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文档简介
福泉市IWJ石乡幸福煤矿
D102运输顺槽掘进工作面
作业规程
编制:________
审核:________
审批:________
业主:________
2015年月曰
会审意见
2
会审人员签字
生产技术科:
年月日
通风科:
年月日
安检科:
年月日
机电科:
年月日
总工程师:
年月日
月份作业规程复查记录
规程
施工单位
名称
复查日期2014年XX月XX日
参加人员
复
查
:
见
总工程师
意见
目录
4
第一章概况.........................................................................6
第一节概述.........................................................................7
第二章地面位置及地质情况..............................................................8
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况..............................................8
第二节煤(岩)层赋存特征................................................................8
第三节地质构造...........................................................................9
第四节水文地质........................................................................9
第二节施工技术要求..................................................................13
第三节支护设计..................................................................13
第四节支护工艺.....................................................................15
第三节装、运岩(煤)方式.............................................................18
第四节管线及轨道铺设.................................................................19
第五节施工设备和工具.................................................................19
第五章生产系统...................................................................20
第一节通风............................................................................20
第二节通风系统........................................................................22
第三节压风系统........................................................................24
第四节防尘系统..........................................................................25
第五节矿井防灭火预防措施............................................................25
第六节安全监控.................................................................27
第七节供电系统...................................................................28
第八节排水系统.......................................................................33
