回风暗斜井作业规程文档格式.docx
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第一节地质及水文地质情况
一、地质情况
根据地质部门提供的预测资料及施工回风暗斜井巷道实际情况分析,回风暗斜井为全岩巷道,岩性为粘土岩、砂岩、粉砂岩、粉砂泥岩、泥岩,预计还会穿过10、8、7#煤层,该巷道煤、岩层倾角6度左右,倾向SE,结构简单,层理明显,节理较发育。
二、地层特征:
该巷道处于龙潭组地层,自落平点向南揭露岩层及其顶、底板依次为:
1.泥岩:
厚1.66米,深灰色,中厚层状,水平层理,含菱铁矿团。
2.10#煤:
厚0.1米,灰色,中厚层状,含大量块状、片状黄铁矿。
3.泥岩:
厚4.4米,灰色,中厚层状,水平层理,含菱铁矿团块。
4.煤:
厚0.30米,黑色,薄层。
5.泥岩:
厚0.8米,灰色,中厚层状,水平层理,含菱铁矿团块。
6.8#煤:
厚0.9米,黑色,块状。
7.泥岩:
厚0.9米,灰色,中厚层状,水平层理,含菱铁矿团块。
8.泥质粉砂岩:
厚5.6米,灰色,中厚层状,水平层理,含菱铁矿团块。
9.泥岩:
厚1.2米,灰色,中厚层状,水平层理,含黄铁矿结核。
10.泥质粉砂岩:
厚2.7米,灰色,中厚层状,水平层理,含菱铁矿团块。
11.泥岩:
厚1.6米,灰色,中厚层状,水平层理,含菱铁矿团块。
12.7#煤:
厚0.5米,黑色,块状。
13.泥岩:
厚0.7米,深灰色,中厚层状,水平层理,含黄铁矿结核。
14.粉砂质泥岩:
厚1.10米,深灰色,中厚层状,水平层理,含黄铁矿结核。
15.泥岩:
厚1.39米,深灰色,中厚层状,水平层理。
16.泥质粉砂岩:
厚2.39米,灰色,中厚层状,水平层理。
岩石单轴抗压强度低于55MPa,一般20MPa左右。
三、水文
根据回风石门揭露的岩石情况,结合水文地质资料,该巷道所处地层8煤层顶板砂岩较厚,预计含含砂岩裂隙水为主,预测回风暗斜井掘进涌水量小,预计涌水量在10m3/h左右。
四、瓦斯
根据回风斜井剖面图(设计院提供),矿井瓦斯含量较高,在回风石门及车场结束时会揭露10、8、7#煤层,其中10#煤层有煤与瓦斯突出危险。
第二章巷道端面及支护参数
第一节支护设计
一、巷道断面
回风暗斜井断面为直墙半圆拱形:
断面;
净宽4300mm,净高3950mm。
S净=14.9㎡,S掘=16㎡。
巷道喷厚100mm,混凝土标号C20。
水沟净断面为200×
250mm,底板坡度为-7°
。
水沟壁厚度为100mm,混凝土标号C20。
附图(断面图)
二、支护参数
采用锚网喷支护,锚杆为Φ20×
2000mm锚杆,间、排距800×
800mm矩形布置,锚杆铁托盘规格为150×
150×
8mm,锚固剂规格MSCK23/35,直径23mm,长350mm.凝胶时间30-60s,从顶板中线一直往两边锚杆支护。
网片Φ6.5规格1800×
100mm,网格120×
120mm。
喷射混凝土厚为100mm标号C20混凝土配比(重量比)水泥:
砂:
速凝剂:
水=1:
4:
0.04:
0.45,水泥采用标号为P032.5,碎石加工砂采用中粗砂,速凝剂为HS速凝剂Ⅰ型,速凝剂掺量占水泥用量的5%。
锚杆锚固力>
100KN,扭曲拱部大于120N·
M,帮部大于100N·
M。
附图(支护图)
第一节施工方法
一、施工方法
1、施工前生产技术科必须提前标定开门位置、标定巷道中、腰线,严格按线施工.
3、开门前,应提前按照设计要求,安设好局部通风机、接好风筒,准备好各种支护材料。
4、采用ZPY-7655风钻打眼,全断面一次爆破成型。
5、工艺流程:
安全检查→打眼→检查瓦斯→装药→撤人警戒→检查瓦斯→放炮→检查瓦斯(撤警戒后)→敲帮问顶→临时支护→出矸→永久支护→巷道掘支全部完成后、成巷。
6、每40米设一个躲避硐室:
尺寸为净高2m、净宽2m,硐深1.5m.
