1111工作面开切眼掘进作业规程解析Word文件下载.docx
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本井田顶板间接充水含水层为飞仙关组一段岩溶裂隙含水层,富水性中等偏弱,顶板直接充水含水层为长兴组岩溶裂隙含水层,富水性中等;
底板直接充水含水层为茅口组岩溶裂隙含水层,富水性强。
本煤层水文地质间单,无突水现象,局部可能有滴水和淋水。
六、影响巷道掘进的其他因素
据泸州市安全技术检测中心提交的《叙永县太康煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告》。
该矿井属高瓦斯矿井。
根据煤炭科学研究总院重庆分院检测,C11煤层煤尘无爆炸性危险。
据调查井田范围各矿井内,煤层末曾发生过自燃现象。
同时根据太康煤矿提供的煤炭科学研究总院重庆分院检测,煤层自然发火倾向为三类,不易自燃。
该矿井无气温异常,无冲击矿压危害。
第二节巷道布置及支护
1、巷道布置及巷道断面
开切眼设计总工程量为100m,连接1111采煤工作面运输巷和回风巷,从运输巷尽头沿煤层及倾向方向施工。
开切眼巷道布置和巷道断面及其支护见图2.1和2.2所示所示,巷道断面参数见表2-1所示。
图2.1开切眼巷道布置图
图2.2开切眼巷道断面布置及其支护图
表2-1开切眼巷道断面参数
围岩类别
支护形式
支柱型号
宽度(m)
断面(m2)
单体支柱
净周长(m)
净宽
掘进
净
排列形式
间距(m)
排距(m)
数量(根)
2-3
单体配铰接梁
DW12
3.6
3.24
矩形
1.0
1.2
300
9.2
2、支护设计
据四川华宇矿山设计有限责任公司设计,使用DW12型单体液压支柱配合铰接梁支护,其有效支撑力为
Rt=KgKzKbKaKhR(3-1)
式中Rt——支柱实际支撑能力,KN/根;
Kg——工作系数,取0.99;
Kz——增阻系数,取0.95;
Kb——不均匀系数,取0.9;
Ka——倾角系数,取0.95;
Kb——采高系数,取1.0;
R——支柱理论支撑能力,取300KN/根。
由式(3-1)可得
Rt=KgKzKbKaKhR=0.99×
0.95×
0.9×
1.0×
300=241KN/根
设计排距1.0m,柱距0.8m,开切眼支护设备见表2-2所示。
表2-2开切眼支护设备
支架形式
单体液压支柱
控顶距/mm
3600
DW12
挂梁数/个
顶梁型号
HDJA—1200
支柱数/根
3、支护质量标准与要求
(1)巷道净宽3.6m,中线至任何一帮为1.8m。
(2)巷道净高0.9m
(3)巷道表面平整,凹凸度≤50mm。
(5)巷道支护采用DW12液压支柱配合铰接梁,用5㎝木板背帮接顶。
(6)壁后必须排材背杠严实,不得空帮空顶。
四、支护工艺及每米耗材
开切眼掘进支护工艺及每米耗材见表2-3所示。
表2-3开切眼掘进支护工艺及每米耗材表
巷道断面支护图(支护说明)
掘进断面净宽(m)
掘进断面(㎡)
掘进断面净高(m)
0.9
净断面(㎡)
液压支柱配合铰接顶梁支护
排距(m)
1
柱距(m)
0.8
每米支柱消耗(根/m)
5
碛头至永支间距
炮前不大于1.0m
炮后不大于2.0m
每米铰接梁消耗(根/m)
4
材料要求
DW12液压支柱配合铰接顶梁
临时支护
木支柱
第三节施工工艺
一、施工方法
(1)施工方法:
巷道采用风煤钻打眼,三级煤矿乳化炸药配毫秒电雷管爆破。
(2)巷道施工顺序:
交接班?
敲帮问顶?
打眼?
装药?
放炮?
临时支护?
出矸?