第九节通讯和信号.....................................................................34
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
第二节主要技术经济指标表............................................................35
第七章安全技术措施.....................................................................36
第一节施工准备........................................................................36
第二节一通三防...................................................................36
第三节顶帮管理....................................................................39
第四节爆破..........................................................................41
第五节防治水............................................................................43
第六节机电管理........................................................................44
第七节运输管理..................................................................45
第八节探放水措施.......................................................................47
第八章其它............................................................................51
第一节开拉门技术措施.................................................................51
第二节火工品管理......................................................................52
第三节出货安全措施...................................................................56
第九章灾害应急措施及避灾路线........................................................56
第一节瓦斯治理措施.....................................................................56
第二节灾害预防.......................................................................57
第三节避灾路线.....................................................................57
作业规程贯彻记录.........................................................................58
第一章概况
6
第一节概述
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为D102运输顺槽,位于采区运输下山405米处,采区+1008
运输顺槽车场石门D101运输顺槽巷道口左方。
二、掘进目的及用途
D102运输顺槽主要目的解决D102接替工作面的运输工作,主要担负D101首采工
作面回采时的通风、行人、运输等要求。
三、巷道设计长度和服务年限
设计长度:半煤岩巷186nl(平距),施工长度:186m(平距)。
服务年限:2.5个月。
四、预计开竣工时间
本工作面自2015年1月中旬开工,预计2015年4月中旬竣工,2015年2月份春节放假,
预计工期2.5个月。当受到地质条件变化等不可抗拒的因素影响,及时调整设计,修改规程,
竣工日期延后。
第二节编写依据
