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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》掘进巷道为32102回风顺槽。

二、掘进目的及巷道用途

掘进目的是形成32102工作面生产系统,同时满足32102工作面回采

时的通风、行人、运输、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:365m(平距)。

服务年限:1年。

四、预计开、竣工时间

经矿有关领导研究决定,本掘进工作面自2011年4月21日开工,预

计2011年6月16日竣工。

第二节编写依据

一、工作面及批准时间

采区名称为一采区,采区设计委托内蒙古煤矿设计研究院有限责任公

司设计,批准时间为2010年4月20日。

二、地质说明书及批准时间

地质说明书名称为《32102回风顺槽工作面地质说明书》,批准时间为

2011年4月18日。

三、矿压情况:

在正常岩石段围岩压力不显现,无应力集中现象,但在断层破碎带内

掘进时,由于围岩次生应力作用,断层附近围岩较破碎,应加强支护。

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

工作区

32102回风水平

面一水平称一采区

顺槽名称

名称

层地面井下

称3-2煤+12O8m12054230m

标高标高

地面

32102回风顺槽探巷位于工广北部约300米。地表为山

地,无其它建筑物,无常年地表水。

作井

面掘

32102回风顺槽探巷东部为主、副井巷道,南部为煤层

露头,西部为矿区边界,北部为断层。因地表为山地,

面F5

概地

无其它建筑物,故掘进施工过程中对地面设施无影响。

况的

区该工作面位于一采区浅部,北部以F5断层为界与3201采

采空区相隔,西部为矿区边界,东侧和南侧为未采部分。

向130-180°煤层倾向1-5°

巷道

365米

长度

第二节煤(岩)层赋存特征

一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距

32102回风顺槽为半煤岩掘进,煤硬度系数f=3-60

二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数

3-2煤层瓦斯相对涌出量为1.89m:7T,绝对涌出量为0.3-0.63m7mino

煤尘具有爆炸危险性,爆炸指数32.06-40.46%,煤层具有自然发火倾向,

自然发火等级为易自燃。

附图一:32102回风顺槽综合柱状图

第三节地质构造

该巷道根据主井、32102运输联络巷、南北联巷、3201工作面揭露情

况,无明显地质构造,地质构造相对简单,主要在煤层中掘进。

第四节水文地质

一、水文情况:

1)、顶底板砂岩裂隙水

该工作面掘进范围内水文地质条件简单,顶底板砂岩裂隙水为掘进工

作面主要直接充水源,煤层顶板砂岩含水性弱,以静储量为主,补、迳、

排条件均较差,对施工不会构成威胁。小构造附近顶板淋水对生产不会有

影响,预计局部淋水量可达l-2m3/h,建议在巷道一侧设临时水仓集中排水,

排水路线:水沟——临时水仓——32102回风联络巷——32102运输顺槽

探巷——32102运输联络巷——主井——地面。

2)、该巷道附近无其它含水层、积水区、含水断层或封孔不良钻孔危

及安全生产。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

32102回风顺槽于32102回风联络巷E1#点前24m按311°54'19〃方位

角开门,与32102回风联络巷夹左角150°44,53〃。开门后沿煤层顶板掘

进,施工长度388m。

附图二:32102回风顺槽平面位置图

附图三:32102回风顺槽预想地质剖面图

附图四:32102回风顺槽开门施工大样图

第二节支护设计

一、巷道断面

32102回风顺槽采用锚网梯支护,顶部采用菱形网配合钢筋梯支护,两

帮不支护。断面形状为矩形,净宽X净高=3500mmX2500mm,荒宽X荒高

=3500mmX2600mm,掘进断面积S净=8.75m2;S荒=9.Im?。

附图五:巷道支护断面、平面图

二、支护方式

(一)临时支护:

采用吊挂前探梁作为临时支护,前探梁用3根方钢制作,长度4000mm,

间距不大于800mm,用金属锚杆和吊环固定,前探梁用1.0m长链子(66mm

圆钢制成)系在吊环上。穿上螺杆(直径12mm),拧上螺丝(或穿孔系铁丝),

以防滑链。每根前探梁用2个吊环吊挂,吊环用配套的螺母固定在顶部锚

杆上,锚杆锚固力不小于73放炮前永久支护距迎头最大距离不大于0.8m,

放炮后永久支护距迎头最大距离不大于2.3m,空顶范围内用前探梁作临时

支护,临时支护紧跟迎头,严禁空顶作业。上山掘进时,每根前探梁后端

挂设一防滑钩以防止前探梁下滑。放炮后先铺网再把前探梁窜至迎头,探

梁前、后方上部各布置2块长X宽X厚=2200X200X100mm自制方木。顶板

破碎易落时空顶区内用背帮、木楔接实顶;探梁松动及时紧固吊环链。前

探梁使用不上时,用一梁两柱作为临时支护,柱子采用2.8m单体液压支柱,

柱子必须升实升牢,系好防倒绳,木板梁规格为长X宽X厚=2200X200X

100mmo

附图六:前探临时支护平、剖面图。

(二)永久支护:永久支护参数设计

该巷道采用锚网梯作为永久支护,支护材料为等强度全螺纹无纵筋金

属锚杆,菱形网,钢筋梯。

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一冒落高度,m;

