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文档简介

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

本《作业规程》掘进的巷道为副井井底绕道。

二、掘进目的及巷道用途

掘进目的是利用绕道东、西辅运大巷贯通,形成系统。满足材料

运输、生产运输需要。

三、巷道设计长度及服务年限

巷道设计长度:(平距)

副井井底绕道掘进长度120米。

四、预计开、竣工时间

本掘进工作面预计自2019年8月1日开工,(因中间各种因素

影响)预计2019年9月中旬竣工。

第二节编写依据

本规程的编写是按照《煤矿安全规程》、《煤炭安全生产法》、《正

和煤矿开采设计》、《正和煤矿井底车场布置说明》的有关要求进行的。

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

一、地面位置

地面对应为山区,无建筑物,其他区域为丘陵荒山,丘陵地貌。

二、井下位置与四邻关系

副井井底绕道位于副井井底车场,该工作面西侧为主、辅运大巷

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煤柱,东侧为主、辅运大巷煤柱,北侧为边界煤柱,南侧为主运大巷。

第二节煤(岩)层赋存特征

工作面所掘煤层为3#煤层,煤层平均厚度1.7m,容重为

1.35T/m3o煤层大致走向近南北向,倾向西,倾角0—1°,属稳定近

水平可采薄-中厚煤层。

煤(岩)层特征:见表2—2、表2—3

表2—2煤层顶底板情况表

煤类别岩石名称厚度/m岩性特征

层泥岩、砂质泥岩、炭7.M22.4

顶板灰褐、深灰、灰色。

顶质泥岩、铝土泥岩12.12

底砂质泥岩、中砂岩细4.40-1605

底板深灰色-灰黑色,灰-浅灰色。

板砂岩7.82

表2—3煤层特征表

指标数值备注

煤层厚度/m1.5—2.0m

煤层倾角/(°)0—1°

煤层硬度/f2—4

层理发育

煤层构造

节理发育

绝对瓦斯涌出量(m3/min)0.59

属低瓦斯矿井

相对瓦斯涌出量(m3/T)1.71

煤层爆炸指数30.97%煤层具有爆炸性

煤的自燃II级自燃

地温17-20℃

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地压正常无冲击地压

附图:煤岩层综合柱状图

第三节地质构造

本掘进工作面煤层大致走向近南北向,倾向西,根据地质报告说

明该工作面总体掘进地质构造简单,属稳定可采薄-中厚煤层,根据

已掘巷道揭露实际情况预计该工作面可能存在裂隙及风氧化带,预计

局部有淋水,无其它地质构造。

第四节水文地质

该工作面主要含水层有奥陶硅酸盐裂隙含水层,石炭系上统太原

组灰岩岩溶裂隙含水层,现掘3#煤层的直接充水层为石灰岩岩溶裂

隙含水层,其次在开采过程中产生的塌陷裂隙带,在其局部地段接近

上第三系上统底砾岩及风化裂隙水的充水补给,矿区内无常年性河

流,只有在雨季有短暂性流水补给。矿井井口标高高于历年最高洪水

水位线15m,因此在掘进过程中无水患影响。该面水文地质条件简

单,主要为破碎带或裂隙淋水,预计正常涌水量约为130m3/d,不影

响工作面正常掘进。本工作面在局部地段可能存在采空区积水,在掘

进过程中严格执行《探放水设计方案》。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

副井井底绕道布置于井底车场,煤层为3#煤层,开口位置位于

导线点F5点前8.8m处,按方位角250°沿3#煤层顶板掘进120m至

东辅运大巷DF3点前10m处与东辅运大巷贯通,形成系统。

巷道断面特征:见表3—1

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表3—1巷道断面特征表

项目单位副井井底绕道第一次掘进二次起底

宽净mm45004500

高净mm325017001550

第二节支护设计

一、确定巷道支护形式

由于所掘3#煤层顶板为粉砂岩,平均厚度12.12m,属易垮落顶

板,适合锚网索和喷浆支护。根据类比巷道的矿压观测资料及支护经

验,初步确定副井井底绕道断面为矩形,锚杆+金属网+锚索+喷浆联合

支护。开切眼掘进高度3.25m,宽度4.7m,掘进断面为15.3m2。分

两次成巷,一次掘进高度为1.7m.二次起底1.55m成巷。顶板岩层平

均容重取26KN/m3,顶板岩体的普氏系数取2.3;两帮煤及岩体内摩

擦角取30。,单根顶锚杆最小锚固力取100KN,单根帮锚杆最小锚固

力取50KN。掘进巷道掘送至副斜井巷道下部时,保证为了副斜井不

受影响,需锚杆、锚索、架设矩形工字钢棚联合支护。工字钢为11#

工字钢,矩形工字钢棚净规格:宽4.5mx高2.8m,棚距1.0m,顶板

压力大时,棚距为0.6m或密集棚子。

二、支护参数设计

根据参考本矿3#煤层两顺槽所掘巷道支护方式基础上,确定副井

井底绕道支护参数如下:

