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文档简介
目录
第一章工程概况...........................................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....................................5
第三节地质构造.............................................6
第四节水文地质.............................................6
第三章巷道布置和支护说明...................................8
第一节巷道布置.............................................8
第二节矿压观测..............................................9
第三节支护设计............................................10
第四节支护工艺............................................13
第四章施工工艺.............................................16
第一节施工方法.............................................16
第二节凿岩方式............................................17
第三节装载与运输..........................................18
第四节管线及轨道敷设......................................18
第五节设备及工具配备......................................18
第五章生产系统.............................................20
第一节通风系统.............................................20
第二节防尘系统.............................................21
第三节防灭火系统..........................................23
第四节“一通三防”管理......................................23
第五节安全监测系统........................................27
第六节供电系统............................................29
第七节排水系统............................................32
第八节运输系统............................................33
第九节照明、通讯和信号系统................................33
第六章劳动组织及主要技术经济指标..........................34
第一节劳动组织............................................34
第二节循环作业图表........................................34
第三节主要技术经济指标....................................35
第七章安全技术措施........................................36
第一节顶板管理............................................36
第二节特殊情况下的爆破管理................................37
第三节防治水管理..........................................41
第四节机电管理............................................46
第五节运输管理............................................48
第六节特殊安全措施........................................53
第七节煤质管理............................................54
第八章灾害应急措施及避灾路线..............................55
第一章工程概况
第一节概述
一、巷道名称:
本作业规程掘进巷道为2207材料巷。
二、掘进目的及巷道用途:
掘进目的是为形成2207工作面生产系统,满足2207工作面回采时的通
风、行人、运料、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:2207材料巷设计长489m(平距)。
四、巷道类别、巷道层位及巷道坡度:
巷道类别:回采巷道。
巷道层位:2207材料巷沿煤2底板施工。
巷道坡度:2207材料巷:5°〜12°左右。
施工方位角:128°o
五、通风方式:
局扇压入式。
六、使用机械:
调度绞车、综掘机、皮带、溜子、煤电钻、水泵、局扇。
七、预计开工和竣工时间:
根据采掘接续要求,经研究决定自2010年5月10日开工,预计2010年
6月20日竣工。
第二节编写依据
一、工程设计及批准时间:
该工程设计名称为《山西龙矿盘道煤业有限公司2207工作面设计》,批
准时间2010年5月1日。
二、地质说明书及批准时间:
地质说明书名称为《山西龙矿盘道煤业有限公司2207材料巷地质说明书》,
批准时间为:2010年5月7日。
三、矿压观测资料:
依据同煤层已施工完毕的2210集运巷、2210材料巷及2210运输巷掘进
期间矿压观测资料。
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
附表一地面相对位置及邻近采区开采情况表
水平名称上水平采区名称二采区
地面标高(m)+1600〜+1680井下标高(m)+1500F1548
地面的相对
地面为山丘,没有建筑物。
位置及建筑物
井下位置及掘该巷道位于二采区北部,东部为落差201n的断层,南部为2202老空区,
进地面设施的该巷道东部为小窑积水区。地面为山丘,巷道掘进施工对地面设施无
影响影响。
邻近采区2207材料巷临近落差8m断层,对掘进可能会有一定影响,东部
开采情况是小窑积水区,对掘进会造成一定影响。
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
2207材料巷布置在2号煤内,该煤层为井田内主要可采煤层,位于太原组顶
部,上距山西组底部灰白色中砂岩0〜3m,全区厚度、层位稳定。该区煤层厚2.14〜
3.7m,平均2.7m,含1~2层夹开,厚0~0.50m,其顶板为砂质泥岩或泥岩互层
为主,底板为砂质泥岩或泥岩。
2号煤层上下分层,宏观煤岩特征差异明显,上分层主要为光亮型,偶见直
径为0.1m的黄铁矿结核;下分层各种类型均有,且横向变化明显,为暗淡型和
半暗淡型。
2号煤与下部的5号煤相距85.6mo
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
该煤层瓦斯相对涌出量为7.90m3/t,为低瓦斯矿井。煤尘爆炸指数为
42.92%,煤层自然发火期为4〜6个月,属于有煤尘爆炸性危险的矿井。
附表二顶、底板岩性特征表
顶底板名
岩石名称厚度(m)岩性特征
称
灰白色粗粒石英灰白色,裂隙发育,含方解石、长石及黑色矿物,
老顶6.0
砂岩f=5~6
直接顶页岩2.3灰色页岩,节理发育,f=3〜4
上分层主要为光亮型,偶见直径为0.1m的黄铁矿结
2.14—3.7
煤层2”煤核;下分层各种类型均有,且横向变化明显,为暗淡
平均2.7
型和半暗淡型。
直接底泥岩2.55灰白色,较坚硬
第三节地质构造
该工作面预计地质构造较复杂,2207材料巷临近落差8m断层,掘进时还
可能揭露次生的小断层,东部为落差20m的断层和次生断层对2207材料巷掘
进施工有一定影响,东部是小窑积水区,所以在掘进施工中要加强过断层时
的顶板管理,并严格执行“有掘必探,先探后掘”的原则。
第四节水文地质
一、水文地质情况:
工作面区域内自上而下主要有3层含水层:
1、上石盒子组层间孔裂水:该含水层属弱至极弱含水层,距2号煤层间
距为120m左右,对掘进无影响。
2、下石盒子组层间裂隙水:该层上段以厚层砂岩为主,含砂质泥岩及泥
岩层,全段平均厚82m;下段以砂质泥岩和泥岩为主,其上顶部含14m的中粗
砂岩。该段岩层单位涌水量0.038L/s.m,为弱含水层。
3、山西组层间裂隙水:该组底部为厚状中细砂岩(k2标志层),厚5.34~
8.12m,单位涌水量0.038〜0.012L/s.m,属弱含水层。
4、最大涌水量:30m7h;正常涌水量:2m7h0
二、安全隔水层:
该巷道正常块段掘进不受底板砂岩水威胁。2#煤底板距奥灰含水层130m。
BS2-1盘跳矿地居合柱悯
龙质单位柱兴僦层眠造性描述
轴以灰白色、族色、展联粗梃喘戊分以石瓢主,mt,有时合觥羯
山西组K母若核,与株岩层谑合觥上彩雅麻雉龙岩,施海岩减层料质2T层灰白
色中细砂岩.
砂麻岩,灰黑凌团块机水平层里,剧翅鼠可见方解碳,含蟋化石,半
6~8
2#,上分层主劭版型,觑直然o,嘲簧断螳,下分层各种翻阴泉踝般化解,力暗淡
2.14-11?野例程.
st摊招及粉猾互层,赫色、悔层机钝雕石
”7
0.54-0.75
—曝湍,娉缸节理飘施,合触化而
20
—
太0.247.44
—
嬲岩,减告VM.含云鞫片与砂麻岩储,耀、牛嬲,钝物麻
8~11化石.
0H.7
—一
原«,黑色,平翅.
林韩,灰白色层层状、均匀理,成分师期主.
25-30
组
------------
0.32~1.36
煤,雅,上胖题,再陕解.
—
10-15
51,2.15-5.0
底腕献搂,友的、中粗栅右界伏燃飒层呈整和触.媚肚为做
M0
—包累跳岩,砂质踹及7~8期,灰的鳄,3层次若或减泉上酬眠,下
—酊曦层并田内颖靛可采,耕、喊靛.
0.24-1.06
本堂冤
第三章巷道布置和支护说明
第一节巷道布置
2207材料巷布置在2#煤层中,在2209运输巷必点以里92m处开门口,
施工方位角128°,见附图3-1;
附图3-12207材料里
岸翳酊米二
2207材料巷分为两段掘进,首先在2210运输巷的降点以里50m处开门
口施工2207材料巷二段,施工方位角为128°,施工长度309m。然后后腿综
掘机至门口处掉头,再按照308°方位角掘进施工2207材料巷一段。施工时
煤层厚度小于4000mm时采用梯形断面,沿煤层顶、底板掘进,顶宽2600mm,
底宽3800mm;煤层厚度大于4000mm时采用直墙半圆拱断面,规格:宽X高
=3800X3000mm,开门口前要按照附图3—2的要求对开门口地点进行锚索加
固。
第二节矿压观测
1、加强对巷道的矿压观测,巷道在一般支护后,巷道每隔50m左右设一
组测点,至少每旬观测一次巷道变化情况,每组测点测量腰线上下和中线左
右的数据,并做好每次观测的记录。
2、在巷道围岩压力显现区域,要增加一次支护巷道测点密度,每5〜10m
设一组测点,每2天测量一次数据。每周进行一次巷道观测情况分析,对巷
道变化情况进行总结。
3、锚杆必须做拉力试验,巷道每100m检查一组,每组检查不少于5根。
顶板1根、两肩各2根,并做好记录和向有关部门汇报。
4、巷道内每隔200〜300m安设一个顶板离层仪,观测顶板离层情况,根
据顶板压力情况,每10〜20天观测一次,并做好记录。
第三节支护设计
一、巷道断面:
1、巷道设计断面与支护形式:
(1)直墙半圆拱断面:规格BXH=3800mmX3000mm,断面积S=9.85n?.