K—安全系数,一般取K=2;

L1—锚杆锚入稳定岩层深度,一般按经验取0.5m;

L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般按取0.05m;

其中:H=B/2f

=3.5/(2X3)=0.58m

式中:B一巷道开掘宽度,取3.5m;

f—岩石坚固性系数,取3;

则:L=2X0.58+0.5+0.05=1.71m

2、锚杆间排距计算,通常间排距相等,取a:

a=[Q/(KHR)]/2

式中:a—锚杆间排距,m;

Q-锚杆设计锚固力,68.5KN/根;

H—冒落拱高度,取0.6m;

R一被悬吊砂岩的重力密度,取25.48kN/m:

K—安全系数,一般取K=2;

a=[68.5/(2X0.6X25.48)]/2=l.12m;

通过以上计算,锚杆选用直径中=18mm、长度2000mm的等强度全螺纹

无纵筋金属锚杆、锚杆间排距为800X800mm,可满足巷道支护强度要求。

每根锚杆用K2350树脂药卷2根。锚杆支护距迎头放炮前不超过800mm,炮

后在前探梁支护下不超过2300mm,遇断层等情况,巷道围岩破碎时,补打

锚索加强支护,支护说明如下:

1、永久支护:顶部支护锚杆采用①18X2000mm全螺纹无纵筋金属锚杆,

矩形排列,每排5根,间排距800X800mm;每棵锚杆用2支K2350树脂锚

固剂锚固,锚固力不小于7t。钢筋梯用⑦14mm圆钢焊制,长X宽=3400X

80mm(5孔)。金属网规格为3500X800mm菱形金属网,网格50X50mm,网

片对接,每隔200mm连接一扣,确保不撕网窜砰。

两帮不支护,若出现片帮等情况要及时补打锚杆挂网加强支护。

2、特殊支护:

在断层等地质破坏带中,施工中必须采取加强支护措施,具体方法如

下:

1)、锚杆排距改为600mll1;顶板每排布置两根锚索,严格按中线,垂直

顶板布置。锚索间排距为1600X3000mm。锚索预紧力不低于28MPa。

2)、巷道遇构造破碎带时在锚网索支护不起作用的情况下改为架钢棚

加强支护,钢棚用11#工字钢加工制作,棚顶净里3.2m,棚腿长2.8m,棚

距至中800mm,棚后用1000X120义50mm木背板背帮足顶,背板每组顶部8

块,两帮各6块。巷道超挖部分用同种背板背实顶帮。

3)、如有渗水、涌水现象,及时汇报技术科,并做好超前探水工作,

加强排水力度,并根据具体地质情况及时编制补充措施。

3、锚杆锚固力检查:

对井下巷道迎头的锚杆须进行抗拔力检查,保证施工质量;每班由验

收员用扭力扳手检测锚杆预紧力并做好记录。使用扭力扳手时,先将套筒

套至锚杆端头螺母,顺时针扭转检查锚杆拉力,最后卸下扳手,人员站于

锚杆端头侧方,严禁站在正下方、正前方。锚索由现场安全员监督预紧,

预紧力不少于28MPa,并做好记录。

4、顶板离层观测:

根据《煤矿安全规程》规定,在井下施工的煤巷中须安装顶板离层仪,

对顶板离层情况进行监测,以便及时掌握顶板下沉和支护质量;同时对巷

道的收敛变形进行观测,以便总结煤层顶底板围岩运动变化规律,判断围

岩运动是否超过其安全最大允许值,是否影响巷道的正常使用。在该煤巷

中每间隔50m布置一个测点,测点拖后迎头不超过20米安设;顶板离层仪

读数用记录牌板显示,如果锚网索支护范围内顶板离层量超过50mm,应及时

采取其它有效的支护措施,防止顶板事故的发生,确保安全生产。

第三节支护工艺

一、支护质量要求

质量标准巷道规格及名称(mm)

项目部位

(mm)32102回风顺槽探巷

巷道净宽450腰线间3500

巷道净高450顶底板间2500

锚固力顶部68.6KN/根

锚索预紧力28MPa

锚杆布置±100顶部800X800

锚杆规格①18X2000

锚杆安装人工安装

锚杆距迎头>800

工业卫生三无一畅清洁卫生

二、支护材料:

1、锚杆及锚固剂:锚杆选用5#(A5)钢制成等强度全螺纹无纵筋金属

锚杆,直径为18nlm,长度为2000mm,每棵锚杆用2块树脂锚固剂锚固,锚

固长度不小于1000mm,锚杆外露长度为30-50mm,托盘为正方形,规格为

长义宽X厚=110X110X8mm,用钢板切割而成。树脂锚固剂直径为23mm,

锚固剂长度为500mm,锚固剂型号为K2350。

2、金属网采用10#铁丝制作的菱形网,规格为长义宽=3500X800mm,

网格为长X宽=50X50mm,相邻两块网之间要用14#双股铁丝连接,至少缠

绕两圈,确保不撕网窜肝,连接点要均匀布置,间距200mm。

3、钢筋梯用中14mm圆钢焊制,长X宽=3400X80mm(5孔)。

4、锚索包括钢绞线一根、槽钢和索具。锚索钢绞线直径为①15.24mm,

长度为5000mm;锚索钻孔直径为①28mm;槽钢采用14#槽钢,长度为400mm。

每孔装入K2350树脂锚固剂3支。

三、锚杆安装工艺

1、挂网

放炮后及时进行找顶,找掉顶、帮危岩,确保安全后,铺菱形网,垂

直中线放好钢筋梯,及时用三根前探梁压紧压牢,然后用14#铁丝双股连网,

将铺上的新网与支护好的菱形网连接好,做到连网到头,网子铺平拉紧,

严禁出现网兜现象。

2、打锚杆眼

打眼前\首先按中、腰线严格检查巷道断面尺寸,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

掉活肝、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,打眼时应在钻杆上做好标志,严格按锚杆长度打眼,深度1950mm;

锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时,必须在前探梁

的掩护下操作。打眼的顺序,应由后向前、先中间后两边的顺序依次进行。

打眼时,操作人员戴齐劳动防护用品。

3、安装锚杆

安装前,应将眼孔内的积水、岩粉清理干净。依次把2块K2350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,用带有专用套筒的锚杆机卡住螺帽,开动锚杆机,把锚杆顶到

位后使杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,搅拌旋转时

间不小于35s,卸下螺帽,挂好网,上好托盘,拧上螺帽,7min之后,拧

紧螺帽,预紧力矩不小于215N-M。

四、锚索安装工艺

1、打锚索眼

打眼前,在确保顶板安全的前提下,进行打锚索眼,锚索眼的位置要

准确,眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于10。。锚索眼深度应

与锚索长度相匹配,打眼时钻杆使用专用的可接长锚杆机钻杆,每根长度

为1m,首先用一根钻杆进行施工,当钻杆外露长度剩200mm时,停止锚杆

机,退下钻杆,将另外一根与之用接头连接起来,依次类推,当连接至第5

根时,根据锚索的长度确定钻眼深度,严格按锚索长度打眼,深度为4800mm。

2、安装锚索

安装前,应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。清理干净后,把3

根K2350树脂锚固剂送入眼底,把锚索插入锚索眼内,使锚索顶住树脂锚

固剂,外端头套上螺帽,用带有专用套筒的锚杆机卡住螺帽,开动锚杆机,

使带动杆体旋转将锚索旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,直至锚索达

到设计深度,方可撤去锚杆机,搅拌旋转时间大于35秒后,卸下专用套筒,

7分钟之后,依次在锚索上套入槽钢和索具,用专用的锚索张拉机的油压千

斤顶卡住钢绞线,开动锚索张拉机,千斤顶上升,直至达到锚索的预紧力,

退下油压千斤顶,锚索外露长度不得大于250mm,预紧力不小于28MPa。

第四章施工工艺

第一节施工方法

32102回风顺槽探巷的施工方法:

该巷道开门口顶板完整,无构造。施工前,首先对开门口10m范围内

的支护进行检查,如有隐患必须先处理完成后再施工,掩护好巷道内的电

缆、风筒及风水管路,防止放炮打坏,确认安全后,方可开门掘进。本巷

道采用钻爆法施工,巷道掘进采用反向装药。巷道半煤岩掘进时采用煤、

肝分次放炮,煤、肝分装分运的方式进行掘进。根据本巷道围岩硬度周边

眼距定为400mm,抵抗距为500mm,周边眼距与抵抗距之比值取0.8为宜。

第二节凿岩方式

本巷道采用打眼放炮的方法掘进。根据现场实际情况,煤层厚度平均

2.0m,为保证煤质,煤、砰分次放炮,煤、研分装。

一、打眼机具:

顶部锚杆采用MQT-120型锚杆机打眼,迎头采用风动煤钻机或YT-27

型风钻打眼,风源来自地面压风机房,使用锚杆机安注锚杆。

二、综合防尘措施

采用湿式打眼、封炮眼使用水炮泥、爆破时使用爆破喷雾、爆破后冲

刷巷帮,人工进行装岩,防爆胶轮车进行运输,装岩前注意洒水降尘。

第三节爆破作业

掏槽方式为楔式掏槽法。

一、炸药、雷管

使用力35X200mmX200g型煤矿许用二级炸药、毫秒延期电雷管,电雷

管必须编号。

二、装药结构

反向装药结构。

三、起爆方式

起爆使用MFB-200型发爆器起爆,连线方式为串联连线。

附图七:巷道炮眼布置图

附图八:反向装药结构示意图

爆破说明表

装药量角度

抵每总总水平垂直封

炮眼眼爆连

抗眼孔装装泥装

眼眼深距破线

线数装药重长药

号名左右何零俯顺方

个药量量度结

称mm度度度度度序式

m量块Kgm构

1-6槽1.71.40.563183.6727200010.6

眼反

7-16助1.60.50.5102204.0909000020.6串

17周联

-边1.60.40.5181183.63300030.6

34眼连

35

底结

—1.60.30.584326.49090008740.6线

42

428817.6

炮眼布置及装药量按普氏岩石硬度系数f=2〜6编制,当岩性发生较大

变化时,可适当调整炮眼布置及装药量。

第四节装、运岩方式

一、装岩方式

巷道掘进施工中,采用人工装岩,防爆胶轮车配合进行运输。煤、砰

分装分运,严禁混装,保证出煤质量。

二、运输方式

施工中采用5T标准防爆胶轮车运输。

第五节管线及轨道敷设

在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。电缆钩每隔1m一个,电缆垂度不超过50mm。水管要接口严密,

