作业规程.docx
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作业规程
PMJT—TL—XF—11—04
井巷施工作业规程
巷道名称
施工单位
矿长
生产矿长
安全矿长
机电矿长
总工程师
编制
编制日期
作业规程目录
第一章编制概况……………………………………………2
第二章地面相对位置及地质情况………………………………3
第三章巷道布置及支护说明……………………………………6
第四章施工工艺及…………………………………………………8
第五章生产系统…………………………………………………11
第六章劳动组织与主要经济指标…………………………………16
第七章安全技术措施……………………………………………19
第八章灾害应急措施及避灾路线………………………………31
第一章编制概况
第一节概述
一、巷道名称
本作业规程掘进的巷道为己1617—12011风巷。
二、掘进目的及用途
掘进目的是为布置己1617—12011采煤工作面风巷,满足该采面回采的通风、运输、行人及管线铺设的需要。
三、巷道设计长度及服务年限
1、巷道设计长度:
总工程量297米。
2、服务年限:
8个月。
附图一:
巷道布置平面图
四、预计开工、竣工时间
经矿领导研究决定,本巷道自2011年4月份开工,预计2010年6月份竣工。
第二节编写依据
一、设计说明书及批准时间
设计说明书为《先锋矿己1617—12011工作面设计图》,批准时间为2011年3月。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《先锋矿己1617—12011掘进地质说明书》,批准时间为2011年3月。
三、矿压观测资料
该工作面为己1617实体煤,未受到采动影响,预计该巷围岩压力较小。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
待掘巷道地面相对位于己二工业广场东南部荒坡,地面标高+152m
待掘巷道井下位于我矿井田南部,东为己一采区保护煤柱矿,西邻己二采区工业广场保护煤柱,南邻矿井总回风巷,北临己组运输平巷。
第二节煤层的赋存特征
一、煤层产状、厚度、结构、坚固系数和层间距
本区己1617煤层为南北倾斜构造,产状稳定,煤层厚度变化不大,走向,倾向,倾角10º~12º。
己1617煤层煤为黑色,条痕为棕黑色,玻璃光泽,具水平层理和透镜状层理,有时可见黄铁矿沿层面分布,阶梯状断口,性脆,内生裂隙和外生裂隙均较发育,在裂隙面可见有白色和黄白色矿物薄膜,煤层结构较简单,但含夹矸1~3层,夹矸主要成分为泥岩,煤疏松易成粉末状,机械强度低,原煤静止角39.5°,摩擦角31.4°。
散煤重0.75t/m3,煤的平均容重为1.35,经火焰试验为易燃、烟浓、焰长、体积强烈膨胀,粘结性较好,焦渣疏松。
己1617煤层顶板为砂质泥岩。
底板为灰及深灰色泥岩、砂质泥岩。
见表1。
顶底板名称
岩石类别
厚度/m
岩性
顶板
基本顶
直接顶
砂质泥岩
灰及深灰色泥岩、砂质泥岩,夹有细砂岩薄层
伪顶
底板
直接底
灰及深灰色泥岩、砂质泥岩,
1.75m
灰及深灰色,遇水膨胀
基本底
灰色砂质泥岩与细砂岩互层
>23m
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、自然发火期、煤尘爆炸指数
该煤层瓦斯相对涌出量相对涌出量0.475m3/t,绝对涌出量0.407m3/min。
煤尘爆炸指数为33.87~38.3%,自燃发火期6~12个月。
附图二:
煤岩层综合柱状图。
第三节地质构造
平顶山煤田是以李口复式向斜为主体的含煤盆地,其北西、南东、北东及南部边缘分别受落差数百米乃至数千米的郏县断层、洛岗断层、襄郏断层及鲁叶断层等构造切割,为一地垒形构造,从而形成相对独立的水文地质单元。