2
(2)梯形断面:顶宽2600mm,底宽3800mm,高3000mm,断面积:9.6m0
二、支护方式
(一)临时支护:巷道掘进采用前探梁做为顶板临时支护,并根据巷道
宽度确定前探梁数量不少于3根,见附图3-5、附图3-6临时支护三视图。
1、前探梁采用套筒式前探支架做为临时支护。
(1)前探梁支护前,先进行敲帮问顶,去掉活肝松岩,在安装前探梁套
管前,必须用力矩扳手检查锚杆的安装质量,确认安全后,方可安设套管,
进行前探支护。使用方法为:施工前,首先班组长指定专人监护,站在顶板
完好、退路畅通的安全地点用专用敲帮问顶工具进行敲帮问顶工作,包括对
正迎头的敲问,确认无安全隐患后方可进入迎头,进行架设前探梁工作,前探
梁上预托网。每架前探梁由1个套管固定,套管分别安装在靠近迎头的锚杆
上,前探梁前端距迎头不大于200mm,后端探出套管长度不小于800nlm。前探
梁支设方法:先安装套管,然后穿入前探梁,前探梁通过套管实现前后移动,
移至距迎脸岩层不大于200nlm处,由后向前用背板背实背牢。先安设中间的
一根前探梁,再安设两边的前探梁。前探梁间距〈中一中〉为900mmo前探
梁数量不少于3根。前探梁安设好后,在前探梁的掩护下打顶部锚杆孔。前
探梁最大控顶距离为lOOOmmo
(2)固定前探梁套管的锚杆为巷道顶板支护锚杆,锚杆的锚固力不小于
45KN/根。由后向前将前探梁与顶板的间隙背实背紧。
(二)永久支护确定:
用经验类比法确定2207材料巷永久支护。
2210运输巷、2209运输巷的支护形式均为一般性锚网支护,都满足了巷
道的安全性。所以,2207材料巷也采用一般性的锚网支护。
(三)锚网工程质量标准:
1、优良品:
(1)直墙半圆拱断面:巷道净高度底板上3000mm;允许误差:。〜+
250mm;
巷道宽度3800mm;允许误差:中线左右0〜+200mm
(2)梯形断面:顶宽2600mm,底宽3800mm,允许误差:中线左右。〜
+200mm
高3000mm,允许误差:0〜+250mm;
2^合格品:
(1)直墙半圆拱断面:巷道净高度底板上3000mm;允许误差:-50〜
+250mmo
巷道宽度3800mm;允许误差:中线左右-50〜+200mm。
(2)梯形断面:顶宽2600mm,底宽3800mm,允许误差:中线左右-50〜
+200mm
高3000mm,允许误差:-50~+250mm。
3、树脂药卷锚固,锚固力不少于45KN。必须按照要求操作。
4、锚杆规格:锚杆间排距:误差为±100mm。
5、锚杆布置:锚杆应垂直于巷道轮廓线或岩面,角度不少于75°。
6、锚杆托盘:必须紧贴巷壁,树脂锚固剂锚杆7min后上盘,并用机
械或力矩扳手拧紧,至拧不动为止,锚杆外露丝长度不超过50mm。
7、锚索托盘:必须紧贴巷壁,必须用索具索紧,锚固力不小于20T,
锚索外露200〜250mm。
8、金属网搭接长度:不得少于50mln,网之间要用12#铁丝连接,间距:
300mm。
9、巷道成型圆滑,不得有明显的凹凸。
10、根据巷道围岩破碎情况因地制宜加挂木锚盘。木锚盘长轴方向与
巷道轴线方向垂直布置。
第四节支护工艺
一、按悬吊理论计算锚杆参数:
1、锚杆长度计算:L=KH+LI+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=1.8;
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.3m;
L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.05m;
其中:H=B4-2F=3.84-2X6=0.317
式中:B—巷道开掘宽度,取3.8m;
f—岩石坚固性系数,砂岩取6;
则L=l.8X0,317+0.3+0.05=0.92(m)
2、锚杆间距、排距计算,通常间排距相等,取a:
__Q_
a-KHr
式中:a—锚杆间排距,m;
Q-锚杆设计锚固力,50KN/根;
H—冒落拱高度,取0.63m;
R一被悬吊砂岩的重力密度,取25.48KN/m3;
K—安全系数,一般取K=1.8;
a=Q4-(KXHXr)=50^-(1.8X0.63X25.48)=1.73
3、经查表J16L1500抗拉强度大于50Kn。通过以上计算,选用小
16L1500mm圆钢麻花锚杆,为减少掉顶,锚杆的间排距取900X900mm,采用
锚杆紧跟迎头的支护方式。
二、支护材料及支护参数
1、锚杆规格:616L1500mm圆钢树脂麻花锚杆。
2、药卷:每根圆钢树脂麻花锚杆均采用2支635L400mm的树脂药卷端
头锚固。