第二节凿岩方式
本措施所施工巷道均采用爆破的方法破岩
一、打眼机具
打岩石眼采用3台台ZYP-7655型风钻,其中二台工作,一台备用,六角方钢钎,一字型合金钻头;
支护采用两台锚杆钻机(型号MQT—120)进行,其中一台工作,一台备用。
第三节爆破作业
掏槽方式采用楔式掏槽法,周边眼间距为400mm。
一、爆破器材
爆破炸药选用三级煤矿许用乳化炸药,药卷规格为φ32mm×
200mm,重100g;
雷管选用1~5段毫秒延期电雷管,最后一段的延期时间不得超过130ms;
发爆器选用MFB-200电容式发爆器。
二、装药结构
全部炮眼统一采用正向连续柱状装药.
三、起爆方式
起爆方式采用大串联全断面一次起爆。
四、回风暗斜井端面爆破参数表
序号
炮眼名称
眼号
个数
眼深(m)
装药量
起爆顺序
联线方式
个/眼
Kg/眼
1
掏槽眼
1-6
6
2.0
5
3
Ⅰ
串
联
2
铺助掏槽眼
7-19
11
1.8
3.3
Ⅱ
铺助眼
20-33
14
4.2
Ⅲ
4
周边眼
34-57
24
2.4
Ⅳ
底眼
58-63
8
3.2
Ⅴ
计
64
16.1
注:
1、炮眼直径¢38mm。
2、全部装2号岩石乳化炸药。
3、正向连续装药结构。
4、电雷管,脚线长3m
五、爆破预期效果表
净断面面积
㎡
14.9
每
米
成
巷
炸药消耗量
kg
9.47
掘进断面积
16
9
雷管消耗量
个
37
循
环
进尺
m
1.7
10
炮眼长度
68.6
掘进体积
m3
27.2
米3
岩
石
0.59
12
2.31
63
13
4.28
7
116.6
第四节装载提升
一、装载工具
绞车、耙矸机、矿车。
二、装运要求
用人工操作耙矸机装入矿车里,绞车提升到回风石门,在用人工推到副井井底车场变坡点,用绞车提升至地面,然后又人工推至指定翻矸处翻矸。
三、提升钢丝绳选择及验算
1、提升货载荷重Q/N(对矿车提升)Q=9.81*Z*Km*Vch*rg=9.81*2*0.90*0.75*1600=21189(N)
2、钢丝绳终端荷重Q0/N
Q0=Q+Qz=21189+(2*591*9.8)=32773
3、钢丝绳单位长度重量Ps/kg.m-1Ps=[Q0(sin7°
+f1*cos7°
)/{110*1570/9.81*7.5-500*(sin7°
+f2*cos7)}]/9.8=0.5kg.m-1
4、钢丝绳选择pSB>
PspSB=1.19kg/m选直径Φ18mm钢丝绳
5、钢丝绳安全系数校核
m=Qd/{Q0((sin7°
+f1*cos7+9.8*1.19*500(sin7°
+f2*cos7°
))=15>
7.5(满足要求)
Qd所有钢丝绳破断力总和为181KN
6、绞车提升能力验算:
绞车提升速度3m/s
井筒长500米
每次提升2车
每天提升12小时,每次提升时间为:
500/3*2=333(s)=6min.每次提升辅助时间7min.累计每次提升时间为13min.
每小时提矸量:
60/13*2=9m3
每天提矸量:
9*12=108m3 可满足提升要求。
第五节管线布置
在掘进巷道中所敷设的电缆、风水管路等,均应按照施工断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。
电缆钩每隔3米一个,电缆垂度不超过50mm。
风、水管要接口严实,不得出现漏风、漏水现象。
风、水管距工作面20m范围内使用1寸胶管,20m外用2寸铁管,要随着工作面前进及时延长,以备工作面正常使用。
第六节设备及工具布置
名称
规格或型号
数量
备注
耙岩机
PB-60耙岩机
喷浆机
2P-V11型
喷浆完须清理保持管路畅通
钻杆
Φ25x1800mm
Φ25x2000mm
20
严禁使用弯曲钻杆
风泵
一台使用一台备用
风钻
7655型Max轴推力2KN
遵守一般凿岩技术保安规程
矿车
0.75m³
40
V型矿车
绞车
Φ0.8m
主要施工设备表
第一节压风、供水系统
1、压风系统
地面压风机房→地面→主斜井→运输石门→主风井联络巷→回风石门→回风暗斜井工作面。
(附图)
1、供水系统:
1地面水池→地面→副斜井→井底车场→主副联络巷→主风井联络巷→回风石门→回风暗斜井工作面。
第二节供电系统
一、供电系统:
电源取自地面变电所。
1、风机电源:
井下变电所——→风机开关。
附:
、回风暗斜井供电系统示意图。
第三节运输系统
一、矸石、材料运输
耙矸机→矿车→回风暗斜井→风副联络巷→井底车场→副斜井→地面矸石山.