平顶山矿区位于李口向斜的南翼。
矿区北部由红石山、龙山、擂鼓台、落凫山、马棚山、平顶山等低山组成地表分水岭,标高300~500m,坡度8º~50º,二叠纪砂岩沿低山出露,可直接接受大气降水补给。
矿区西南部以北渡山、九里山、扣皂山等残丘组成本区西南部地表分水岭,标高110~160m,坡度15º~30º,震旦纪石英岩与寒武纪灰岩零星出露,可直接接受大气降水补给。
南北分水岭之间为一西窄东宽的槽形谷地,其间多为第四纪覆盖,地势西高东低,北高南低,地层倾向NE,倾角12º左右。
根据相关地质资料分析,本采面南邻小山断层,预计该采面地质构造复杂,会有小的断层构造对采面进行影响。
第四节水文地质
一、水文情况
矿井的煤层赋存状态和构造形态已基本查明。
井田及与其邻区均无固定地表水体,仅在强降雨时,在发育的进南北向冲沟中有短暂洪流,由于地面坡度大,排泄条件好,地表形不成积水。
二、主要构造的水文地质特征
该掘进工作面南邻小山断层,由于该掘进工作面地质情况不明,预计,会有断层水对其进行影响,要求在施工过程中必须观察周围环境变化,坚持“预测预报,有疑必探”的防治水方针,严格执行探放水措施。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
己1617—12011风巷自己二采区轨道下山4#点前23米处为开口中心,按124º方位后沿顶板施工72m后,再按214º方位施工125m后,再按124º方位施工100m到设计位置。
第二节矿压观测
巷道表面位移观测
施工过程中,要对巷道表面位移情况及时进行观测,工作面掘出10m后设一组检测断面,两组检测断面间的距离为20m,每组检测断面设4个检测点,即顶板、底板及两帮腰线处各设1个,每24h检测一次,并将检测结果记入专用记录本中备查,每个检测点自设立之日起,连续检测时间不少于60天。
第三节支护设计
一、巷道断面
掘进断面:
7.3m2
净断面:
6.2m2
二、支护方式
(一)永久支护
巷道永久支护方式采用工字钢,根据我矿以往支护经验采用工字钢支护棚距500mm即可满足生产需要,故该巷道支护棚距也选500mm。
(二)临时支护
巷道临时支护为前探梁支护。
第四节支护工艺
一、支护材料说明
1、临时支护采用两根长度不小于3.6m的金属专用前探梁,每根前探梁不少于3道卡子。
2、永久支护采用梁×腿=2.6m×2.4m的11#矿用工字钢。
二、技术要求
1、帮顶刹背:
四帮六顶,帮顶用竹笆、小棍刹实背牢。
2、撑木:
共四道,按要求打齐打牢并成一条直线。
3、棚梁亲口严密,亲口处加垫板。
4、柱窝深度不低于200mm。
三、工程质量要求
1、巷道净高:
2135+50mm
2、巷道下宽:
3424+50mm
3、棚距:
500±50mm
4、中心误差:
±50mm
5、棚梁扭矩:
小于80mm
6、平巷前倾后仰±0.5°,斜巷迎山角不超过设计+0.5°,不得退山
附图三:
支护断面图
第四章:
施工工艺
第一节施工方法
一、巷道开口施工方法
1、施工前技术组必须提前标定开口位置,标定巷道中心,施工单位严格按中心、腰线施工。
2、开口前,必须对开口附近10m内的支护进行检查加固,并将各种管线落地,用旧胶带、板梁掩护好。
3、开口前,应提前按设计要求,安设局部通风机、接好风筒,准备好各种支护材料。
二、架棚子施工方法
1、迎头爆破后,及时在有效支护掩护下按由外向里、先顶后帮的顺序找掉活动的矸石,然后对迎头暴露围岩进行临时支护。
2、迎头临时支护后,对迎头的煤岩进行装运,装运完毕后由外向里架设永久支护。
并将帮顶刹背严实。
第二节凿岩方式
本规程所施工的巷道均采用打眼爆破的方式破岩。
1、打眼机具:
采用MZ—1.2煤电钻打眼。
2、装载、运输:
施工中采用人工装煤,SGB—40T型刮板输送机和500皮带运输机运输。
3、降尘方式:
湿式打眼,水炮泥装药,爆破前、后洒水,运输前洒水,运输时各转载点开设喷雾。
第三节爆破作业
掏槽方式为斜眼楔形掏槽。
1、炸药、雷管:
使用乳化炸药、毫秒延期雷管,雷管必须编号。
2、装药结构:
正向装药结构
附图四:
正向装药结构图
3、起爆方式:
起爆使用MFd—100型发爆器按掏槽、辅助、周边眼依次起爆,联线方式采用串联。
4、根据围岩硬度周边眼距定为500~600mm,炮眼利用率为91%。
附图五:
炮眼布置图
爆破图表
炮眼
名称
炮眼深度(m)
炮眼
序号
炮眼角度
装药量
(kg)
起爆
顺序
封泥
长度
联线
方式
水平
垂直
掏槽
1.5
1—4
72°
90°
2.4
Ⅰ
不少于0.5m
串
联
帮眼
1.2
5—8
90°
90°
1.2
Ⅰ
顶眼
1.2
9—13
86°
90°
1.0
Ⅰ
底眼
1.2
14-19
90°
86°
1.2
Ⅰ
爆破指标
序号
指标名称
单位
数量
序号
指标名称
单位
数量
1
炮眼利用率
%
91
5
一循环炮眼长度
m
28.5
2
工作循环进度
m
1.2
6
掘进1米炮眼长度
m
20
3
一循环实体岩(煤)量
m3
7.44
7
掘进1米炸药消耗量
kg
5.8
4
掘进1米岩
(煤)量
m3
6.2
8
掘进1米雷管消耗量
发
19
第四节装载与运输
施工中采用SGB—40T型刮板输送机、DTL—500皮带运输机运输。
第五节管线吊挂
在掘进过程中电缆敷设在人行道一侧,风水管、风筒敷设在非人行道一侧。
电缆钩固定在顶板以下0.2m处,每不小于3m一个,电缆垂度不超过50mm。
水管固定在顶板以下1.0m处,风管固定在顶板以下0.8m处,接口严密,不得出现漏水,漏风现象。
水管距工作面20m范围内使用一寸胶管、20m以外使用一寸铁管,要随工作面及时延长,以备工作面正常用水。
风筒吊挂在顶板以下0.2m处,环环吊挂,风筒口距工作面不得超过5m。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备表如下
序号
设备工
具名称
型号规格
功率/KW
单位
数量
备注
1
局部通风机
KDJ5.0-2×11
2×11
台
2
备用一台
2
煤电钻
MZ—1.2
4.0
台
1
3
刮板运输机
40T
40、2×40
部
2
4
皮带运输机
DTL-50/22
22
部
2
5
煤电钻综保
ZXZ8—4.0
台
1
6
照明综保
ZXZ8—2.5
1
台
1
7
馈电开关
KBD-350
台
1
8
馈电开关
KBD-200
台
3
9
真空开关
QBZ-200
台
2
10
真空开关
QBZ-80
台
5
11
瓦斯监测断电仪
KJ4
台
1
第五章生产系统
第一节通风
一、掘进工作面风量计算
根据矿井瓦斯绝对涌出量、工作面同时放炮最大用药量、工作面最多同时工作人数三方面计算出掘进工作面须风量,再根据《煤矿安全规程》规定的最大风速和最小风速进行验算。
从而选定风机型号。
(1)按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算:
Q1掘=100×q瓦×K掘通
式中:
q瓦:
瓦斯平均绝对涌出量,取q瓦=0.407m3/min(2010矿井瓦斯鉴定结果)
K:
安全系数,取K=2
Q1掘=100×0.407×2=81.4m3/min
(2)按同时放炮的最大炸药用量计算
Q2掘=(20-25)×A
式中(20-25)为系数,取25
A:
一次的最大炸药用量取2.4kg
Q2掘=25×2.4=60m3/min
(3)按工作面最多人数计算