顶锚杆:选用①22x2000mm圆钢锚杆,锚杆间排距800mmx

800mm;

帮锚杆:选用①18x1800mm圆钢锚杆,锚杆间排距800mmx

800mm

顶锚索:选用15.24x7—6300mm预应力钢绞线锚索,锚杆间排

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距2000x5200mm;

1、顶板支护载荷集度

“tan(45。-」)+仇

q=Z〃+----------------2-------y=9036KPa

\7

式中:Zh—直接顶厚度,m;

H一巷道高度,m;

①b—巷帮煤及岩体内摩擦角

2)顶板锚杆布置密度

KK'q2x1.2x90.36…

n=------=-----------------=2.17

F100

式中:q-载荷集度

K—安全系数

明一变形载荷系数

产一锚杆设计锚固力

顶锚杆布置排距:

a=0.68m

根据辅运大巷断面参数,取顶锚杆排距为0.8m,靠近两帮的锚

杆距离巷帮0.2m,并且分别向巷帮倾斜约20。。

采用计算法校核支护参数

2、根据顶锚杆通过吊悬作用组合梁,帮锚杆通过整体加固作用,

达到支护效果的条件,应满足:

LNLI+I-2+I-3

式中:L—锚杆总长m

Li—锚杆外露长(钢带厚度3mm+托板厚度25mm+螺母

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厚度24mm+间隙富裕5mm,顶锚杆外露40mm,总外露长度取

100mm)

L2—有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎

深度c)

l_3—锚入岩层内深度(顶锚杆取1000mm,帮取500mm)

普氏免压拱高:

b=[B/2+Htan(45°-W帮/2)]/f顶

f顶一顶板岩石普氏系数,取f顶=5;

B、H一巷道宽度和高度,B=4400mm,H=3800mm;

W帮一两帮围岩的内摩擦角取61°(查表得卜

b=[4400/2+3800xtan(45°-61/2)]/5=629.49mm

c=3800xtan(45°-61/2)=947.45mm

依据上述公式计算得出:顶锚杆长L顶21729.49mm;帮锚杆L

帮21507.45mm

所选锚杆长度均能满足要求。

3、按锚杆所能悬吊的重量校核排、间距:

1/2

a=(Q/KRL2)

式中:a—锚杆排间距;

Q—锚杆锚固力,取70KN;

K—安全系数2.5;

R—岩体容重,2.8x103kg/m3;

l_2—普氏免压拱高度。

L2=B/2F2

式中:B—巷道掘进宽度5m;

F2—顶板岩石普氏坚固系数,取F2=5;

L2=5/(2x5)=0.5m

a=[70/(2.5x2.8x0.44x9.8).72m

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因此,所选锚杆间排距参数为800x800mm能满足要求。

4、锚索支护参数校核:

(1)确定锚索长度

L=La+Lb+Lc+Ld

式中:L—锚索总长度

La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m;

民—需要悬吊的不稳定岩层厚度,取3m;

Lc—上托盘及锚具的厚度,取0.2m;

Ld—需要外露的张拉长度,取0.3m。

按GBJ86-1985要求,锚索锚固长度La按下式确定

La>Kxdlfa/4fc

式中:K—安全系数,取K=2;

5—锚索直径,取15.24mm;

fa—钢较线抗拉强度,N/mm2(1860Mpa,合

1020N/mm2;

fc—锚索与锚固剂的粘合强度,取10N/mm2;

La>2x15.24x1020/4x10=777.24mm

取La=0.777m,贝UL=0.777+3+0.2+0.3=4.277m

设计取锚索长度为6.0m,满足要求。

(2)锚索数目的确定:

N=W/P断

式中:N—锚索数目;

P断一锚索最低破断力,339KN;

W—被吊岩石的自重,KNo

W=Bx2hx,rxD

式中:B-巷道掘进宽度,取最大5m;

Xh—悬吊岩石厚度,取3m;

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Xr—悬吊岩石平均容重,28KN/m3

D—锚索排距,取不大于锚索长度的1/2,取1.2m。

则W=5x3x28x1.2=504KN,

N=504/339=1.48

通过以上计算,故取2根;锚索间距,取不大于锚索长度的1/2,

取1.2m。

因此,所选锚索参数能满足要求。

附图:巷道断面支护图

第三节支护工艺

一、支护材料:

1、锚杆:(p=18mm,L=1800mm左旋螺纹钢锚杆。

2、采用直径6mm的冷拔铁丝网,网片的规格为长x宽=2000x

1200mm,网格为长x宽=100xi00mm。

3、树脂药卷:采用符合煤炭行业标准MT146.1-2002的树脂锚

固剂,直径35mm、L=400mm,每根锚杆2块药卷;锚索使用直径

23mm、L=500mm,每根锚索4块药卷。

4、锚索:选用①16x6000mm的钢较线制作,每根锚索用4支

符合煤炭行业标准MT146.1-2000的树脂锚固剂锚固,锚固段长度之

2000mm。

5、锚杆铁托盘规格为:长x宽x厚=l50x150x8mm,锚索铁托盘

规格为:长x宽义厚=①300x12mm。

6、点柱:木头规格为①16-①20cm之间,长度为3m。穿鞋带帽

的木头托盘长x宽x高:2x25x25cm。

二、临时支护

前探支架由金属前探梁、金属套环组成。前探梁由(p50mm钢管

制作,长度2.5m,套环采用①60mm钢法兰制作,长度为0.25m。前

探梁最大控顶距2m,前探梁上方用规格为:长x宽x厚=1200X60X

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100mm背板、木楔等接顶背实;前探梁用2个套环吊挂在靠近迎头

的锚杆上,共3根。施工过程中3根前探梁形成跨步循环临时支护

模式,临时支护打好之后,方可在临时支护的掩护下进行打锚杆、

挂网等工作。

三、锚杆、锚索安装工艺

1、工艺要求:

⑴、打锚杆眼

打眼前,首先按照中腰线检查巷道断面规格,不符合工程质量要

求时,必须进行处理;打眼前要先敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩情况,

清除活奸、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

须在前探支架的掩护下操作。打眼的顺序,应按由外向里先顶后帮的

顺序依次进行。

⑵、安装锚杆

先将锚杆安上专用钻把,然后用锚杆把2块树脂锚固剂轻轻送入

眼底,使锚杆顶住树脂锚固剂,用锚杆钻机卡住钻把,开动锚杆钻机,

使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,方可撤去锚杆钻机,待15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80N.m,拉拔力不小于70kN,

锚杆外露为2-5cmo

2、锚索安装

锚索施工工艺主要包括锚索的制作和组装、钻锚索孔及安装、

预应张拉等工序。

⑴、施工顺序:打孔(①30mm)->装树脂药卷(MT146.1-2000)

一送入锚索(①16mm)一连接搅拌器搅拌一上托盘及索具-拉张锚

索(预紧N30MPa\

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⑵、锚索制作

①、将成盘(应选购每盘1T的包装规格)供应的钢绞线先用8

号铁丝捆3道,然后打开原包装钢带。

②、展开2~3圈,按设计长度6000mm用砂轮机截断,外露

长度大于200mm、小于300mm。

③、重复2)直至所需的锚索根数(但一次不能截太多,一般应

随用随截)b

④、视情况对整个锚固段进行必要的除锈、除油处理。

⑤、将制作好的锚索盘成①1.5m的圆环,用细铁丝等间隔捆3

道,存好备用。

⑥、不论是钢绞线还是已制作好的锚索,均要妥善存放,禁止粘

上油污,否则,会严重影响锚固力。

⑶、锚索安装工艺

①、采用液压锚杆机配中空六方接长式钻杆和①35双翼钻头湿

式打眼。为保证孔深准确,可在起始钻杆上用白色或黄色油漆标出终

孔位置,安装前,要吹净孔内岩粉及积水。

②、安装树脂药卷前应检查其质量(以手感柔软为合格),并保

证树脂药卷在上,缓凝药卷在下,用棉纱将锚索锚固段的水、煤屑等

擦干净,用塑料封箱胶带将树脂药卷与锚索粘结定位。

③、锚索下端装上专用搅拌驱动器,2人配合用锚索顶住锚固剂

缓缓送入钻孔(注意不能反复抽拉锚索),确保锚固剂全部送到孔底。

④、将专用驱动器尾部六方头插入锚杆机上,一人扶住机头一人

操作锚杆机,边推进边搅拌,前半程用慢速旋转,后半程用快速旋转,

搅拌时间控制在30~40s。

⑤、停止搅拌,但继续保持锚杆机的推力约3min,然后可卸下

锚杆机并移开打下一个锚索孔,30min后,卸下专用搅拌驱动器,托

盘、锚具,并将其托到紧贴岩面的位置。

⑥、开泵(SDB-63型手动油泵)进行张拉,并注意观察压力表

读数,达到设计预紧力,千斤顶行程结束时,立即换向回程。

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⑦、卸下张拉千斤顶(注意用手接住避免坠落),装上托盘,并