一、《煤矿安全规程》、《煤矿生产/技术管理制度》、《煤矿生产技术操作规程》。
二、《水文地质划分类型》、《水患物探报告》、《探放水设计及安全技术措施》。
三、、《开出方案设计》、《安全设施设计》及施工采区回风下山、运输下山揭露岩层的情
况做出的《地质说明书》。
第三节地质说明书
一、煤层地质概况
1、地面相对位置
D102运输顺槽位于D煤层首采区+1008运输顺槽车场石门D101运输顺槽左方,标高
+1008m,相对地面标高+1350m,地表为山区,相对高差342m。
2、煤层及顶底板岩性
根据本矿的煤层赋存条件及相关地质资料,D煤层的结构简单,为无夹肝的单一结构煤
层,其顶板为深灰色薄层生物屑砂泥质灰岩、砂质泥灰岩,底板主要为灰白色泥岩、粉砂质
泥岩。煤岩类型为光亮~半亮、半亮型,中~细带状结构为主,局部为宽条带、叶片装结构。
煤以粉煤为主,少量呈块状,煤层厚0.9~L2m,平均厚度为1.16m,其厚度变化不大,
属较稳定煤层。
3、煤层倾角,构造情况
本区域为单斜构造,煤层倾角平均16。,地层呈北东~南西走向,倾向北西,为一单斜
构造。
4、断层构造情况
根据+H33集中运输大巷掘进揭露情况以及原煤矿开采情况分析,矿区内断层发育,走
向断层和倾向断层互错,矿区地质构造简单一复杂。
二、瓦斯、煤尘爆炸性、自燃倾向性情况
1、煤层瓦斯状况
根据本矿历年来的瓦斯鉴定报告情况:本矿属瓦斯矿井,瓦斯绝对涌出量0.44m7min,
相对涌出量792m7to
2、煤尘爆炸性
根据贵州省煤田地质局实验室2010年8月25日煤尘爆炸性鉴定情况:抑制煤尘爆炸最
低岩粉量65%,鉴定结论:煤尘有爆炸性。
3、煤层自燃倾向性
根据贵州省煤田地质局实验室2010年8月25日煤炭自燃倾向性鉴定情况:属二类
自燃类型。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况见表lo
表1井上下对照关系情况表
工程名D102接替工作面运输
采区位置一采区
称顺槽
井下标
地面标高/m+1350+1008
高/m
地面相对位置建筑
地面为山体,邻近区无建筑物及老窑小井。
物、小井及其他
井下相对位置对掘本区为新开拓巷道,在+1008m标高施工,对其它巷道开
进巷道的影响采无影响。
邻近采掘情况对掘巷道上方为+1133运输大巷,巷道前方285nl为原平艾中
进巷道的影响心煤矿老空区,下方无采区及老窑。
第二节煤(岩)层赋存特征
该工作面沿煤层的走向施工,煤层走向约160°煤层的赋存及顶底板岩性情况,见表2、
8
表3.
表2煤层特征情况表
指标数值备注
煤层厚度/m0.9〜1.2m平均1.16m
煤层倾角/(°)平均16°
煤层节理中等发育程度
自然发火期/d
绝对瓦斯量/(m7min)0.13
煤尘爆炸指数65
表3煤层顶底板情况表
顶底板名称岩石类别硬度厚度/m岩石特征
基本顶砂质泥灰岩5—63.0m深灰色,薄层生物屑
顶板直接顶砂质泥灰岩4—51.2m深灰色,薄层生物屑
伪顶
底板直接底粉砂质泥岩1—21.5m灰白色,含砂质
基本底细粉砂岩5—63.0m灰色,结构致密坚硬
第三节地质构造
1、褶皱
煤矿矿区属福泉向斜,地层呈北东〜南西走向,倾向北西,平均倾角16°,为一单斜构
造。
2、断层
根据+1133集中运输大巷掘进揭露情况以及原煤矿开采情况分析,矿区内断层发育,走
向断层和倾向断层互错,矿区地质构造简单一复杂。
第四节水文地质
1、区域水文地质条件
煤矿位于黔中高原,区内地形以东高西低,内部多盆地和缓坡,境内碳酸盐类岩石广泛
分布,岩溶地貌如溶丘、洼地、峰丛、溶洞、暗流等分布普通。
区域内岩层主要为碳酸盐岩和碎屑岩两大类,碳酸盐岩主要包括二叠系中等茅口组灰岩、
二叠系上统长兴组灰岩及三叠系下统大治组灰岩。碳酸盐岩分布面积广,分布区多属裸露及
半裸露的基岩山区,地表岩溶洼地、落水洞、溶斗、岩溶大泉等较发育,地下局部发育溶洞、
暗河,大气降水容易通过地表大量的地形渗入岩溶裂隙、管道、暗河之中,岩层中赋存着丰
富的岩溶水,富水性强。
碎屑岩分布面积较小,主要包括三叠系下统大治组一段粉砂泥质,二叠系上统吴家坪组
一段砂泥岩,碎屑岩靠近地表时风化作较强烈,风化裂隙较发育,含风化裂隙水,深部发育
构造裂隙地段,含构造裂隙水为主,碎屑岩区地下水运动受地形、地貌、构造控制,富水性
总体较弱,主要依靠大气降水补给,受地势影响,一般为近地水源补给、就近排泄。
区域内岩溶水与碎屑岩裂隙水均以大气降水作为主要补给来源,地表水动态随季节变化
明显,据瓮安气象资料提供,区域内累计年平均降水量1148.2mm,最多每年1369.7mm,最少
每年714.8mm,最大变幅654.9mm,年变率为10%,属全国年降雨量最稳定的地区之一。区域
内春季平均降雨量为77.1mm,分别占全年降水量的30.2%、41.3%、21.8%、6.71%。降水量最