Q3掘=4N
式中:
N-掘进工作面同时工作的最多人数取9人
Q3掘=4N=4×9=36m3/min
(4)按风速验算
V×S掘<Q掘<240×S掘
式中:
S掘-巷道净断面,取7.3m2V-允许最低风速
15×7.3<Q掘<240×7.3
109.5m3/min<Q掘<1752m3/min
根据以上计算取Q1掘=110m3/min能满足风速验算要求。
Q掘—掘进
工作面需要的风量。
根据以上各种参数计算,结合我矿实际,选用2×11KW局部通风机(额定吸风量为180~200m3/min)能满足供风需求。
风筒采用φ500mm阻燃风筒。
二、局部通风机安装地点和通风系统
局部通风机安设在己二皮带下山效直机硐室以南大于10m的新鲜风流中。
通风系统
己二立井→己二皮带下山(风机)→工作面→己二轨道下山→己二总回风→风井→地面
附图六:
通风系统图
第二节压风
风源来自地面压风机房,自斜井经东翼进风巷、火药库绕道、总回风、己二总回风巷、己二轨道下山,分别用4寸铁管、2寸铁管和1寸铁管接至工作面。
地面风压为0.75Mpa,工作面风压最小为0.4Mpa
压风系统
地面压风机房→斜井→火药库绕道→总回风巷→己二轨道下山→工作面
附图七:
压风系统图
第三节瓦斯抽放
根据提供的地质资料,先锋矿为低瓦斯矿井,没有高瓦斯区域和瓦斯异常区,施工过程中不需要进行瓦斯抽放工作。
第四节综合防尘
防尘水源来自地面蓄水池供水管路由己二立井、己二井底车场、己二轨道下山至工作面,工作面内每50米设一个三通,工作面外设三道喷雾。
1、设专职防尘员,负责洒水灭尘,冲刷巷道顶帮。
清扫电缆、风筒上的浮尘。
2、坚持湿式打眼。
3、巷道安设的水幕、喷嘴必须齐全完好,雾化效果好,并坚持使用。
4、溜子转载点必须安装喷雾,雾化效果好,并坚持使用。
5、掘进过程中要及时安设洒水灭尘设施,距工作面40米处安设一道手动喷雾,每隔50米设一个三通阀门,工作面附近要设20米软管,以便放炮前及时洒水灭尘。
6、坚持放炮前后洒水。
7、搞好个体防护,工作面的所有人员必须佩戴防尘口罩。
8、所有人员必须爱护隔爆水槽,严禁破坏,隔爆水槽距迎头80~100米安设,水槽水量不得低于1500L。
附图八:
防尘系统图
第五节防灭火
1、煤层自燃发火期为6~12个月,有自燃发火等级为三级,为不易自然。
(根据2010年鉴定结果)
2、施工时,加强对老巷及采空区的封闭管理。
Ⅰ
3、巷道要定期冲尘,保持整洁,杜绝煤尘堆积。
4、工作面浮煤清理干净,设备及电缆、管线要经常清扫,保证无煤尘。
5、所有入井人员必须自觉遵守井口入井验身制度,严禁携带易燃易爆品下井。
6、施工时出现旷帮、漏顶现象,必须及时刹实背牢,并用不燃性材料充填严实。
7、工作面如遇压力变化,煤质变软都必须采取先探后掘的施工方法,探明是老巷,要立即停止掘进,不得掘透。
除加强通风洒水工作外,立即汇报矿调度室,由矿上给出处理意见才能正常施工。
第六节安全监控系统管理
1、巷道开口后,要及时安设瓦斯监测断电仪,并将其瓦斯传感器安设在距工作面迎头不大于5米处,随工作面掘进及时前移。
并且在巷道回风侧距回风口10~15m处安设一瓦斯瓦斯传感器。
2、安装前,必须对监测装置进行调试、校正,保证其灵敏可靠。
3、监测装置及瓦斯传感器要妥善保护,每次放炮及时将瓦斯传感器取下放至安全地点,放炮后及时悬挂,正确使用。
4、掘进工作面瓦斯监测断电仪报警浓度为0.8%CH4,断电浓度0.8%CH4,复电浓度<0.5%CH4。
断电范围为掘进巷道中全部非本质安全型电气设备。
5、瓦斯传感器应安设在巷道的上方,垂直悬挂,距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm。