材料运输,地面→副斜井→井底车场→风副联络巷→回风暗斜井→工作面。
第一节通风
施工过程中,采用局部通风机压入式通风。
一、掘进工作面风量计算及风机选型:
1、按瓦斯涌出量计算:
Q掘=100.qcH4.k掘
式中:
Q掘——掘进工作面配风量
qCH4——掘进工作面瓦斯绝对涌出量,由通风提供的资料瓦斯最大涌出量为1.2m3/min
K掘——瓦斯涌出不均衡系数取1.6
Q掘=100×
1.2×
1.6=192m3/min
2、按同时工作的最多人数计算:
Q=4N=4×
12=48m3/min
3、按炸药消耗量计算:
Q=25A=25×
16.1=402.5m3/min
4、风速验算:
V=Q/60S=1490/60*16=1.55m/s
根据《煤矿安全规程》规定岩巷掘进风速为0.15~4m/s。
上述验算结果符合规程。
根据以上计算结果:
拟选2×
15Kw对旋风机,双节风机的吸风量为420m3/min。
二、风机吸风量
2×
15KW风机为Q=420m3/min(满足要求)
通过以上计算及验算,因此2×
15kw对旋式局部通风机,配合Ф800mm的双抗(抗阻燃、抗静电)风筒供风可满足生产需要,并符合有关规定。
为保证工作面正常供风的需要,选择双风机,双电源方式供风。
三、局部通风机安装地点和要求
(一)、局部通风机安装地点
局部通风机要求安装在主风井联络巷运输石门口处距10米处,进风流中。
(二)、局部通风机安装要求
1、风机必须吊挂在顶板上或放在风机托架上,距离底板不小于300mm。
2、风机开关必须上架,风筒距工作面不得大于10米。
3、局部通风机实行挂牌管理,专人负责,实现“三专”,“两闭锁”。
4、风筒要求缝环必挂,平直不出现拐死弯现象。
5、风筒接口要严实不漏风,工作面风筒不落地。
6、必须保证风机连续运转,不准无故停电、停风。
当回风井形成负压通风时回风系统
四、通风系统(附:
图)
进风:
运输石门→主风井联络巷→回风石门→回风暗斜井→工作面。
回风:
回风暗斜井工作面→回风石门→回风斜井→地面。
第二节安全监控
一、瓦斯、一氧化碳安全监控装置布置
1、回风暗斜井掘进工作面必须配备两台瓦斯传感器。
2、瓦斯传感器安装位置及断电范围:
T1——安装在距离+主暗斜井施工迎头不小于5m,距顶板不大于300mm,距巷帮不小于200mm。
放炮时由瓦检员撤回,炮后由瓦检员恢复。
瓦斯传感器报警浓度≥0.8﹪,瓦斯传感器断电浓度≥0.8﹪,复电浓度﹤0.8﹪。
断电范围:
掘进工作面巷道内及其回风流全部非本质安全型电器设备。
T2——掘进工作面回风流瓦斯传感器,安装在距顶板不大于300mm,距巷帮不小于200mm,距离汇风点10-15m,报警浓度≥0.8﹪,断电浓度≥0.8﹪,复电浓度﹤0.8﹪。
掘进工作面巷道内及其回风流中全部非本质安全型电器设备。
3、安全监控的安装、使用、维护严格按《煤矿安全规程》第161~167条规定执行。
二、携式甲烷报警仪的配备和使用
1、经理、技术员、爆破工、班组长、流动电钳工等下井时都必须携带便携式甲烷报警仪对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。
2、放炮员每次放炮时必须进行“一炮三检查”和“三人联锁”放炮,并作好记录;
电钳工在检修地点附近20m范围内检查瓦斯浓度,有报警信号必须停止作业,进行处理。
第六章循环组织及出勤
1、劳动组织及出勤
按井筒掘砌的工序设三个班,二个掘进班,一个锚喷班,实行两掘一喷的正规循环作业方式。
同时另设几个专人负责工作面后水沟,台阶电缆沟及托架、铺设等施工,一个维修班,维修班除了三个班的跟班电、钳工外,另有专人负责绞车、钢丝绳检查、绞车、压风、耙岩机、喷砼机水泵维修等工作。
以上班组均实行计件包干、分班责任承包制。
月进度计算如下:
循环进度:
眼深×
炮眼利用率(0.85)
2M×
0.85M=1.7m
每天一个大班一个正规循环,进尺3.4m。
月正规循环天27天(正规循环率0.85)。
最高月进度:
27×
3.4=91.8m
