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文档简介

盘县松河乡三金煤矿

1123运输巷掘进作业规程

矿长:赵立祥

总工程师:张登林

编写人:陈彬

编制时间:2015年3月25日

目录

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

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

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

第二章地质情况.......................................................................................-4-

第一节地面相对位置及邻近开采情况....................................................................-4-

第二节煤(岩)层赋存特征............................................................................-4-

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

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

第三章巷道布置及支护说明..............................................................................-7-

第一节巷道布置.....................................................................................-7-

第二节矿压观测.....................................................................................-7-

第三节巷道支护设计.................................................................................-7-

第四节支护工艺.....................................................................................-8-

第四章施工工艺......................................................................................-9-

第一节施工方法.....................................................................................-9-

第二节凿岩方式.....................................................................................-9-

第三节爆破作业....................................................................................-10-

第四节装载与运输.................................................................................-11-

第五节管线敷设...................................................................................-11-

第六节设备及工具配备.............................................................................-12-

第五章生产系统...................................................................................-12-

第一节通风......................................................................................-12-

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

第三节防治煤与瓦斯突出............................................................................-15-

第四节综合防尘...................................................................................-18-

第五节防灭火.....................................................................................-19-

第六节安全监控................................................................................-20-

第七节供电......................................................................................-21-

第八节排水......................................................................................-21-

第九节运输.......................................................................................-21-

第十节照明、通信和信号...........................................................................-21-

第六章劳动组织与主要技术经济指标...................................................................-22-

第一节劳动组织....................................................................................-22-

第二节作业循环...................................................................................-23-

第三节主要技术经济指标表..........................................................................-23-

第四节工艺流程.....................................................................................-24-

第七章安全技术措施.................................................................................-24-

第一节施工准备...................................................................................-24-

第二节一通三防...................................................................................-24-

第三节顶板......................................................................................-32-

第四节爆破.....................................................................................-33-

第五节防治水......................................................................................-41-

第六节机电......................................................................................-42-

第七节运输......................................................................................-47-

第八节其它......................................................................................-49-

第八章灾害应急措施及避灾路线......................................................................-49-

第一节灾害事故应急措施............................................................................-49-

第二节避灾路线....................................................................................-52-