6、区队长、班长下井时,必须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,如有报警现象必须进行处理。
7、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,升井后由发放人填制“一炮三检”报表。
8、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,在维修工作地点20m范围内检查瓦斯气体浓度,仪器报警时不得通电或检修。
附图九:
安全监测系统图
第七节巷道供电设计
1、工作面电源及电压等级确定
该工作面掘进施工过程中,供电电源来自井下己二采区变电所,井下变电所采用双回路干线分支式向掘进配电点供电,掘进工作面配电点采用辐射式供电。
根据炮采工作面电压等级要求,变电所一次电压等级为6KV,二次供电电压设计为660V,掘进工作面供电电源为660V。
2、配电点设计
配电点设计在该巷道进风口,安装风电、瓦斯电闭锁,同时安设局部接地;配电点到变电所供电距离为50米,该掘进工作面供电距离为297米。
3、局部通风电源使用风机专用变压器直供的双回路供电方式,并实现自动倒台,同时中央变电所总开关设有检漏继电器,对整个线路进行绝缘监视。
4、电缆要吊挂整齐,电缆钩不大于3米一个,电缆的垂度不大于50mm。
5、工作面设备:
DTL-50/222部22kw×2
40T刮板运输机2台40kw2×40kw
ZXZ8-2.5照明信号综保1台2.5kw
ZXZ8-4.0;煤电钻综保1台4kw
2×11Kw风机2台
6、工作面供电设备负荷统计
1)装机量Σp=22×2+40+80+2.5+4=170.5KW
2)线路最大长时工作电流Ica
炮采工作面需用系数Kde取0.5
非掘进机组掘进工作面需用系数Kde取0.4
炮采工作面、非掘进机组掘进工作面功率因数CosФ均取0.6
Ica=Kde×Σp×103/(1.732×U×CosФ)
=0.4×170.5×103/(1.732×660×0.6)
=99.435A取100A
7、电缆选型
根据在工作面最大长时工作电流选择电缆截面积,MY-3×50橡套电缆载流量173A大于最大长时工作电流100A,满足要求。
8、馈电保护整定
Iz=Imq+ΣIn=80×6×1.15+(40+44+4.0+2.5)×1.15=656取660A
9、灵敏度校验
配电点到变电所供电距离为50米,该掘进工作面供电距离为297米,总供电距离为347米,折算为50mm2电缆查表得:
L50=347m
井下实际所用变压器为KBSG-315/6查表得:
I2d=1821A
故灵敏度系数Kr=I2d/Iz=1821/660=2.759>1.5满足要求
10、局扇负荷及长时工作电流
1)局扇负荷Σp=22KW
2)线路最大长时工作电流Ica
炮采工作面需用系数Kde取0.5
非掘进机组掘进工作面需用系数Kde取1
炮采工作面、非掘进机组掘进工作面功率因数CosФ均取0.8
Ica=Kde×Σp×103/(1.732×U×CosФη)
=1×22×103/(1.732×660×0.8)
=9.6A取10A
11、局扇电缆选型(按照最大长时工作电流和灵敏度选电缆截面)
MY-3×16橡套电缆载流量61A>10A满足要求
12、局扇馈电保护整定
Iz=Ica×6=22×6=132A
13、灵敏度校验
从局扇配电点到变电所供电距离为50米,将16mm2电缆折算为50mm2电缆查表得:
L50=50×3.01=150.5m取160m
风机变压器型号为KBSG2-200/6查表得:
I2d=2457A
故灵敏度系数Kr=I2d/Iz=2457/132=18.6>1.5满足要求
附图十:
供电系统图
第八节排水