永久支护
二、凿岩方式
本开切眼巷道采用打眼爆破落煤掘进的工作方式,
该巷道位于C11煤层中,由1111工作面回风巷沿煤层向运输巷掘进,巷道总长100m。
净断面尺寸为3.6×
1.0m。
煤巷掘进工作面配备有风煤钻1台、YBT-52-2型局部通风机2台(一用一备)、刮板输送机、乳化泵、DW12单体液压支柱、信号灯等。
三、爆破作业
工作面采用楔形掏槽,为不打烂风筒,风筒边炮眼应适当加密;
为了防止爆破后矸石抛掷太远,掏槽眼尽量靠近底板布置。
爆破选用煤矿许用安全三级乳化炸药,毫秒雷管。
炮眼正向装药后,充填用水泡泥和黄泥封孔。
全部雷管串联,采用全断面分次装药分次起爆。
炮眼布置如图3.1所示,爆破说明见表和爆破指标及材料消耗表见表3-1和表3-2所示。
图3.1爆破炮眼布置图
表3-1爆破说明表
炮眼
序号
眼深/m
角度/°
距顶/m
距底/m
数量/个
炸药消耗/kg
雷管消耗/个
起爆顺序
水平
垂直
每孔
合计
1~2
1.8
100,80
75
0.7
0.5
2
0.75
1.5
3~4
80,100
表3-2爆破指标及材料消耗表
项目
指标
矿井瓦斯等级
高瓦斯
炸药种类
3#安全炸药
掘进断面(㎡)
雷管种类
毫秒五段
岩石硬度系数(f)
2~3
一个循环消耗炸药量(kg)
3
炮眼个数(个)
一个循环消耗雷管量(个)
炮眼深度(m)
每米消耗炸药量(kg)
1.6
炮眼利用率(%)
>
84
每米消耗雷管量(个)
0.56
一个循环进度(m)
4、装载和运输
每次爆破后,及时安装刮板输送机紧跟工作面推进,爆破下来的煤炭经刮板输送机装至矿车,经人力推车至机车,再由机车经1111工作面运输巷、溜煤眼、底板运输巷、主平硐、地面煤坪。
材料、设备的运输通过矿车经主平硐、底板运输巷、材料上山、1111运输巷、开切眼。
若运较大、较高、较长、较宽的材料、设备时,必须有专人押送。
第5节生产系统
1、局部通风系统
本掘进工作面为有为有瓦斯涌出的掘进工作面,为了保证安全,采用局部通风机压入式通风。
1.工作面风量计算
(1)按掘进工作面最多人数计算:
Q=4N(5-1)
式中Q——工作面需风量,m3/s;
N——井下同时工作的最多人数,18人;
4——每人每分钟供风标准,4m3/min人;
Q=4×
18=72m3/min。
(2)按每循环炸药消耗量计算:
Q=25A(5-2)
式中A——单循环一次最大炸药消耗量,1.5kg/循环;
25——《煤矿安全规程》规定,每千克炸药每分钟不得少于25m3。
Q=25×
1.5=37.5m3/min。
(3)按瓦斯绝对涌出量计算:
Q=100×
q瓦×
KC(5-3)
Q瓦——工作面平均绝对瓦斯涌出量,0.4m3/min;
Kc——工作面瓦斯涌出不均衡系数,取Kc=2;
Q采=100×
0.4×
2=80m3/min;
(4)按局部通风机吸风量计算。
选取上述计算结果的最大值80m3/min,选取YBT-52-2型局部通风机,供风量145~225m3/min,平均为185m3/min。
Q=nQ局k(5-4)
式中Q局——局部通风机吸风量,185m3/min;
n——同时工作的局部通风机台数,1;
k——防止局部通风机吸循环风的风量富裕系数,1.2~1.3,取1.3。
Q=185×
1×
1.3=240.m3/min
(5)风速验算
按最低风速要求为:
Q最低=0.25×
60S(5-5)
按最高风速要求为:
Q最高=4×
60S(5-6)
式中S——掘进巷道净断面积,3.6m2。
60×
3.6=54m3/min
5.76=864m3/min
由于工作面选取的风量为240.m3/min,其大于Q最低且小于Q最高,因此符合要求。
2.风机、风筒选型
根据风量计算,掘进期间配备两台YBT—52-2型局部通风机和500mm柔性胶质风筒供风,其中一台工作,一台备用。