不得出现漏水现象,水管距迎头20m范围内使用中10的高压胶管,20m外使

用3寸的PE管,要随工作面前进及时延伸,以备迎头正常用水。风筒要逢环

必挂、吊挂平直,风筒口距迎头不超过5m。

第六节设备及工具配备

设备及工具配备情况表表6

序设备工功率

型号规格单位数量备注

号具名称KW

1局部通风机FBDYN04.52X5.52备用1台

2防爆胶轮车65台2

3锚杆机MQT-120台2备用1台

4锹、镐把各3

5大锤把1

6锚索张拉机台1

7风镐G10部2备用1部

8风动煤钻机部2备用1部

9风钻YT-27部1备用1部

第五章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

采用“三八”制(一天3班,每班8小时)组织生产。其中三个掘进

班,每一个掘进班循环进尺3m。

劳动组织图表表7

在册出勤人数

工种

人数掘进1班掘进2班掘进3班合计

打眼支护工82226

放炮工31113

瓦检员31113

安全员31113

胶轮车司机41113

机电维修工31113

班长31113

合计2788824

注:本劳动组织可随施工进度作适当调整,但当班迎头施工人员不得

超过定员人数12人。

第二节循环作业图表

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:正规循环作业图表(表8)

第三节主要技术经济指标

技术经济指标表表9

序号项目单位指标备注

1每循环在册人数人27

2每循环出勤人数人24

3出勤率%88.8

4循环进尺m9

5效率m/工0.38

6月循环次数个25按30天/月计算

7月进尺m225

8循环率%83

9炸药消耗kg/m11

10雷管消耗个/m27

11锚杆消耗套/m6.25

12菱形网消耗m7m3.5

13钢筋梯消耗m/m4.25

16树脂药卷消耗支/m12.5

第六章生产系统

第一节通风系统

施工过程中,采用压入式通风,局部通风机安设在32102运输联络巷新

鲜风流中,且距回风口不小于10m,最长供风距离500m。

一、掘进工作面风量计算:

掘进工作面局部通风机安装地点的实际需风量(Q掘)应按以下步骤计

算:

1、计算掘进工作面的需要风量:

(1)掘进工作面的需要风量(Q掘面)按下式计算:

Q掘面=60XVXS掘,m3/min

式中,Q掘面一掘进工作面需要风量,m7min

V一掘进工作面的风速,m/s;取0.25m/s;

2

S掘一掘进巷道净断面积,m;取8.75m?。

Q掘面=60X0.25X8.75=131.25m7min;

(2)计算出掘进工作面风量后,按瓦斯(二氧化碳)涌出量、人数进

行验算,应不低于验算值。若低于验算值,应按验算值最大的一项的下限

值确定掘进工作面的需要风量。

①按瓦斯(二氧化碳)涌出量验算:

Q掘面2100(67)Xq掘XK掘通,m3/min;

式中,q掘一掘进工作面的瓦斯(二氧化碳)绝对涌出量,m7min;根

据2009年度瓦斯等级鉴定结果,瓦斯绝对涌出量取0.02m7min,二氧化碳绝

对涌出量取0.08m7min(2009年度瓦斯等级鉴定中岩巷掘进工作面最大瓦斯

及二氧化碳涌出量)

K掘通一掘进工作面瓦斯(二氧化碳)涌出不均匀的备用风量系数,取

K掘通=2.0;

131.25>100X0.02X2.0=4m7min

131.25>67X0.08X2.0=10.72m7min

②按人数验算:

Q掘=4XN(m:7min)

式中:N—掘进工作面同时工作的最多人数,取12人。

Q掘=4X12=48(m7min)

2、局部通风机选型计算

Q扇需=KXQ掘面

式中,Q扇需一局部通风机需风量,m7min;

K一风筒漏风系数,根据供风距离、风筒直径、风筒材质和管理状况等

因素来确定;根据国家行业标准要求,正压柔性风筒的百米漏风率不超过

4%。若按最大值推算,贝I」:

K=l.04n

式中,n一局部通风机通风距离,取500米。

Q扇需=KXQ掘面=1.045X168.75=205.3m7min

根据上式计算出局部通风机的需风量Q扇需为205.3m7min,结合矿井局

部通风机情况,选取FBDYN04.5/2X5.5隔爆型压入式对旋轴流式局布通风

机(该型号布局通风机双机运转时吸风量可取230m:7min),可满足通风需

要。

3、局部通风安装地点的需风量(Q掘)