第一章概况

第一节概述

巷道名称:本《作业规程》掘进巷道为1123运输巷

巷道用途:运输、行人

设计长度:130米

服务年限:该巷道服务至1123回采工作面回采结束

开竣工时间:预计本巷道在2015年4月1日开工,竣工时间在2015

年4月30日

附图:巷道布置平面图

第二节编写依据

一、三金煤矿生产地质报告

二、三金矿水文地质类型划分及补勘报告

三、有关矿压观测资料

四、《煤矿安全规程》

五、《矿井采掘设计及生产计划》

六、《安全专篇》

七、《防突规定》

八、《防治水规定》及其他有关技术规范

第二章地质情况

第一节地面相对位置及邻近开采情况

水平名称一水平采区名称一采区

地面标高+2035m-+2070m井下标(Wj+1820m

巷道地面为半坡后山,地面无建筑物,多为山林、旱

地面相对位置及建筑物

地。

井下开采位置

巷道位于井底运输石门西翼,该巷掘进对地面无影响。

及掘进地面设施影响

该巷道设计沿12#煤层顶板施工,上部9#层、本煤层

邻近采区开采情况

上区段、东部全部采空。

地层走向105°-116°地层倾向15-18°长度130m

第二节煤(岩)层赋存特征

一、煤层赋存特征

根据实际揭露情况,12#煤层赋存条件较好,煤厚在2nl〜2.5m,均厚2.3m。

均为可采煤层。直接顶为砂质泥岩及细砂岩,直接底板为砂质泥岩和细砂岩。

距上部9#煤层25m,距下部15#煤层13m。煤层产状:总体由西向东有增厚之势,

煤层局部有变薄现象,厚度变化较稳定。

煤层名称12#煤煤岩类别半亮型

厚度(m)平均2.3m煤尘爆炸性有煤尘爆炸危险性

煤层结构简单煤的自燃不易自然

煤层倾角15地温无异常

品种肥煤地压小

容重1.35t/m3瓦斯含量1.4727m3/t

硬度(f)1.3绝对瓦斯涌出量1.2m3/min

煤层赋存及煤质指标

顶底板名称岩石类别硬度厚度/m岩性特征

老顶细砂岩岩<62.85含丰富植物化

直接顶泥质粉砂岩<34.655含丰富植物化

底伪底泥岩<31.94含丰富植物根化石,夹薄煤层2层

板直接底粉砂岩<69.855含丰富完整植物化石

煤1层顶底板情况

地层综合柱状图

中煤

地一

也心、中弟承计真厚

地层系统层柱状

编一般

代岩性描述备注

统号

界系组段号1:200最小~最大

半亮至光亮型、松散、夹砰为高岭石、不稳定,含黄铁矿、煤质差、条

下飞下1.68

1.41-2.45

仙973.38带状。

叠If

..一3.00灰白色砂质泥岩、薄层状层理不清,层间含植物化石。

76.381.60-4.39

系统组段.———:

0.38煤质差,易碎、不稳定。

上一一-76.760.30-0.35

8.60灰至灰黑色、粉砂岩和细砂岩互层、夹少量煤屑。

85.363.6-13.54

0.76薄煤层,条带状,煤质差不稳定。

86.120.23-1.30

24.48浅灰至深灰色粉砂质泥岩,泥质粉砂岩及细砂岩互层、细砂岩为厚层状

110.6021.65-2初

,水平层理,粉砂岩为薄层状泥质胶结、含较多植物化石碎片。

--半亮至光亮型含一至二层夹砰、煤层分岔为12T#和12-2#。

<

12-1#底板有一层约0.20m浅灰色泥岩、12-2#夹肝为棕色泥岩鳞片

3.55

12114.152.54-4.65状,两煤层间夹一层13.0m厚的泥质粉砂岩及粉砂岩。

古龙5.89

生迭迭潭120.043.01-8.77灰色灰绿色细砂岩和粉砂岩互层,层理发育,层间含植物化石,细砂岩

界系统组为厚层状,粉砂岩为薄层状,其间夹有0.8m厚的煤层,煤不稳定。

1.50半暗型煤块状、夹肝为炭质泥岩易碎为复杂结构煤层。

113121.540.61-1.68

为薄层泥岩,浅灰色粉砂泥质粉砂岩,层理发育,含植物化石,其间夹0

3.0

124.542.8-3.4.2m煤线o

124.920.38半暗至半亮型、块状易碎。

上部为灰色粉砂岩,薄层状,层理清晰,层理含较多的煤屑及植物化石

6.00

130.92

5.6-7.2碎片,下部为深灰色泥质粉砂岩。

1.95

半暗至半亮型、条带状易碎、含一至二层高岭石夹肝、夹砰厚0.05m。

15132.871.12-2.3

3.60

136.471.72-5.32

综合柱状图

第三节地质构造

巷道所在区域为一单斜构造,岩层倾角平均15。,走向平均108。,局部

有变化,矿区内断层发育。工作面地面沟壑发育,无蓄水,不影响工作面安全

生产。根据H21采面回采及1123回风巷掘进来看,揭露断层1个落差较小,

地质条件较简单;对工作面掘进影响不大。

第四节水文地质

本矿山大部分矿床位于最低侵蚀基准面以上,直接充水水源主要为龙潭组

裂隙水、小煤矿和老窑采空区积水(该工作面位于开采深部,小窑未进行过开

采作业,不存在小煤矿和老窑采空区积水),故本矿山属于以裂隙充水为主,

水文地质条件复杂程度为中等,水文地质类型属n类n型,只是在断层交错地

带、老窑密集地带、煤层低于最低侵蚀基准面地带,水文地质条件复杂程度增

大。

本区域上覆9#煤层已经采空,下部煤层未开采,采空区积水全部通过石门

密闭排出。顶板为砂质泥岩及细砂岩,直接底板为砂质泥岩和细砂岩,为弱性

含水层无裂隙承压水,但在裂隙发育地段局部可能滴水、淋水现象,对巷道掘

进造成有一定的压力影响。但是掘进过程中应掌握掘进进度,及时做好掘进时

的探水工作,应严格执行“有掘必探,先探后掘”的原则进行。(探放水措施

另出)。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

1123运输巷于2015年3月已掘进61米,后因煤矿调整采掘布局而停掘该

掘进头,并进行密闭。现阶段已将1123运输巷口边密闭启封,布置H23运输

巷将继续沿12#煤层走向进行掘进。巷道开口标高为+1506.49,设计工程量为

130米。(平面布置图见附图)