用索具重新索紧。

⑷、锚索质量要求

①、锚索孔深误差控制在±30mm。

②、锚索外露长度控制在200-300mm。

③、锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿,要一气呵成,绝对不能

反复搅拌,否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏,导致锚固

失效。

④、安装脂药卷10~15min张拉锚索,张拉预紧力控制在50~

120KNo

⑤、锚索安装48h后,如发现预紧力下降,必须及时补拉。

⑥、锚索锚固力应不低于200KN。

⑦、拉拔时发现锚固不合格的锚索,必须立即在其附近补打合

格的锚索,或者用张拉器将不合格的锚索拔出,然后用钻机将原来的

钻孔清一遍,重新安装锚索。

四、交岔点加强支护方案

(1)严格施工质量,特别是联网及锚固质量,确保树脂锚固剂

能够很好的固化。加强锚杆、锚索的预紧力与拉拔检查。

(2)对超冒、超挖的巷道要充填与补锚。

(3)严格要求顶板两侧锚杆与巷帮上下锚杆的倾斜角度,严格

锚杆的打眼位置,同排锚杆孔在一条直线上。

(4)作业过程中,必须指定专人观察顶、帮,进行敲帮问顶,

观察巷道围岩的压力与变形变化情况,若有异常,立即撤人,待围岩

稳定后再进行作业。

在交叉附近巷道围岩中的应力会有所增加,故在交叉点处和交叉

点附近,锚杆的排距变为500mm,锚索排距变为1000mm,每排打

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3根锚索(沿中线布置),锚索距巷帮距离为700mm。

四、井巷喷浆支护工艺

⑴、施工工队应严格按照设计要求进行施工,对施工质量负责,有权

拒绝使用不符合要求的材料。

⑵、严格按照《矿山井巷工程施工及验收规范(GBJ213-90)》、《锚

杆喷射混凝土支护技术规范(GBJ86-85)》的有关要求进行作业

喷射混凝土支护:

(3\喷射混凝土的原材料应满足下列规定:

①应选用普通硅酸盐水泥,水泥标号不得低于32.5号,严禁使用受

潮和过期结块的水泥。

②应采用坚硬干净的中砂或粗砂,含水率不宜大于7%。

③应采用坚硬耐久的卵石或碎石,粒径不宜大于15mm。

④应采用符合质量要求的外加剂:掺外加剂后的喷射混凝土性能必

须满足设计要求;在使用速凝剂时,应做与水泥的相容性试验、掺量

试验及水泥净浆凝结效果试验,初凝不应大于5分钟,终凝不应大于

10分钟

⑤不得使用含有酸、碱或油的水。

一般规定:

(1)混合料的配比应准确。

(2)混合料应随拌随用。

(3)喷射混凝土施工及安全要求。

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(4)喷射前应检查工作面顶、帮板情况,撬净浮石,清洗岩面。

在岩石松软或破碎处必须打超前锚杆,预先护顶

(5)喷射作业中应严格控制水灰比(喷射混凝土的水灰比为0.4~

0.45卜混凝土的表面应平整、湿润光泽、无干斑或滑移流淌现象,

发现混凝土的表面干燥松散、下坠、滑移或裂纹时应及时清除补喷

(6)喷射作业中应严格控制水灰省喷射混凝土的水灰比为04~

0.45卜混凝土的表面应平整、湿润光泽、无干斑或滑移流淌现象,

发现混凝土的表面干燥松散、下坠、滑移或裂纹时应及时清除补喷

第四章施工工艺

第一节施工方法

副井井底绕道施工沿煤顶进行掘进,采用爆破掘进、并按副井井

底绕道施工大样的要求施工;根据地测部门提供的中线施工宽X高:

4.7x3.25m的断面。

施工前,班组长站在有掩护的安全地点用长柄工具执行敲帮问顶

制度,并清除悬阡危岩,确认无问题后,根据中线及断面规格画出巷

道轮廓线,然后开始作业;爆破前后,班组长首先巡视迎头,检查通

风、瓦斯、顶板、支护等情况,确认无问题后,由有经验的老工人站

在安全地点用长柄工具进行敲帮问顶,之后进行超前支护,施工人员

必须在临时支护掩护下按设计及操作规程进行打锚杆、挂网、打锚索

等支护。

工艺流程:

看中线-画巷道轮廓线一爆破作业-临时支护—打锚杆、挂网一出煤

(砰石)

第二节破煤方式

一、施工方式

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根据上述地质条件及巷道特征、劳动组织和工人技术水平等情

况,按照掘进时间和空间顺序及工程衔接关系,为确保安全起见,本

巷采取光面爆破、每班支护,二次成巷、打眼出渣平行作业的施工方

法和“三班”作业制、一掘一支的方式,特殊情况随掘随支。

施工中,可组织如下工序平行作业:

①交接班与工作面检查平行作业;

②检查中线与钻眼准备工作和敷设风水管路、修理机械设备平行

作业;

③钻炮眼和清洗炮眼平行作业;

④临时支护与装岩清扫巷道等平行作业;

爆破掘进:

巷道掘进工作面采用两台湿式风钻打眼,MFB-50型放炮器放

炮,二号煤矿安全许用炸药,1-4段发雷管引爆,正向装药,串联起爆

的方法。

辅助眼的眼口和眼底应尽可能的布置在掏槽眼与周边眼的眼口

和眼底之间。周边眼应布置在井巷掘进断面的轮廓线上,并控制眼底

偏出轮廓线40mm以内。周边眼的眼距不得大于400mm

用炮泥封堵炮眼时,炮眼深度超过1m时,封泥长度不的小于

0.5米以上,炮眼深度超过2.5m时,封泥长度不的小于1m。

第三节装、运岩(煤)方式

一、装载与运输方式

装煤、运煤:

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掘进迎头爆破后,防爆装载机装煤到防爆运输车上运至主斜井井

底的刮板输送机上转载至主斜井的胶带运输机上提升运输至地面储

煤棚。

二、材料、设备的运输方式

施工用的材料、设备均采用防爆运输车运输至使用地点。

第四节管线及轨道敷设

一、各类管线的布置及要求

1、在掘进过程中,所敷设电缆、供水和排水管路、风筒等按要

求布置。

2、风筒吊挂在设备一侧,吊挂平直,做到逢环必挂。煤巷风筒

出口距工作面迎头距离不大于5m,岩巷不大于8m。

3、风管、水管用专用托架固定,高度距底板1.8m以上。

4、各类电缆必须悬挂在电缆钩上,且每钩只准挂一根电缆。

5、静压洒水和排水管路接头严密,不得漏水。

第五节设备及工具配备

设备及工具配备:见表4—1

表4—1设备及工具配备表

序机械或型号数额定功用于施备

单位

设备名称规格量率(kw)工部位注

1装载机2台整体工程

2锚杆机2台75整体工程

3探水钻ZDY—1台整体工程

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650

4空压机4L-20/82台2x130基岩段

5自卸车10台整体工程

6潜水泵15m3/h2台7.5整体工程

7泥浆泵50m3/h5台30基岩段

8风钻2414台基岩段

9煤电钻3台3基岩段

10风镐G106台整体工程

第六节路面硬化

施工方案

保证运输车辆的运行,次掘进巷道路面用混凝土硬化,采用

C20模筑混凝土,厚度200mm。巷道右侧设排水沟,其沟底流

水坡度应与巷道坡保持一致,排水沟净空尺寸为宽X高=72x

72mm,保证排水畅通。

硬化工艺

1、基底清理:立模前把底部虚渣、杂物、积水、油污等清理

干净。

2、立模:采用钢模,模板表面应清理干净,混凝土浇注前模

板表面必须刷脱模剂,模型支撑牢固,防止跑模现象的

3、混凝土浇注过程中加强混凝土的捣固,保证混凝土施工

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质量混凝土表面应平整,符合设计要求。

4、施工缝的处理:10m预留一道施工缝,缝宽2cm,缝内填

塞2cm厚木板。

5、混凝土养护:混凝土浇注完成后应按要求进行养护,可在

混凝土表面覆盖草垫进行养护,待混凝土强度达到设计强度的

80%方能允许车辆通过。

第五章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

1、劳动组织:见表6—1

2、作业方式:采用“三八”制作业。掘进与支护顺序进行。

表6—1劳动组织表

序各班人数

工种工作内容

—三合计

1副队长1113全面指挥,协调本班工作

2班长1113负责本班的安全生产工作

3支护工3339打眼、支护

4爆破1113爆破作业

5质量验收员1113现场安全检查,质量验收

6电钳工2226维修、维护机电设备

7运料工3339物料运输

3、严格执行交接班制度:

⑴各班班长必须认真组织、严格执行交接班制度。

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⑵每个生产班必须由带班长统一领导,做到集体入井、集体交接、

集体收工、集体上井。

⑶每个班入井前,必须由队长主持召开班前会。首先根据上一班

井下

作业地点汇报情况,针对性地进行生产工作安排;二是进行安全

预防。班前会准时、简明,完毕后排队更衣,要准时入井,安全准时

到达作业地点。

⑷进入作业地点后,特殊工种必须与上一班岗交岗、口对口,交

不清、不能走。

⑸每个班和每个岗位必须按照作业计划、岗位责任制和质量标

准,在本班内保质量按时完成额定工作量。

⑹交班人员必须将当班安全生产情况、设备运行情况、材料配件

消耗和供需情况、遗留工作和存在问题,以及接班后注意事项交接清

楚。

⑺交班人员对本班内能够处理的问题必须在本班解决。

⑻凡能够通过试运转交接的设备,必须进行运转验收。对于交接

过程中发现影响生产的问题,交接班双方必须共同予以处理,确保当

班按时进入正常生产状态。

⑼接班人员必须在交班人员在现场的情况下,按照设备与工程质

量标准、作业规程规定,对分工负责的设备和工程状况进行认真细致

的检查。接班者对自已盲目接班后发生的问题要负全部责任。

(1。)交接双方交接清楚后,共同在交接记录上签字完毕,交班人员

方可离开现场,收工出井。

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(11)接班后,班长要向矿调度室汇报当班作业地点、负责人、出勤

