1工作面轨道顺槽掘进作业规程Word格式.docx
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根据现有地质资料,该工作面煤层厚度较为稳定,为0.7m~12.4m,平均为6.0m,煤层结构简单。
煤层富含FeS结核,Ad=21.42%,Sd=2.23%。
第五节煤质
该煤层煤质松软,煤芯中含有大量黄铁矿结核,属中高硫、特低磷、低中灰、高发热量、粉状贫煤。
第六节 瓦斯、煤尘和自燃发火情况
瓦斯:
根据井田地质报告,二1煤层瓦斯含量较高,含量为4.02~12.19m3/t,平均7.22m3/t。
根据揭露二1煤层及掘进实测情况,绝对瓦斯涌出量为1.5~2.5m3/min。
应加强瓦斯预测、预报,并做好瓦斯抽放工作。
煤尘:
煤尘具有爆炸危险性,抑制煤层爆炸最低岩粉量为55%。
自燃发火:
煤层为不易自燃煤层。
第三章巷道支护说明书
第一节巷道断面形状和尺寸
一、巷道断面形状:
第二节巷道布置及用途
一、巷道布置:
12011工作面为义安煤矿首采工作面,位于义安井田中部,11采区上山西部。
12011工作面轨道顺槽设计长度740m,地面标高+265m~+400m,工作面标高-320m~-238m,巷道方位角315º
。
设计为梯形,采用矿用12#工字钢架棚支护。
二、巷道断面尺寸:
设计毛断面:
高2.57m,上宽3.7m,下宽5.37m,面积为11.51m2;
净断面:
高2.4m,上宽3.24m,下宽4.86m,面积为9.79m2。
棚腿扎角72°
附图三:
12011工作面轨道顺槽巷道支护断面图
第二节管路布置
一、风筒、管线及电缆吊挂:
巷道左帮吊挂风筒。
风筒直径800mm,采用一趟风筒时,吊挂高度距底板1.5m;
采用两趟风筒时,吊挂高度距底板400mm。
巷道右帮吊挂电缆、压风、供水管路和瓦斯抽放管。
电缆吊挂距底板1.6m,电缆吊挂点的间距不大于3m;
压风管(4寸)、供水管(3寸)采用钢管时,管路吊挂位置距底板800mm。
瓦斯抽放管吊挂距底板2m。
运输中心线(偏巷道左帮)与巷道中心线间距为700mm。
第三节巷道支护
一、支护密度的确定:
借鉴以往支护经验,确定棚距为400mm。
二、支护材料及规格:
1、临时支护:
采用前探梁和棚式支护顶梁做为临时支护,前探梁用2根4.5m长的24kg/m道轨制做,一梁配2个卡钳式悬梁器。
最大空顶距为2000mm,最小空顶距为不大于400mm。
2、永久支护:
采用12#矿用工字钢梯形棚进行支护,梁长3.5m,腿长2.8m,巷道净高2.4m,棚腿扎角72°
附图四:
12011工作面轨道顺槽临时支护示意图
3、支护材料规格:
1)棚梁:
长度为3500mm的12#工字钢。
2)棚腿:
长度为2800mm的12#工字钢。
3)串杆:
700mm×
Ф30mm圆木。
4)荆芭:
1100mm×
600mm。
5)半圆木:
Ф140mm。
6)木楔:
200mm×
70mm×
70mm。
7)撑杆:
500mm×
50mm×
50mm方木。
4、巷道背设要求:
1)托煤顶掘进时,巷道顶、帮采用双荆芭(或塑料网)、双串杆背设;
沿直接顶时,巷道顶、帮采用单荆芭(或塑料网)、单串杆背设;
沿老顶掘进时,顶部可采用串杆、圆木、半圆木、木楔背牢背紧,要求每棚棚梁接顶不少于三处,巷帮采用单荆芭(或塑料网)、单串杆背设。
2)顶帮要背严背实。
沿顶掘进时,串杆26根/棚(顶10根,两帮各8根);
沿底掘进时,串杆36根/棚(顶10对,两帮各8根)。
串杆均匀布设。
撑杆每棚6根,其中顶梁两端各一根,棚腿各2根,(其中梁下200mm处各1根,梁下1m处各1根)。
串杆、撑杆要打直、打牢,前后成一条直线,其串杆直径不得小于30mm。
3)用塑料网背设时,网与网之间搭接长度100mm,并用网绳联牢,网外背好背木,出现网兜及时处理。
5、质量要求:
1)掘进时,要加强探煤厚工作,掌握好煤厚变化情况,并记录备查。
2)水平巷道支架要垂直于巷道顶底板。
合格标准:
支架前倾、后仰偏差不超过±
1°
(1m垂线不大于17mm)。
优良标准:
0.5°
(1m垂线不大于9mm)。
