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文档简介

目录

第一章概况.................................................4

第一节概述.................................................4

第二节编写依据.............................................4

第二章地质说明书...........................................(附带)

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............................................5~6

第四节支护工艺............................................6~8

第四章施工工艺............................................8

第一节施工方法............................................8

第二节凿岩方法............................................8

第三节爆破作业............................................8〜13

第四节装载运输.............................................13

第五节管线及轨道敷设.......................................13

第六节设备及工具配备表....................................13〜14

第五章生产系统.............................................14

第一节通风.................................................14

第二节压风.................................................14

第三节瓦斯防治.............................................14

第四节综合防尘.............................................15

第五节防灭火...............................................15

第六节安全监控.............................................15-16

第七节供电.................................................16

第八节供水.................................................16-17

第九节排水.................................................17

第十节运输.................................................17〜18

第十一节照明、通信及信号..................................18

第六章劳动组织及主要技术经济指标..........................18

第一节劳动组织.............................................18〜19

第二节作业循环.............................................19

第三节主要经济技术指标....................................19

第七章安全技术措施........................................20

第一节一通三防............................................20

1.工作面需要风量计算.....................................20〜21

2.通风系统安全管理技术措施...............................21〜22

3.通风设施安全管理技术措施...............................22

4.瓦斯防治技术及安全管理措施.............................22〜23

5.安全监控系统安全管理技术措施...........................23〜24

6.职业危害安全管理技术措施...............................24

7.综合防尘安全管理技术措施...............................24〜25

8.防灭火安全管理技术措施.................................25〜26

9.高温巷道施工降温安全管理技术措施......................26

第二节顶板.................................................26

1.在松软煤、岩层、地质破碎带、复合巷道顶板掘进巷道的安全技术措

施....................................................26〜27

2.岔口、巷道贯通采取加强支护的安全技术措施...............27

3.顶板找掉................................................27

4.铺设金属网的安全技术措施...............................27

5.铺设钢筋梯的安全技术措施...............................27

6.使用临时支护的安全技术措施.............................27〜28

7.打设锚杆、锚索眼与安装锚杆、锚索的安全技术措施........28〜30

8.架棚的安全技术措施......................................30〜31

9.综掘锚网支护时施工的安全技术措施.......................31〜32

10.综掘架棚支护时施工的安全技术措施.......................32〜33

11.支架防倒技术措施........................................33

12.防止片帮的安全技术措施.................................33

13.防止和处理冒顶的安全技术措施...........................33〜34

第三节爆破.................................................34

1.打眼操作的安全技术措施..................................34〜35

2.使用爆破器材的安全技术措施.............................35

3.按规定爆破的安全技术措施...............................35〜38

第四节防治水...............................................38〜39

第五节机电.................................................39

1.综掘机,皮带机,刮板机,开关,电缆等移动设备的安装,固定,使用,维修,

移动,撤除等的安全技术措施...........................39〜43

2.综掘机作业运行范围内,严禁进行其他工作和行人的安全技术措施...43

3.防止电器设备失爆、短路、过负荷、漏电、带电搬迁、维修的安全技术措施,

使用照明安全技术措施,停送电安全技术措施............44〜45

4.动力电缆和四小线使用阻燃电缆,敷设、吊挂、管理及127V供电系统使用综

和保护的安全技术措施.................................45〜46

5.各种管路吊挂方式、吊挂位置的要求........................46〜47

第六节运输..................................................47

1.胶带输送机、刮板输送机等设备运行管理的安全技术措施......47〜50

2.无极绳绞车运输及人工推车的安全技术措施..................50〜51

3.下山掘进时,溜煤(砰)道与人行道分开的安全技术措施:.....51

第八章其他..................................................51

1.施工探测钻孔的安全技术措施...............................51〜53

2.综合防突.................................................53〜54

3.煤质管理..................................................54

4.防止后路被堵塞的安全技术措施.............................54

5.其他注意事项.............................................54〜55

第九章灾害应急措施..........................................55〜57

第十章典型案例分析..........................................58〜60

第一章:概况

第一节:概述

一、工作面与四邻采掘关系:

该工作面位于滥泥箸采区南翼,南至26121切眼,北至261石门、261专用回

风石门、262石门、262专用回风石门。261石门、261专用回风石门、262石门、

262专用回风石门已施工完毕。上覆的2671掘进工作面正在施工,盘县红果镇的

的兴源煤矿7#煤已经回采,12#煤开采情况不详;下覆14#煤开采情况不详。

二、工程量:运巷926m,风巷926m,切眼165m,运巷回风绕道65m,风巷回风

绕道70m。

三、掘进方式:本工作面的运巷、风巷采用综掘,运巷回风绕道、风巷回风绕道、

切眼采用炮掘。

四、劳动组织:本工作面采用“三、八”工作制。

第二节:编写依据

《煤矿安全规程》一2010年版本

《煤矿工人技术操作规程》一原煤炭部煤生字(1996)第547号

《防治煤与瓦斯突出规定》一2009版本

《煤矿防治水规定》国家安全生产监督管理总局第28号令

《贵州盘江精煤股份有限公司安全质量标准化标准及考核评级办法(试行)》

《盘江煤电(集团)公司顶板管理工作细则》

《盘江煤电(集团)公司防治水工作细则》

《贵州盘江精煤股份有限公司采掘作业规程管理办法》

《盘江煤电(集团)公司防灭火管理规定》一公司发【2006】11号

《关于做好煤矿放炮员安全管理工作有关规定的通知》一公司发[2009]73号

《盘江煤电(集团)公司关于进一步加强矿井“一通三防”管理补充规定》一公

司发【2006】4号及盘江煤电(集团)公司、贵州盘江精煤股份有限公司有关“一

通三防”工作,机电运输工作管理的其他规定。

26121掘进工作面设计

附图:26121掘进工作面地质说明书

第三章:巷道布置及支护说明

第一节:巷道布置

1.26121运巷从262石门12#煤处开口以177°23'18"方位角沿煤层顶板开口

施工,施工926m到达切眼位置。

2.26121风巷从261石门12#煤处沿煤层顶板开口以177°23'18〃的方位角开

口施工,施工926m后到达切眼位置,然后按88°20,49〃的方位沿煤层顶板

施工26121切眼,切眼工程量:165m。

3.26121运巷回风绕道从262专用回风石门12#煤处沿煤层顶板开口以179°

39'8〃的方位角开口施工,施工40nl后变向以91°42,39"的方位角沿煤层

顶板进行施工,施工20m后变向以357°23'18〃的方位角沿煤层顶板施工运

巷并与262石门贯通。

4.26121风巷回风绕道从261专用回风石门12#煤处开口以179°39'8〃的方位

角沿煤层顶板开口施工,施工52nl后变向以91。42,39"的方位角沿煤层顶

板进行施工,施工17nl后变向以357。23'18”的方位角沿煤层顶板施工风巷

并与261石门贯通。

(详见:26121掘进工作面煤层与顶底板相对位置图3-126121掘进工作面工程

示意图3-2)

第二节:矿压观测

1.在施工过程中采用锚网支护时,使用合适高度的①16cm的圆木从巷道开口位

置开始每隔20m在巷道中间打设信号柱,监测顶板下沉位移量,所打设的信

号柱进行牌板管理。且采用顶板离层仪进行监测,根据巷道压力情况由技术

人员定期监测并如实填写数据。

2.施工过程中,并使用锚杆拉力计按要求对锚网支护进行抗拉拔力试验,锚索

拉拔力使用锚索机进行试验,并认真填写相关锚杆拉拔力试验记录表。定期

对后路所打设的锚杆、索进行重复试验,分析对比其试验结果。

3.在掘进过程中采用架棚支护时,每班派专人巡视巷道支护情况,发现棚子变

形必须及时打设中柱托板对巷道加强支护;卡缆崩坏时,必须及时进行更换。

第三节:支护设计

26121运巷、26121风巷采用锚网梯索联合支护,规格为:下宽X中高

=4.6mX2.8m,拱形断面;26121运巷回风绕道、26121风巷回风绕道采用锚网梯

索联合支护,规格为:下宽X中高=3.6mX2.8m,拱形断面;26121切眼采用锚网

梯索联合支护,规格为:下宽X中高=3.6mX2.4m,矩形断面。施工期间,锚杆

间排距为0.7mX0.7m,锚索间排距均为1.4mX2.1m;锚杆使用①20mmX2.5m长

的右旋无纵筋全螺纹钢筋锚杆,锚索使用由16mmX8.2m长的钢绞索,锚杆托盘规

格为长义宽X厚=0.13mX0.13mX0.01m;锚索托盘使用废旧U型钢加工成规格为:

300mmX300mm的铁托盘,钢筋梯使用612mm钢筋加工成孔距700mm的钢筋梯,

全断面铺设8#铁丝编制的菱形金属网,规格为:长义宽

盘江精煤股份公司火铺矿采煤二区26121掘进工作面掘进作业规程

=3.0mX0.9m,并用双股14#铁丝进行连接,网的搭接长度为0.1m,联网扣距

为0.1m。锚杆外露长度为托盘外<50mm,锚索外露长度为为托盘外<300mm。

安装锚杆、锚索时,锚杆眼装1卷MSK2360型锚固剂,锚索眼装2卷MSK2360

型锚固剂。施工时所打的锚杆(索)的预紧力必须达到要求,锚杆的预紧力

必须大于等于120kN,锚索的预紧力大于等于180KNo

2.26121风、运巷遇地质构造带、围岩破碎带采用锚网梯索难以支护时,采用

29U-4600型斜腿拱形棚架棚支护,其规格为:下宽X中高=4.6mX2.9m;26121

运巷回风绕道、26121风巷回风绕道遇地质构造带、围岩破碎带采用锚网梯索

难以支护时,采用29U-3900型斜腿拱形棚架棚支护,其规格为下宽X中高

=3.9mX2.8m;26121切眼遇地质构造带、围岩破碎带采用锚网梯索难以支护

时,采用11#-3500型梯形棚支护,规格为下净宽X中高X上净宽=3.5mX2.4m

X2.4m。架棚支护时,棚距为0.7m。全断面铺设8#铁丝编制的菱形金属网,

其规格为长X宽=3.0mX0.9m,并用双股14#铁丝进行连接,网的搭接长度为

0.1m,联网扣距为0.1m。采用小板插背时,小板规格为长X宽X厚=LlmX

0.08mX0.05m,小板间距为0.3m/块,小板两端必须超出棚子边缘2100mm,

严禁出现单挑小板。

3.施工过程中,遇巷道顶板破碎或地质构造时,现场支护不能满足支护要求时,

根据现场情况及时修改支护形式。

附图:

炮掘:

3-326121风巷锚网支护断面图

3-426121运巷锚网支护断面图

3-526121风巷架棚支护断面图

3-626121运巷架棚支护断面图

3-726121风、运巷回风绕道锚网支护断面图

3-826121风、运巷回风绕道架棚支护断面图

3-926121切眼锚网支护断面图

3-1026121切眼架棚支护断面图

综掘:

3-1126121风巷锚网支护断面图

3-1226121运巷锚网支护断面图

3-1326121风巷架棚支护断面图

3-1426121运巷架棚支护断面图

第四节:支护工艺

一、锚网梯索联合支护:

1.临时支护:在施工过程中采用锚网支护时,经彻底找掉后,采用由外往里按

隔一打一的方式打设锚杆支护到迎头后,人员方可在其掩护下进行出货、支

护等作业。

6

盘江精煤股份公司火铺矿采煤二区26121掘进工作面掘进作业规程

2.打锚杆眼:使用MYTT50s液压锚杆机或BBZ1-4.0型煤电钻进行打眼。

3.锚杆的安装方法:锚杆孔钻好后,将孔内岩粉清理干净~将锚固剂送入孔内

一安装锚杆将锚固剂送入眼底~安装锚杆锤一将锚杆安装在锚杆锤内一启动

锚杆机使用锚杆旋转向上推进搅拌20〜30s后使锚杆外露符合要求一停转

2〜3分钟一卸下锚杆机一使用套管将锚杆螺母拧紧,要求托盘贴紧岩面,确

保支撑效果,避免顶板离层。

4.锚索施工要求:

1)孔内岩粉清理干净一将锚固剂送入孔内一安装锚索将锚固剂送入眼底-*安装

连接套一将锚索安装在连接套内一启动锚杆机使用锚索旋转向上推进搅拌

30秒后使锚索外露符合要求停转2~3分钟一卸下锚杆机一24小时后使用锚

索机张紧锚索使托盘紧贴岩壁。

2)锚索张拉:当树脂锚固剂凝固强度达到120MPa以上时,方可进行张拉,张拉

前要先找孔口,放好垫板(锚盘)锚具,然后穿上张拉千斤顶,千斤顶与钢

较线在同一轴线上,一次行程不超过150mm,当一次张拉行程超过150mm时

要进行多次张拉,张拉千斤顶的张拉力要超过锚索设计值的20%o

二、架棚支护工艺

1.临时支护:架棚支护时,采用3根3.8m长18kg/m的小轨道配合大链、螺栓

安设预置梁作为临时支护。施工过程中,使用小轨道配合大链、螺栓安设预

置梁时,经彻底的找掉后,及时将前探梁窜抵迎头,及时将金属网铺设好、

使用小板插背好后,然后及时安设好预置梁,预置梁安设好后人员方可在预

置梁的掩护下进行刷帮、挖腿窝、立腿架棚等工作。

2.扩帮及挖腿窝的工作只能在有支护掩护的安全地点进行,施工前必须严格执

行敲帮问顶及找掉工作,找掉必须彻底,且必须设专人观山。

3.待帮扩够宽、腿窝挖够深后必须及时进行立腿、架棚工作,严禁空顶。

4.施工过程中,架棚前必须先照好中线,然后根据中线找出棚腿位置。

5.架棚前先量好棚腿长度,确认腿窝深度合适后方可开始立腿架棚工作。

6.立腿架棚前应预先在距棚腿上端0.4nl处用粉笔画出下卡缆位置以便于掌握好

梁腿搭接长度,保证梁腿搭接长度为0.4m。

7.架棚时,调整好梁腿搭接长度上卡缆时,卡缆上的凸起部位必须将棚梁的两

端及棚腿的上端固定住,以防止梁子下滑,卡缆螺栓背侧也必须将螺栓的凸

起部分镶入卡缆缺口中,棚子架好后,必须将棚子卡缆螺丝和支拉杆螺丝上

齐、上紧,严禁出项松动现象。

附图:

3-1526121综掘风、运巷锚网临时支护图

3-1626121风、运巷炮掘锚网临时支护图

3-1726121风、运巷炮掘架棚临时支护图

3-1826121风、运巷回风绕道锚网临时支护图

3-1926121风、运巷回风绕道架棚临时支护图

3-2026121切眼锚网临时支护图

7

3-2126121切眼架棚临时支护图

第四章:施工工艺

第一节:施工方法

26121运巷、风巷采用EBJ-120综掘机掘进时,锚网支护循环进度为2.1m,架棚

支护循环进度为0.7m;26121运巷、风巷采用钻眼爆破的方式掘进,锚网支护循

环进度为L4m,架棚支护循环进度为0.7m;26121运巷回风绕道、风巷回风绕道

采用钻眼爆破的方式掘进,锚网支护循环进度为1.4m,架棚支护循环进度为0.7m;

26121切眼采用钻眼爆破的方式掘进,锚网支护循环进度为1.4m,架棚支护循环

进度为0.7m。

附图:

4-126121掘进工作面锚网支护综掘工艺流程图

4-226121掘进工作面锚网支护炮掘工艺流程图

4-326121掘进工作面架棚支护炮掘工艺流程图

4-426121掘进工作面架棚支护炮掘工艺流程图

第二节:凿岩方式

风、运巷采用综掘机截割或钻眼爆破的方式往前掘进,回风绕道及切眼采用

钻眼爆破的方式往前掘进。

附图:4-5锚网综掘截割顺序图4-6架棚综掘截割顺序图

第三节:爆破作业

炮眼采用BBZ1—4.0型煤电钻进行钻眼,炸药采用MRTII型炸药,雷管选

用煤矿许用1—4段毫秒延期电雷管,放炮器选用MFB—100型发爆器,发爆能力

100发。爆破施工严格按照爆破设计进行,采取预留保护层的方式进行爆破,煤

巷保护层厚度0.3m~0.5m,岩层中0.lm~0.2m,保证巷道成形,无超挖、欠挖,

杜绝空帮、空顶现象。

一、地质概况:

12#煤层顶底板情况:老顶为灰色粉砂岩,厚度为6〜8m,灰色细砂岩夹薄层

状菱铁矿。直接顶为灰色粉砂岩,厚度为4〜6m,灰色薄层泥质粉砂岩与薄层状菱

铁矿互层。直接底为灰色泥岩,厚度为0.P0.3m,灰色泥岩无层理、遇水呈泥状。

老底为浅灰色细沙岩,厚度为2.0m,浅灰色砂质岩夹似层状菱铁矿互层。

二、巷道掘进断面:

26121运巷、风巷锚网支护时断面为11.3肝,架棚支护时断面为12.4m2;26121

运巷回风绕道、风巷回风绕道锚网支护时断面为9.2nf,架棚支护时断面为10.15

m2;26121切眼锚网支护时断面为9.07武,架棚支护时断面为8.41武。

三、钻眼工具:

炮眼采用BBZ1-4.0型煤电钻进行钻眼。

四、爆破联线方式:串联。

五、爆破方式:正向爆破。

六、爆破材料的选择:

根据煤矿的特殊性,选用m级煤矿许用乳化炸药和8#煤矿许用毫秒电雷管1—4

段。

1、炸药的主要参数:

1)殉爆距离:不小于3cm。

2)爆力:不小于2201mm1。

起爆感度:一发8#电雷管直接起爆。

3)爆速:不小于2300m/so

4)猛度:不小于8mm。

5)密度:1.9g/mlo

6)安全性:符合煤矿安全要求。

7)药卷直径32mmo

8)药卷长度200mm。

9)药卷重量200go

2、雷管选用8#铜壳煤矿许用毫秒延期电雷管1—4段,单发电雷管的全电阻为

4.3—6.3欧姆,取6.3欧姆。最后一段的延期时间为130ms。

3、起爆器材:

1)起爆器选用MFB—100型发爆器起爆,其电压1800V,发爆能力100发,最大

允许外电阻620欧姆。

2)放炮母线选用绝缘胶皮铜芯线,长度大于300m,安全电流20A,电阻为11.7

欧姆/千米。

3)连接线采用铁芯聚氯乙稀绝缘线来连接放炮母线和电雷管脚线,其长度20m

(双根),电阻为1—1.5欧姆/米。

七、起爆方法:采取全断面一次打眼,一次装药起爆。

八、爆破参数选择:

1)1、炮眼直径:炮眼直径D=42mm。

2)炮眼深度:

3)循环进度:施工期间采用锚网支护时循环进度均为1.4m,施工期间采用架棚

支护时循环进度均为0.7mo

4)炮眼利用率n:根据施工经验,炮眼利用率一般为85—95%,炮眼利用率取

90%。

5)根据公式n=L0/L,则:采用锚网支护时1=10/叫=1.4/85%65m。炮眼深

度:掏槽眼深度为1.7m,其它炮眼深度为1.5m;采用架棚支护时L=L0/n

=0.7/85%83mo炮眼深度:掏槽眼深度为1.1m,其它炮眼深度为0.9m。

6)单位炸药消耗量的选择

26121风、运巷锚网支护时:,

q=l.Ike/4-JS=1.1X翳X/2.0/11.3=o.97kg/m3

26121风巷回辱道、运声回网绕嘤网支护时:

q=l.IkeJjJS=1.1X磊X、20,9.2=1.07kg/m'

26121切眼锚网支护时:,一

q=l.Ike/=1.1X翳XJ2.Oi9.07=1.08kg/m3

26121风、运孽架棚支护":,一_

q=l.Ike"+7S=1.1X翳XJ2.0/12.4=o.93kg/m3

26121风巷回照道、运等回用绕厚架棚支护时:

q=l.IkeJj'S=1.1X普X/2.0J10.15=1.02kg/m!

26121切眼架咽支护时:,广

q=l.Ike/=1.1X磊XJ2.0/8.41=1.13kg/m3

525

式中:Ke—炸药爆力校正系数,Ke=^;p—炸药爆力;f—岩层坚硬系数;S—巷

道掘进断面。

①炮眼数目的确定:

1)一次爆破所需炮眼的数目:

26121风、运巷锚网支护时:

N=qSMn/ap=0.97X11.3X0.2X0.90/(0.3X0.2)~32(个);

26121风巷回风绕道、运巷回风绕道锚网支护时:

N=qS1Mn/ap=l.08X9.2X0.2X0.90/(0.3X0.2)弋30(个);

26121切眼锚网支护时:

N=qSMn/ap=L02X9.07X0.2X0.90/(0.3X0.2)~28(个);

26121风、运巷架棚支护时:

N=qS,Mn/ap=l.07X12.4X0.2X0.90/(0.3X0.2)-40(个)。

26121风巷回风绕道、运巷回风绕道架棚支护时:

N=qSMn/ap=0.93X10.15X0.2X0.90/(0.3X0.2)=28(个)。

26121切眼架棚支护时:

N=qS1Mn/ap=l.13X8.41X0.2X0.90/(0.3X0.2)=29(个)。

2)一次爆破需要炸药的总量:

26121风、运巷锚网支护时:

Q=qS3Ln=0.97X11.3X1.7X0.90=16.8kgo

26121风巷回风绕道、运巷回风绕道锚网支护时:

Q=qS3Ln=l.08X9.2X1,7X0.90=15.2kg。

26121切眼锚网支护时:

Q=qS3Ln=l.02X9.07X1.7X0.90^14.2kg。

26121风、运巷架棚支护时:

Q=qS3LH=1.07X12.4X1.1X0.90=13.2kg0

26121风巷回风绕道、运巷回风绕道架棚支护时一:

Q=qS3Ln=l.02X10.15X1.1X0.90p9.2kgo

26121切眼架棚支护时:

Q=qS3Ln=l.13X8.41X1.1X0.90^11.6kgo

N——炮眼数目(个)

Q——次爆破所需要的炸药量,(kg)

q——单位炸药消耗量,(kg/n?)

S―—巷道掘进断面,(n?),M-—药卷长度,(m)

n炮眼的利用率,L--炮眼深度,(m)

a-一一次爆破炮眼平均装药系数,取0.3〜0.4

P---每卷炸药的重量,kg;

②掏槽眼数目的确定:

掏槽眼的布置及数目:根据现场有的钻眼工具和现场施工经验,在掘进过程中采

用楔形掏槽,共布置两对(4个)掏槽眼。掏槽眼布置在巷道的中下部,掏槽眼

对称布置。

掏槽眼的排距:根据经验数据,取排距为:b=1200mmo

掏槽眼与工作面的夹角a;根据经验数据,a一般在75-85°之间,取80°。

成对掏槽眼眼底间距s:根据经验数据s取0.5m。

成对掏槽眼眼口间距a的确定:

掘进工作面锚网支护时:

a=2Lcosa+s=2X1.7Xcos80°+0.5^1.09取1.0m。

掘进工作面架棚支护时:

a=2Lcosa+s=2X1.1Xcos80°+0.5^0.88取1.Om。

③掏槽眼装药量的确定:

根据经验公式:

掏槽眼的装药密度△的确定:根据经验△的取0.45:

锚网支护时掏槽眼每眼装药量为:施工过程中Q=ApL/m=O.45X0.2X1.7/0.2七

0.76kg取4个药卷0.8kgo

架棚支护时掏槽眼每眼装药量为:施工过程中Q=ApL/m=O.45X0.2X1.1/0.2七

0.495kg取2个药卷0.4kgo

④炸药的选择和装药结构

炸药的选择:目前,我矿使用直径为32mm的HI级煤矿安全许用乳化炸药,长度

200mm,重量200克。

装药结构的选择:在施工过程中,使用普通HI级煤矿安全许用乳炸药爆破时,不

耦合结构装药,不耦合系数K为:K=D/0=42/32=1.31

式中D-炮眼直径,mm,§--炸药直径,mm。

8、装药量的确定:

1)周边眼装药密度的选择:根据类比法,同类围岩周边眼的装药密度为

0.To.25kg/mo根据我矿多年的施工经验,在煤系地层岩石中△取0.2kg/m。

2)周边眼装药量的确定:根据周边眼的装药密度△和炮眼深度L,确定周边眼的

装药量Q,即:Q=AL=O.2X1.7=0.34kg取2个药卷(0.4Kg)。Q=Z\L=O.2

X1.5=0.3kg取2个药卷(0.4Kg)o

9、周边眼外插角的确定:

施工过程中,为了保证巷道成形,沿煤层施工时,采取预留保护层爆破,保护层

厚度为0.3~0.5m,周边眼眼距为0.6m,取外插量为0.1m,则周边眼外插角为:

B=arcsini/L=arcsinO.1/1.5=3"。

⑤爆破网络的计算:

施工过程中,采用全断面一次打眼,一次装药起爆。起爆采用MFBTOO型发爆器,

起爆网路采用大串联,则总电阻为:

26121风、运巷R=Rl+R2+nr=(ll.3/1000)X100+32X1.5+40X6.3=301.13Q

通过网路和每个电雷管的电流为:I=E/(Rl+R2+nr)=1800/301.13=5.97A

26121风巷回风绕道、运巷绕道口=Rl+R2+nr=(9.2/1000)X100+30X1.5+28X

6.3=222.32Q

通过网路和每个电雷管的电流为:I=E/(Rl+R2+nr)=1800/222.32=8.09A

26121切眼R=Rl+R2+nr=(ll.7/1000)X100+28X1.5+29X6.3=285.87Q

通过网路和每个电雷管的电流为:I=E/(Rl+R2+nr)=1800/285.87=6.29A

根据对爆破网路的电流、电阻计算,都满足起爆器的要求,即最大起爆电阻小于

620Q,最大起爆电流大于2.5A,故采用MFB-100型发爆器起爆所有需一次起爆

的炮眼。

⑥根据上述爆破设计,结合现场施工经验,实际布置炮眼个数及装药量为:

26121风、运巷锚网支护时布置32个,使用炸药16.2kg。

26121风巷回风绕道、运巷回风绕道锚网支护时布置30个,使用炸药16.6kgo

26121切眼锚网支护时布置28个,使用炸药14.2kgo

26121风、运巷架棚支护时布置40个,使用炸药13.2kg。

26121风巷回风绕道、运巷回风绕道架棚支护时布置29个,使用炸药9.4kg。

26121切眼架棚支护时布置29个,使用炸药9.4kg。

附图:(顶板较好期间)