3、金属网:金属网采用64mm冷拔钢筋加工而成,规格2000mmX1000mm,
网格为100mmX100mm,全断面敷挂。金属网与金属网之间搭接长度为50mm。
4、锚杆间排距:900X900mmo
5、木锚盘规格:300mmX200mmX30mm。
6、锚索规格:4)16X5000mmo
7、锚索盘规格:200mmX200mmX10mm的钢板。
8、药卷:每根锚索使用3〜5块DSCK2355型树脂药卷。
三、锚杆安装工艺:
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50mm。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。钻孔在达到设计深度后(严禁超深),停止煤电
钻的转动,卸下煤电钻,用停止转动的钻杆来回抽拉至少5次,将煤(岩)
粉拉出。
2、安装锚杆:
(1)把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,用带有专用套筒的电煤钻卡住螺帽,开动电煤钻缓
慢匀速推进,使电煤钻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,方可撤去电煤钻。搅拌旋转时间为15〜20s。
(2)将煤电钻卸下后,必须立即将杆体托住或楔住,时间为Imin(主要
为顶,腮眼的安装)。
(3)在固化时间内(7min),不得卸连接器及晃动杆体,7min后方可卸
连接器,卸下螺帽,上好托盘,拧上螺帽并拧紧,使锚杆具有预紧力,拧紧
力矩不小于120N.Mo
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工准备:
1、施工前,由区长负责组织,技术人员(编写人员)负责传达批准的《掘
进作业规程》。传达后进行考试、签字,成绩合格者方可参加本工程的施工作
业。不合格的人员必须补考,补考合格后才能参加本工程的施工作业。
2、施工前,地测部门必须提前给出巷道开门口位置,标定好中腰线,施
工单位严格按中腰线施工。
3、开门口前,应提前按设计要求,准备各种支护材料对开口处巷道进
行相应加固。
二、施工工艺:
综掘锚网施工工艺:
敲帮问顶——引中腰线——画巷道轮廓线——机组前进——按切割示意
图切割——排险(敲帮问顶)——挂设前探梁(前探梁顶上预托金属网)一
一施工顶腮锚杆孔——安装顶腮(顶板以下2m范围)锚杆——撤除前探梁一
一依此类推进行切割下一排。
三、施工方法:
1、综掘机施工方法:
综掘机自开门口,采用综掘机配合30T溜子运输,待掘进50m具备安设
皮带条件后,安装皮带,采用综掘机配合皮带施工。接班后,班组长首先进
行敲帮问顶(敲帮问顶方法同炮掘),由班组长将中腰线引至迎头,画出巷
道轮廓线,然后撤出人员,机组前进,按轮廓线开机掘进。掘进顺序自下而
上,先由底部从中间向两边开机窝,然后按从下而上从右到左的顺序切割。
每次切割深度不大于0.9m,迎头掘进0.9m后,由班组长进行敲帮问顶,确认
无安全隐患后其他人员方可进入迎头,进行架设前探梁工作(前探梁架设方
式同炮掘方法)。
上述工作做完后,在前探梁的掩护下,施工顶部锚杆眼,要由外向里打
一眼、锚一眼,并上好铁、木锚盘。顶部锚杆完成后,撤除前探梁,进行刷
腮及腮部锚网工作。依此类推锚网支护完毕后,再切割下一排。
2、钻机碉室施工:
钻机胴室施工时,在巷道人行道侧(上行左侧)每隔40〜50m施工一个
钻机碉室。躲避胴采用直墙半圆拱断面,BxH=4000mmx3000mm,深3000mm,
支护形式采用同巷道支护。
第二节凿岩方式
一、炮掘凿岩方法及组织:
巷道在施工钻机胴室等特殊情况下需要爆破作业,爆破作业采用MZ-1.5
煤电钻打眼,煤矿许用硝氨炸药、5段毫秒延期电雷管、MFBT00型发爆器进
行爆破。打眼时由班组长点眼,两人一部钻,两部钻同时操作,要分次装药、
分次爆破的方法。
二、综掘机施工方式:
具备安设综掘机后,安设EBZ1506)型综掘机进行施工,使用DSJ63/40
皮带进行运输,开门口采用综掘机自开门口。
附图4-1翎机切割示蒯
第三节装载与运输
一、装煤(岩)方式:
正常掘进采用EBZ150(S)综掘机系统配合DSJ63/40皮带输送机运煤。
二、运输路线:
1、运煤路线:
正常掘进期间:迎头一2207材料巷f2210运输巷一2209运输巷-*2210
集运巷一二采皮带■*上仓2#、1#皮带-3#煤仓一转载皮带->主斜井皮带一地
面。
2、运料路线:地面一主斜井一北大巷一二采轨道联络巷一二采轨道一
2210集材巷f2210集运巷一2209运输巷-*2210运输巷一2207材料巷-*迎头