根据地质说明书的有关资料,该掘进区域可能会有断层水影响,掘进过程中应坚持“有疑必探、先探后掘”的探放水方针,排水系统接至工作面,随工作面前进而前进。
排水系统:
工作面→己二轨道下山→己二井底车场→水仓→己二立井→地面
第九节运输
一、运煤
工作面(溜子)→己二皮带下山(皮带)→己二井底车场→己二立井→地面
二、运料
己二主井→己二轨道下山→工作面
第十节照明、通信
一、照明
施工过程中距迎头100m向后每隔50m安装一处照明灯。
二、通讯
本工作面安设的电话能够直接和主井绞车房、采区变电所、水泵房、皮带机头硐室、井下中央变电所、矿井地面变电所和地面通风机房、矿调度室相互直接联系。
第六章劳动组织与主要技术经济指标
第一节劳动组织
巷道掘进采用每天“三八”制组织生产,每班两个循环,循环进尺1m,劳动组织见附表。
工种
人数
班次
直接工
(名)
辅助工
(名)
其中:
(名)
跟班工
(班长)
合计
运输
机电工
看风机
一班
4
4
2
1
1
1
9
二班
4
4
2
1
1
1
9
三班
4
4
2
1
1
1
9
合计
12
12
6
3
3
3
27
第二节作业循环
为保证正规循环作业的完成,工作面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。
正规循环图表附下
第三节主要技术经济指标
主要技术经济指标见附表
序号
名称
单位
指标
备注
1
工程总量
m
223
2
每米工程成本
合计
元/m
2600
材料消耗
元/m
1500
工人工资
元/m
1000
其它
元/m
100
3
巷道日推进度
m
6
4
全月出勤人数
名
756
5
掘进工效
m/工
0.14
6
月循环个数
个
84
93%
第七章安全技术措施
第一节一通三防
(一)通风系统管理及预防瓦斯超限措施
1、局部通风机设专人看管,不得随意停风,因检修或其它原因需要停风停电时,必须提前通知施工人员,做好撤离工作。
2、风筒节节吊挂平直,接口严密,无拐急弯、不阻风、不漏风,风筒末端出口距迎头不大于5米,保证工作面迎头有足够的新鲜风量。
3、班班配置专职瓦检员,负责对工作面有害气体变化情况进行认真检查(每班检查不少于3次),并做好记录,认真填写牌板,及时汇报检查情况,做好瓦斯检查“三对照”。
4、工作面迎头要悬挂便携式瓦检仪,并使其经常处于工作状态。
队长、班组长及流动电钳工入井随身携带瓦斯报警仪。
5、瓦斯传感器要紧跟工作面,安装调试合格,并保证其灵敏、可靠。
6、掘进工作面因检修或其它原因停止局部通风机运转,恢复通风前必须先检查瓦斯,并对局部通风机及其相关地点附近20米范围内的瓦斯含量进行检查,只有停风区中最高瓦斯浓度不超过0.5%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%时,并且局部通风机及其开关附近10m内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工启动局部通风机。
7、施工人员接班进入工作面后,要对顶板及支架情况进行认真检查,发现有异常情况及时汇报。
8、井下所有人员必须佩戴自救器。
9、通风队要定期对工作面风量进行测定,保证工作面的风量。
(二)预防火灾措施
1、己1617煤层自燃发火期为6~12个月,有自燃发火危险。
2、施工时,加强对老巷及采空区的封闭管理。
3、巷道要定期冲尘,保持整洁,杜绝煤尘堆积。
4、工作面浮煤清理干净,设备及电缆、管线要经常清扫,保证无煤尘。
5、所有入井人员必须自觉遵守井口入井验身制度,严禁携带易燃易爆品下井。
6、施工时出现旷帮、漏顶现象,必须及时刹实背牢,并用不燃性材料充填严实
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