4-726121风、运巷锚网炮眼布置图

4-826121风、运巷回风绕道锚网炮眼布置图

4-926121切眼锚眼炮眼布置图

(顶板破碎期间)

4-1026121风、运巷锚网炮眼布置图

4-1126121风、运巷架棚炮眼布置图

4-1226121风、运巷回风绕道锚网炮眼布置图

4-1326121风、运巷回风绕道架棚炮眼布置图

4-1426121切眼锚眼炮眼布置图

4-1526121切眼架棚炮眼布置图

4-1626121风、运巷锚网炮眼联线图

4-1726121风、运巷架棚炮眼联线图

4-1826121风、运巷回风绕道锚网炮眼联线图

4-1926121风、运巷回风绕道架棚炮眼联线图

4-2026121切眼锚网炮眼联线图

4-2126121切眼架棚炮眼联线图

4-2226121风、运巷锚网装药结构图

4-2326121风、运巷架棚装药结构图

4-2426121风、运巷回风绕道锚网装药结构图

4-2526121风、运巷回风绕道架棚装药结构图

4-2626121切眼锚网装药结构图

4-2726121切眼架棚装药结构图

第四节:装载与运输

运巷、风巷采用综掘机自行装载配合刮板输送机及胶带输送机的方式进行运

输;切眼采用人工擢货配合刮板输送机及胶带输送机的方式进行运输。

第五节:管线及轨道敷设

1.掘进过程中,供水管、压风管、排水管采用4寸铁管进行敷设,瓦斯抽放管

采用6325铁管进行安设。

2.电缆采用电缆钩按一米间距进行吊挂。

3.风巷:风水管、排水管、瓦斯管沿巷道下帮进行铺设;电缆、风筒沿巷道上

帮进行铺设。

4.运巷:风水管、排水管、瓦斯管沿巷道上帮进行铺设;电缆、风筒沿巷道下

帮进行铺设。

5.回风绕道、切眼:风水管、排水管、瓦斯管沿巷道左帮进行铺设;电缆、风

筒沿巷道右帮进行铺设。

6.本掘进工作面掘进期间,不铺设轨道。

第六节:设备及工具配备

所需设备、工具的名称、型号规格、单位、数量等,见下表。

设备及工具配备表

序数使用

设备、工具名称规格型号单位备注

号量地点

1水泵QYW25-70台826121风、运巷、切眼

2煤电钻BBZ1-4.0台326121风、运巷、切眼

3气腿凿岩机YT-7655台626121风、运巷、切眼

4控制开关QBZ-200台1026121风、运巷、切眼

5馈电开关BKD16-400台326121风、运巷、切眼

6照明综保ZXZ8-2.5台226121风、运巷、切眼

7煤电钻综保ZZL8-2.5台326121风、运巷、切眼

8综掘机EBJ-120台226121风、运巷

9胶带运输机SPJ-800部426121风、运巷

10刮板输送机SGW-420部626121风、运巷、切眼

11局部通风机FW-55KW台426121风、运巷

12锚杆机MYT-150S台626121风、运巷、切眼

13锚索机台226121风、运巷、切眼

14电话部226121风、运巷、切眼

15铁锹把2026121风、运巷、切眼

16镐把2026121风、运巷、切眼

17激光指向仪台226121风、运巷、切眼

第五章:生产系统

第一节:通风

26121掘进工作面采用局部通风机压入式供风,最大供风距离:风巷

926m,运巷926m(工作面长度)。

1.采用2X55KW对旋风机进行供风。

2.采用6800的阻燃风筒进行铺设,每节风筒必须进行吊挂。

3.26121风巷(26121切眼)进风路线:北三通风上山一通风暗斜井一1600通风

联络巷(北三轨道上山一北三轨道上山下部车场一材料暗斜井上部车场一材

料暗斜井一1600车场)一1600辅助运输大巷一261石门一26121风巷(26121

切眼)

4.26121运巷进风路线:北三通风上山一通风暗斜井一1500通风联络巷(北三

轨道上山一北三轨道上山下部车场->材料暗斜井上部车场->材料暗斜井->

1500车场)一1500运输大巷一262石门一26121运巷

5.26121风巷(26121切眼)回风路线:(26121切眼)26121风巷->26121风巷

回风绕道一261专用回风石门一1600辅助运输大巷一总回风上山上段一地面

6.26121运巷回风路线:26121运巷一26121运巷回风绕道―262专用回风石门

-1500运输大巷一总回风上山中段一总回风上山上段一地面

附图:5-126121掘进工作面通风系统示意图

第二节:压风

本掘进工作面压风由地面压风机供风至掘进工作面;本掘进工作面压风

管路采用4寸铁管铺设,每隔30~50m安设一个三通阀门,每隔50m安设一组

压风自救器。采用压风机对掘进工作面的风动工具及压风自救器等进行供风。

压风供给线路:

1.工作面供风路线(26121风巷及26121切眼):王家庄井口压风机一总回风上

山上段1600辅助运输大巷一261石门f26121风巷-*26121切眼

2.工作面供风路线(26121运巷):王家庄井口压风机一总回风上山上段一总回

风上山中段-*1500运输大巷f262石门一26121运巷

附图:5-226121掘进工作面压风供给路线示意图

第三节:瓦斯防治

本掘进工作面在掘进过程中,采取打设抽放孔预抽瓦斯的方式治理瓦斯,

瓦斯管采用6325mm铁管进行铺设。

1.26121风巷、切眼

26121风巷、切眼瓦斯抽放孔一26121风巷回风绕道瓦斯抽放管一261专用回

风石门瓦斯抽放管f1600辅助运输大巷瓦斯抽放管一总回风上山上段瓦斯

抽放管一地面泵房

2.26121运巷

26121运巷瓦斯抽放孔一26121运巷回风绕道瓦斯抽放管一262专用回风石门

瓦斯抽放管一1500运输大巷瓦斯抽放管总回风上山中段瓦斯抽放管一总

回风上山上段瓦斯抽放管一地面泵房

3.施工钻孔严格按照通风区所给的设计进行施工。

附图:5-326121掘进工作面瓦斯抽放路线示意图

第四节:综合防尘

工作面后路必须铺设4寸消防灭尘管路,灭尘管路每隔30m~50m设一个,

且设20m长的灭尘软管,以便洗尘。灭尘管路末端到迎头的距离不得大于20nb

迎头接不小于20m长的灭尘软管降尘、洗尘,迎头设移动喷雾,移动喷雾装

置的喷头数量不低于2个。各转载点安设转载喷雾装置,在开动设备出货时

必须打开喷雾降尘。在迎头50m范围内安设两组能封闭巷道全断面的净化水

幕。在迎头往后60〜200m范围内安设隔爆水槽。

附图:5-426121掘进工作面综合防尘示意图

第五节:防灭火

1.工作面后路必须铺设4寸消防管路,管路每隔30m~50nl设一个,且设20m长

的消防软管,以便洗尘。

2.刮板输送机机尾必须安设两台灭火器,其余各转载点安设两台灭火器。

3.胶带输送机机头及刮板输送机机头安设砂箱并装入0.2淀的砂子,备10个纸

袋。

附图:5-526121掘进工作面综合防灭火示意图

第六节:安全监控

1.各个巷道掘进时,必须安设3台瓦斯传感器、2台风机开停传感器。

2.在掘进工作面距工作面3〜5m处安设瓦斯传感器(T1),在掘进工作面第一

风流交汇处往里10〜15nl处安设瓦斯传感器(T2),在掘进工作面第一风流

交汇处往外10〜15m处安设排放瓦斯传感器(T3),掘进工作面主、备用风

机开关的负荷侧必须安设风机开停传感器(Tk)。

3.施工过程中,在防突风门间安设风门开闭语音报警器、风门开关传感器。

监控线路:

T..T2.T3探头一监测分站一地面监测系统

附图:5-626121掘进工作面监测示意图

第七节:供电

1.供电流程:

1)26121风巷:

a.运输、生产设备供电:

1500运输大巷变电所3#高爆负荷侧来一262石门移变1#高爆一261石门移变

1#干变―261石门移变1#低总一261石门移变1-4分路一设备

b.综掘机供电:

1500运输大巷变电所3#高爆负荷侧来一262石门移变1#高爆一261石门移变

2#干变―261石门移变2#低总一261石门移变2-1分路一综掘机

c.双水泵电源供电:

1500运输大巷变电所3#高爆负荷侧来一262石门移变1#高爆一261石门移变

1#干变―261石门移变1#低总一261石门移变1-3分路一水泵

2)26121运巷:

a.运输、生产设备供电:

1500运输大巷变电所4#高爆负荷侧来一1500运输大巷变电所1#低总一1500

运输大巷变电所1T分路-1500运输大巷联锁开关一设备

b.综掘机供电:

1500运输大巷变电所2#高爆负荷侧来-<500运输大巷变电所3#干变-<500

运输大巷变电所3#低总一1500运输大巷变电所3-3分路―262石门处联锁开

关f综掘机

c.双水泵电源供电:

1500运输大巷变电所3#高爆负荷侧来一262石门移变1#高爆f262石门移变

1#干变一262石门移变移变1#低总一262石门移变1-2分路一水泵

附:26121掘进工作面供电设计说明书

第八节:供水

本掘进工作面供水管采用4寸铁管进行铺设,每隔30〜50m安设一个三通阀

门。

供水线路:

1.26121风巷、切眼

164水池一北三轨道上山一通风联络巷一通风暗斜井一1600通风联络巷一

1600辅助运输大巷一261石门f26121风巷、切眼。

2.26121运巷

164水池北三轨道上山f通风联络巷一通风暗斜井->1500通风联络巷一

1500运输大巷一262石门一26121运巷。

附图:5-726121掘进工作面供水线路示意图

第九节:排水

26121风巷在掘进过程中,排水对象主要为综掘机灭尘水、小窑采空区渗入水、

钻机用水、锚杆机用水

流量=管截面积X流速(注:水的流速常见为l~3m/s,工程上计算一般取L5m/s)

综掘机灭尘每小时涌水量QFO.0095mX0.0095mX3.14X1.5m/sX3600sX

3=4.6m3/h

钻机每小时排水量Q2=0.0125mX0.0125mX3.14X1.5m/sX3600sX2=5.29m7h

锚杆机每小时排水量Q3=0.005mX0.005mX3.14X1.5m/sX3600sX3=1.27m7h

最大用水量:Q=QSQ3=4.6m7h+5.29m7h+l.27m=11.16m:7h<25m7h

26121运巷在掘进过程中,排水对象主要为综掘机灭尘水、钻机用水、锚杆机

用水流量=管截面积X流速(注:水的流速常见为广3m/s,工程上计算一般取

1.5m/s)