第四节管线及轨道敷设
在掘进施工中所敷设的电缆、水管、风筒等均应按规定的位置要求吊挂
牢固整齐,供水管路表面保持整洁卫生。电缆布置在水管上方与水管间距不
小于300nlm。其中电缆钩挂在拉直的旧钢丝绳上,高度为2.2m,管路吊挂点
采用废旧钻杆做为吊挂桩。吊挂桩间距为5m,吊挂高度1m。并对管路进行统
一编号,每隔100m设置一标志牌,管路要每隔100m安装一个三通阀门;电
缆钩间距为1.5m,电缆垂度不超过50mln;供水管采用DN50钢管,供水管距
迎头30m范围内使用高压胶管;风筒布置在巷道上行左帮,风筒吊挂高度为
2.2m,间距为10m,风筒要环环吊挂,风筒接头采用双反压边接法,风筒口距
迎头的距离:不大于5m。
迎头掘进轨道的敷设质量必须符合质量标准化标准的规定:无杂拌道,
轨距误差不大于5mm,不小于2mm;轨道间隙不超过5nim,内错差不大于2mm;
轨枕间距不大于800mm,构件齐全紧固有效。
第五节设备及工具配备
工作面设备及工器具配备情况表见附表三
附表三
序设备名维修时完好情
数量备注
号称型号间猊
1煤电钻MZ-1.52部每班完好一部备用
调度绞
2JD-25KW3台每班完好
车
FBDN05.6/22
3局扇2台每班完好一■台备用
型
4综掘机EBZ150(S)1台每班完好
5皮带DSJ63/401部每班完好
第五章生产系统
第一节通风系统
一、工作面风量计算:
2207材料巷实际需要风量,按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气
体产生量、人数、局部通风机的吸风量和风速等因素分别进行计算后,采取
其中最大值。
1、按瓦斯涌出量计算:
Q=100Xq瓦掘XK,m3/min
式中Q---实际需要的风量,m7min;
qJLW---工作面瓦斯绝对涌出量,mVmin;
K一工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数,取1.5。
按二氧化碳涌出量的计算,参照按瓦斯涌出量计算的方法执行。
(1)按瓦斯涌出量计算:
Q=100qK=100X0.28X1.5=42m3/min
(2)按二氧化碳涌出量计算:
Q=100qK=100X0.4X1,5=60m7min
按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算所需风量采取值为60m3/min。
2、按工作面最多人数验算:
Q=4N=4X15=60mVmin
3、按局部通风机的吸风量验算:
Q=Q局XK局
Q局:掘进工作面局部通风机吸入风量,选用FBDN05.6/22型局部通风机,
该局部通风机的额定风量取250m7mino
K局:为防止局部通风机发生循环风的风量备用系数,取1.2。
Q=250X1.2=300mVmin
4、按工作面风速验算:
(1)按最低风速验算:掘进工作面最低风量:
Q215XS
S一工作面断面积,取9.85后
Q215X9.85=148m7min
(2)按最高风速验算:掘进工作面最高风量:
QW240XS
S一工作面断面积,取9.85肝
QW240X9.85=2364m7min
5、根据上述计算确定工作面实际需要风量为:148m3/min,局部通风机供
3
风量为300m/mino
二、通风路线:
新风:主斜井一北大巷一二采轨道联络巷一二采轨道一2210集材巷一
2210集运巷一2209运输巷一2210运输巷f2207材料巷迎头;
乏风:迎头f2207材料巷f2210运输巷一2209运输巷一2210集运巷一
二采皮带一二采皮带联络巷一总回风巷一回风井一地面。
第二节防尘系统
防尘水源来自地面水池:
地面水池一主斜井一北大巷一二采皮带联络巷一二采皮带一2210集运巷
一2209运输巷f2210运输巷一2207材料巷f迎头。
分别用4寸、2寸铁管接至迎头,每100m设一个三通阀门,掘进机安设
内外喷雾,皮带、溜子的各转载点安设水幕,距迎头30m要安设一道水幕,
在迎头后50m的范围内再安设一道水幕,巷道内安设的水幕必须覆盖巷道全
断面。
「一巷道内水幕
I--*综掘机内外喷雾
防尘卜一各转载点水幕
L-冲刷岩帮水管
挈嘴?60ZZ
第三节防灭火系统
掘进期间防火的重点是防设备、机械摩擦生火、缆线和人为火灾。防灭
火采用的系统与防尘系统相同,各皮带头备用不小于0.2m,的砂,2台灭火器,
预防电器火灾。
防灭火水源:来自地面水池,经过井下各处供水管到达施工地点各防灭火
用水设施
第四节“一通三防”管理
一、通风管理
1、加强通风管理,局部通风机必须挂牌管理,保证局部通风机正常运转,