倾斜巷道每6--8°
坡度,支架应有1°
迎山角,使支架迎山有力,严禁后仰。
3)加强质量管理,及时校正中线,发现中线点不一致时,必须及时与地测科联系放线。
4)如果煤层较软,顶帮易片冒时及时打薄板木钎板控制。
5)巷道净宽、净高,误差在-30mm~+50mm。
6)巷道棚距,误差不大于±
100mm。
7)棚梁接口错差<5mm。
第四章施工方法
第一节 施工工艺
一、破煤方法:
12011工作面轨道顺槽设计沿二1煤层顶板掘进,为全煤巷。
采用全断面一次掘进,采用钻爆法破煤。
胶带输送机和刮板输送机运输,人工装煤。
二、钻眼机具及爆破器材:
1、钻眼机具:
煤巷采用ZM—1.2煤电钻打眼,岩巷采用YT—28风动凿岩机打眼,共3台风动凿岩机,2台工作,1台备用。
2、爆破器材:
煤矿许用三级乳化炸药,1~5段毫秒延期电雷管,MFB—200发爆器一台。
3、施工方法:
必须按照防治煤与瓦斯突出的“四位一体”措施进行施工。
首先对掘进工作面进行突出危险性预测预报,采取防突措施,经效果检验,各项指标不超,采取安全防护措施后,再进行正常施工。
1)全煤巷道掘进时,只布置掏槽眼和底眼,掏槽眼眼深2.2m,底眼眼深2.0m,手镐修边。
2)全岩巷道掘进时,布置掏槽眼、辅助眼、周边眼和底眼,掏槽眼眼深1.8m,辅助眼、周边眼和底眼眼深1.6m。
3)半煤岩巷施工时,根据实际情况布置炮眼和装药量。
4)采用正向装药方式,全岩巷采用全断面一次起爆,实现光面爆破。
5)炮掘工作面迎头必须采用防倒棚设施,加固长度均不小于5米,并随掘进同步前移,防止崩倒架棚。
三、炮掘工艺流程:
交接班、验收→打眼、放炮、通风→正棚、移前探梁、放梁、背顶→出碴→掘两帮柱窝、栽腿、背帮→出碴、打撑木→清理→交接班、验收。
附图五:
全煤巷炮眼布置图和爆破参数表
附图六:
全岩巷炮眼布置图和爆破参数表
第二节设备及工具配备
设备及工具配备见下表:
设备及工具配备表
名称
型号
数量
备注
局扇
DBKJNO.6.3(2×
30kw)
1
接于动力负荷上
接于专用线路上
总开关
KBZ-200A
安装于轨道大巷
开关
KBZ-200
2
KBZ-4×
120
风机开关
BQZ-200
SGW-40T刮板开关
BQZ-80N
DJ-11.4D绞车开关
BQZ-30
2×
5.5KW风机开关
QBZ-120
SJ-650胶带机开关
ZBZ-80N
JD-40绞车开关
BQZ-120
SGW-30T刮板机开关
ZXB-4L
信号照明保护
刮板输送机
SGW-30X
安装于轨道顺槽
SGW-40T
安装轨胶联络巷
胶带输送机
SJ-650
风泵
FB20/40
安装于巷道泵窝
煤电钻
ZM—15
安装于巷道正头
风动凿岩机
YT-28
3
第五章生产系统
第一节运煤系统
一、运输方式:
正头采用爆破落煤,通过人工装煤入SGW-30X刮板输送机内,由刮板输送机转入SJ-650胶带输送机至轨道顺槽与轨胶联巷交叉点,再转入SGW-40T刮板输送机到12011中部车场,用JD-11.4绞车牵引进入运输大巷,由电机车牵引至副井,从副井罐笼提升到地面。
二、运输线路:
工作面→12011工作面轨道顺槽→12011工作面轨胶联络巷→12011工作面中部车场→东翼轨道大巷→副井→地面。
第二节运料系统
用1t固定式矿车或叉车装料,由电机车牵引至12011工作面中部车场,用JD-25绞车牵引进入工作面料场。
地面→副井→东翼轨道大巷→12011工作面中部车场→12011工作面轨道顺槽→12011工作面料场。
附图七:
12011工作面轨道顺槽运输系统图
第三节通风系统
一、掘进工作面风量计算:
1、按瓦斯涌出量计算Q=100qCH4×
K
式中:
qCH4--掘进工作面瓦斯绝对涌出量,取1.5-2.5m3/min。
K—通风不均衡系数K=2.0。
则:
Q=300-500m3/min
2、按每循环炸药消耗量计算:
Q=25A
A—一次爆破的最大装药量,kg;
A=18.8kg
则Q=470m3/min
3、按工作面同时工作的最多人数计算:
每人每分钟需风量为4m3,工作面交接班时人数最多为40人。
Q=4Ν
Q=160m3/min