考虑其他因素影响,平均月循环24天,平均月进度24×
3.4=88m,保证正规循环作业的措施:
(一)为了保证井下作业有条不紊地进行,必须认真按爆破图表及工序安排搞好正规循环作业。
(二)如果本班不能按正规循环要求完成本班工作应积极为下班工作创造条件,确保下一循环顺利。
(三)努力提高单进水平,弥补循环影响工程进度。
(四)加快排碴速度,为正规循环创造条件。
2、掘喷正规作业循环图表
项目部组织掘进及机运电工种混合综合交叉作业,定人定岗组织综合掘进队承担主井施工。
见下作业循环图表
第七章安全技术措施
第一节一通三防管理
一、通风管理
1、局部通风机必须由专人负责管理,保证正常运行,其他人员不得随意停开。
2、使用局部通风,无论工作或交接班,都不准停风。
因检修、停电等原因停风时,必须撤出所有人员、切断电源进行处理,恢复通风前检查瓦斯浓度,检查局部通风机及开关地点附近20米以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%时,方可人工开动局部通风机。
开启局部通风机,严格按《煤矿安全规程》第129、141条规定执行。
3、临时停工的地点不得停风,否则必须切断电源,设置警标、禁止人员进入,并汇报矿调度室。
4、每月定期检修局部通风机,严格执行检修停风、停电审批制度,必须保证风机连续运转,彻底消灭无计划停电、停风现象。
5、管理工作人员及班组长、电钳工必须携带便携式瓦斯报警仪。
6、工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.5%时,按《煤矿规程》第136、138、139条执行。
7、工作面必须安排专职瓦斯检查工,经常检查工作面的瓦斯,瓦斯浓度超过规定时瓦斯检查工立即责令现场人员停止作业,切断超限区域内电气设备电源,并将人员撤到安全地点。
8、风筒出口岩巷段距工作面不大于10米,煤巷段不大于5米,且迎头必须有两节备用风筒。
9、风筒要用抗静电、阻燃风筒。
风筒接头要严实、无破口、无反接头。
接头要反压边、风筒吊挂要平直、逢环必挂,拐弯处必须设弯头,严禁拐死弯。
10、瓦斯异常涌出预兆:
工作面瓦斯忽高忽低,温度骤降、煤壁发凉;
遇地质构造和围岩松散区,瓦斯涌出异常;
煤层发出丝丝的鞭炮声;
顶板来压;
人感到发昏。
遇上述情况,必须加强通风,停止工作面进行处理,等瓦斯浓度降到0.8%以下时再进行工作。
若情况危险及时撤离灾区。
二、防尘管理
1、采用湿式钻眼,工作面所有人员佩带防尘口罩。
2、装药时必须使用好水炮泥,每眼使用2节。
3、经常冲洗巷道,管路和风筒上的粉尘。
4、距离工作面50m范围内安设一道水幕,在放炮时打开,等放完炮,炮烟吹净后方可关闭。
6、防尘工要经常检查管路,发现问题要及时处理。
7、喷射混凝土时,打开水幕降尘。
三、防火管理
巷道掘进过程中采用风钻凿岩,防火重点是防设备、缆线和人为火灾。
1、电气设备着火时,首先切断电源,用砂子、岩粉灭火。
2、严禁明火作业,严禁电气失爆。
3、在容易产生摩擦、撞击产生火花的地方洒水降温。
4、应用控风技术进行风流调节,控制火势蔓延。
第二节掘进工作面质量标准化工作
1、成巷质量标准:
严格按照《煤矿安全质量标准化标准》、《质量手册》和《煤矿井巷工程检验评定标准》及生产技术科工程质量验标准施工。
2、掘进、永久支护质量保证措施:
掘进
(1)、严格按炮眼布置图中布置的眼位打眼,严格控制眼距、眼位、眼角度,严格“定人、定机、定眼位、定质量、定进度”的五定岗位责任制。
(2)验收员依据中腰线准确画出爆破断面的轮廓线,并依据爆破图表标出炮眼位置。
(3)生产班严格按照钻眼要求掌握钻眼角度及方向。
(4)严格按照爆破图表作业,不能乱打眼、乱装药,保证围岩不受破坏。
(5)毛断面开拓质量标准:
毛断面成型误差尺寸控制在0—+100mm,巷道永久成巷控制在0-100mm为优良。
(6)验收员要严格控制巷道尺寸,如发现尺寸不合格,应立即要求该班处理。
永久支护
(1)、严格按设计要求进行施工。
