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文档简介

目录

第一章概况.............................................3

第一节概述........................................3

第二节编写依据....................................3

第二章地面相对位置及地质情况............................5

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况..............5

第二节煤层赋存特征.................................5

第三节地质构造....................................6

第四节水文地质....................................6

第五节瓦斯涌出情况................................8

第三章巷道布置及支护说明.................................9

第一节巷道布置....................................9

第二节巷道支护....................................9

第三节支护工艺....................................11

第四章施工工艺.........................................12

第一节施工方法...................................12

第二节工艺流程...................................13

第二节掘进机主要参数及使用要求...................13

第四节爆破作业...................................18

第五节装载与运输.................................19

第六节管线......................................20

第七节设备及工具配备...........................21

第五章生产系统.......................................22

第一节通风.......................................22

第二节压风.................................25

第三节瓦斯防治及防突管理.......................25

第四节综合防尘...................................32

第五节防灭火....................................34

第六节安全监控...................................38

第七节供电......................................39

第八节排水......................................39

第九节运输......................................39

第十节照明、通信和信号..........................40

第六章劳动组织及主要技术指标...........................41

第一节劳动组织...................................41

第二节循环作业...................................42

第三节技术经济指标...............................43

第七章安全技术措施....................................44

第一节一般要求...................................44

第二节一通三防..................................44

第三节顶板.....................................48

第四节防突管理...................................51

第五节爆破.......................................54

第六节防治水....................................59

第七节机电.....................................60

第八节运输......................................64

第十节其它.....................................71

第八章灾害应急措施及避灾路线..........................75

第九章规程贯彻学习....................................77

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称:2303工作面上顺槽

二、巷道位置、层位及相邻巷道关系:

2303工作面上顺槽位于我矿二水平南翼,23采区南部,西部为2301工作

面采空区,东部为3101工作面采空区,北部为3102工作面采空区。开口沿二

।煤层底板掘进,开口掘进方位角为215°。

见附图1:2303工作面上顺槽掘进工作面平面图

三、巷道用途:2303工作面回风及行人

四、巷道工程量、坡度及支护形式:

巷道设计长度577.8m,开口沿煤层底板掘进,采用可缩性近似半圆拱U36

型钢棚支护。

五、工程服务年限:2303工作面回采期间

六、开工时间:2015年6月

第二节编写依据

一、《2303工作面设计》

2015月3月

二、煤矿安全质量标准化标准化基本要求及评分方法(试行)。

2013月5月

三、《煤矿安全规程》

2011月2月

四、《2303工作面地质说明书》

2015月3月

五、《鹤壁煤业技术管理规范手册》。

2015月2月

第二章地面相对位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

该巷道处于-250m〜-267nl之间,地面标高在+192.4〜+210m之间,该工作

面二।煤层距地面垂深为442.4〜477m。地面由西向东倾斜,地面无河流。该区

域内地面无建筑物和河流铁路对工程无影响。

2303上顺槽掘进工作面位于位于我矿二水平南翼,23采区南部,西部为

2301工作面采空区,东部为3101工作面采空区,北部为3102工作面采空区。

巷道施工期间采空区对本工程造成一定影响。

第二节煤层赋存特征

2303工作面开采的是二迭系山西组的二]煤层,二।煤层为我矿的主要可

采煤层,该煤层厚度大且稳定,稳定性为一类。煤层为黑色,块及粉末状,呈

玻璃光泽,硬度小,易破碎,以亮煤、镜煤为主,属半亮型煤。根据地面385-1、

67-3、383-13钻孔资料和2301、310K3102改造工作面回采期间煤厚探测及资

料收集分析,2303工作面二1煤层产状N6°W—N22°E,倾向84°—112°,平均

煤层倾角为14°,二1煤层平均厚度为8.0m。可采性指数为Km=l,煤厚变异系

数r=9.59%,煤层结构简单,在煤层的下部有一层0.11m的夹肝,厚度基本稳

定。

该工作面煤系地层直接顶板为砂质泥岩,厚度约8.35m,深灰黑色,致密,

含少量植物化石碎片,局部砂质较高。其上层为深灰色细粒砂岩(S,o),厚度

约20.77m,含石英、长石暗色矿物,局部砂泥质互层,含羊齿及大量植物化石。

煤层直接底板为砂质泥岩,厚为1.12m,灰黑色,含大量植物根部化石,

底部含砂质较高。

见附图2:2303工作面地层综合柱状图

煤的自燃发火期一般在124〜210d,属于三类不易自燃煤层。根据煤炭科

学研究总院2008年12月鉴定结果,煤尘爆炸性指数为16.29%,具有爆炸性。

地温、地压都属正常。

第三节地质构造

根据技术部门预计及结合收集该地区已揭露地质构造显示,掘进期间会遇

到F南-13,落差4.0m,彳到角73°、F南-修,落差3.5m,倾角57°、F2301-7,落差

3.6m,倾角60°、F南.8,落差L6m,倾角28°、F南川,落差3.0m,倾角75°、

F23OI-8,落差5.0m,倾角40。及Fas-,落差7.5m,倾角80°7条断层。届时生

产区队要根据地测科通知与现场实际资料显示,提前编制相关安全技术措施。

见附图3:2303工作面上顺槽掘进预测剖面图

根据我矿历年开采资料证明,矿区内没有岩浆侵入体,局部受河流冲刷带

影响,煤层顶底板将会出现凹凸不平的现象,严重时煤层厚度将受到影响,工

作面掘进时也将受到一定影响,给施工带来困难。

无褶曲等其它地质构造对掘进造成影响。

无冲击地压及应力集中区对掘进造成影响。

第四节水文地质

一、主要充水含水层及其影响简述如下:

1、顶板砂岩含水层

山西组二1煤层顶板砂岩含水层(S10)是二1煤层回采期间的直接充水含

水层,也是本工作面采掘活动中的主要充水因素,顶板砂岩(S10)含水层位于

二1煤上8.35m,为灰褐色细粒砂岩(S10),平均厚度约20.77m,含石英、长

石、白云母片及大量暗色矿物,层面含碳质及白云母星,钙质胶结。该含水层

渗透系数K=0.0177—0.0415m/d,水质HCO3—CaMg型,矿化度0.4g/L,PH=8.7,

属于裂隙微弱承压含水层,水量不大,易于疏干,但对生产有一定影响。各含

水层之间有砂质泥岩相隔。

2、底板砂岩含水层

山西组煤层底板砂岩(S9)是二1煤回采期间的间接充水含水层,位于二1

煤下1.12m,为深灰色中粒砂岩,平均厚度约0.88m,含石英、长石为主,含

暗色矿物及少量白云母片,钙质胶结。根据我矿历年开采资料•,该含水层富水

性差,一般对回采没有影响。

3、C3L8灰岩含水层

太原群C3L8灰岩含水层为二1煤回采期间的间接充水含水层。位于二1煤

下22.06m,岩性为深灰色石灰岩,显晶质结构,含蜓科、腕足类动物化石,灰

岩层平均厚度为5.0m,属于裂隙溶岩承压含水层,一般是通过断层或其他构造

向工作面进水。

二、水害威胁情况分析

2303工作面上顺槽紧邻2301工作面采空区掘进,在采空区可能局部积聚

少量老空水,其主要水源是二।煤层顶板砂岩水及工作面注浆水。在掘进期间

需向采空区内打探眼。确保不受水害威胁。

三、涌水量预计

根据以往采掘资料分析,预计涌水量为0.5〜6m3/h。

第五节瓦斯涌出情况

根据邻区2301、3101、3102改造工作面掘进回采期间瓦斯涌出量及瓦斯

梯度,由于2303工作面周边工作面已回采,瓦斯已经得到疏放,预计本工作

面在掘进期间瓦斯绝对涌出量为0.7m3/min。总体上瓦斯涌出量不大,但是在过

断层和构造带时瓦斯涌出量有可能增大,因此在施工中应加强通风设施的管

理,严格瓦斯检查与管理。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

2303工作面上顺槽沿二「煤层底板布置。该巷道底板标高在-250m〜-267m

之间。设计净断面积12.04nf,掘进毛断面14.22m:

开口位置为二水平南翼回风巷导线点31L145点向里10m处。掘进方位角

215°,设计掘进坡度约在-12.34〜+20.1°之间,上顺槽设计掘进工程量为

577.8mo

巷道开口施工及贯通必须编制专项技术措施。

见附图:42303工作面上顺槽掘进开口方法示意图

第二节巷道支护

一、临时支护方式及支护方法

1、临时支护

2303工作面上顺槽掘进临时支护选用2根3nl长:n型梁,配合四个专用卡子

作为临时支护。每次放顺帮炮后,先敲帮问顶找掉活煤砰,然后将所架U型棚

棚梁担在临时支护的n型梁前端,前移临时支护,使冗型梁前端抵住煤墙,把

口型梁与永久棚棚梁背紧、背牢;调好临时支护棚梁的中线后,把弘型梁所托

的临时支护梁与永久支护的梁用铁拉杆联接,并将拉杆卡缆螺栓上紧,然后铺

顶网并与永久支护的网连接好,背好顶背木;再按腰线、迎山角栽柱腿,然后

把梁、柱搭接处卡缆及底板向上1300mm处的拉杆螺栓上紧,最后铺上帮网用

背木将帮背实。

巷道最大控顶距为0.8m,最小控顶距0.2m。永久棚架设好后,如迎头煤

墙出现控顶距超出规定时,将超前支护顶至煤墙,并使用半料配合超前支护将

顶板托起,并将超前支护背紧,作为临时支护,防止顶板冒落。

附临时支护平面图

附临时支护剖面图

T

o

o

i

--------------规格林(to部3m的II型棚支护

2、巷道永久支护工艺及要求

(1)巷道永久支护工艺

2303工作面上顺槽掘进支护采用以型钢棚,加型钢棚支护规格:梁X柱

X柱=3750X3494X3494,棚距700mm,下净宽4600m,净高3300m;梁、柱搭

接处每处使用3个卡缆,棚与棚之间使用3个小卡缆配合3根拉杆连接,顶帮

铺设10#镀锌金属菱形网,网与支架之间背设背木18根。

附图5:2303工作面上顺槽巷道支护断面图

第三节支护工艺

一、2303工作面上顺槽工程质量验收标准:

15中线至任何一帮下净宽2300mm:0~+100mm。

2、净高3300mm:-30~+100mm。

3、水平巷道前倾后仰质量要求:

支架前倾后仰柱Wl°

4、斜巷道迎山角:6°〜8°迎1°。

立柱斜度Wl°

5、支架间拉杆3根:

合格不符合设计要求的不超过两处;优良均符合设计要求。

6、支架间背设背木18根:

合格80%以上背木背紧、背牢,背木排列位置和数量基本符合设计要求;

优良全部背木背紧背牢,背木排列位置和数量基本符合设计要求。

7、支架柱窝深度不小于200nlm:

合格柱窝应到实底,其深度不小于设计值30mm;