其他人员不得陵意停开。
2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直,无脱节、无破口,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、管理好为本工作面调风的风门、风窗等设施,不准随意同时打开风门
和挪动风窗位置,并保护好瓦斯牌板。
4、压入式局部通风机和启动装置,必须安装在进风巷中,距掘进风口不
得小于10m;全风压供给的风量必须大于局部通风机的吸入风量,局部通风机
安装地点到回风口间的巷中的最低风速必须需符合《煤矿安全规程》第一百
零一条的有关规定。
5、该工作面的局部通风机配备安装一台同等能力的备用局部通风机,实
现自动切换。正常工作的局部通风机和备用局部通风机的电源必须取自同时
带电的不同母线段的相互独立的电源,保证正常工作的局部通风机出现故障
时,备用局部通风机正常工作。
6、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。
7、使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁,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
局部通风机后方可恢复工作。使用两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。
8、每10天至少进行一次甲烷风电闭锁试验,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
机正常通风,试验记录要存档备查。
9、严禁使用3台以上(含3台)局部通风机同时向一个掘进工作面供风。
不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。
10、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,局部通风机停止运转时,要把人员撤至全风压进风流处,并在巷道门口
位置设置“严禁人员入内”的警戒牌。
11、恢复通风前,必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯,只有在局部通风机
及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%且掘进工作面的气体正
常时,方可由指定人员开启局部通风机。
12、巷道贯通预透必须遵守下列规定:
(1)掘进巷道贯通预透前50m,通风部门必须预计贯通预透后的通风系
统,做好贯通预透后调整通风系统的准备工作。
(2)贯通预透时,通风工区必须安排专人在现场统一指挥,预透的工作
面必须保持正常通风,并设置栅栏及警标。施工过程中必须经常检查风筒的
完好状况和工作面回风流中的瓦斯浓度,瓦斯浓度超限时一,必须立即处理。
掘进的工作面每次开工前,必须派专人和瓦斯检查员共同到停掘的工作面检
查工作面及其回风流中的瓦斯浓度、支护情况,瓦斯浓度超限时,必须先停
止掘进工作,处理瓦斯,只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓浓度在1%
以下时,才能贯通。
二、综合防尘管理
1、作业人员必须佩带劳动保护用品。
2、防尘管路必须接至迎头,以便及时降尘
3、爆破前及爆破后,必须对附近20nl内的巷道进行洒水降尘。
4、实行爆破自动喷雾,距工作面30m范围内设一道能封闭全断面的自动
降尘水幕。
5、实行各转载点喷雾降尘。定期冲洗巷帮,经常清除巷道积尘,使巷道
无粉尘积聚现象。
6、综掘机实行内外喷雾。
7、煤巷掘进工作面必须安设隔爆设施,隔爆水袋距离迎头60-200m之间,
棚区长度不得少于20m,水量不少于200升/n?。
三、防火管理
1、必须严格执行“一炮三检”、“三人连锁放炮”等放炮制度,防止放
炮引火。
2、爆破作业时,必须坚持使用水泡泥,炮眼封泥长度必须符合规定。
3、预防摩擦起火,应做好井下机械运转部分的保养及维修工作,保持良
好的工作状态,防止摩擦发火而引起火灾。
4、所有人员严禁带烟草、火种、穿化纤衣服入井。
5、使用过的棉纱,破布等可燃物要清理干净并及时回收上井,不得随意
乱放。
6、预防电器引火,要正确选用保险丝和漏电继电器,以便电流短路、过
负荷或接地时,能及时切断电源。
7、电器设备严禁失爆,严禁带电作业、带电搬迁,以免出现电火花引起
火灾。
8、消防管路必须紧跟迎头,每隔501n要设三通阀门,使用灵活方便。