第二节矿压观测

根据矿井开拓时期的资料观测得知,该巷道地压为大地静力型,为基本顶

来压明显,直接顶中等二级二类顶板巷道顶板压力大,围岩应力比较集中,在

整个施工过程中必须加强矿压观测和支护质量,严禁巷道超宽、超高,确保施

工安全。

1、矿压观测对象:施工巷道开口处及1123运输巷顶板。

2、观测内容:顶板下沉量及两帮压力。

3、观测方法:在进入12#煤层中时,在运输巷3〜4nl位置设置一个观测站,

以后每50nl设置一个观测站,依次类推,直到巷道施工完毕,每个观测站设置

一支顶板离层仪,每5天记录一次,并存档,发现顶板离层超过5nim,要加强支

护,并汇报有关领导。

4、根据观测数据及时分析及时修改支护设计。

第三节巷道支护设计

巷道断面为梯形断面。巷道中高(净)2.2m,上宽度(净)2.2m,下宽度(净)

3.2m,S净=6.Oitf,S掘=6.8itf;

设计支护方式:工字钢梯形支护;

支护规格及参数:支护材料为11#矿用工字钢、板皮背帮刹顶,棚距为:

700mm。排水沟设计为200X200mm,布置在巷道右帮;棚距为0.7米,背板实

行“帮三顶四”,破碎地段必须密背顶帮。(见支护断面图)。

第四节支护工艺

一、临时支护形式:

1、工字钢段临时支护形式

(1)临时支护采用前探梁支护。每根前探梁分别用三道吊环固定在紧靠工

作面的三排横梁上,前探上用大木板(长X宽义厚=2000X150X30mm)。

前探梁及吊环规格:

(2)前探梁:采用矿用15公斤轨道制作,长3.5m。

(3)吊环的固定:使用吊环时,用螺帽将吊环固定在横梁上,螺母必须拧

满扣。

3、临时支护工艺、工序及要求

(1)掘进(爆破)进度达到规定距离后,工作人员站在永久支护下,用不

小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活石悬砰(煤),并随时进行敲帮问顶

工作,确保无安全隐患后,人员进行永久支护。

(2)上前探梁时,不少于3人。

(3)前探梁移到正头后,在最后一个吊环上用木楔将前探梁加固。

(4)加强顶板管理,发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声,要立即停

止作业,撤出工作面人员,待顶板稳定采取措施后方可断续工作。

(5)顶板严重不平、巷道开口、巷道转向无法使用前探梁或其他原因未使

用前探梁时,必须使用3根戴帽圆木支柱或单体柱进行临时支护,并能全面掩

护作业地点。

二、永久支护

1、工字钢段支护规格质量

放完炮后,先进行迎头的敲帮问顶工作,然后将前探梁移设到迎头,将背

板挑于前探梁之上,然后进行出渣、掏柱窝、架棚。棚架不能前倾后仰,梁头

保持平整,下脚一致,柱窝到老底,架棚间距0.7m,背帮接顶不能用腐木烂材,

必须用坚硬的木材,背帮绞顶必须严实,不能有空顶松动。掘进迎头20米范围

内在放炮前,必须加固。巷道开口处必须采用双托棚(抬棚)进行支护。

第四章施工工艺

第一节施工方法

本巷掘进采用钻爆法施工,手镐挖掘刷扩成形,人工装煤入矿车,人力推

到井底运输石门经副斜井绞车提至地面。采用前探梁或带帽点柱作超前临时支

护,用11#工字钢作永久支护,顺序施工,正规循环,一次成巷。

第二节凿岩方式

一、凿煤(岩)机具

钻眼采用ZYM-1.5KW煤电钻打眼。

二、工艺流程

安全、瓦斯检查一标定中线一打眼一安全、瓦斯检查一装药连线、撤人设

岗一放炮、排放炮烟一安全、瓦斯检查一洒水防尘一临时支护一装运砰石一永

久支护一文明生产。

三、炮掘施工方式

1、掘进施工时采用普通钻爆法施工工艺。

2、钻爆工艺流程

钻眼前检查瓦斯一钻眼一检查瓦斯一装药联线一检查瓦斯一撤人设警戒一

爆破一检查瓦斯及爆破效果一洒水消尘、维护顶板一临时支护一装运煤、砰一

永久支护。

3、钻爆工序要求

1)钻眼前,必须详细检查迎头10m范围内的支护,发现问题及时处理。

2)必须依据中线布置眼位。

3)严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼。

4)爆破要严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。

5)爆破采用正向装药,串联式联线方式,使用毫秒电雷管,三级煤矿许用

乳化炸药,每眼使用1个水炮泥。

6)放炮时必须在放炮安全距离以外设置警戒,放炮人员必须撤到井底运输

石门全风压进风流内(距放炮点300米以外防突风门外进风流中),按远距离

撤人、停电放炮执行(H23掘进头所有人员)。当工作面按规定装药连线完毕,

当班瓦检员检查该掘进工作面通风瓦斯情况,无异常后,由该瓦检员向矿调度

汇报,矿调度员确认矿井通风系统、供电系统正常后通知该当班瓦检员按远距

离撤人站岗警戒放炮,该当班瓦检员得到通知后通知施工队当班班长组织撤人