优良柱窝应到实底,其设计深度符合设计要求。

8、梁柱搭接长度450mm:允许偏差-50mm。

9、耳间隙:允许偏差5mm。

10、梁柱搭接卡缆螺栓扭矩:300〜350N-mo

11、支架间距700mm:允许偏差W50nlm。

12、支架扭距:允许偏差W50mm。

13、每处梁、柱搭接使用三个双槽夹板式卡缆。卡缆间距150mm,允许误

差±20mm;卡端距20mm,允许误差0〜一20mm。

14、卡缆螺栓的外露螺纹要进行涂抹防锈涂油处理,螺栓上要求加弹簧

垫圈。

15、拉杆安装位置:梁拉杆安装在梁中位置,两柱腿拉杆分别安装在底

板向上1300mm的位置。

16、架设型棚顶、帮铺设10#镀锌金属菱形网(菱形网规格:10000mm

X832mm),网眼与网眼用冷拔丝螺旋扣扣相联。网与支架之间背设背木18根:

背木长度900mm;直径250nlm;间距700mm,允许误差±100mm。

三、备用支架数量、规格及存放地点

在料场存放规格为4600mmX3300mm的几型可缩性近似半圆拱棚不少于

10棚。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、进班后,由跟班人员与班组长共同进入掘进工作面检查上班遗留隐患、

沿线文明生产情况,发现隐患后必须及时处理至安全状态。上述排查完成后允

许其他人员进入掘进工作面作业。

二、其他人员进入掘进工作面后,班长与机电工自掘进头向外依次检查各

部设备情况,是否有失爆或安全设施不起作用等现象。验收员进行验收上班支

护工程质量、校检中腰线,组长带领其他人员进行施工前准备包括施工超前钻

探探眼、运料等。

三、准备完毕后,掘进头由2〜3名掘进工负责操作ZQS-50/1.6s型风锚

头钻机按照爆破三视图人工打眼、装药、布岗撤人、爆破落煤。

四、撤岗后,进入掘进头首先由班组长和跟班人员对掘面进行敲帮问顶,

排除隐患后采取前移超前支护、上梁,背实顶梁后,由掘进机及人工使用铁锹

将原煤装到刮板运输机内运出。

五、原煤出后进行栽腿作业,栽腿完成进行背帮、背顶、清理现场。

第二节工艺流程

2303工作面上顺槽掘进工作面一个小班施工工艺流程如下:交接班安检

一打探眼施工准备一打眼、施工准备(每架2棚接一次槽)一布岗、爆破、通

风一找顶、支护顶、洒水、掘进机及人工出煤、架棚一打眼一找顶、支护顶、

洒水、掘进机及人工出煤、架棚一清理、验收

第二节掘进机主要参数及使用要求

一、EBZ100E悬臂式掘进机主要技术参数

总长:8.7m总高:1.48m总宽:2.8m总重:28t

供电电压:660/1140V液压电机:55KW

履带比压:0.127MPa爬坡能力:±18°

油箱容量:395L使用油压:W18MPa

二、EBZ100E悬臂式掘进机使用安全注意事项

1、基本要求

(1)未经培训不许进行掘进机操作。

(2)必须带上手套和安全帽。

2、开机前的检查

(1)首先检查周围的安全情况,检查煤壁顶板及顶部支护系统是否有问

题,并且注意巷道环境温度、有害气体等是否符合规定,保持工作区域良好的

通风。

(2)检查紧急停止按钮、行走控制及前后照明能否正常工作。

(3)检查各电缆是否吊挂不良或绷的太紧,是否有水淋、外部损伤、漏

电现象。更要充分注意不要被掘进机压住或卷入履带内。

(4)所有机械,电气系统裸露部分是否都有护罩,是否安全可靠,经以

上检查确认安全无误后,方可开机。

(5)检查在场人员是否远离设备,铲板前方和截割臂附近严禁有人。

3、开机运行

(1)开机前先鸣响报警。

(2)司机严格按操作指示板操作,熟记操作方式,避免由于误操作而造

成事故。

(3)当启动切割电机时,应首先鸣响警铃,确认安全后再启动开车。

(4)注意前部的截割头,后部的转载机,严禁碰倒左右支架。转载机由

于机器的行走震动可能向左右偏移,会与支架或其他设备触击,要引起注意。

(5)当机械设备和人身处于危险场合时,可直接按动紧急停止按钮,此时

全部电机停止运转。

(6)当进行顶板支护或检查,更换截齿作业时,为防止截割头误转动,应

将操作箱上的“支护、工作”转换开关严格地转向“支护”位置;同时也应将

设在司机席前方的截割电机不能转动的“紧急停止按钮”按下,并逆时针锁紧。

(7)设备停止工作时,截割头回缩,铲板落地。当操作人员离开时,必须

将电源开关搬至“断开”位置并把搬手取下。

三、电气安全要求

1、EBZ100E掘进机额定工作电压一定符合AC660/1140V供电要求。

2、检查或打开开关箱、箱门时必须严格按“严禁带电开盖”要求先停电,

确保开关箱已经断电后方可松开紧固螺栓打开上盖或箱门。

3、开关箱所有关联设备必须符合本开关箱控制元件参数要求,用户不得

擅自更改开关箱、关联设备的结构及电器参数。

4、使用时应尽可能的避开淋水的地方。

5、电缆引入装置的密封胶圈、金属垫圈、压板等不得残缺,防爆部位紧

固螺栓、内外接地必须接牢。

6、维修和使用中,不得改变本安电路有关的元器件的规格、型号和参数。

7、必须定期检查各导线的连接是否有松动现象,特别是主回路各接线端。

8、情况异常时请按下“总急停”或断开符合开关、停开关箱电源,必要

时停前级电源。

9、安标控制元件必须具有安全标志证书且均在有效期内。

四、EBZ100E悬臂式掘进机操作要求

1、开机前检查

(1)检查有无丢失的部件,并修理或更换损坏的设备部件。

(2)检查各注油点油量是否合适,汕质是否清洁。

(3)检查各电器结合面。螺丝是否齐全、紧固。

2、正式运行前的准备工作

(1)先按按钮使电机微动,以确定其运转方向是否正确。

(2)电机空载运行3分钟,观察各部位音响、温度是否正确,有无卡阻

或异常现象。

3、正式运行

(1)操作手柄时,要缓慢平稳,不得用力过猛。操作液压手柄时要经过

中间位置,例如:机器由前进改为后退时,要经过中间的停止位置,然后改为

后退。操作其他手柄也一样。严禁超负荷操作。

(2)非特殊情况下,尽量不要频繁点动电机。启动或停止电机时,要完

全彻底,避免缓慢微动。

(3)试运行时须注意送电后各项显示正常,按顺序启动各电机(其中注

意调整各电机正反转):