多月份是6月,降水量为210.9mm,最低月份是1月,降水量为23.6mm。月最大降水量高达
346.8mm,最小量低至7.7mm。累计年平均降水日数为191.1天,最多每年为214天,最少每
年为141天。夏季各月平均降水强度最大,平均为10.1mm/日,最高日降水量146mm,冬季各
月最小,平均为1.7mm/日,春秋雨季居中。
区域内吴家坪组煤层上覆盖中~强岩溶含水层之间一般具有较好的隔水层,含水层之间水
力联系较弱,对煤层开采影响较小,只是当导水断层或其它导水通道上覆含水层与煤层有水
力联系时,上覆含水层才会成为矿井的充水水源,从而威胁到煤矿的开采。煤层下覆茅口组
强灰岩含水层与煤层之间隔水层较厚,其它地下水对深部煤层的开采威胁不大。
2、矿区水文地质
(1)地形地貌
矿区地势东高西低,海拔标高一般145(n500m,最高点位于野狗坡以东山顶,海拔
1329.0m,最低点位于北西角区外沟底,海拔789.0m(矿区侵蚀基准点),相对高差100.0m。
(2)地表水
10
矿井及其外围水系不发育,无常年性河流,发育有一泉点及地表冲沟水,地表冲沟水沿
途接受泉水及煤窑水补给,雨季还有较大面积大气降水汇入,水量较大,这些冲沟多位于含
煤地层露头地带,冲沟附近的网状、脉状裂隙密集,它们与煤层风化、氧化带直接接触,将
来沿沟溪一带开采煤层时,冲沟水可能沿风化裂隙或采矿裂隙渗入或突入矿井,为矿井浅部
开采的直接充水水源,对矿井充水有较大影响。
(3)主要含(隔)水层
第四系(Q)松散岩类孔隙水含水岩组,主要为坡残积、冲洪积物等,岩性为含碎块石、
粘土,主要分布于缓坡、河床、沟谷及低洼地带,厚度为0—15m不等。含孔隙水,富水性弱,
受季节影响明显,动态变化较大。对矿井充水影响较大的地下水有:(1)下二叠系中统茅口
2+3
组(Bm)强富水岩组裂隙溶洞水,2)二叠系上统吴家坪组二三段(P3W)中等富水岩组裂隙
溶洞水;3)二叠系上统吴家坪组一段(P.W)碎屑岩类裂隙水,由于上述地层在矿井内大面积
分布,垂直裂隙发育,岩溶发育,直接接受大气降水补给,这些地下水通过采空区裂隙、断
裂裂隙、塌陷坑和隐伏导水断层,直接进入矿井,形成矿井涌水,对矿井充水有较大影响。
3、矿区及周边地区老窑水分布情况
矿井周边小窑、老窑情况不明,矿井中部(原幸福煤矿)和南部(原平艾坝煤矿)有采
空区,实测采空区面积>172000m2,按二叠系上统吴家坪组一段(P3WI)碎屑岩类贫水岩组地
下水径流漠数0.1—1升/秒平方公里,其采空区积水估算可达20万n?;此片采空区积水将直
接补给幸福煤矿井向北、向东的采场,是矿井又一处最大的透水隐患点,可能造成突水。
建议矿井进一步调查与核实老窑积水情况,由于老窑长期废弃且积水,因此,在采掘过
程中,必须严格遵循“预测预报、有掘必探、先探后采”的探放水原则,同时坚持“有疑必
停”的原则,防止老窑积水影响矿井开采。
3、矿井涌水的几种主要水源
本矿主要存在下列三种涌水水源:采空区积水、大气降水和地下水。
(1)采空区积水
矿井南西侧有部分采空区,采空区内有积水,这些积水通过废旧巷道或煤岩层裂隙渗入,
成为矿井的涌水水源,它有如下特点:①在短时间可以有大量的水涌入矿井,来势猛,具有
很大的破坏性。②水中含有大量的硫酸根离子,具有腐蚀性,容易损坏井下设备。③当其与
其它水源无联系时,则易于疏干,若与其它水源有联系时,则可造成量大而稳定的涌水,危
害较大。
(2)大气降水
降雨通过浅部风化裂隙及第四系残坡积物孔隙直接补给矿井。这种水源涌水时有如下规
律:①矿井涌水的程度与地区降水量的大小、降水性质、强度和延续时间有相应关系,降水
量大和长时间降水对渗入有利,因此矿井的涌水量也大。②矿井的涌水量随气候呈明显的季
节变化,但涌水量出现高峰的时间则往往比雨季滞后。③大气降水的渗入量随开采深度的增
加而减少,即同一矿井不同的开采深度,影响程度差别很大。
(3)地下水
2+3
吴家坪二至三段(P2W)灰岩溶隙水通过裂隙或巷道补给矿井,成为涌水水源。茅口组
(P2m)灰岩为煤系地层的下伏强含水层,煤层开采至区域地下水位以下时,其地下水可能
通过煤层底板裂隙涌入矿井。这类水源涌水时有如下特点,一般是水压高,水量大,来势猛,
涌水量稳定,不易疏干,危害性较大。其突水规律受岩溶发育程度和规律的制约。地下水流
入矿井通常包括静储量与动储量两部分。开采初期或水源补给不充沛的情况下,往往是以静
储量为主,随着生产的发展,长期排水和采掘范围不断扩大,静储量逐渐被消耗,动储量的
比例就相对增加。
4、水文地质类型
直接充水水源主要为吴家坪组岩溶水、小煤矿和老窑采空区积水、地表冲沟水,开采位
于最低侵蚀基准面以下的煤层时,间接充水水源为茅口组强岩溶水,故本矿区属于以岩溶充