9、万一发生火灾,要按灾害预防处理计划及应急救援预案进行处理,并
搞好自救工作。
10、发生电器火灾时,应先切断电源,然后借助灭火器或砂子灭火,但
不能用水灭油类火灾。
四、瓦斯管理
1、区长、技术员下井时携带便携式甲烷报警仪,对其分管范围内的瓦斯
进行不间断的监测,如有报警现象(瓦斯报警点为1%)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,在爆破地
点每次爆破时进行“一炮三检”工作,并做好记录。
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
悬挂在掘进工作面后无风筒一侧,在距迎头不超过5m范围距帮不小于200mm,
距顶不大于300mm。当甲烷报警仪报警时,停止工作,汇报工区跟班领导,查
明原因,进行处理;无法立即处理时,立即切断电源,将人员撤出至全风压
通风的安全地点,拉绳警戒,禁止与排除瓦斯无关的人员进入瓦斯超标的巷
道内;将现场情况汇报调度室、通风工区和工区,采取相应措施,进行处理;
未处理妥善前,不得进行其他工作。
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范围内检查瓦斯气体浓度,有报警现象时,不得通
电或检修。
5、严禁局部通风机发生循环风,否则必须停止作业,撤出人员,切断电
源,并立即汇报矿调度室,进行处理,待通风正常后方可恢复作业。
6、停风区中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时,必须立即汇
报矿调度室,制定措施,由通风部门负责处理。瓦斯浓度超过3%时一,由通风
科编制措施,进行排放瓦斯。
6、在排放瓦斯结束独头巷道恢复正常通风后,掘进工区电工必须对独头
巷道的电气设备进行检查,杜绝失爆现象,证实完好后,方可人工恢复局部
通风机供风巷道中的一切电气设备的电源。
第五节安全监测系统
安全监测系统及管理执行如下规定:
1、开口后安全监测系统由信息中心安装好,交掘进区队管理。
2、出现故障后及时通知信息中心,由信息中心及时派人进行维修。
3、随着掘进距离的延长,安排电工班人员提前到信息中心领取监控电缆
(管缆)(100m以上/根),双方在记录台帐上签字;区队维修工负责井下冷补
延接工作。
4、瓦斯探头(甲烷传感器)悬挂在掘进工作面后无风筒一侧,在距迎头
不超过5m范围,距帮不小于200mm,距顶不大于300mm。
5、1#甲烷传感器报警点甲烷浓度为21.0%,断电点甲烷浓度为NL5%,
复电点甲
烷浓度为<1.0%;2#甲烷传感器报警点甲烷浓度为21.0%,断电点甲烷
浓度为NL0%,复电点甲烷浓度为G.0%。
6、爆破时,必须将传感器连同线缆移到距迎头50m以外,并充分利用现
场遮挡物保护好。
7、及时清除电缆(管缆)、传感器上的粉尘,以保证传感器灵敏可靠。
8、巷道洒水除尘时,应对传感器、采样头用4)4mm的钢丝网和旧风筒布
加工的盖罩保护好,以防进水。
9、撤离本作业地点时,提前通知信息中心,进行监测装备的交接或撤除
工作。
10、拆除或改变瓦斯断电仪的电源线及控制线或检修瓦斯断电仪控制的
电气设备,需要安全监控设备停止运行时,必须汇报信息中心、调度室,制
定措施经批准后方可施工。
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"口附图5-22207材料巷监控系统图
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®瓦斯传感器1、掘进工作面的瓦斯传端碰头,
开停传盛器2、风速传感器应设置在巷道前后10m内无分
〶烟雾传感器支风派无拐弯、瑞碍的地点。
®日如涌:旬3、分站电流就近取自慎电开关或磁力启动器
第六节供电系统
一、供电系统:
1、供电情况:
工作面设备供电引自井下中央变电所,掘进机1140V供电采用专用变压
器供电;其它设备660V供电由二采轨道的200kva移动变压器供电;主要运
输系统为皮带机;提升物料为矿用调度绞车。
二、设备概况及负荷:
电动机
设备名称备注
额定功率(kw)额定电压(V)
S150综掘机2361140
总计EP236
皮带输送机40660
皮带输送机40660
转载皮带40660
溜子40660
绞车25660
绞车25660
绞车11.4660
总计(£PN)221.4
三、掘进机专用变压器容量计算:
S=SPXK/cos¥
S——所计算的电力负荷总的视在功率,KVA;
XPN——所有用电设备额定功率之和,KW;
cosW------电力负荷的功率因数取0.6;
K——需用系数。