站岗,各站岗人员在该工作面当班瓦检员处履行完签字手续后一同往外撤出,

撤人、警戒情况符合措施规定后才准放炮。

7)放炮站岗、警戒位置为:井底运输石门岔口、主斜井井底、1123回风巷

防突风门与行人绕道岔口处、12#层专用回风巷打好栅栏严禁人员进入。

附站岗警戒图

第三节爆破作业

采用普通钻爆法施工工艺,掏槽方式为斜眼掏槽法,周边眼与设计轮廓线

距离为300nlm,炮眼布置附后图。

一、爆破器材

采用煤矿许用乳化炸药,药卷规格为直径32nlmX200mm,重200g,1〜5段

毫秒延期电雷管引爆,MFB-200型隔爆发报器起爆。

二、装药结构

全部炮眼采用正向连续柱状装药,装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底,不

得装错雷管段号,不得弄断雷管脚线。

三、爆方式

爆破网络采用串联全断面一次起爆。

第四节装载与运输

一、装煤、运砰石:采用矿车运输。人工装入矿车,人力推到井底运输石

门经副斜井绞车提至地面。

二、材料及设备运输:材料及设备采用架子车装好,全车高度不得超过1.5m,

副斜井绞车放到井底石门,机车运到石门内,人工搬运到工作面。

第五节管线敷设

1、风筒吊挂靠帮、顶梁底部吊挂、做到逢环必挂。风筒口距工作面迎头W

5m。

2、风、水管与风筒吊挂在同一侧,用铁丝捆绑在帮上,每隔3〜5nl捆绑一

道,悬挂高度距巷底不得小于500mm,距工作面迎头不超过20m;风、水管接口

要严实,不得出现跑、冒、滴、漏现象,随工作面推进及时延长,以备工作面

正常供风、供水,风筒必须吊挂平直,环环吊挂且环环吃劲,吊环与铁丝连接

不得使用金属材料。

3、放炮母线与风筒等吊挂在同一侧,但不能与风筒和其他管线缠在一起,

放炮母线不得与电缆在一侧。

4、电缆单独挂在巷道的另一侧,不得与风筒吊挂在同一侧。

第六节设备及工具配备

序号设备、工具名称规格型号单位数量备注

1电煤钻ZYM-1.5KW台2备用^台

2局扇FBDN06.0/2X15台2备用~*台

3控制开关QBZ-2X120/1140SF台2备用~*台

4便携式瓦检仪DMA-II台2备用~*台

5防爆程控电话KTH8台2备用~*台

6发爆器MFB-200台1

7控制开关QBZ-200台2

8探水钻ZDY650台1

9控制开关QBZ-120台2

10水泵5.5KW台1

11馈电开关KBZ-400台2

12综保ZZ8L-2.5台1

第五章生产系统

第一节通风

、通风方式

采用压入式通风,用局部通风机供风。

、掘进工作面风量计算

1、按瓦斯涌出量所需风量计算

Q掘=125QCH4XK掘通

=125X1.2X1.8

=270m3/mim

式中:Q掘一掘进工作面实际需要的风量m'/min

QcH4一矿井实测绝对瓦斯涌出量为1.2m7mim

K掘通一掘进工作面的通风系数,主要包括瓦斯或二氧化碳涌出不均衡等因

素,一般取K掘通=1.5〜2.0此处取1.8。

2、按工作面最多人数所需风量计算

Q掘=4NK

=4X20X1.5

=120m3/min

式中:Q掘一掘进工作面实际需要风量,mVmin

N一交接班时最多人数,取20K一系数,取1.5

3、按掘进工作面一次爆破炸药的最高用量计算

Q掘=25A

=25X3.8kg

=95m3/min

式中:A——次爆破炸药用量Kg取3.8(按最大用量全断面一次爆破)