人数、工作内容、设备运行状况、各环节存在的问题及开工情况。交

班后,要向矿调度室总结汇报当班安全生产情况。

(12)交接双方班长要互相协调,如发生争执意见,必须及时向队长

汇报,并按队长提出的意见协调。

第二节循环作业

为保证正规循环作业的完成,工作面施工必须根据劳动组织的人

员配备,合理安排工序,充分利用工作时间,提高工作效率。

附图:循环作业图表

第三节主要经济技术指标

主要经济技术指标:见表6—2

表6—2主要经济技术指标表

序号项目单位指标

1掘进工程量m120

2巷道荒断面m215.275

3巷道净断面m212.6

4循环进度m1.8

5日循环个数个6

6出勤率%90

7日进度m10.8

8锚杆间排距mm800x800

9锚索间排距mm2000x1200

10顶锚杆消耗套/m15

11锚索消耗根/m1.2

12树脂锚固剂消耗个/m34.8

第19页共62页

第六章生产系统

第一节通风系统

一、通风方式及供风距离

介于目前矿井通风系统完善,负压通风系统已形成,故现该工作

面现通风为负压通风。

二、风量计算

1、按CH4、C02涌出量计算

Q=100xqxK=100x0.08x1.5=70.5m3/min

式中:Q-掘进工作面需风量,m3/mino

q一掘进工作面绝对瓦斯涌出量,q掘=0.08m3/min

K—掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数,取1.5。

2、按人数计算

Q掘=4xNm3/min

式中Q掘一工作面所需风量,m3/min

N—工作面同时工作的最多人数,取交接班时N=30人

代入数据得:Q掘=4x30=120m3/min

3、按炸药用量计算

式中:Qpj-----炮掘工作面实际需风量,m3/s;

Aj——掘进面一次爆破所用的最大炸药量,9.8kg;

b——每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量,根据炸药有毒气

国家标准,取b=0.1m3/kg;

t------通风时间,一般不少于20min,取25min;

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c-•爆破通风后,允许工人进入工作面工作的CO浓度,一般

C=0.02%;

AjXb9.8X0.1dec3q/•co3"

Q掘=———=-----------=196m/min=3.3m/s

txc25x0.02%

根据以上计算,掘进工作面实际需要风量取以上最大值

196m3/mirio

5、风速验算:

根据《煤矿安全规程》规定,按最低、最高风速0.25m/s《V掘4

4m/s的要求进行验算:

V=Q掘/(60S)=196/(60x11.9)=0.26m/s

V—风速,m/s

Q掘一经计算确定的掘进工作面所需风量,m3/min

S—掘进巷道净断面,m2

经验算,因0.25m/s<0.26m/s<4m/s,故选型合理。风速符合

《煤矿安全规程》规定。

经验算,工作面风量取220m3/min符合要求。

根据上式计算,本掘进工作面选用双风机双电源轴流式对旋风

机,主风机及备用风机均选用FBD型2x22KW轴流式对旋风机,风

筒选用800mm的正反压边柔性风筒,弯道地段必须使用骨架风筒。

后附:通风系统图

第二节压风系统

风源来自地面压风机房,经铁管接至迎头。地面风压为0.8MPa,

迎头风压最小为0.5Mpa,工作面内必须设置压风自救装置。

压风系统:

地面压风机房-主斜井-主运大巷-辅运大巷(压风自救装置)一

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副井井底绕道迎头。

第三节防尘系统

水源来自地面静压水池的水,通过管路系统由3寸管送至掘进巷

道及工作面,供各落煤点洒水、水幕雾化和湿式作业等用。

1、主、辅运输大巷安装3寸静压洒水钢管,副井井底绕道掘进

工作面内高压胶管距工作面不超过30m,设三通,胶管紧跟至工作

面。

2、大巷巷道定期冲洗巷道积尘。

3、工作面30米范围内,每班冲洗一次。

一、防尘系统

地面静压水池T主斜井T主运大巷T辅运大巷一副井井底绕道工

作面。

二、防尘设施及措施

1、出煤时,做到各转载点、落煤点处安设洒水设施,且喷嘴雾

化效果好。

2、在工作面巷道内安设一道净化水幕,固定在距工作面30m处,

由施工队负责随工作面推进移动;巷道内净化水幕要尽量覆盖巷道全

断面,并确保正常使用。

3、支护作业时必须湿式打眼。

4、工作面及巷道内作业的人员必须佩带防尘口罩。

5、对巷道进行定期冲洗,至少每周一次,并确保没有粉尘堆积

(连续长度大于5m,厚度超过2mm的粉尘为堆积)。

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第四节瓦斯防治安全监测系统

副井井底绕道工作面的瓦斯防治,根据我矿2018年瓦斯等级鉴

定报告,工作面内释放的瓦斯经依据,我矿为低瓦斯矿井。局部通风

可稀释到规程允许的浓度之下,在该工作面掘进期间可不用安设临时

瓦斯泵站和管路来解决瓦斯浓度超限的问题。所以无抽放瓦斯系统示

意图。

对巷道内瓦斯超限报警设备、系统的安设方式及超限报警时的处

理程序:

1、安设甲烷传感器,装设在距工作面5m以内。甲烷传感器应

垂直悬挂,距顶板或顶梁不得大于300mm,距巷道侧壁不小于

200mm。上岗干部和班组长带便携。

2、甲烷传感器的报警浓度、断电浓度及范围

工作面及回风流中的甲烷传感器的报警浓度为QCH4>1.0%;工

作面甲烷传感器的断电浓度为QCH4>1.5%,断电范围是掘进巷道内

全部非本质安全型电气设备,回风口处甲烷传感器的断电浓度为

QCH4>1.0%,断电范围是掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。

3、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20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,切断电

源,撤出人员,进行处理。

4、工作面及其巷道内体积大于0.5m3的空间内瓦斯积聚的浓度

达到2.0%时,附近20m内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进

行处理。

5、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯

浓度降到1.0%以下时,方可通电开动。

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6、工作面及回风流中二氧化碳浓度达到1.5%时,必须停止工作,

撤出人员,查明原因,制定措施,进行处理

7、队长、技术人员下井时必须携带便携式甲烷报警仪,随时监

测工作地点的瓦斯情况,如有报警现象(甲烷报警点为1%)必须查

明原因、进行处理。发现瓦斯浓度达到1.5%时,必须立即组织撤出

独头巷道内所有人员,并汇报通风区、调度室。由通风区查明原因,

进行处理。

8、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。

第五节供电系统

本工作面由变电所实行单头供电。

第六节供、排水系统

根据有关资料及地质预测,掘进时工作面正常涌水量不大。因此

在巷道底凹处打水窝,选用两台泵(一台备用)配2寸排水管排水。

排水系统:工作面-运输大巷—中央水仓-管子道-主斜井-地面

井下水处理站。

第七节运输系统

一、料车路线:

副斜井一井底车场一副井井底绕道迎头

二、运煤(开)路线:

副井井底绕道迎头一辅运大巷-主运大巷一主井井底刮板运输机

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f主斜井皮带f地面

第八节通迅系统

本工作面各个转载点必须安装照明灯,各转载点及工作面迎头必

须安设信号装置,各转载点及工作面迎头必须安设电话,并能够直接

和调度室、采区配电点、中央水泵房、井下中央变电所、矿井地面变

电所和地面通风机房、矿调度室相互直接联系。

第七章灾害预防及避灾路线

第一节灾害预防

一、灾害预防

每位员工都要熟知本巷道避灾路线,提高灾害预防和避灾能力。

(-x顶板事故的预防和处理

1、当发现冒顶预兆时,当时又难以采取措施防止顶板冒落时,

要迅速离开危险区域,撤退到一采区大巷等安全地点。

2、遇危险时要靠煤帮贴身站立或到支护完好处避灾。

3、发生冒顶事故,有人被砸伤、埋压或堵塞时,等冒落稳定后,

要立即查清遇难者的位置,人数和被埋压情况,用急救箱进行抢救;

如被控地点有电话,遇险人员应立即电话汇报情况。否则,遇险人员

应立即采用呼叫、敲打(严禁敲打对自己威胁的支护、物料和岩块)

等方法,发出有规律、不间断的呼救信号,以便营救人员了解灾情,

组织力量进行抢救。

4、事故发生后,遇险人员要听从班组长和有经验的老工人的指

挥,在保证安全的前提下,积极开展自救和互救。被煤阡、物料等埋

压的人员,不要惊慌失措,在条件不允许时切忌采用猛烈挣扎的办法

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脱险,以免造成事故的扩大。未受伤或轻伤的人员,要采取切实可行