水为主,水文地质条件复杂程度为中等,水文地质类型属二类二型,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。
5、矿井涌水量
根据幸福煤矿历年来的开采状况,井内正常涌水量11.375nl3/h,雨季最大涌水量16.25m3/h,
随着开采标高的降低,井内涌水量势必会加大。
第三章巷道布置和技术要求
第一节巷道布置和巷道断面
一、巷道掘进说明
12
1、施工位置
该巷道位于一采区运输下山D煤层首采区+1008运输顺槽车场石门D101运输顺槽左方
石门揭煤处。沿煤层的走向掘进。
2、施工方位及长度
在石门揭露煤层后沿煤层走向开拓到D102运输顺槽,掘进长度185m。
二、巷道掘进断面及支护说明
D102运输顺槽设计在煤巷中梯形巷道,顶净宽2.0m,底净宽2.5m。净高2.0m,净断面
积5.0m:掘进面积5.6m2。
第二节施工技术要求
一、基本要求
巷道两侧每隔3m在两帮上打一组吊挂眼,前进左侧吊电缆,前进右侧吊风水管、风带,
眼深0.3m。必须打在顶板上。风带吊挂高度为1.8m。风水管吊挂高度为1.4m,风水管路间
距不得小于0.2m,电缆吊挂高度为1.8m。详见断面图。
二、特殊要求
1、在巷道前方设置两道风门,风门的规格为0.8mX1.5m。
2、在巷道的开口处设置回风联络巷,回风联络巷净宽2.5m,净高2.2m,净断面积S.ln?,
主要采用锚喷支护。
3、掘进时沿煤层的走向半煤岩掘进,掘进中巷道向右侧偏中10〜20cm作为铺设轨道中
心线,轨道规格为18kg/m,轨距为600mm,轨枕为1000mm长。
4、在巷道的右帮,掘宽0.4m,深0.3m的水沟。
第三节支护设计
一、设计方法
根据目前情况,结合已施工邻近的巷道支护经验数据,按加固拱原理及工程类比法进行
该面锚杆支护设计。
二、地压计算、支护参数计算及选择
1、地压计算:
Q=4/3XRXa7f^4/3X2.5X1.274=1.3T/m3
式中:Q每米巷道顶板压力1.3T/m3
4/3——-巷道压力拱系数
R----顶板岩石容重取2.5T/m3
a巷道宽度一半1.3m
f----围岩普氏系数,取4
2、支护参数计算
按悬吊理论计算锚杆参数
(1)锚杆长度:L=KH+L+L=2X0.6+0.05+0.25=1.45m
(2)锚杆直径:d=l/110L=l/110X1.45=0.0132m
1/2
(3)锚杆间排距:D=VFa/KHR=(54-2X0.6X2.5)=1.29m
式中:
L——一锚杆长度1.45m
d—锚杆直径选$13.2mm
K——-安全系数取2
F锚-—锚固力取5.0T
1^2钿杆外路长度取0.05m
R———岩石容重取2.5T/m3
L-锚杆锚入稳定岩层深度0.25m
H——-冒落拱高度0.6m
D———锚杆间排距1.0X1.Om
3、锚杆支护参数选择
(1)锚杆种类:选金属预应力树脂锚杆。
(2)锚杆长度:选用1.6m
(3)锚杆直径:选仙8mm
(4)顶板锚杆间排距:l.OmXl.Om
(5)工作面临时支护选择:采用二根前探铁刹杆。
三、支护参数选择
1、支护材料:
(1)顶板锚杆:采用预应力锚杆,杆体规格$18mmX1.6m长,托盘规格150mmX150mm。
(2)树脂药卷型号:CK#23X350mmo
2、支护布置:
(1)顶板支护:顶板二排锚杆矩形布置,间、排距l.OmXl.Om。
(2)临时支护:采用吊环前探铁刹杆3.5m长2寸钢管两根,吊环长度150—200mm。
因此,D102运输顺槽顶板支护形式为:锚杆支护。
四、支护方式确定
1、临时支护
根据本矿现有的掘进情况,临时支护采用木支护带帽点柱。
2、永久支护
14
施工巷道永久支护采用预应力树脂锚杆支护,锚杆间、排距LOmXl.Om。
3、特殊支护
过断层、过裂隙构造带采用11#工字钢架棚支护,棚距0.8m,顶帮必须背实。
第四节支护工艺
一、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
(1)首先要认真敲帮问顶,及时用长柄工具撬掉危岩,确认安全后方可进行工作。打眼
时必须站在临时支护下进行作业。
(2)打眼前,要根据中腰线检查断面的规格是否符合设计要求。不符合要求时,必须处
理。
(3)打锚杆眼使用风钻打眼,风钻钻头直径为16mm。打眼时先送水、后送风,停机时
要先停风、后停水。
(4)打眼深度为1.75m,锚杆外露长度小于50mm,与岩壁尽量垂直,夹角不小于75°。
打完眼后,要用压风把眼内的集水、岩粉清理干净。
2、安装锚杆
(1)安装锚杆前,先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度,看孔深是否符合要求,孔深不够
时,应重新打眼达到要求为止。
(2)安装锚杆后,上好托板,将螺母用气扳机拧紧。