(2)、锚网支护验收员要严格控制巷道控制好中、腰线。
(3)、严禁有空顶、空帮。
(4)、严格控制锚杆距在800mm内。
(5)、验收员要严格控制巷道锚杆净宽尺寸,如发现尺寸不合格,应立即要求该班处理
第三节顶板管理
一、临时支护
1、使用前探梁。
(临时支护图)
2、岩层不好时,申请架棚、加密锚杆等。
二、顶板管理:
1、工作面必须加强顶板管理,临时支护应紧跟工作面,严禁空顶作业。
2、每班进班前或放炮后进入工作面应先敲帮问顶,进班后班长必须对工作面安全情况进行全面检查,确认无危险后,方准人员进入工作面。
3、严格按中线及设计尺寸检查、修刷巷道周边,巷道几何尺寸符合要求后,方可支护。
4、施工过程中,必须设专人观山,发现顶板有险情,必须立即停止作业,将所有人员撤至后面支护完好的安全地点,待顶板活动稳定,确认无危险后,请示有关部门经允许后方可继续施工。
5、遇顶板破碎时,应加强支护,采用特殊措施进行处理。
第四节爆破管理
1、井下爆破工作必须由专职爆破员担任,且持证上岗,必须严格执行“一炮三检查”及“三人连锁”放炮制度。
2、工作面采用毫秒爆破,总延期时间不得超过130ms,应全断面一次起爆。
3、雷管,炸药要分装,分运到工作地点,且分装于专用的雷管、炸药箱内并上锁,严禁乱扔乱放。
雷管必须由放炮员亲自运送,炸药由放炮员或在放炮员监护下,由熟悉爆破材料性能的人员运送。
雷管、炸药箱必须放在顶板完好,支架完整,避开机械、电气设备的地点。
爆破时,雷管、炸药箱必须放到警戒线以外的安全地点。
放炮器钥匙必须由放炮员随身携带,不得转交他人,禁止任何人敲打炸药、雷管箱。
4、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得硬拽管体脚线,也不得手拉管体硬拽脚线,应将成束的电雷管理顺拉直,拉住前端脚线将电雷管轻轻抽出。
抽出单个电雷管后,必须将其脚线扭结成短路。
5、装配引药时,必须遵守下列规定:
(1)必须在顶板完好,支架完整,避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。
严禁坐在炸药箱、雷管箱上装配引药。
装配引药数量,以当班需要的数量为限。
(2)装配引药时,必须防止电雷管受振动,冲击折断脚线和损坏脚线绝缘层。
(3)雷管必须由药卷的顶部装入,严禁将雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。
严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。
(4)电雷管插入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭成短路。
6、装药前,首先清除眼内的煤矸粉,再用炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞、捣实,必须严格按各类眼所规定的装药量装药,药卷之间必须彼此密接,所用炮棍为木质。
7、装药每眼必须使用水炮泥两个,水炮泥外剩于的炮眼要用黄泥充填,充填深度不小于500mm。
8、装药前,必须将雷管脚线扭结成短路,装药后,必须把电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线、放炮母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。
9、爆破前有下列情况之一,严禁装药爆破。
(1)、工作面的空顶距离不符合作业规程规定。
(2)、爆破地点20米以内风流中瓦斯浓度达到0.8%。
(3)、在爆破地点20米以内有未清除的煤、矸,或其他物体堵塞断面1/3以上。
(4)、炮眼内发现异状,温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、等情况。
(5)、
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