为满足局部通风量和局部通风机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》的有关规定,防止发生循环风,局部通风机安

装地点的需要风量按以下公式计算:

Q掘=Q局吸+Q巷

式中Q掘一局部通风机安装地点的需要风量,m7min;

Q局吸一局部通风机的吸风量,取230m3/min;

V一局部通风机安装地点到回风口之间的最低风速,取15m/min;

S一局部通风机安装地点到回风巷口的巷道断面积,取9.Om2o

(2掘=、局吸+Q巷=230+15X9=365m3/min

通过以上计算,确定局部通风机安装地点的需风量(Q掘)为365m'/min。

掘进工作面施工后,局部通风机安装地点的需风量根据局部通风机实测吸

风量变化而变化。

二、局部通风机的安装地点和通风系统

1、局部通风机安装地点

掘进工作面使用的两台局部通风机安装在32102运输联络巷新鲜风流

中,后面一台局部通风机正常工作,前面一台为备用局部通风机,两台局

部通风机均距吸风口不小于10m,为防止局部通风机发生循环风,局部通风

机吸风口至掘进工作面回风口之间巷道的风速不得低于0.25m/so最大供风

距离500m,选择⑦500m阻燃胶质风筒,采用压入式通风。

2、通风系统

局部通风机一迎头一32102回风联络巷f32102运输顺槽探巷f南北联

巷一3201工作面联络巷一3201工作面回风巷一回风斜井

附图九:局部通风机安装位置图

附图十:通风系统示意图

第二节压风系统

风源来自地面压风机房,自主平胴经32102运输联络巷、32102运输顺

槽探巷、32102回风联络巷,以3寸的PE管延伸。迎头20m范围内用中19mm

的高压胶管接至迎头。地面压风为0.6MPa,迎头风压最小为0.4MPa。

压风系统:

地面压风机房一主平胴一32102运输联络巷一32102运输顺槽探巷一

32102回风联络巷一迎头

第三节防尘系统

1、防尘水源来自地面蓄水池。

2、管路系统:地面蓄水池一主平胴-32102运输联络巷一32102运输

顺槽探巷f32102回风联络巷f迎头。

3、在迎头10m内安设爆破喷雾,距迎头50m内设一道能封闭全断面的水

幕。采用湿式打眼,放炮时使用水泡泥,爆破喷雾、冲刷岩帮、个体防护

等综合防尘措施。

附图十一:防尘系统示意图

第四节防灭火

巷道为半煤岩掘进巷道,采用风动煤钻机或风钻打眼,爆破喷雾降尘,

防火的重点是防设备、机械摩擦生热、电缆线和人为火灾。当发生火灾时,

及时采取措施灭火并向矿调度室汇报。

防灭火水源来自地面蓄水池。

1、设置灭火器材:在掘进工作面50m范围内及配电点设置2台灭火器、

沙箱、消防锹、消防桶、沙袋。

2、掘进巷道出现冒顶时一,必须采用不燃性材料进行充填或进行喷浆封

闭。

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0.8%)必须停止

作业,撤出人员,采取措施,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,随时监

测工作范围内的瓦斯浓度。

3、工作面兼职爆破工下井担任爆破工作时,必须携带便携式甲烷报警

仪,每次爆破时执行“一炮三检”制度并做好记录及执行好“三人连锁”

制度。将甲烷检测报警仪悬挂在距迎头不大于5m的巷道内回风流中,距顶

板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm。

4、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范围内风筒异侧,当报警时,停止工作,撤出人员

进行处理。

5、井下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、巷道掘进施工中,必须悬挂甲烷传感器,悬挂布置在巷道的上方,

垂直悬挂,距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm,风筒异侧且距

迎头不大于5nb其报警浓度为0.8%,断电浓度为1.5%,复电浓度为1.0%;

距工作面回风口10-15m处的瓦斯传感器报警浓度为0.8%,断电浓度为

1.0%,复电浓度为1.0%;掘进工作面掘进距离超过500m时,在巷道中间加

设一个瓦斯传感器,其报警浓度为0.8%,断电浓度为1.0%,复电浓度为L0%;

断电范围为:掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。

2、局部通风机设置设备开停传感器。

3、每10天必须对瓦斯传感器的超限断电功能进行测试。

附图十二:安全监测仪器仪表示意图

第六节供电系统

该迎头掘进施工中,电源来自井下的中央变电所,供电方式为集中供

电。电缆要吊挂整齐,电缆钩每1m一个,电缆的垂度不大于50mm,高度1.5m。

配电点设置在距迎头100米以外的安全地点,必须采用风电闭锁和检漏继

电器等设备。

供电系统:供电来自中央变电所。

附图十三:供电系统示意图

第七节排水系统

该巷道掘进范围内水文地质条件简单,施工用水为掘进工作面主要直

接充水源,据地质报告分析煤层顶底板砂岩不含水。迎头有积水时经水沟

排至临时水仓。临时水仓水量过多或迎头流水过大时,则积水经32102回

风联络巷经32102运输联络巷排至主井排水管道,然后排至地面。

排水系统:迎头积水一临时水仓一32102回风联络巷->32102运输联络

巷f主井f地面。

附图十四:排水系统示意图

第八节运输系统

运输系统:

空车由地面一副平洞一南北联巷联络巷一南北联巷f32102运输顺槽

探巷一32102回风联络巷迎头。

重车由迎头f32102回风联络巷一32102运输顺槽探巷一南北联巷一南

北联巷联络巷一副平胴一地面。

运料系统和运输系统中空车路线相同。

附图十五:运输系统示意图

第九节通迅系统

本工作面安设的电话,能够直接和井下中央水泵房、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、机关科室、工区等部门相互

联系。

第七章灾害预防及避灾路线

一、灾害预防措施:

(一)防治瓦斯的措施:

1、严格执行瓦斯检查制度,瓦斯检查员每班至少两次到迎头检查瓦斯,

间隔时间3-5小时,并及时了解工作面有害气体状况,爆破工要做到“一

炮三检”并记录好,班组长利用便携式甲烷检测报警仪随时检查瓦斯浓度,

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5m范围内的

风筒异侧。

2、掘进工作面回风巷风流中的瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过

1.5%时,必须停止工作,撤出人员,采取措施,进行处理;掘进工作面回

风流中瓦斯浓度达到L0%时,必须停止使用风钻;爆破地点附近20m以内

风流中的瓦斯浓度达到1%时,严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到

1.5%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1.5%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0.5m,内积聚的瓦斯浓

度达到2%时,附近201n内,必须停止工作,撤出人员,切断电源进行处理。

因瓦斯浓度超过规定而断电的电气设备,必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时,

方可复点开动机器。

3、严格按爆破图表进行装药放炮。

4、对高冒地点,要及时采取充填或导风措施。防止有害气体积聚,并

将处理结果记入专用记录本中备查。

5、掘进工作面供电要与采煤面分开,并使用风电闭锁装置。

6、掘进工作面不得随意停风,因检修停电等原因停风时,必须将人员

全部撤至全风压进风流处,并切断电源。并在停风区门口处设悬挂警标,

防止人员误入;恢复通风前必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯,只有停风区

中最高瓦斯浓度不超过1.0%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%,局部通风机

开关附近10m内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可由指定人员开启

局部通风机,恢复正常通风。

(二)防止火灾的措施:

1、煤层掘进巷道发生冒顶时,冒顶超过21n或空顶体积超过61n2的情况

必须及时用不燃性材料充填,喷涂防火材料或喷浆封闭,防止积聚热量发

火,并将处理结果记录备查。

2、掘进巷道内严禁堆积粉尘,要及时清除。

3、加强易燃品的管理,掘进工作面使用的机油、棉纱和纸等易燃品,

必须存放在盖严的铁桶内。用过的上述物品,也必须放在盖严的铁桶内,

并由专人定期送到地面,不得乱扔乱放。严禁将剩油、废油泼洒在巷道或

碉室内。

4、建立健全消防管路,每隔50m设置一个三通,管理好掘进巷道配备

的灭火器材飞

5、加强电气设备、电缆管理,杜绝设备失爆,防止产生电火花。

(三)防尘措施:

1、建立健全防尘供水管路,每隔50m设置一个三通,工作面50nl范围

内安设一道封闭全断面的净化水幕。

2、掘进工作面安装使用爆破喷雾,喷雾装置距掘进工作面不得大于

10m,放炮时喷雾防尘。随迎头的延伸而前移。

3、煤巷及半煤岩巷在距工作面60〜200m范围内安设隔爆水棚。

4、采用湿式打眼、放炮泥、冲刷巷帮、装岩洒水等措施。

5、掘进工作面爆破时必须对附近20m范围内进行洒水降尘。

6、掘进工作面距迎头100m范围内,每班必须至少冲洗一次,由施工

单位负责;迎头100m以外至局部通风机的巷道至少每10天冲刷一次,由

施工单位负责。同时,上述地点根据现场粉尘堆积情况随时进行清尘,保

持巷道清洁卫生。

7、掘进工作面施工人员佩戴防尘口罩。

二、自救与避灾:

(-)瓦斯、煤尘爆炸事故的避灾方法:

井下发生瓦斯、煤尘爆炸时,一般都会有强大的爆炸声和连续的空气

震动,产生很强的高温气浪,并产生大量有害气体。一旦爆炸事故发生,

一定要沉着,不可惊慌,也不要乱喊乱跑,要积极自救。自救的方法是:

迅速背向空气震动的方向,脸向下卧倒,头要尽量低些,用湿毛巾捂

住口鼻,用衣服等物遮盖住身体,使身体的外漏部分尽量减少。在爆炸的

一瞬间,要尽量可能屏住呼吸,防止吸入大量的高温有害气体。与此同时,

要迅速取下自救器,按照操作方法戴好。

戴好自救器就要辨清方向,沿避灾路线,尽快进入新鲜风流区后离开

灾区。撤离中,要由现场负责人或有经验的老工人带领同行。假如巷道破

坏很严重,又不知道撤退路线是否安全,就要设法找到较安全的地方暂时

躲避,安静而又耐心的等待救护。躲避的地方要选择在顶板坚固、没有有

害气体,有水或离水较近的地方,并且要时时注意附近情况的变化,发现

有危险时,就转换地方。

避灾中,每个人都要自觉遵守纪律,听从指挥,并严格控制矿灯使用。

要主动照顾好受伤人员,还要时时敲打铁管,发出呼救信号,并派有经验

的老工人(至少两人同行)出去侦察。经侦察确认安全后,大家就可向井

口撤退,并在沿途做出信号标记,以便救护队跟踪寻找。如果有可能,要

寻找电话及早同地面取得联系。

(二)火灾事故的避灾方法:

在井下,不论任何人发现了烟雾或明火,知道发生了火灾,要立刻向

调度室汇报,并采取一切可能的方法直接灭火。若电气设备着火,要首先

切断电源,在切断电源前,只准使用不导电的灭火器材进行灭火。切不可

一见到火就惊慌失措,四散奔逃。若火灾范围很大,或火势很猛,现场人

员已无力抢救时,就要进行自救避灾,具体方法是:

1、迅速戴好自救器,现场负责人逐一进行检查后撤退。

2、位于火源进风侧的人员,应迎着风流撤退。位于火源回风巷的人员,

如果距火源较近且火势不大时,应迅速冲过火源撤到进风侧,然后迎风撤

退;如果无法冲过火区,则沿回风撤退一段距离,尽快找到捷径绕到新鲜

风流中再撤退。

3、如果巷道已经充满烟雾,也绝不可惊慌失措,不能乱跑,要迅速地

辨认出发生火灾的地区和风流方向,然后沉着的俯身摸着轨道或铁管有秩

序地外撤。

4、如果实在无法撤出,应利用独头巷道、碉室或两道风门之间的条件,

因地制宜,就地取材构筑临时避难碉室,尽量隔断风流,防止烟气侵入,

然后静卧待救。

5、要设法及早用电话同地面取得联系,以便救护人员前来救援。

6、所有避灾人员严格遵守纪律,听从现场负责人的指挥,团结互助,

共同度过难关。

(三)井下透水事故的避灾方法:

井下一旦发生透水事故,要尽力判明水源性质(断层水、含水层水、

老空水),并用最快的方式通知附近地区的工作人员一起按规定的路线撤

出。透水时,水势很猛,冲力很大,要手扶支架躲过水头冲击后向高处走,

进入上一个水平,然后出井。假如出路已经被水隔断,就要迅速寻找井下

位置最高或离大巷最近的地方暂时躲避。同时定时在水管上敲打,发出呼

救信号。

二、避灾路线

若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘及顶板事故等灾害时,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。

迎头一32102回风联络巷f32102运输顺槽探巷一32102运输联络巷一

主平胴一地面

2、若迎头发生瓦斯爆炸,煤尘爆炸、火灾及顶板事故,迎头施工人员

应按如下线路进行撤离。

迎头一32102回风联络巷一32102运输顺槽探巷一南北联巷一南北联巷

联络巷一副平嗣一地面

附图十六: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《掘进作业规程》。规程传达后全体人员必须进行考试、签字,