综掘机灭尘每小时涌水量QFO.0095mX0.0095mX3.14X1.5m/sX3600sX

3=4.6m3/h

钻机每小时排水量Q2=0.0125mX0.0125mX3.14X1.5m/sX3600sX2=5.29m7h

3

锚杆机每小时排水量Q3=0.005mX0.005mX3.14X1.5m/sX3600sX3=1.27m/h

最大用水量:Q=Q1+Q2+Q3=4.6nf7h+5.29m7h+L27m7h=11.16m7h<25m7h

26121切眼在掘进过程中,排水对象主要为小窑采空区渗入水、钻机用水、锚

杆机用水流量=管截面积X流速(注:水的流速常见为r3m/s,工程上计算一般取

1.5m/s)

钻机每小时排水量Q=0.0125mX0.0125mX3.14X1.5m/sX3600sX2=5.29m3/h

锚杆机每小时排水量Q=0.005mX0.005mX3.14X1.5m/sX3600sX3=1.27m3/h

:3:

最大用水量:Q=Q1+Q2=5.29m7h+l.27m7h=6.56m/h<25m7h

根据上述计算,本掘进工作面排水管采用4寸铁管进行铺设,排水设备采用

QYW25-70(排水量为25m3/h)型风泵能满足排水要求。

排水线路:

1.26121运巷排水路线:26121运巷一262石门一262石门联络巷一1500运输大

巷->1500水仓通风暗斜井一通风联络巷-*北三采区石门一1660北大巷f

(中央泵房)。

2.26121风巷(26121切眼)排水路线:(26121切眼)-*26121风巷-*261石门

-1600辅助运输大巷一皮带暗斜井一1500运输大巷一一1500水仓一通风暗

斜井f通风联络巷f北三采区石门-*1660北大巷f(中央泵房)。

附图:5-826121掘进工作面排水线路示意图

第十节:运输

26121风、运巷均采用刮板输送机配合胶带输送机出货,26121切眼采用

刮板输送机出货。工作面所需物料由地面采用绞车配合矿车下放至副斜井底

弯道,再由机车顶至下北三采区石门,再由材料暗斜井上平台绞车通过材料

暗斜井下放到1600车场、1500车场,再由无极绳绞车牵引至261石门、262

石门后人工将物料运至工作面迎头。

材料运输:

地面f副斜井-*1660被大巷-*北三采区石门材料暗斜井一1600车场、1500

车场一1600辅助运输大巷(1500运输大巷)一261石门(262石门)一人工

搬运至迎头。

出货:

1.26121风巷、切眼

26121风巷、切眼一261石门联络巷一M7上山一2672运巷一262石门一262

运煤斜巷一262煤仓-1500运输大巷一皮带暗斜井->北三煤仓一1660北大巷

强力皮带一003煤仓一新主斜井一皮带走廊一地面洗煤厂

2.26121运巷

26121运巷一262石门一262运煤斜巷一262煤仓―1500运输大巷一皮带暗斜

井一北三煤仓一1660北大巷强力皮带-003煤仓一新主斜井一皮带走廊一地

面洗煤厂

附图:

5-926121掘进工作面运输线路示意图

第十一节:照明、通信及信号

1.掘进期间,必须在掘进迎头50m范围内安设一部本质安全型电话直通地面调

度,所安设的电话必须灵敏可靠。

附图:5-1026121掘进工作面通讯线路示意图

2.掘进期间,必须在巷道顶部安设防爆型照明灯。安设照明灯时,每隔30m安

设一盏。

附图:5-1126121掘进工作面照明线路示意图

3.掘进期间,各运输系统司机操作位置及机尾必须安设一组灵敏可靠的声光组

合信号装置,以便于信息反馈。

附图:5-1226121掘进工作面信号布置示意图

第六章:劳动组织及主要技术经济指标

第一节:劳动组织:

1)采用“三.八”作业制度,即每班作业8小时,三班生产。

2)劳动组织以响炮进尺(综掘进尺)工序为中心,采用分工种平行作业,充分利

用工时,提高生产进尺效率。

3)掘进期间,综掘架棚支护时每循环进度为0.7m,综掘锚网支护时每循环进度

为2.1m;炮掘架棚支护时每循环进度为0.7m,炮掘锚网支护时每循环进度

为1.4mo

4)在劳动组织上要求新老兼配,每天至少有一名技术全面、经验丰富、责任心

强的职工兼任带班队长负责该工作面的安全、生产、质量等工作,若工作面

出现安全隐患或其他安全问题时,由带班队长负责统一安排现场工作。

附图:

6-126121掘进工作面锚网支护综掘劳动组织表

6-226121掘进工作面架棚支护综掘劳动组织表

6-326121掘进工作面锚网支护炮掘劳动组织表

6-426121掘进工作面锚网支护炮掘劳动组织表

第二节:作业循环

1.严格进行出勤考核,确保每班出勤人数符合要求。

2.严格执行班前会制度,保证按时入井。

3.入井前及开始工作前做好需要的准备工作,避免因准备不足影响生产。

4.加强对职工的技术培训,提高职工的技术素质和操作能力,按时按量完成工

作,提高工作效率。

5.加强工程质量管理,保证工程质量达标,避免因质量原因进行返工造成的延

误工时及材料浪费等。

6.建立内部工分考核制度与工资分配制度,并严格执行,充分发挥带班队长等

队组管理人员的作用,充分调动职工的劳动积极性。

7.加强机电设备的使用、保养、维修管理,降低设备故障率,减少设备故障及

机电事故对生产进尺的影响时间,提高

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