(3)锚杆的托板要紧贴岩壁,如岩壁不平时,先用风镐找平,再安装锚杆。
二、支护质量要求
1、锚杆
(1)锚杆要以巷道中线为基础打设,间、排距为800mm,误差为±100mm,锚杆外露长
度为30—50mm,误差为±10mm。
(2)打设时必须垂直巷道顶板,托盘必须紧贴壁面,角度偏差小于15。,放炮后失效
必须及时处理或重新补打。
2、工字钢架设
(1)中线至任一帮距离误差0—50mm,腰线至顶梁底面、底板距离误差在0—50mm。棚
腿与煤壁夹角为+8°。
(2)架棚必须严格按照规程规定,照好中线找好架棚位置,间距误差为0—50mm。
(3)工作面10米范围内支护必须加固,每次爆破后都要检查,发现有因爆破蹦到或震
松的要重新恢复。
第四章施工工艺
第一节施工方案及施工方法
一、施工方案
1、D102运输顺槽采用全断面一次成巷,分次爆破法,爆破时采用先爆煤后再爆底板的
方式掘进。
2、本巷道施工作业时均采用钻眼、爆破的方法破岩,使用YT—29A7655型凿岩机钻眼。
风源来自地面的空压机。
二、施工顺序
D102运输顺槽巷道掘进:钻凿炮眼一装药放炮一临时带帽点柱支护一打、安帮部锚杆一
出肝一永久支护(工字钢)一清理工作面交接班。
三、施工方法
D102运输顺槽掘进采用爆破法进行施工。
采用煤电钻,麻花钎杆,①42mm麻花钻头,施工炮眼。
采用LG—20/8,排气量:20m3,功率U0KW的空压机带动YT—29A7655型凿岩机钻眼。
采用人工装岩MF—1.1—0.8型翻斗矿车,人工推车至运输下山挂钩处,绞车提升运输。
采用①600mm抗静电阻燃胶质风筒、FBD—N07.5X2对旋式局部通风机压入式通风。
四、综合防尘
采用湿式打眼,水炮泥放炮、放炮喷雾、冲洗岩帮、出肝(煤)洒水和净化风流。
第二节爆破作业
一、爆破器材
采用煤矿许用3#乳化炸药,药卷规格①32mmX200mmX200g。
采用煤矿许用8#毫秒延期电雷管I—V段。
采用MFB—100防爆放炮器引爆。
二、装药布置图
1、爆破方法:工作面采用钻眼爆破法。
16
2、掏槽方式:楔形掏槽。
3、装药结构:正向装药,正向起爆,炮泥采用1:3泥沙。
炮泥水炮泥雷管火药
不小于500mm
1700mm
4、联线方式:串联联线,采用毫秒延期电雷管,煤矿矿用3级乳化炸药,规格为150mm
*35mm*150g,使用FD150/200型电容式放炮器。
5.周边眼装药量结构及规定:
当f=3~5时,装药量为150克/眼。
炮泥水炮泥雷管火药
不小于5uumm
1500mm
三、爆破起爆方式
串联、多次起爆。
四、施工质量技术要求
1、打眼前必须由安全员、班组长、打眼工共同确定好施工方I,并找出巷道周边轮廓标出炮眼位置,
严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。
附图4:炮眼布置三视图
2、按设计断面施工。
3、中线至任何一帮的距离偏差在允许的±100mm之间。
4、放炮后,人员站在安全地点,用长钢钎工具进行敲帮后撬掉危岩,打好临时支护后方准进行
其他作业,严禁空顶作业。
表1爆破说明书(半煤巷)
联
巷炮眼眼号眼数炮眼炮眼角度装药量合计爆
线
道名称(个)深度破
水平垂直卷充填卷重量方
类(m)
顺式
数/HUV数kg
别序
煤双排眼1-662,2585°40.80.9244.8I
巷
石U-I辅助眼8、9、12、42.2882°40.80.9163.2II串
巷13
周边眼7、10、42.00090°30.61.0122.4II联
11、14
水沟眼1512.00090°30.61.030.6I单
独
起
合计152940.25511爆
2)预期爆破效果
爆破作业原始条件表表2
序号名称单位数量备注
1掘进断面面积m25.6
2净断面积m25.0
3岩石坚固性系数f4—6
4炮眼利用率%80
5每循环雷管用量个15毫秒延期
6每循环炸药用量Kg112号岩石炸药
7炸药规格32X200X150
8凿岩机台2YT—7655
9人工装岩5
第三节装、运岩(煤)方式
一、装岩(煤)方式
巷道掘进中,工作面使用人工装岩(煤)。
二、运输方式
施工中采用MF—1.1—0.8型翻斗矿车运输,人工推车至运输下山挂钩处,绞车提升运输。
运输:工作面一一运输顺槽一一采区运输下山(JTPB—1.6X1.5绞车提升)一一采区上
部车场—+1133运输大巷(防爆电瓶车运输)——主斜井底车场—主斜井(JTP—1.6X
1.2绞车提升)一一地面。
运料:地面—主斜井(JTP—1.6XI.2绞车下放)——+1133运输大巷(防爆电瓶车运
输)一一采区上部车场一一采区运输下山(JTPB—1.6X1.5绞车下放)一一运输顺槽一一工
作面
第四节管线及轨道铺设