K=0.4+6XP/EP
=0.4+0.6X150/236
=0.78
S=SPXK/cosW
=236X0.78/0.8=306.8KVA•
根据我矿现有变压器情况,该掘进工作面应选KBSGZY—500/10型矿用移
动变压器一台。
四、低压电缆选择:
1、电缆型号确定
按有关规定,掘进机选用UCP-1140V矿用屏蔽橡套软电缆供电。其它
660V用电设备选用U—1000V矿用移动橡套软电缆供电。
2、按持续允许电流选择电缆截面
(1)、掘进机电缆:
Ie=1000•P/V3•U•cosw
=1000X236/1.732X1140X0.6
=199.2(A)
U一额定电压
cosw一掘进工作面平均功率因数
查橡套软电缆载流量表得:主线芯截面70mm2电缆的长期连续负荷允许载
流量为215A,故掘进机电缆选用UCPT140V-3X70+1X16矿用屏蔽橡套软电
缆。
(2)、660V其它用电设备电缆:
P=K•P、=0.4X221.4=88.56kw
Ie=1000•P/V3•U,cosw
=1000X88.56/1.732X660X0.6
=129.12(A)
查橡套软电缆载流量表得:主线芯截面35mm2电缆的长期连续负荷允许载
流量为138A,故660v供电系统电缆选用U-1000V-3X35+1X10矿用橡套软
电缆。
五、低压馈电开关整定、校验:
(1)、掘进机馈电开关整定
Ie=199.2A,开关整定Iz=210A,
(2)、灵敏度校验
掘进机电缆长度为1020m,换算长度为724m
查《煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则》短路电流计算表得:
Id2=1536A
2
Id/6IZ^1.2
1536/126021.2
1.2221.2合格
2)、其它设备总馈电开关校验:
(1)1、KBM-400馈电开关整定:
Ie=129.12A,开关整定IZ=130A
2、灵敏度效验
电缆长度为500m,换算长度为680m
查《煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则》短路电流计算表得:
Id2=943A
2
Id/6Ib^1.2
943/78021.2
1.221.2合格
5—32207材料卷供电系统国
2208运联卷
BGP-200/200
来自井下变电所10kv
专供掘进工作面线路
U
C
P
1
H
0
.-
3
i,
7
10
;+
'1
0x
0.1
。
。1
3—
-
3
5
+
7
1
0断电仪监控分站瓦斯探头
-----------
KBZ-400
几斯电团融
引自:网路务用电源Cl(WOU-IOOO-LI-KMO-
3«35-b103x35+1x10^^3x35+lx
2(H-----------■:QRZYO.
9BZ-120I
A
第七节排水系统
2207材料巷为下山施工,施工迎头必须安装一路4寸排水管路,施工迎
头必须有2台25KW潜水泵,正常掘进期间要有一台安装好,一台备用,迎头
出水时要及时排水,2207材料巷在掘进期间要根据现场情况及时施工水仓,
水仓规格:长X宽X深=2X1X1(m)o
4寸排水管路必须接至距离迎头不大于20m,同时备用2台25kw潜水泵、
2台4kw潜水泵,每隔200m设置一个300kg以上废旧油桶作为临时接力水仓。
4kw水泵必须具备随时排水能力。
第八节运输系统
1、运煤路线:
迎头一2207材料巷一2210运输巷一2209运输巷一2210集运巷-*二采
皮带一上仓2#、1#皮带一3#煤仓一转载皮带一主斜井皮带一地面。
2、运料路线:
主斜井一北大巷一二采轨道联络巷一二采轨道一2210集材巷一2210集材
联络巷一2210集运巷一2209运输巷一2210运输巷一2207材料巷一迎头。
第九节照明、通讯和信号系统
1、综掘机前后要安装照明灯,确保综掘机附近有良好的照明。
2、皮带头20m范围内要安装照明灯,确保皮带头附近有良好的照明。
3、本工作面安设的电话,能够直接和井下所有电话、井上所有矿区内部
电话相互直接联系。
第六章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
一、综掘机掘进采用“三八”制(一天三班,每班八小时一)两班生产一
班检修的作业方式组织生产,每班10个循环,每天20个循环,循环进尺0.9mo
附:劳动组织表
劳动组织表
出勤人数
工种
一班二班三班
锚网支护工66012
综掘机司机2204
机电维修
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