的措施设法营救被埋人员,并尽可能脱离险区或转移到较安全地点等

待救援。

5、冒顶后人员互救时,暂停向冒落区附近的机电设备供电,防

止抢救时人员触电。

6、营救被埋人员时,营救人员应首先检查和维护好冒落点及其

附近的安全,以保障营救人员在救灾的安全,并有畅通、安全的退路。

7、冒落范围不大时,如果遇险人员被大开石压住,可用液压千

斤顶等工具把大块岩石支起,再将遇险人员救出,切忌生拉硬拽。

8、如果顶板沿煤壁冒落,奸石块度比较破碎,遇险人员又靠近

煤壁位置时,可沿煤壁由冒落区从外向里掏小洞,架设梯形棚子,边

支护边掏洞,直到把遇险人员救出。

9、遇险人员要迅速组织起来,听取班组长和有经验的老工人的

指挥,团结协作,尽量减少体力和隔堵区的氧气消耗,有计划地使用

饮水、食物和矿灯等,做好较长时间避灾的准备。

10、维护加固冒落地点和人员躲避处的支护,并经常派人检查,

防止冒落近一步扩大,保障被堵人员避灾时的安全。

11、如人员被控地点有压风管,应打开压风输送新鲜空气,稀释

被隔堵空间的瓦斯含量,并要注意保暖。

12、如果发现被堵塞人员时,要利用现有洒水、压风管路尽快向

堵塞区域供风。

13、抢救时,认真观察顶板和两帮情况,若有二次冒落危险时,

必须采取措施立即维护,抢救必须坚持由外向里依次进行。

14、清理堵塞物料时,要防止伤害遇险人员,严禁用镐刨、锤砸

等方法扒人破煤。

(二\火灾事故发生时的措施

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1、一旦井下发生局部火灾,井下人员必须快速离开危险区域,

撤退到安全地点。向调度室汇报,等待命令。

2、在工作面发生火灾直接灭火无效时,及时按避灾路线撤离火

区。

(三x处理瓦斯、煤尘灾害事故:

1、瓦斯、煤尘发生事故时,人员迅速背向空气振动方向,脸部

朝下卧倒,与此同时,要迅速取下自救器戴好,等振动过后,全体人

员沿着避灾路线迎着新鲜风流快速撤离险区,到达安全地点;如果受

灾人员处于灾害地点下风头,无法撤到进风大巷时,应从回风巷尽快

撤到地面。

2、若巷道堵塞无法撤离时,要选择适合地点构筑临时避灾帽室,

做好标记,发出信号等待救援。

(四X处理水灾事故:

1、发现出水预兆,立即向上山方向沿避灾路线撤离,到达安全

地点;同时通知附近人员一起撤离。

2、如果避灾路线被隔断,受灾人员立即寻找靠近大巷位置最高

的地方暂时躲避,同时敲打水管和轨道,发出呼救信号。

3、如果发现有被堵人员时,要利用洒水/压风管路尽快向堵塞区

域供风。

(五\严格执行“三不装药”制度。

①炮眼和掘进头有出水征兆时不装药。

②探水超前距不够或偏离探水方向时不装药。

③掘进支护不牢固或空顶超过规定时不装药。

第二节避灾路线

1、若工作面发生火灾,瓦斯、煤尘爆炸及其它灾害事故时,在

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没改变通风方向的情况下,作业人员应沿以下路线撤退。

正常通风时:副井井底绕道巷道-主、辅运大巷一主(副、风)斜井-地

2、若工作面发生火灾,瓦斯、煤尘爆炸及其它灾害事故时,在

改变了通风方向的情况下,作业人员应沿以下路线撤退。

反风时:副井井底绕道巷道-主、辅运大巷T联络巷T回风大巷-

回风斜井一地面

3、若工作面发生水灾事故时,作业人员应沿以下路线撤退。

副井井底绕道巷道T主、辅运大巷-主(副、风)斜井T地面

附:避灾路线图

4、应急情况处理

当工作面有重大危险异常征兆时,一定要先撤人再进行汇报,停

风就要组织立即撤人,保证员工的人身安全。

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》。传达后进行学习、签字,学习完成

之后必须做到人人熟知方可下井作业。签字登记表附在在《掘进作业

规程》后。

2、施工前,地测科必须提前给出开门位置,施放施工中、腰线,

施工单位严格按线施工。

3、开口前,必须开门口左右各10m巷道进行检查,有问题要采

取加固措施,并将各种管路、电缆落地用旧皮带、板梁掩护好。

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。

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5、开口前必须打锁口锚杆、锚索。

第二节“一通三防”管理

一、通风管理

1、掘进期间,生产区队要每隔2.5米在巷帮打设风筒吊挂桩吊

挂风筒。巷道布置电缆、管路、等设备设施时,必须充分考虑风筒位

置,不得出现挤压、磨擦风筒现象,掘进工作面风筒、风机管理必须

符合质量标准化要求。

2、施工区队必须对通风设施设专人挂牌进行管理,并按规定定

期对风机运行状况进行检查,要保证风机时刻处于正常运转状态;要

有专人每班次对副井井底绕道风筒进行检查,发现破口要及时修补。

3、风筒的直径要保持一致,如果不一致需使用过渡节,并应先

大后小,不准花接。风筒出风口距迎头距离不得超过8米,出现瓦斯

涌出异常时,要根据有关要求缩短风筒距迎头距离。

4、正常工作中,如果风筒突然断开或出现大破口,影响到正常

供风时,受影响地点人员应立即撤出,

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