一、在掘进施工中所铺设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊
挂牢固整齐。电缆钩每隔1m一个,电缆垂度不超过50mm。风水管要接口严密,不得出现跑、
冒、滴、漏现象,风、水管要随工作面前进及时延长,以备工作面正常压风、供水。风筒要
吊挂平直,逢环必挂,不漏风,风筒出风口距迎头7m,材料工具码放整齐,挂牌管理。
二、轨道的敷设必须符合规定:
1、扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙不的大于5mm,高低和左右错
差不得大于2mm。
2、直线段2条钢轨顶面的高低差,以及曲线段外轨按设计加高与内轨顶面的高低偏差,
都不得大于2mm。
3、同一线路必须使用同一型号钢轨。
4、轨枕的规格及数量应符合标准要求,间距偏差不得超过50mm。
三、道渣和轨枕要求:
1、道轨铺好后,道心要填平,砸实。
2、道夹板、道压板必须上齐平光垫、弹簧垫、螺栓、螺母,并且紧固牢实,不得松动。
3、道心严禁填煤块、木柴等。
第五节施工设备和工具
序号名称规格型号单位数量备注
1凿岩机7655台3备用~*台
2风机FBD-N05.5X2台2
3绞车JTPB—1.6X1.5台1
4气动锚杆钻机MMJ—5007.5KW台1
5探水钻ZLJ——3605.5KW台1
第五章生产系统
第一节通风
一'通风技术要求
1、局部通风机装置设备齐全、安设消音器。
2、使用“双风机、双电源”及自动转换,并实现“三专两闭锁”,
3、局扇必须定期检查维修,保持正常运转,自动转换,每天由电钳工和班组长共同试验,并
有试验记录。
4、局部通风机吸风口附近10m范围内的进风巷严禁堆放杂物。
5、局扇必须安设在距回风口10m外新鲜风流巷道中,局扇距底板不小于300mm,外轮
廓线距轨道边水平距离不得小于0.7m,由瓦检员负责管理,任何人不得随意停开风机。
6、在局部通风机处设瓦斯检查箱,局部通风管理牌板上应填写:作业地点、队组、局
部通风机功率、供风距离、供风量、设计风量、出口风量等。
7、局部通风机处应设不少于4个灭火沙箱,规格为0.4mX0.25mx0.25m。
8、风筒吊挂平直,做到逢环必挂、缺环必补,不漏风,破口处补贴后要平整,转弯处使用
好骨架风筒。
9、风筒末端使用硬质风筒,风筒末端距工作面不大于7m,工作面必须使用防炮崩风筒,
长度不小于10m。
10、因故停电停风时,在恢复通风前,瓦检工必须仔细检查风机及开关10m范围内的
瓦斯浓度,在低于0.5%时,方可启动局扇。
11、出现高顶瓦斯积聚时,必须设挡风障或甩风袖等方法处理。
二、监测管理
本工程施工时,按要求安设KJ101N-45B型瓦斯传感器2台,具体见下表。
探头地点报警断电复电断电范围
Tt距工作面5m11.0%21.5%<1.0%工作面及巷道内全部电器设备。
距回风口15m
T221.0%21.0%<1.0%工作面及巷道内全部电器设备。
1、瓦斯传感器应垂直悬挂在距顶板不大于300mm、距两帮不小于200mm处,必须吊
20
挂在巷道的回风侧。吊挂处必须顶板完好、无淋水。
2、瓦斯传感器由工作面人员负责管理,每次放炮前摘下移至安全地点、放炮后按要求
挂好。
3、瓦斯传感器要完好防爆,监测电缆采用不燃型电缆,悬挂于动力电源上方,相距不
小于0.1m。
4、安全监控设备必须定期进行调试校正每月至少一次,每7天必须用标准气样和空气
对传感器的灵敏度、零点进行校正。
5、当班段队长入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范围内无风筒一侧,当报警时,停止工作进行处理。
6、瓦检工检查瓦斯时应与传感器进行校对,超差要通知安全调度由监测工及时调整。
7、安全调度必须每半小时检查一次主机监测值,发现问题及时向矿领导汇报。
8、传感器报警时,瓦检员现场检查探头附近及回风流中瓦斯浓度以便准确掌握瓦斯情
况,在确认安全无问题后,方准送电。
9、瓦斯传感器复电前必须经瓦检员检查探头附近及回风流中的瓦斯浓度以便准确掌握
情况,确认无问题后,方准送电。
10、断电仪由监测队专业人员调试,其他人员不得私自甩掉断电仪设备,任何人不得随
意调整瓦斯浓度控制值。
11、当瓦斯浓度超过规定时矿井监测装置切断电气设备的电源后,严禁自动复电,只有
当瓦斯浓度降到《规程》规定以下时,方可人工复电。
三、瓦斯管理
1、每班段队长、值班员、监测工、瓦检员必须领取便携仪,工作面的便携挂在风筒的
另一侧,距工作面5m处,其他人员随身携带,随时检查作业地点的瓦斯情况。不小于3次。
2、严格执行“一炮四检制”打眼前、装药前、放炮前、放炮后都必须检查瓦斯。
3、工作面停电、停风时需切断电源,撤出人员汇报调度。
4、工作面瓦斯浓度达到1.0%时停止打眼装药、放炮,断电撤人汇报调度。