4、局扇的初步选型及风量确定

根据上述计算并结合巷道断面,采用FBDN06.0/2X15型局部通风机压入式

供风,其风机技术规定风量420-230/min之间,为保证局部通风机供风时不

发生循环风,安装局扇地点供给风量必须大于局扇风机吸风量的L34倍。设计

33

取320m/min-5.3m/s0

故Q掘=5.3X1X1.34=7.Im3/s=426m3/min

式中:5.3—设计局部通风机实际吸风量

1-1台风机

L34一为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般应大于1.34。(压

入式局部通风机及启动装置必须安装在进风巷道中、距回风口不得小于10m、局

部通风机处全风压供给风量必须大于局部通风机吸风量的L34倍,配风后经验

算,满足要求)。

5、风速验算

V/h=Q小+S掘+60=230+6:60=0.63m/s

Q小二一局扇最小供风量取230m7min

S掘一掘进工作面净断面积m2S掘=6m2

60-分与秒的换算

V大=Q大+S掘+60=420+6・60=1.16m/s

Q大一局扇最大供风量取420mVmin

S掘一掘进工作面断面积m2S掘=6m2

60-分与秒的换算值

经验算选用FBDN06.0/2X15型轴流式局扇供风,其风速在0.25<0.63〜

1.16<4即:0.25m/s-4m/s之间符合《煤矿安全规程》要求。

三、局扇选型及风筒确定

经以上计算,掘进工作面实际需要最大风量为掘进工作面稀释瓦斯涌出量

风量为270nl3/min,风机选型FBDN06.0/2X15Kw对旋式局扇,供风量为

420-230nl3/min,能够满足生产需要,巷道配风430nl'/min能够满足生产需求,

局扇使用“三专两闭锁”安设瓦斯断电仪,设双风机,双电源自动倒切换,依

据掘进巷道断面保证运输、行人、运料、风量风速测定,风筒选用①800nlm胶质

阻燃抗静电风筒能够满足通风需要,风筒口距迎头的距离不大于5米不小于2

米。

五、局部通风机的安装地点及要求

1、安装在井底运输石门进风流中,不得妨碍运输行人,保证运转稳定。

2、吸风口前5nl范围内无设备、材料和杂物堆积。

3、安装在两道风门外的进风流中,距回风不得小于10m,并挂牌管理。

4、指定专人负责管理,任何人不得随意停开。

5、无论临时停工或交接班时,都不准停风,因抢修、停电、故障等原因停

风时,必须撤出人员切断电源,设栅栏;恢复通风前必须制定措施排放瓦斯。

第二节压风

1、风源来自地面压风机房,地面压风为0.6MPa,迎头风压不小于0.4MPa。

2、工作面后路必须铺设2寸压风管路,压风管路每隔30-50m安设一个三通

阀门,压风管路末端到迎头的距离不得大于20m,掘进过程中每隔50nl安设一组

压风自救器,每组自救器的个数为5-8个,压风自救器阀门距底板高度不低于

1.5mo

第三节防治煤与瓦斯突出

该区域已采取了开采上保护层C9煤层的区域防突措施,该区域C12煤层上覆

C9煤层已采空,2014年11月2日对该工作面区域段标高以上进行了区域效果

检验,检验结果为:煤层残余瓦斯含量为1.4727m3/t。本煤层瓦斯含量比较低,

其来源主要为揭露后,裸露的煤体及裂隙,其涌出量之小,对矿井瓦斯管理极

为有利。

煤与瓦斯突出危险性的分析:从区域效果检验来看本区域残余瓦斯含量较低,

消失效果达标。要求在掘进过程中,必须每个30~50米进行一次效果检验。并

严格执行局部防突措施,按照要求测定K1值,从而确保矿井安全生产。同时在

防治瓦斯方面应采取下列措施。

1、掘进工作面,每班配备一名瓦斯检查员,使用光学瓦检仪对工作地点及回

风流中的瓦斯及二氧化碳进行检查,每班瓦斯检查不得少于三次,并及时汇报

调度室和填写记录,执行瓦斯巡回检查制度和一炮三检向调度室汇报制度,并

认真填写瓦斯牌板,严禁有瓦斯超限现象。要严格执行“一炮三检”和“三人

连锁”放炮制度,爆破地点附近20nl以内风流中的瓦斯浓度达到0.8%时,严禁

爆破,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,掘进工作面内体积大于0.5m3内聚集的瓦斯浓度达到2%时,附

近20nl内必须停止工作,撤出人员,切断电源进行处理。。

2、掘进工作面必须安设瓦斯监测监控装置,采用甲烷传感器检测,并将甲烷

传感器T1安设于距掘进迎头不大于5m处,探头距顶板不得大于300mm,距巷帮

不得小于200nlm。回风巷T2瓦斯探头必须安装在距回风巷口10-15m位置。

3、在施工中必须按照防突进行管理。

采用钻屑指标和K1值进行预测

防突措施与效果检验:

该工作面防突采用钻屑指标

1)、H23运输巷应保留的最小预测超前距为2m,应保留最小防突措施超前距

为5米。

2)、效果检验:采用钻屑指标△h2、瓦斯解吸指标K1值和S值三个指标,指

标4112法其临界值为200pa、K1值>0.4、S值其临界值为6kg/m,当△h22

200pa、K1值>0.4、或S值26kg/m时,掘进工作面有突出危险,须补打排放

孔(超1个孔时在超限的孔周围补6个孔,进行再次效检,直至指标合格;当4

h2〈200pa、K1值<0.4、且S值〈6kg/m时,工作面无突出危险,允许掘进最大距

离为8mo

3)、测定数值时必须按设计进行,并按以下措施施工:

(1)支护到迎头不准有空顶现象,并且将迎头煤清净,杂物处理干净,保证行

人畅通.