综合以上,Q取最大值为500m3/min。
4、按局扇实际吸风量选风机:
2BKJNO.6.3(2×
30kw)局扇实际吸风量为570m3/min。
根据计算结果,应选2台2BKJNO.6.3(2×
30kw)风机供风,均可满足要求。
其中一台接至动力电源,另一台接至专用电源,两台局扇用自动倒台装置实现自动倒台,实现风电、瓦斯电闭锁,保证工作面正常通风,风筒直径为800mm。
5、风速验算:
按《煤矿安全规程》规定,巷道风速必须满足以下要求:
即 Vmin=0.25m/sVmax=4m/s
Smin=8.5m2Smax=9.7m2
则:
Vmin=570/(11.51×
60)=0.83m/s
Vmax=570/(9.79×
60)=0.97m/s
所以:
0.25m/s<
Vmax和Vmin<
4m/s
故风速验算符合《煤矿安全规程》规定。
选用DBKJNO.6.3(2×
30kw)风机,风量为570m3/min符合规定。
由于我矿按煤与瓦斯突出矿井管理,根据2005年11月东翼轨道大巷掘进情况看,12采区煤层中瓦斯含量较大。
因此,12011工作面轨道顺槽在掘进中,若实际条件发生变化导致供风量不足时,可铺设两趟风筒供风,一趟直径800mm,另一趟直径600mm。
二、通风方式:
1、风机安装位置:
风机安装于东翼轨道大巷1号交叉点,确保不串联通风。
2、通风方式:
压入式通风。
风筒出风口距迎头:
岩巷不超过8m,煤巷不超过5m;
风筒吊挂平直,逢环必挂,拐弯处采用特制弹簧风筒或弯头,采用双反向压边接口,每百米漏风率不大于3%。
3、通风线路:
(1)新鲜风:
地面→主副井→东翼轨道大巷→局扇→12011工作面轨胶联巷→12011工作面轨道顺槽→工作面。
(2)乏风:
工作面→12011工作面轨道顺槽→12011工作面轨道顺槽回风石门→东翼回风大巷→2#回风石门→风井→地面。
附图八:
12011工作面轨道顺槽通风系统图
第四节监测系统
一、安全监测设备:
KJ_70型监测系统布置在地面调度室中心机房,KJF3型分站一台,布置于东翼轨道大巷口。
二、探头位置:
(T1)距掘进正头不超过5m,(T2)距回风巷口10~15m。
悬吊位置距顶不大于300mm,距帮不小于200mm。
三、报警断电点:
报警点:
T1、T2均为≥0.8%;
断电点:
T1、T2均为≥0.8%;
复电点:
T1、T2均为<0.8%。
四、断电范围:
(T1)、(T2)断电范围均为本巷道内所有非本质安全型电器设备。
五、每班的班长,队干、维修工必须携带便携式瓦斯检测仪上岗。
六、每天监控工对“瓦斯电、风电闭锁”装置进行检查,并有记录可查,确保其灵敏、准确、断电功能可靠。
附图九:
12011工作面轨道顺槽监测系统布置示意图
第五节防尘系统
一、掘进时必须按防尘要求安设防尘管路,并要直达掘进工作面。
防尘管路每50m必须安设一个三通,管路吊挂平直,吊挂间距不超过5m。
二、掘进时必须使用湿式打眼,否则应有灭尘措施。
装药时,必须使用水炮泥,放炮前后必须喷雾洒水,装煤时必须洒水灭尘。
三、掘进时按规定安设两道喷雾装置,第一道距工作面正头不超过30m,第二道距工作面正头不超过50m,喷雾装置要操作灵活,雾化好,封闭全断面。
四、防尘设备要指定专人维护和管理,不准随意拆除。
五、放炮前后,距掘进工作面30m范围内巷道要全断面进行冲刷。
六、每天要对巷道的煤尘进行清扫,工作面人员要佩带防尘口罩。
七、在掘进巷道内安设一组隔爆水棚,第一列水棚距正头间距60~200m,水量不小于200L/m2,水袋总数不少于60个,棚间距1.2m,安设后要经常加水、维护,确保水量充足,水质符合规程要求。
第六节供风、供水和瓦斯抽放管路系统
一、供风、供水和瓦斯抽放系统:
分别从东翼首采面中部车场引接供风管一趟(4寸钢管)和一趟供水管(3寸钢管),至轨道顺槽工作面。
供风、供水管布置在巷道右帮,距巷道底板800mm。
二、瓦斯抽放管:
铺设一趟φ355mmPVC管子,布置在巷道右帮,距巷道底板2m。
第七节供电系统
一、动力电源:
由井下中央变电所动力变压器→东轨道大巷→12011工作面中部车场外配电点→12011轨道顺槽机电设备和动力风机。