5、工作面回风巷内流中瓦斯浓度超过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。
6、采掘工作面及其它巷道内,体积大于0.5m3空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时,附
近20m范围内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。
7、所有人员必须做到无风、微风、瓦斯超限不作业。
8、瓦检员必须每班认真检查局扇及开关10m范围内的瓦斯情况,不得空检、假检、漏
检。
9、瓦检员必须井下工作面现场交接班。
四、防尘、防爆
1、工作面严格采用湿式凿岩、放炮喷雾、出货洒水、净化通风、使用水炮泥和定期洗
尘等综合防尘措施。
2、巷道内消尘系统齐全可靠,防尘设施、设备指定专人管理,不得随意拆除。
3、巷道内必须建立完善的防尘洒水管路,安设2寸静压水管。
五、防水
1、坚持“逢掘必探,先探后掘,长探短掘”的原则。
2、巷道水沟整齐合格,水沟内的淤泥必须清除保证正常排水。
3、工作面出现挂红、挂汗、空气变冷、雾气、顶板淋水加大或产生裂隙出现渗水、水
色发浑、有臭味等突水预兆时,必须停止作业,采取措施,立即报告调度室,撤除所有受水
威胁地点的人员。
第二节通风系统
一、通风方式及供风距离
采用FBD—NO7.5X2对旋式压入式局部通风机通风,局部通风机安设在一采区运输顺槽
车场处,距D102运输顺槽回风联络巷20米前。
二、通风系统
新鲜风:地面一一主斜井一一+1133运输大巷一一采区运输下山一一局部通风机一一
工作面。
乏风:工作面一一D102运输顺槽一一D102运输顺槽回风绕道一一采区回风下山一一总
回风巷---地面。
三、局部通风机选型计算:
1、工作面所需风量的计算:
(1)、按工作面人员数量计算:
Q=4XN=4X15=60m2/inin
N掘进工作面同时工作的最多人数,
(2)、按掘进工作面瓦斯涌出量计算:
本矿井属低瓦斯矿井,根据施工揭露工作面瓦斯涌出量很小,因此不在按瓦斯涌出量进行
计算。
(3)、按最低风速计算:
22
Q=60vSj=60XO.25X5.76=86.4.Om3/min
Q一工作面所需风量
v—掘进最低风速,0.25m/s
Sj一巷道的掘进断面积
60<86,4
取86.4m3/min为最低有效风量
根据计算最大风量为m3/mino
2、局部通风机的工作风量
(1)、局部通风的工作风量
Q吸=PQ=1.45X120=174.0m3/min
根据计算所选一台FBD-N07.5X2对旋式局部通风机,①600mm抗静电阻燃胶质风筒一趟,
满足施工要求。
表4风机性能
型号机号风量范围静压范围效率转数电机型号功率
m3/minPa%r/minKw
FBD-N07.5X24140—185740—33008029307.5X2
四、巷道所需风量计算
1、按CH&、CO?涌出量计算
Q=100qk
q为CH4或C02的绝对涌出量,分别是0.16m7min,0.37m7min,取0.37m7min
式中:Q掘一一掘进工作面的实际需风量,mVmin
qCH4----工作面的绝对瓦斯涌出量,m7min
K----工作面瓦斯涌出量不均的备用风量系数,取2.5
Q掘=100XO.37X2.5=92.5m7min
2、按炸药用量计算
Q=25A=25X5.25=131.25m7min
式中:Q——工作面实际需要风量,m3/min;
25----每1kg炸药量不低于25m3/min的配风量;
A——工作面一次爆破的最大炸药用量,取5.25kg;
故Q掘=4X28人=108m3/min
3、按最低和最高风速验算
15S<Q<240S
15X5<131.25<240X5
75<131.25<1200m3/min
式中:S—工作面断面积,5m2
符合《煤矿安全规程》的要求。
4、按通风机吸风量验算
Q,e=Q机+Q巷=106+0.15X60X5=151m3/min
式中:V——巷道风速:0.15m/s
S——巷道断面积5m2
因此,该巷道全负压供风量小于210m3/min
五、使用局扇的有关规定
1、巷道施工前,必须配备双风机、双电源,要求能进行自动切换并保证灵敏可靠,否
则不准施工。风筒距工作面不大于5m,保证工作面足够的新鲜风流。
2、安装局部通风机的地点,全风压风量要大于局部通风机的吸风量,还应保证局部通
风机吸风口至施工巷口之间的最低风速不小于0.25m/so
3、局扇必须由各班班长或指派专人负责管理,保证正常连续运转,并要安设消音器,
局扇及开关都必须上架且高出地面0.5m。
4、局扇和工作面的
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