成绩合格方可下井工作。不及格的人员必须重新学习补考,补考及格后再

下井工作。学习、考试成绩分别登记在《掘进作业规程》学习考试记录表

上。根据现场变化情况,每月报相关科室进行规程复查。

2、施工前,生产技术科必须提前给出开门位置,标定好中腰线,施工

单位严格按线施工。严格按设计坡度施工,防止巷道底板坡度大影响行车

安全。

3、开门前,必须对开门附近10m范围内巷道支护进行检查加固,并将

各种管路、电缆落地用旧皮带、板梁掩护好。开门巷道内由于受压力影响

出现鼓底、落顶、片帮等,开门前必须进行修复。找净破碎岩石后及时打

设锚杆加强支护,全面达到要求后方可进行开门施工。

4、开门前,应提前按设计要求,安设局部通风机并接好风筒,备足备

齐各种支护材料。

5、开工前,班组长必须对开门处的安全情况进行全面检查,严格执行

敲帮问顶制度。当因断层等地质结构造成影响出现岩体酥软破碎及其它变

化时,或由岩石进入煤体、由煤体进入岩石时,或出现半煤岩掘进围岩体

破碎时;必须加密锚杆间排距并全断面铺网,防止出现冒顶。

6、巷道在施工中若出现顶板破碎时,必须及时降低循环进尺,并加密

锚杆间排距。严格加强顶板管理,确保安全施工。

7、施工现场必须达到无污泥、积水和杂物,物料分类码放整齐,人行

道畅通,达到安全要求。

8、必须严格根据现场实际情况进行放炮站岗,站岗位置在放炮迎头以

后按直巷100m、弯巷75m进行站岗,站岗位置必须设置警戒牌,加强站岗

人员的责任心,确保放炮安全。

第二节“一通三防”管理

1、加强通风管理,局部通风机必须由掘进工作面班长兼职留名挂牌管

理,保证局部通风机正常运转,其他人员严禁随意停开风机。

2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。两台局部通风机使用6500mm的分风

器,确保局部通风机的正常切换,为确保两台局部通风机的正常切换,由

该掘进工作面的机电维护人员每天进行一次局部通风机的自动切换试验,

实验记录要记入专门的记录薄中,以便存档备查。风筒吊挂平直,无脱节、

无破口,胶轮车不得磨擦挤压风筒,风筒口距迎头不大于5m,以保证迎头

有足够的风量。

3、测风员坚持每10天一次的测风制度,并在巷道内设测风板,发现

风量不足,立即查明原因,汇报通防科进行处理。

4、管理好风门、风窗等设施,严禁同时打开两道风门和挪动风窗位置,

并保护好瓦斯牌板、测风牌板。

5、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,两台局部通风机因检修、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,并在巷道门口位置设置栅栏或悬挂警戒

牌。恢复通风前,必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯,只有停风区中最高瓦

斯浓度不超过1.0%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%,局部通风机及开关附

近10m内的风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可由指定人工开启局部

通风机,恢复正常通风。

6、两台局部通风机都必须使用风电闭锁装置,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出现故障,切换到备用通风机工作时,该局

部通风机通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,全风压供给该处的风量必须大于局部通

风机的吸风量。

7、严格执行瓦斯巡回检查制度,兼职瓦斯检查员要做到“一炮三检”

并记录好,班组长利用便携式甲烷监测报警仪随时检查瓦斯浓度,坚决做

到瓦斯超限不作业。

8、严格执行好炮眼布置,装药量、炮眼装填的规定,严禁放明炮、糊

炮。

9、建立健全防尘洒水管路,水管紧跟工作面,分水器距迎头不大于20m。

10、掘进巷道分水器处设水泡泥箱子,箱子内有不少于定一次炮所用

的已灌好水的水泡泥。放炮时必须按照规定装填使用水炮泥。

11、打眼时采用湿式打眼。

12、距工作面50m范围内设一道能封闭全断面的水幕,水幕要达到雾

化良好、封闭全断面的要求。放炮员在连炮后向外敷设母线时开启喷雾,

待炮烟散净后关闭喷雾。

13、爆破喷雾装置安装在距工作面10m范围内,爆破时开启,进行喷

雾降尘。

14、掘进工作面距迎头100m范围内,每班必须至少冲洗一次,由施工

单位负责;迎头100m以外至局部通风机的巷道至少每10天冲刷一次,由

施工单位负责。同时一,上述地点根据现场粉尘堆积情况随时进行清尘,保

持巷道清洁卫生。

15、掘进工作面放炮前后必须对附近20m范围内的巷道进行洒水降尘。

16、加强个体防护,工作面及其他产尘点的工作人员必须佩戴防尘口

罩。

17、距工作面60〜200m范围内安设隔爆水棚。棚区长度不得小于20m,

水量不得小于200L/m2o每周对隔爆设施的质量、水量等情况进行一次检查。

18、掘进工作面使用的机油、棉纱等易燃物品要集中妥善存放保管,

使用过的上述物品,由专人定期带到地面处理,严禁乱堆乱放。

19、掘进工作面发生高冒区必须及时用不燃性材料填实、喷涂防火材

料或喷浆封闭,防止积聚热量发火。

20、健全完善防火管理系统(与防尘共用),管好用好本工作面防火管

路、装备及设施。

21、加强电气设备管理,确保不失爆、不漏电,防止电着火。

第三节顶板管理

1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护,爆破前

必须检查一遍,发现隐患及时消除。

2、掘进中,施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度,特别是在打眼定

炮、安注锚杆过程中应清除危岩、排除隐患。

3、找顶工作必须遵守下列规定:

①找顶工作应由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,用长把工具找顶时一,应防止煤、研顺杆而

下伤人。

④顶、帮遇有大块断裂煤肝或煤肝离层时,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。

⑤找顶前应观察地形,清理好退路。

4、每次爆破后,迎头工作人员要等15min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,紧好锚杆后

方可在前探梁的掩护下敲帮问顶,清除顶帮悬肝危岩,然后进行正式支护。

5、严禁空顶作业,爆破后及时使用前探支架,紧固好专用链;正常情

况下先挂网,岩石破碎时用木板梁并用木楔加紧,然后在空顶处先擂两块

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2.3m,

在移动前探梁时,要从外向里在支护好的锚杆下进行。

6、在顶板破碎、压力大或地质变化带下作业时,炮眼深度不超过0.8m,

缩小锚杆排距为600mmo

7、锚杆支护巷道迎头必须使用前探梁维护顶板,前探梁要求必须紧固

有效,打锚杆眼应全面检查顶板,确认安全后方可工作,并坚持执行经常

性的敲帮问顶制度。

8、前探梁吊环每移动一次,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。

9、每班由验收员用扭力扳手检查锚杆预紧力,并记录于原始记录本中,

存好备查,凡是锚杆预紧力达不到215N

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