①启动顺序:信号一油泵电机一二运电机一报警一装载电机

②停止顺序:装载电机-*二运电机■*油泵电机

(4)装载时必须进行洒水,应将司机左右侧的截割头外洒水的阀门打开,

确认喷雾洒水正常符合要求时方可装载。

(5)截割头不能同时向左又向下、向右又向下,而必须单一操作。

(6)在装载时一定要注意铲板高度的调整,当行走时铲板一定要抬起。

(7)运输机最大通过高度为350mm,因此当有大块煤或岩石时应事先打碎

后再运走。

(8)当运输机反转时,注意不要将运输机上面的块状物卷入铲板下面。

(9)大块煤岩可能要卡在本体龙门口处造成第一运输机停止,必须击碎成

小块。

(10)在软底板上操作时,应在履带下垫木板。(1至1.5m间距),加强行

走能力。

(11)机器行走时严禁进行装载,行走时装载会加大切割负荷,会造成行

走减速机损坏。影响装载效率,要使铲板及后支撑接地良好,加强稳定性,减

少震动。

(12)当油温升到70C以上时,应停止掘进机,检查液压系统和冷却系统。

(13)当冷却水温40℃以上时,应停止掘进机检查温升的原因。

(14)发现异常应停机检查,处理好后再开机。

(15)停机操作程序为:装载电动机,内外喷雾总进水阀,后支承油缸复

位,油泵电动机,各操纵阀手柄接到中间位置,断电。

五、日常维护与修理

为确保机器正常运转,要切实做好日常的保养和维护。作为设备的操作者

应在操作该机前,学会并掌握该机的技术特性及操作方法等,能及时的发现异

常并排除故障。坚持掘进机每天维护保养一次。

1、当对电气设备及机械部分进行维护、修理时必须切断电源,在不带电的

状态下进行工作。

2、日常维修应按日检项目内容严格遵照执行。

3、对于有泥土和煤泥沉积的部位要定期清除。

4、维修电气系统,在欲打开防爆接触面时必须事先将外部的灰尘、煤泥清

扫干净。

5、为了防止防爆面生锈,可涂抹黄干油。

6、各处的盖板拆开后,不要长时间放置,特别要防止侵入水,在高温度及

恶劣环境下尽量不要打开盖板。

7、发现零部件损坏,失去原有性能,一定要及时修复或更换,严禁带病工

作,以免因小失大。

8、处理电气故障必须由专职电工操作,先用验电笔验电,确认安全后方可

检查,排除故障。

第四节爆破作业

一、打眼

1、巷道断面形状为带扎角近似半圆拱断面,掘进高度3.50m,宽度5.4m。

巷道沿底板掘进,巷道顶板为煤体。

2、打眼工作必须由跟班队长监督、验收员按照爆破三视图指定炮眼位置、

角度,由2〜3名掘进工负责操作ZQS-50/1.6s型风锚头钻机进行打眼工作,

煤层中的最小抵抗线不得小于0.5m,岩石巷道最小抵抗线不得低于0.3m,打

好的炮眼小于抵抗线规定时,要标明为报废眼,不得装药。

见附图6:2303上顺槽掘进4.6X3.Bm几型钢棚炮眼布置三视图及爆破说

明书

二、装药

1、装药前,必须将炮眼内清理干净,装药时按爆破说明书规定的药量装

药,用木质或竹质炮棍轻轻将药卷送入眼内,确保药卷装到底。

爆破装药结构示意图如下:

2、施工循环进度为0.7m。爆破炸药选用为三级煤矿许用乳化炸药,规格

为①32X230质量为200g/卷。引爆雷管选用毫秒延期电雷管,型号为HM。每

掘进一棚所消耗炸药量为8.6kg,使用雷管数量为44发。起爆器采用MFB-200

型起爆器,引爆能力:200发,充电时间:W25s,最大外电阻:W1220。。

三、起爆

装药后,爆破工必须是最后一个离开放炮地点。爆破前,班组长或跟班

干部送岗后,回到起爆地点必须清点人数,确认无误后,方准下达起爆命令。

爆破工接到起爆命令后,必须先发出爆破警号,至少再等5s,且执“回头看”

后,方可起爆。

第五节装载与运输

一、装载与运输方式

1、运煤采用掘进机及人工装载刮板运输机及胶带运输机运输,材料设备

采用专用材料设备车或矿车,通过轨道运输。

2、运煤设备型号:SGB620-40T,40改运输机。刮板运输机紧跟迎头,每

部SGB620-40T、40改刮板运输机运输距离不大于80m。

3、在迎头掘进机装载运煤时先开启最外面一部设备,然后逐台运行。停

运时先停运迎头最里面掘进机,开空后由里向外停运。

二、刮板输送机铺设及安全设施

1、施工前的准备

(1)施工负责人认真检验施工所用起吊工具手拉葫芦大、小链是否有滑

链现象,链环连接是否完好,不得有裂痕、腐蚀、损伤等问题,否则立即更换;