YBT—52-2型局部通风机功率11KW,供风量为145~225m3/min。
局部通风机实行双风机、双电源、自动倒台、自动换向和风电闭锁、瓦斯电闭锁的控制方式,风筒出口距碛头距离小于5米。
3.通风线路
局部通风机安装在风井外。
新鲜风流由风机→导风筒→掘进工作面。
乏风有掘进工作面→1111工作面运输巷→材料上山→区段回风巷→总回风巷。
开切眼掘进工作面通风系统如图5.1所示。
图5.1开切眼掘进工作面通风系统图
二、压风系统
生产中的压气来自于地面的空压机,由压气管道送至1111工作面开切眼掘进工作面,路线为:
地面→总回风巷→1111工作面回风巷→掘进工作面。
三、瓦斯防治
由于巷道布置在煤层中,瓦斯涌出量较大,主要采取加强通风、加强瓦斯检查等技术措施和管理措施。
四、综合防尘措施
工作面主要采取以水抑尘措施。
巷道掘进时,必须湿式打眼、冲洗井壁巷帮、水泡泥、爆破喷雾、装岩时洒水及个体防护等。
作业人员必须佩戴防尘口罩,且打开下风侧的水幕喷雾降尘。
工作面防尘水源由地面静压水池经防尘消防两用供水管道送至工作面,供水路线与压气管道路线相同。
五、防灭火
严格执行《煤矿安全规程》第十、二百二十、二百二十三、二百二十四、二百二十六条关于防灭火的规定,杜绝一切非生产性火源进入井下,严格限制和管理各种生产性火源。
六、安全监控
工作面为低瓦斯掘进工作面,为了保证安全,按高瓦斯区域管理。
根据《煤矿安全规程》有关高瓦斯掘进工作面的规定,工作面和回风巷分别安设TF-200型瓦斯遥测探头一个,报警浓度1%,断电浓度1.5%,被控设备为工作面所有动力设备。
七、供电
1111工作面开切眼施工期间的电力供应主要来源于上部车场中央变电所,该变电所负担整个采区的全部电力供应。
工作面供电系统如图5.2所示。
图5.2开切眼掘进供电系统图
八、排水
工作面在掘进过程中预计有少量涌水,主要通1111工作面运输巷水沟、材料上山、底板运输巷、主平硐、地面。
工作面不得出现长度超过5m,深度超过0.1m的积水现象。
九、运输
爆破下来的煤炭经刮板输送机装至矿车,再由人力推车至车场,机车经底板运输巷、主平硐运至地面煤坪。
十、照明
工作面生产中的照明主要采用矿灯照明。
第六节劳动组织与主要技术经济指标
1111工作面回风巷掘进工作面采取人工爆破、机车运输、单体支柱配铰接梁支护的作业方式,“三八制”工作方式。
工作面劳动组织见表6.1,主要技术经济指标见表6.2,工作面正规循环作业图表见表6.3所示。
表6.1工作面劳动组织图表
工种
出勤人数(人)
一班
二班
三班
合计
班长
1(兼)
3(兼)
瓦检员
放炮员
安全员
打眼工
2(兼)
6(兼)
维修工及电钳工
轨道工及管子工
推车工
6
支架工
绞车司机
10
8
26
表6.2主要技术经济指标
队在册人数(个)
材
料
消
耗
炸药(kg/m)
3.075
班在册人数(个)
10/8
电管(个/m)
6.5
班出勤人数(个)
坑木(m3/m)
0.125
循环进度(m)
矿工钢(kg/棚)
----
班循环个数(个)
日循环个数(个)
日进度(m)
3.0
月进度(m)
效率(m/工)
0.1
直接成本(元/m)
单进水平(m/个.月)
正规循环图表
工序
时间(分)
时间(小时/分)
7
9
11
12
13
14
15
16
17
18
19
20
21
22
23
24
交接班
10×
安全质量检查
打眼
120×
40
60
装药放炮
40×
检查安全临时支护
出矸
架厢支护
100×
文明生产
20×
第7节安全技术措施
1、一通三防安全技术措施
1.通风安全措施
(1)掘进工作前,通风工必须对采区通风系统进行调整,确保通风系统稳定、可靠,风量分配合理。
