵,使拉力缸活塞伸出,再打开放泄阀,使活塞缩回,连续几次即可。(注意排气时不能加压)(3)操作首先拧下拉力缸和手压泵上的防尘帽,用高压胶管把拉力缸和手压泵连接起来再把压力表装上。接着进行油量检查和排气。然后把锚杆测力接头拧到锚杆末端,套上套,再套上拉力缸,使活塞端向外,然后拧紧螺母,顺时针拧紧放泄阀。上下摇动手柄,用力要均匀,不要用力过猛,当压力表上的读数达到所要求的数值后,停止摇动手柄。注意:手压泵必须摆成水平位置工作,检测完毕,逆时针方向拧动泄压阀,使压力表读数降到零,再把各部件从锚杆上卸下来,卸下高压胶管,把防尘帽拧上。5)常见故障及排除按照正常安装方法把各部件连接好,上下摇动手柄,使压力表上显示的读数达到锚杆锚固力64KN之后,停止摇动手压泵,观察问题及解决方法见下表。问题产生问题的原因处理方法1、压力表不显示压力A、手压泵中没有油打开油筒后注入2#锭子油B、泵上的放泄阀开着顺时针方向拧紧放泄阀C、接头处漏油拧紧各接头D、手压泵没放成水平位置手压泵放置成水平位置后在加压2、压力表有压力但达不到设计A、手压泵中油量太少同1—AB、接头处有漏油把接头拧下用密封带缠好在拧上C、使用油质不对,油太脏同1—A3、拉力缸活塞处漏油A、拉力缸缸体内密封圈损坏更换密封圈4、压力表读数明显下降A、接头处有严重漏油同2—BB、密封件失效更换密封件C、油质太脏清洗油缸后换油5、压力表有读数,拉力缸无压力A、胶管内堵塞疏通胶管B、进出油阀损坏更换手压泵体6)使用注意事项(1)本产品使用的液压油是32#机械油,使用温度为-30℃~+45℃,严禁以酒精、甘油、刹车油、普通发动机油等作为液压油使用。(2)该工具的额定压力为55Mpa,使用时严禁超过额定值,同时为提高寿命,最大压力不宜超过50Mpa。(3)该工具的接头均为高压,因而一定要保护好,防止损坏,同时也不要用扳手扳胶管上的接头扣压部分,防止扣压部分松动,使胶管漏液报废。每次使用完毕,必须拧上防尘帽,并用干净的棉纱把该工具擦拭干净。(4)必须经常用干净的煤油清洗油筒和管路,以保证该工具正常工作并延长使用寿命。严禁用赃物堵在各个油路进出口。7)安全注意事项(1)施工过程中,必须随时检查和监视顶板和两帮,保证工作安全。(2)将锚杆拉拔力试验仪固定于锚杆上时,操作人员必须拿稳拿好,紧固必须保证牢靠,并用8#铁丝将其与周边锚杆连接,防止松拖伤人。(3)试验过程中,所有人员必须躲开试验锚杆延伸线方向两米范围,防止试验仪器松拖伤人。(4)试验过程中要随时检查仪器及被检测锚杆情况,发现异常时应及时停止工作,代查明原因并处理后,再恢复正常工作。(5)试验过程中,试验地点周围严禁进行其他作业。(6)试验前必须详细检查各连接部位,防止试验过程中松脱伤人。(7)试验完毕后,在由试验锚杆上拆除仪器时,拆除工作必须两人配合,一人将油缸拿稳拿好,一人松动螺栓,防止坠落伤人。(8)试验后,必须将试验锚杆上紧并保证有足够的预紧力。(9)每次做锚杆锚固力拉力试验时,必须在迎头范围1—2排锚杆范围内抽取一组进行拉力试验,试验要在锚固剂充分搅拌并在45分钟后方可进行实验。(10)使用刮板输送机或胶带输送机时,电气设备必须停止作业并切断电源。20、对施工范围内的巷道由工区对顶板加强检查,有异常及时整改、汇报。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上级主管部门培训合格,并取得上岗证,由工区指定的当班专职爆破工担任,其他人员严禁进行此项工作。严格执行掘进工作面作业规程及其爆破说明书。3、必须严格执行“一炮三检”制度,实行“三人连锁爆破”和“三保险”制度。(1)“一炮三检”即装药前、爆破前、爆破后必须检查爆破地点附近20m范围内风流中的瓦斯浓度,若瓦斯浓度达到或超过%时,严禁装药爆破。(2)“三人连锁”即爆破前,爆破工将警戒牌交给班组长,由班组长亲自派专人警戒,并将爆破命令牌交给瓦斯检查工,由瓦斯检查工检查瓦斯、煤尘合格后,将爆破牌交给爆破工,爆破工吹哨后爆破,爆破后三牌各归原主。(3)“三保险”制度:即站岗、设置警标、吹哨。吹哨是指:一响撤人、二响爆破、三响解除,每一响之间时间间隔不少于3s。4、电雷管必须有爆破工亲自运送,炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其他人员运送。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爆炸材料库。5、爆破作业,必须使用煤矿许用安全炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管,煤矿许用安全炸药安全等级不得低于二级,煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms。下山施工造成迎头积水时,底角眼使用雷管脚线长度应不小于。炸药厂家、规格等有变化时,必须提前三天通知矿有关单位,以便及时补充安全技术措施。6、本掘进工作面有煤尘爆炸危险时必须采用毫秒爆破,落实安全防范措施后全断面两次起爆,但一次装药必须一次起爆。全断面分次起爆时,每次爆破后,必须严格执行“一炮三检制”,检查巷道内瓦斯浓度、风筒供风、煤粉积聚及顶板等
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