(2)跟班队长、班长为当班生产第一责任人,分工必须明确,指定专人操作钻

孔,按照设计的参数进行打眼。

(3)打眼期间,瓦斯检查员要深入现场,经常检查,班组长要佩带便携仪,严

禁瓦斯超限作业。当发现打钻时有严重的夹钻、卡钻喷孔现象,且瓦斯忽大忽

小、煤壁外移、片帮严重、响煤炮等突出预兆时,所有人员必须撤到两道风门

外的井底石门新鲜风流中,并切断电源,向调度室和总工程师汇报,由总工程师

组织制定措施进行处理。

(4)巷道必须吊挂防突管理牌板。并把测定防突数据详尽地填写在该牌板上,

如有异常情况立即另行编制防突措施。

4、掘进过程中,采用井下煤层瓦斯含量快速测定仪测定瓦斯含量W值;WTC

防突仪测定K1值、Smax值进行突出危险性预测预报。

5、掘进过程中,防突队进行预测预报、效果检验后运行的进尺数必须及时汇

报矿调度和在防突牌板上填写清楚,并在现场作好标记,各点班安全员必须掌

握控制好进度,施工队严禁超掘。

6、具体分工如下:三金煤矿钻探队负责施工钻孔;通风防突小组负责进行预

测预报及效果检验工作。地测人员控制并掌掘进尺情况。

7、在进行突出危险性预测预报和效果检验时,当钻屑瓦斯指标Kl<

0.4ml/gmin"2且最大钻屑量Smax<6Kg/m时即无突出危险性,则经总工程师同意

后方可采取远距离放炮的方式进尺;当钻屑解吸指标K120.4ml/gmin"2或最大

钻屑量26Kg/m时,即具有突出危险性,停止进尺,采取防突措施,施工抽放钻

孔抽放,联管抽放率不小于30%,再次进行效果检验。

8、施工抽放钻孔设备选用ZDY—650型液压钻机2台,一台工作,一台备用。

9、抽放钻孔布置控制到巷道上帮轮廓线外至少20nl范围、下帮轮廓线外10m

范围内,每个钻孔必须打穿煤层顶(底)板0.5m以上。

10、如出现炮后瓦斯超限和瓦斯涌出异常等情况时,立即停止进尺,施工抽

放钻孔,及时联管抽放。

H、瓦斯抽放管路必须接至迎头不大于20〜30nl的距离,并配备足够的备用

管,且所施工的抽放钻孔要及时联管进行抽放。

12、每施工完一个抽放钻孔,必须立即封孔联管抽放,且封孔长度不得小于

3m0

13、作业过程中,发现有突出预兆时,必须立即停止作业,切断电源、撤出

人员。撤人工作由当班班队长统一指挥,瓦检员、安检员协助,并及时汇报矿

调度。

14、突出预兆:

(1)无声预兆:

①煤层结构发生变化:层理紊乱,光泽暗淡,硬度变软,煤厚发生变化,倾

角变陡,由湿变干,顶板断裂,波状起伏。

②工作面压力增大:煤壁向前移动、外鼓、片帮、掉顶等。

③瓦斯涌出量急剧增大,或忽大忽小。

④打钻时有顶钻、夹钻、卡钻、喷孔等。

(2)有声预兆:

工作面前方有闷雷声、吱吱声、响炮声、机关枪声等,出现上述现象必须立

即撤人。

15、巷道内的所有电气设备必须实行“风电、瓦斯电闭锁”,并定期试跳,

局部通风机实行“三专、两闭锁”;实行“双风机双电源”,并能自动切换,

严禁主备用风机同时停电或检修。

16、煤矿机电负责人必须对巷道内所有电气设备进行定期防爆性能检查,发

现问题及时处理,严禁失爆。

17、所有进入工作面的工作人员都必须熟悉和掌握突出预兆及避灾路线。

18、未述部分严格按煤矿通风科呈报的《1123运输巷专项防突设计及防突措

施》执行。

第四节综合防尘

1、防尘供水水源来自副井地面工业广场300m3消防水池,保证水质清洁,

水中悬浮物含量不得超过150mg/L,粒径不大于0.3mm。严格执行工作面综合防

尘标准。

2、掘进工作面管路铺设2寸铁管供水,每隔50nl安设一个三通阀门。且必

须安设不小于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20m,迎头接不小于20nl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。