(2)机电科、通风工必须严格按“局扇安装设计”要求进行风量调节和局扇安装,并将风袋接至掘进工作面。
(3)机电科、通风工安装的局扇在进风巷道内,离底板高度大于0.3m,吸风口有风罩,高压部位有衬垫,并按要求安设消音器,安装做到“稳”、“平”、“牢”,同时实行“三专两闭锁”供电,严禁发生循环风。
铺接的风筒为φ:
500mm的柔性胶质风筒,用8#铁丝生根拉线吊挂,靠顶靠帮,接头反压边,逢环必挂,吊挂平直,拐弯处安设铁弯头,破口及时粘补,确保严密不漏风。
(4)掘进期间,瓦检员必须加强局部通风的巡回检查,发现问题,及时汇报。
(5)掘进期间,机电队必须加强局部通风机的供电系统管理,确保供电正常,严禁无计划停电、停风。
(6)掘进期间,通风工每天必须按质量标准化对风筒进行检查维护,确保风筒出口距迎头小于5m,保证迎头有足够的新鲜风量,严禁无风、微风、瓦斯超限。
(7)掘进期间,测风员每天必须派对采区通风系统、瓦斯浓度、风量分配等情况进行全面检查、测定,确保通风系统稳定、可靠,风量分配合理。
(8)掘进期间,通风工每天必须专人对采区的通风设施进行认真检查维护,确保各设施完好、可靠。
(9)掘进期间,局部通风机由施工单位跟班瓦检员看管风机,严禁任何人随意停、开,而且施工单位必须在当班瓦检员记录本上签字,并在每天早上十点变电所试检漏电完毕时,及时将风机开启。
试检漏电期间,严禁放炮。
(10)试检漏电完毕后,如风机不能正常开启或掘进期间风机因故停运,当班瓦检员、安检员、施工单位现场管理人员必须及时安排施工单位电工把局部通风范围内动力电源切断,将闭锁开关锁死。
及时将局部通风范围内的所有人员全部撤至集中运输巷全风压新鲜风流中,由瓦检员负责在开门口设置栅栏、揭示警标,现场指派施工单位班排长以上人员在栅栏前设置警戒,禁止人员进入停风区域内,及时就近电话汇报通风值班室和矿调度室,查明原因,采取措施,进行处理。
(11)恢复通风前,瓦检员必须先检查局部通风机及开关附近10米范围内风流中的瓦斯浓度和局部通风范围内的瓦斯浓度;
若风机及开关附近10米范围内的瓦斯浓度<0.50%,局部通风范围内的瓦斯浓度<0.80%,可以直接将风机开启,启动风机时,严禁“一风吹”;
若局部通风范围内的瓦斯浓度>0.8%且<1%,瓦检员必须严格按“瓦斯浓度在0.8%~1%排放瓦斯管理规定”,严禁任何人启动风机,及时就近电话汇报矿调度室,由总工负责编制专门排放瓦斯措施,经审批传达后,由救护队负责严格按措施要求排放。
(12)掘进期间,若主扇因故突然停运,现场安全员、瓦检员、施工单位现场负责人必须严格按照《“一通三防”应急预案》相关规定执行,传达本措施时一并传达贯彻。
(13)巷道贯通前必须遵守下列规定:
1 掘进前20m,仅有一个工作面作业,并且通风部门要做好贯通后调整通风系统的准备工作。
贯通前20m,运输巷尽头工作面必须保持正常通风,设置栅栏,并且经常检查该项工作面的通风瓦斯情况,发现瓦斯超限时要立即进行处理。
2 在掘进工作面每次放炮前,瓦斯检查员必须到运输巷尽头工作面及其附近风流中检查瓦斯,只有在两个工作面及其回风流中的瓦斯尝浓度都不超过1%时,方可放炮。
否则,必须停止掘进进行处理。
3 每次放炮前必须派专人在所有能通达两个工作面的通道并距工作面100m以外安设警戒。
2.防瓦斯措施
(1)掘进期间,必须三班派专职瓦检员经常检查掘进工作面迎头、回风流、局部高顶及风机和开关附近10m范围内风流中的瓦斯浓度,并严格执行“现场交接班”、“一班三汇报”(特殊情况随时汇报),“瓦斯巡回检查”及“瓦斯检查记录三对口”等制度。
严禁出现脱岗、睡岗、空班、漏检、误检和假检。
(2)掘进期间,瓦检员必须严格瓦斯管理,严禁瓦斯超限作业,放炮时必须严格执行“一炮三检查”和“三人联锁签字放炮”制度。
(3)掘进期间,施工单位必须严格执行停电放炮制度,由安检科安检员负责监督落实。