检查钢丝绳绳套或40T大链不得有损伤和锈蚀,钢丝的断面积与钢丝绳总断面

积不得大于10%o

(2)施工负责人认真检验电动机、减速机、刮板运输机型号、技术参数

是否符合要求,检验完好无误后提前运至施工现场。

(3)施工负责人应将施工用的3t手拉葫芦2个、40T单链10挂、挡煤板、

QBZ开关1台、50mm2电缆(长度根据所铺槽的长度确定)、信号线100m等工具

材料准备齐全,并提前运至施工现场。

2、拆、铺刮板输送注意事项

(1)拆刮板输送机掐链时,按以下要求执行:机头压柱要牢靠,机头上

所有危及安全的转动外露部分必须要有保护罩,按钮要灵活可靠。掐链工作必

须是维修工和有工作经验的工人来完成。拆刮板输送机机头时开关必须停电落

锁并挂上“有人工作,严禁送电”标志牌。

(2)铺槽、运送大链的作业人员必须相互照应,搞好自主保安、互助保

安,严防磕手碰脚。

(3)安全设施

安装刮板运输机机头时,必须由机电班长统一指挥,输送机试运转前,必

须打好机头、机尾压柱,并垂直顶、底板,机头压柱采用经允许使用的自制压

柱,机尾压柱采用不小于①200mm的圆木(机尾压柱2根)。所有压柱都必须拴

好防倒小链(绳),以防压柱翻倒发生事故。刮板运输机跨越行人处必须安设

行人过桥。

必须在刮板机机头、机尾人行道一侧2m内各安装1套组合信号装置。刮

板输送机司机必须在机头两侧L5m外操作刮板机,严禁在刮板机机头正前方

开动刮板机。

第六节管线

水管、压风管吊挂平直,间距200nlm,距底不小于300nlm,接口垫好皮垫,

各处闸门连接性能良好,不漏水,每隔50m接一个三通闸门,便于巷道冲尘。

风筒和电缆不准在同一帮挂设,吊挂高度不小于1.8m。风筒吊挂平直,环

环吊挂,接口不漏风,迎头不落地,符合通风质量标准。电缆吊挂必须符合机

电质量标准,并且吊挂整齐。

第七节设备及工具配备

设备及工具配备一览表

序号设备及工具名称型号功率/kw使用、储存数量电压/V

1气动手持式钻机ZQS-50/1.6s2

2风动凿岩机YT-283

3胶带输送机DTL--10003660

4刮板运输机SGB620-40T406660

5闭锁开关KBZ-4002660

6信号综合保护ZBZ-41660

7局扇FBDNo6.0/2X30302660

8铁锹15

9尖钎4

10煤钻杆4

11超前探杆13m

12控制开关QBZ-120(200D)12660

13掘进机EBZ100E551660

第五章生产系统

第一节通风

一、通风方式及供风距离

1、通风方式采用局扇压入式通风。

(1)进风路线

2303工作面上顺槽掘进进风路线:

二水平南大巷一局扇f风筒(2305出煤巷及二水平南翼回风巷)一2303工

作面上顺槽掘进面

见附图7:2303工作面上顺槽掘进工作面通风系统示意图

(2)回风路线

2303工作面上顺槽掘进面回风路线:

2303工作面上顺槽掘进面f二水平南翼回风巷一二水平南翼总回风一南

翼风井f地面

2、最远端供风距离830m。

二、掘进工作面风量计算

1、按稀释瓦斯涌出量计算

3

Q=q掘XK掘通+0.7%=0.7X1.8+0.7%=180(m/min)

其中:Q---掘进工作面所需风量n?/min;

3

q掘——掘进工作面回风流中瓦斯的平均绝对涌出0.7m/min;

K掘通——瓦斯涌出不均衡通风系数,炮掘工作面K期通取1.8;

2、按局部通风机安装处吸风量计算

Q=Q扇XIi+60X0.25XS

=474X1+60X0.25X14=684(m3/min)

式中:Q扇-一局部通风机实际吸风量,m3/min;

L--掘进工作面同时通风的局部通风机台数;

S-一局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的巷道最大净断面积14

2

mo

风机安装地点风量不小于684m3/min即可满足风机需风量要求。

3、按工作面同时工作最多人数需风量计算

Q=4N=4X52=208(m3/min)

式中:Q----掘进工作面的需风量,m3/min;

4---每人每分钟所需风量,m3/min;

N——工作面同时最多人数,按交接班掘进人员及其它检查人员取52人。

4、按炸药消耗量需风量计算

Q=10A=10X4.4=44(m3/min)

Q---掘进工作面的需风量,m3/min;

10——每千克二、三级煤矿许用炸药需风量,n?/min;

A——掘进一次拉炮最多的炸药消耗量4.4kg;

根据以上计算结果,该掘进工作面正常生产时供风量208m3/min,即可满

足掘进生产需要。

5、风速验算

煤巷掘进最低允许风量Q=60X0.25XS=60X0.25X12.04=180.6m7min

煤巷掘进最高允许风量Q=60X4XS=60X4X12.04=2889.6m3/min

根据风速验算,工作面风量大于允许最低允许风量,小于最高允许风量。

式中:

Q---掘进工作面的需风量,m3/min;

0.25——煤巷掘进允许最低风速,m/s;

4——煤巷掘进允许最高风速,m/s;

S一掘进巷道设计断面,该巷道断面为12.04m2;

三、局扇选型

根据以上计算选用FBDNo6.3/2X30型对旋式局扇,局扇正常工作时有效

风供风量为474n?/min。风筒选用阻燃抗静电中600nlin。

六、通风管理相关要求:

1、局扇安装位置

压入式局扇和启动装置安装在二水平南大巷,距掘进巷道回风口约250m;

全风压供给该处的风量必须大于局扇的吸入风量,局扇安装地点到回风口间的

巷道中的最低风速符合《煤矿安全规程》第一百零一条的有关规定。

2、掘进工作面温度不大于26℃,风筒出风口距迎头不大于5m。

3、掘进工作面必须设置两道防突风门,间距不小于4m,并保证正向风门

连锁可靠,每道设正、反风门,掘进工作面有人时反向风门必须打开,无人时

将反向风门关闭。

4、工作面空气成分必须符合下列要求:

(1)掘进工作面的全风流中氧气浓度不低于20%,二氧化碳浓度不超过

0.5%。

(2)有害气体最高允许浓度见下表:

名称最高允许浓度(%)

一氧化碳co0.0024

氧化氮(换算成氧化氮NO00.00025

二氧化硫so20.0005

硫化氢H2s0.00066

NH30.004

第二节压风

一、压风系统

1、井下压风管路采用⑦50nlm铁管,风管必须加设风压表,风压必须大于

0.5Mpa0风管末端距掘进工作面不能大于20m,并且末端用20m软管连接。

2、压风路线

地面压风机房一副井一二水平南大巷一2305出煤巷一二水平南翼回风巷

一掘进工作面

见附图8:2303工作面上顺槽掘进工作面压风系统布置示意图

第三节瓦斯防治及防突管理

一、瓦斯防治

1、掘进巷道安装瓦斯传感器2台,分别安装在掘进工作面、回风口。

2、掘进工作面、回风瓦斯传感器报警浓度为20.7%。断电浓度为20.8%。

当巷道瓦斯浓度<0.7%时,方可恢复巷道供电。掘进工作面瓦斯传感器安设在

距掘进工作面正前煤壁3〜5m范围内风筒对帮,回风瓦斯传感器安设在距回风

口10〜15m范围内风筒对帮。瓦斯传感器吊挂位置:距顶不得大于300mm,距

巷道支架顶梁圆弧的1/2处吊挂(风筒对帮),断电范围为2303工作面上顺槽

回风以里掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。

3、通风区在闭锁开关负荷侧安设馈电传感器,并做到地面监控闭锁开关停、

送电;通风区在风机开关负荷侧安设机电设备开停传感器,并做到地面监控风

机运行情况。传感器安装位置在开关出线侧不大于2m的位置。

4、在风筒距末端不大于50m处安设一个风筒传感器,当无风时,切断掘进

巷道回风以里全部非本质安全型电器设备。

5、掘进工作面爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.7%时,严禁

爆破,掘进工作面、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达

到0.8%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。

6、区队长、班组长、流动电钳工,以及区队管理人员下井时必须携带瓦

斯便携仪。

7、监控设备失灵,断电,必须停止作业掘进巷道所有人员撤至全风压新

鲜风流中,

8、该地区所有井下人员必须佩带隔离式自救器并熟练掌握使用方法。

9、超限报警时处理程序

(1)瓦斯的浓度达到20.7%时必须停止作业查清原因,并通知该区域瓦

斯员和安全巡检员到达报警地点。由瓦斯员现场执行,并进行处理。当瓦斯降

到0.7%以下时方可生产。

(2)瓦斯的浓度达到20.8%时必须停止作业、切断所有非本质安全型电

气设备电源、查清原因,并通知该区域瓦斯员和安全巡检员到达报警地点。由

瓦斯员现场执行,并进行处理。当瓦斯降到0.7%以下时方可生产。

(3)若瓦斯涌出量过大,要及时采取措施,增加风量或进行抽采,确保

通风安全。

二、防突管理

1、区域验证

(1)正常掘进时,采取连续区域验证,采用复合指标法,在掘进工作面

向前方煤体施工4个直径为42mm的验证钻孔。测定钻孔瓦斯涌出初速度(q)

和钻屑量指标(S),首次验证时参数不超标时,在保留2m的验证超前距情况

下允许掘进6m,,掘进到位后进行下次区域验证。

(2)在构造破坏带要连续进行区域验证。

(3)区域验证指标临界值:测定钻孔瓦斯涌出初速度q值(临界值

4.5L/min)和钻屑量S(临界值6Kg/m),只有验证指标在临界值以下方可掘进。

若区域验证指标达到或超过临界值则立即制定并执行区域防突措施。

(4)区域验证后掘进前,必须按要求施工超前距不少于10m的超前钻孔,

以探测地质构造和观察突出预兆。只要超前钻孔发现地质构造或突出预兆,则

制定并执行区域防突措施。

(5)当掘进尺位置到达统尺牌允许掘进位置前,施工单位负责向通防科

汇报掘进情况,由通防科安排进行下一次区域验证,并严格执行五同时监督机

制(即瓦斯检查员、安检员、防突员、机电工、跟班队干部同时在场方可进行)。

2、安全防护措施

钻孔施工过程中,施工人员必须携带便携式瓦斯报警仪,并在距掘进工作

面25〜40m的巷道内、爆破地点、撤离人员和警戒人员所在的位置安装压风自

救装置。

3、放炮的要求:

(1)严格放炮管理制度,必须使用水炮泥,炮眼封泥填满。放炮前,其

它所有非炮眼都应用黄泥充填,充填深度不少于炮眼深度的1.5倍。严格执行

“一炮三检”制、“四人联锁放炮制”(即放炮员、机电工、班组长、瓦斯检

查员必须同时自始至终参加放炮全过程)和“放炮站岗接送制”。

(2)放炮前,在通向掘进头及其回风巷以下通道口站岗,爆破前施工单

位联系调度确认回风巷内无人巡查巷道,严禁人员进入2303工作面上顺槽及

其回风流,站岗时班长或跟班队干部亲自带人去布岗,机电工负责将掘进工作

面内所有非本安型电气设备电源切断,严格执行停电挂牌管理制度。放炮地点

设在防突风门外全负压通风巷道内,距掘进工作面距离不少于300m,该处必须

安设满足10人使用压风自救装置和直通矿调度的电话;放炮前将掘进工作面

及回风巷内所有人员撤出,机电工负责将掘进工作面及回|风巷内所有非本安型

电气设备电源切断,严格执行停电挂牌管理制度。

(3)爆破时,站岗人员、撤人地点人员注意观察风流情况,若发现异常

及时撤离并向矿调度汇报。

(4)放炮30分钟以后,由瓦检员、安检员和当班班组长共同进入掘进工

作面检查巷道瓦斯、支护和后路情况。确认瓦斯不超限、支护完好无问题后,

才能恢复供电,班组长或跟班干部通知撤岗(坚持谁布岗,谁撤岗的原则),

其它人员方可进入工作。若发生突出要立即按避灾路线组织撤人,并要立即通

知矿调度室,调度室按防突预案启动救援程序,通知相关部门和人员。

4、防突设施管理

(1)施工单位必须认真维护防突风门,并保证正向风门连锁可靠和逆向

隔断装置正常可靠使用,掘面有人时反向风门必须打开顶牢,无人或放炮时将

反向风门关闭。防突风门墙和防突插板的具体要求:

①通过墙体的风筒、水沟和刮板输送机道等通风道口,必须设有逆向隔断

装置。

5、防突牌板的管理

(1)掘进统尺牌由施工单位验收员负责根据当班推进度填写,预防突员

负责统尺牌的悬挂和移动,施工单位提供锁具,钥匙由防突员保存,其他单位

不得配留钥匙。

(2)跟班工长、班组长和验收员加强管理,防止损坏。施工单位在洒水

冲尘时,必须对防突牌板采取保护措施,防止图板内容不清晰。

6、其他

(1)施工单位每班要检查维护该地区的电器设备,杜绝电器设备失爆,

并有记录可查,发现问题,处理后方可施工。机运科每周两次监督检查该地区

的电器设备,检查报表送安质科、调度室和施工单位,且执行签字制度,严防

失爆现象发生。

(2)严格执行“双盯岗”制度。通风区、安质科必须在该掘进工作面安

排专职瓦检员、安检员。

(3)提高对煤与瓦斯突出危险的意识和警觉性。在掘进过程中,发现突

出征兆时,要立即停止作业、从作业地点撤出,并报告有关部门。并对复合指

标重新进行测定。若不超则可在保留10m的超前钻孔超前距和2m的验证超前

距的情况下进行掘进;若参数超标,制定并执行区域防突措施。

常见煤与瓦斯突出征兆为:①采掘工作面压力增大,支护来压;②有声

响,如闷雷声、爆竹声、机枪声、哨声和嗡嗡声等;③工作面瓦斯浓度变大或

忽大忽小;④工作面煤层层里紊乱、松软、干燥;⑤打钻时顶钻、夹钻、钻机

过负荷,钻孔变形,塌孔、喷孔等;⑥工作面、煤壁温度下降,煤壁有水珠,

气味异常。

7、未尽事宜严格按《2303工作面上顺槽掘进专项防突设计安全技术措施》

执行。

8、压风自救装置安装要求

(1)压风自救装置安设在压风管上,各主要生产中段和分段进风巷道的

压风管道上每隔200〜300nl应安设一阀门。掘进头正前25〜40m范围内安设一

组压风自救装置,自此压风自救向外每各50m设一组,距掘进面最近的三组压

风自救每组10个出风口,每组供10人使用,其余安设5个出风口,每组供5

人使用。

(2)压风自救系统支管管径为中25mm的钢管,吊挂支管采用扁铁与防倒

链连接,并用8nlm的螺丝卡紧。袋式压风自救出风口距巷底1.6〜1.7m,箱式

压风自救装置箱体上沿距底板高度为1.5m,用小链吊挂在巷帮卡缆或拉杆上。

(3)压风自救装置安设地点外侧不得放置任何设备、物料•,保证使用方

便。压风自救系统安置在井下压缩空气管路上,管路上要安设球阀,并要保持

正常供风。

(4)所使用的压风自救系统的配套设备应符合相关标准的规定,应取得

矿用产品安全标志。

(5)压风管道应采用钢质材料或其他具有同等强度的阻燃材料。每组压

风自救与风管道连接应安装气水分离器。

(6)压风自救装置、三通及阀门安装地点应宽敞、稳固,安装位置应便

于避灾人员使用;阀门应开关灵活。

(7)压风自救装置距清水管出水阀门不大于20m。

9、日常维护管理规定

(1)施工单位负责压风自救系统的安装与维护,每人压缩空气供给量不

少于0.1n?/min,并要保证压风自救系统24小时畅通,无风时停止施工,掘

进工作面无人员时,可根据情况将压风管路关闭。

(2)每组压风自救装置要设管理说明牌,负责人签字。每班进班前必须

安排专人进行检查每组压风自救,发现无风、微风、漏风或其它损坏的,必须

立即处理,确保无问题后人员方可进入工作面。

(3)作业期间压风自救系统无风时,掘进工作面人员必须撤至防突风门

以外的新鲜风流中,只有恢复压风自救装置供风且风量符合要求后,方可人员

进入工作面恢复作业。

10、压风自救装置使用说明

(1)当工作面出现煤与瓦斯突出和其他灾害危及作业人员生命时,现场

人员应以最快的速度进入压风自救装置;如果离压风自救装置较远时应先迅速

佩带隔离式自救器,然后再进入该装置,

(2)使用方法:首先打开阀门开关,进入自救袋内(或戴上面罩)避灾

待援,同时观察周围环境,灾情变化,传递信息。在灾情没有得到控制时千万

不能从防护装置内出来。

(3)面罩式压力调节方法:将调压旋钮向上拉起。顺时针旋转,压力上

升,逆时针旋转,压力下降。调整至所需要压力,以0.05〜0.08MPa为宜,然

后将调压旋钮按下呈锁定状态。

11、自救器管理与使用

(1)所有入井人员必须佩带隔离式自救器。当工作面发生瓦斯事故时,

人员要立即正确佩带隔离式自救器,同时尽快撤到新鲜风流中,沿避灾路线升

井。确实无法撤离时,要迅速利用压风自救装置进行自救。

(2)隔离式自救器使用说明:

佩带时,将专用腰带穿入自救器皮带卡,固定在背部腰间。

①使用时先将自救器转到腹前,一手托底,另一手拉开封口带。

②去掉上外罐,手提头带将自救器抽出后将下外罐丢弃。

③戴好头带,整理好气囊。

④拔掉口具塞,迅速开启启动装置烛(若启动装置失效,应深吸气后通过

口具向药罐呼气以强制生氧)。

⑤将口具放入口中,口具片置于唇齿之间,牙齿咬紧牙垫,用鼻夹垫夹住

鼻子,开始用口呼吸。

⑥均匀呼吸,快速撤离灾区。

第四节综合防尘

一、掘进工作面供水采用中50mm铁管,水管必须加设水压表,水压必须大

于0.4Mpa。水管末端距掘进工作面不能大于20m,并且末端用20nl软管连接。

巷道内使用一趟清水管,管路要平直,吊挂牢固,杜绝出现滴、跑、漏现象。

二、供水路线:一水平水源钻孔一副井一二水平南大巷一2305出煤巷一二

水平南翼回风巷一掘进工作面

见附图9:2303工作面上顺槽掘进工作面防尘系统示意图

三、综合防尘。

1、水幕

巷道内水幕不少于两道,第一道距离掘进工作面20〜50m,并在水幕处设

置门式捕尘网;随掘进工作面的前进而前移,第二道距回风口不超过30m,水

幕要封闭全断面,雾化效果好,使用正常。

2、个体防护:工作人员必须佩戴防护口罩。

3、各转载点必须安设喷雾装置,喷雾装置位置设在落载点,雾化效果好,

做到湿煤不洒水。

4、坚持使用湿式打眼。

5、装药爆破使用水炮泥,爆破前、后要洒水降尘。

6、巷道冲尘:巷道冲尘设专人,保证巷道内煤尘厚度不得超过2mm,长度

不得超过5m,每班冲尘一次。每次爆破前、后掘进工作面从窝头向外洒水不得

小于30mo

7、距离工作面20nl范围内的巷道,每班至少冲洗一次,20m以外的巷道每

旬至少应冲洗一次,并清除堆积浮肝。

8、掘进巷道内防尘洒水管路每隔50m设一个三通和阀门,末端出水阀门

距掘进迎头的距离不大于20m,末端用025mm高压软管连接至窝头,软管长度

不小于20m。

9、掘进工作面清水管必须加设水压表,水压必须大于0.4Mpa。

10、隔爆设施

(1)掘进工作面隔爆设施安装必须符合下列要求:

①隔爆水棚的用水按巷道断面面积计算:辅助隔爆棚不得小于200L/m%

②掘进面隔爆水棚的棚区长度不小于20m。

③掘进工作面首排隔爆水棚距工作面煤壁的距离必须保持在60〜200m范

围内。

④隔爆水棚的排间距小于L4m(掘进棚距0.7m,隔一棚吊挂一排),同一

排水袋棚水袋两个之间的间隙为V200mm。

⑤悬挂隔爆水袋棚的挂钩。其角度为60°±5°,每对挂钩方向必须相向

布置。

⑥水袋应被自由地吊挂在挂钩上,挂钩也应自由地吊挂在支承架上,均不

得捆扎或焊死。水袋距离巷道顶部及两帮间距不得小于100mm,距离巷底不小

于1.8m,每处水袋高度应保持一致,安装水袋处巷道需改棚时,其断面应与前

后20m长度的巷道保持一致。

⑦隔爆设施应设置在直巷内,与巷道交叉口、转弯处、变坡处之间的距离

不小于50m,与风门距离不得小于25m。

(2)根据以上要求2303工作面上顺槽安装隔爆水袋情况如下:

隔爆水袋容积=40L/个,计算需要加设水袋个数为:200X12.044-40=60.2

(个),取63(个)。每排安装三个,共需要安设21排。每排间距为1.4m,总

长度为21X1.4=29.4m0满足总长度不小于20m要求。

11、煤壁注水

(1)全煤断面掘进时,必须进行煤壁注水。超前钻探探眼施工后,2#、3#、

4#孔可作为注水孔使用,放炮前必须按要求进行封孔。

(2)插入注水器前,先用清水管把孔中的煤粉冲净,然后将注水器插入,

依次将水管链接在注水器上,打开注水泵进行注水。

(3)煤层注水采用注水泵注水,注水泵型号为:5BZ-2/16;公称流量2m2/h,

额定公称压力为16Mpa;电机功率11KW。注水时,注水泵的流溢阀设置为13Mpao

(4)注水必须安排专人在交接班时间注水,注水时间不得小于半小时。

(5)注水作业标准:煤墙出现淋水或者相邻钻孔出水为止。

第五节防灭火

一、防灭火安全管理技术措施

1、一般要求

(1)施工人员严格入井制度,严禁携易燃易爆危险品和穿化纤衣服下井。

(2)施工中严禁两金属物品撞击产生火花。

(3)风筒采用阻燃风筒。

(4)井下使用的棉纱及其它易燃品,要定点存放或及时回收上井。

(5)高顶绞架的地方要加强通风检查,注意温度变化情况。

(6)放炮坚持使用水炮泥。

2、易燃易爆品的管理措施

(1)掘进工作面炸药要分别放入专用木箱加锁管理,当班剩余的炸药要

当班退库,不得留下存放或乱埋私藏。

(2)电雷管必须由爆破工亲自运送,炸药应在爆破工监护下由熟悉爆破

材料性

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