3、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

迎头往后50nl范围内安设两组能封闭巷道全断面的净化水幕。

4、在巷道往里20T00m范围内安设隔爆水袋,隔爆水袋的安设必须符合相

关要求。

5、安装隔爆水袋时,按巷道断面20017而的水量进行安设,掘进工作面共

安装隔爆水袋(6m2X200L/m2)+40L=30个。

6、工作面要保持巷道湿润,粉尘不飞扬,巷道内的风筒、水管、电缆、迎

风风障、巷道底板的粉尘的厚度不得超过2nim。

7、爆破前、后,迎头20nl范围内的巷道必须洒水降尘。

8、个体防护:掘进工作面的工人按《煤矿安全规程》规定配戴防尘口罩。

第五节防灭火

1、每个转载点必须安设两台灭火器且保证完好、吊挂时方便取用。

2、安设砂箱并装入不少于0.2n?的砂子,现场备有砂袋,铁锹。

3、加强电气设备的检查和维护,杜绝失爆,运输设备必须保护齐全、可靠。

4、爆破时必须装填水炮泥,以及放炮前后必须进行洒水。

5、巷道内的粉尘要定期冲洗和清扫。

6、井下使用易燃物(如棉纱、润滑油、布头、纸等)必须存放在盖好的铁

桶内,用过的棉纱布头、纸必须存放在盖严的铁桶内,并由专人定期送到地面,

不得乱扔放。

7、严禁将剩油、废油留在巷道内。

8、严禁明电、明火作业。

9、用静压水管作为消防水管。

10、若电气设备着火时,必须先切断电源,然后用灭火器和砂子灭火。

11、严禁使用变质的炸药,以防拒爆燃烧。

12、各掘进迎头发生火灾时,现场跟班队长必须及时组织人员采取撒砂灭

火、洒水灭火、灭火器灭火等措施处理,控制火灾漫延、扩大。若采取上述措

施不能控制火势时,必须及时组织人员按避灾路线撤离灾区。

13、灭井下火灾时必须严格按《煤矿安全规程》有关规定执行。

第六节安全监控

目前建有KJ90NA型监测监控系统,地面设有中心机房,两台主机,UPS不

间断电源,一台工作,一台备用,建立了值班、检修、故障、设备管理等制度

及台帐。

1、按照规定对全矿各采掘工作面装齐了甲烷传感器、设备开停状态监视传

感器、风速传感器、一氧化碳传感器、风门开关传感器,粉尘检测仪,矿井监

测系统与安检局联网运行。配备了各种通风仪器仪表并按规定进行调试、校正

和计量检定。工作面T1甲烷传感器距迎头小于等于5m、T2回风流10-15m处;

迎头悬挂在巷道风筒对帮;探头距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm,

且该处巷道顶板要坚固、无淋水,不得悬挂在风筒出风口和漏风处。

2、按《煤矿安全规程》规定,断、复电瓦斯浓度及断电范围如下:

(1)、报警值:T120.8%CH4(工作面);T2N0.8%CH4(回风流)

(2)、断电值:Tl^l.5%CH4(工作面);T2NKCH4(回风流)

(3)、报警值:T3^0.5%CH4;断电值:T3^0.5%CH4(被串工作面);

(4)、断电范围:本掘进工作面巷道内及回风流中所有本安全型电气设备。

(4)、复电值:T1<1%CH4(工作面);T2<1%CH4(回风流);T3<0.5%CH4O

3、甲烷传感器探头必须定期进行调试、校正,每7天必须使用标准气样和

空气样调校1次,并做好相关调校记录备查。安全监控设备发生故障时,必须

及时进行处理。

4、人员定位系统

在井底石门内安装一台KJ251-F8型人员定位分站,在工作面安装KJF210B

型读卡器一台。要求下井工人必须随身佩戴KGE116D型识别器,实时记录人员

活动情况。

5、视频监控系统

在距离工作面迎头20〜50米范围内安装一个矿用摄像头,对工作面实时图

像进行监测,并通过光钎直接传输到监控室电脑屏幕显示,硬盘录像机进行存

储。摄像头必须随着工作面的掘进而移动,每班放炮前必须对摄像头进行遮挡

或移动,确保摄像头避免被放炮损坏。打钻时摄像头必须移至迎头10米范围内,

并能够清楚显示图像为准,做到实时监测。

第七节供电

井底变电所一井底运输石门一12#层运输上山用电(局扇、监控分站);工

作面必须实现“三专两闭锁”。见供电系统图

工作面机电设备检修表

1、每日检查煤电钻综保一次,有不完好的地方必须立即处理。

2、每日检查矿车、电机车、风钻、各种开关一次。

3、每周检查局扇、局扇开关一次。

4、刮板输送机的减速器每周加一次油。

5、局扇每天试切换一次。

第八节排水

排水系统:1123运输巷巷道积水一一井底运输石门一一井底水仓一一副斜井排

水管---地面

第九节运输

运料系统:地面一副斜井一副斜井底车场一井底运输石门一1123运输巷

掘进工作面。

排砰系统:H23运输巷掘进一井底运输石门一副斜井。

运煤系统:H23运输巷掘进一井底运输石门一副斜井。

第十节照明、通信和信号

1、掘进工作面安装一部专用防爆电话,安装为距离工作面迎头20m

左右安全地点,随工作面掘进而前移。该电话必须直通矿调度室、瓦斯监控

室、绞车房、主井口、副井口及其它作业地点。

2、掘进头每人一盏矿灯照明。

3、运输皮带运输机安装急停装置,在机头机尾处安装打点信号。

第六章劳动组织与主要技术经济指标

第一节劳动组织

工作面实行掘进与支护平行作业,一次成巷。采用每班一次准备,每天3

个循环的循环方式,单循环进尺2m,日进尺6m,每月生产时间按25天计算,

正规循环率按80%计算,月进尺120m。

劳动组织

出勤人数合计

工种

一班二班三班出勤在册

打眼工22266

爆破工1

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