(4)掘进期间,掘进工作面迎头风流中瓦斯浓度达到0.80%时,必须停止打眼;
爆破地点附近20米范围内风流中瓦斯浓度达到0.80%时,严禁爆破;
掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到0.80%时,必须立即停止工作、切断电源、撤出人员、设置栅栏,禁止人员入内,并向通风值班室和矿调度室汇报,由瓦检员查明原因,采取措施,进行处理;
如局扇及开关安设地点附近10米范围内风流中瓦斯浓度达到0.50%时,也必须立即停止工作、切断电源、撤出人员、设置栅栏,禁止人员入内,然后停止局扇运转,同时向矿调度室汇报,由通风工查明原因,采取措施,进行处理。
(5)掘进期间,瓦检员每次检查瓦斯,都必须将瓦斯检查数据和瓦斯传感器显示数据一并汇报调度室,同时,必须将检查的瓦斯浓度数据向现场施工负责人说明清楚,当前所查的瓦斯浓度是否能正常工作。
(6)掘进期间,瓦检员若发现瓦斯超限,(不论是光学瓦检器检查超限还是瓦斯传感器显示超限),都必须立即按规定停止工作、切断电源、撤出人员、设置栅栏、揭示警标、禁止人员进入局部通风范围之内,并交代施工单位现场负责人在栅栏处设置警戒,禁止人员入内,然后就近电话汇报通风值班室和矿调度室。
由通风工区查明原因、采取措施、进行处理。
(7)瓦检员因汇报等原因需离开施工现场时,必须先检查通风瓦斯情况,如通风、瓦斯均正常,然后向施工单位现场负责人说明清楚后方可离开,汇报完毕后必须及时赶回施工现场,瓦检员因汇报等原因不在工作面期间,严禁放炮。
该期间,施工单位现场负责人可利用便携式瓦检仪检查瓦斯,如发现瓦斯超限或突然停风,也必须按规定立即停止工作,切断电源,撤出人员,禁止所有人员进入停风地点。
(8)瓦检员交接班时,必须共同对所负责区域内的通风、瓦斯及安全设施全面复查一遍,发现隐患及时处理。
3.综合防尘
(1)打眼前洒水湿润煤体、水炮泥装药、爆破前后及出煤过程中洒水、爆破时使用喷雾。
(2)搞好个体防护工作,所有作业人员必须佩戴防尘口罩。
(3)巷道经常洒水降尘,杜绝粉尘堆积和飞扬。
(4)定期冲刷巷道,并由瓦检员进行经常性检查。
(5)防尘水管必须紧跟迎头,每隔50m分出一个三通阀门,以便及时降尘。
4.防火管理
1 瓦检员携带一氧化碳检定管与检定器,或一氧化碳检测仪,每班对工作面、风流中CO及温度情况至少检查三次。
通风队每周至少对风流中CO情况取样化验分析一次。
2 加强机电设备维护与管理,杜绝失爆,不带电检修、搬迁电器设备,防止引起电火花,产生火灾。
3 加强机电硐室、油筒存放点、皮带机头等地点的消防火管理,确保消防火器材齐全、有效。
4 发生火灾时,必须先切断电源,电气火灾在切断电源之前,只准使用不导电的灭火器材进行灭火,油脂着火时,禁止直接用水灭火,必须使用砂子或灭火器灭火。
5 工作面严禁存放汽油、煤油等易燃物品,擦洗设备的棉纱、布头等
6 用后必须装入铁桶内密封,回收至地面,严禁随意丢放。
7 发现火灾时,应根据火灾性质、灾区通风和瓦斯情况,在保证安全的前提下积极采取有效措施直接灭火,控制火势,并迅速汇报矿调度室。
矿调度在接到井下火灾的报告后,应立即按《矿井灾害预防与处理计划》通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作,在场的干部、班组长将所有可能受火灾威胁的人员及时撤至安全地点,并组织人员利用一切工具、器材进行直接灭火。
二、顶板安全技术措施
1 掘进工作面严禁空顶作业。
靠近工作面10m内的支护在爆破前必须检查,无问题时方可作业。
2 要认真坚持“敲帮问顶”制度,及时用长柄工具找掉危岩,特别是打眼、放炮前后。
3 每次放完
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