二、风机专用线:
由井下变电所风机专用变压器→东翼轨道大巷→12011工作面中部车场外配电点→12011工作面轨道顺槽专用风机。
三、供电系统要求:
实现双风机、双电源、自动倒台、风电、瓦斯电闭锁。
供电线路及设备做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。
四、电气设备及电缆安装要求按照《义安煤矿机电系统文明生产实施细则》要求,实现标准化及文明生产标准。
附图十:
12011工作面轨道顺槽供电系统图
第八节照明和通讯系统
一、值班室安设调度电话,可直拨矿内各单位,24小时有专人接听。
二、工作面正头及煤破地点,各安设一部防爆电话,可直拨矿内各生产单位,24小时有专人接听。
三、照明专用开关接127V矿用防爆灯。
第六章劳动组织及循环图表
第一节 劳动组织
全队在册人数134人,其中队干9人,杂工人5,直接工120人,采用“三八”工作制。
附:
劳动组织表
工 种
班组出勤人数
小计
8
4
绞车司机
1
挂钩信号工
验收员
打眼工
9
运料工
机电工
架棚工、装车工
6
18
杂工
5
班长
跟班队长
队干部
合计
20
30
62
单头
第二节 循环图表
一、按“四位一体”防突措施进行消突后,按正规循环组织生产。
煤巷掘进:
每班1个循环,循环进尺2.5m,班进尺2.5m,日进尺5m。
附图十一:
12011工作面轨道顺槽煤巷正规循环图表
附图十二:
12011工作面轨道顺槽岩巷正规循环图表
第七章主要技术经济指标
主要技术经济指标表
序号
项目
单位
棚式支护
巷道总长
m
740
煤层硬度
普氏系数
f=0.19
掘进断面
m2
11.51
净断面
9.79
支护形式
工字钢梯形棚
循环进度
7
月循环个数
个
月进尺
100
正规循环率
%
90
10
实际月进度
11
循环出煤量
t
22.1
12
每米巷道炸药消耗
kg/m
3.6
13
每米巷道雷管消耗
发/m
4.5
14
日出勤人数
15
坑木消耗
m3/100m
16
全员工效
m/工
0.05
17
串杆消耗
根/m
70
施工工期
月
12
第八章安全技术措施
第一节 施工准备
1、施工前,由队长负责组织人员,由技术人员传达贯彻《12011工作面轨道顺槽作业规程》及相关措施,并进行考试、签字,考试合格后方可下井作业。
2、施工前地测科必须提前标好中、腰线,施工单位严格按线施工。
3、开口前必须对开口处10m范围的支护进行检查、加固。
4、施工前按设计要求,形成正规的通风系统和其它系统,并能正常的使用。
5、开工前必须经相关科室检查,达到安全生产条件,并且持有批准的开工报告方可施工。
第二节防治煤与瓦斯突出安全技术措施
为加强防突管理,按突出危险区管理,严格执行“四位一体”防突措施,特制定安全措施,具体内容如下:
一、瓦斯突出预兆:
1、有声预兆:
煤(岩)体内有闷雷声、放炮声、机关枪声、岩体破裂声,声音由小到大,由单响到连响。
2、无声预兆:
工作面瓦斯涌出变化异常,忽大忽小,煤层厚度发生变化,尤其是软分层更为明显(煤层通常由薄变厚,有时由厚变薄),煤质松软,光泽暗淡,层理不清,工作面温度有明显变化,通常煤体温度降低。
二、突出危险性预测:
严格执行“预测——效果检验——掘进”的循环作业,每个预测循环必须保留6m的预测超前距。
主巷每20m进行一次突出危险性预测,无论指标大小,均要采取防突措施。
采取措施后,必须进行效果检验。
巷帮钻场施工前必须进行突出危险性预测,指标不超时方可施工钻场。
指标超标时必须采取防突措施。
1、在掘进工作面打3个直径为42mm,深11m(钻场8m)的预测钻孔,中孔沿掘进方向,两边孔的终点应位于巷道轮廓线以外4m处。
2、预测孔应尽可能布置在最软的软煤分层中,并应布置在距措施孔不得小于0.4m,钻速为0.5m/min。
3、中孔在2、4、6、8、10m处,边孔在3、5、7、9、11m处分别依次测定三参数。
4、测定瓦斯涌出初速度时,测量室长度0.5m,并做到封严不漏气,封孔气压不低于0.2MPa,测定工作在2min内完成。
5、钻屑量测定按测定深度提前1m取钻屑。
危险性
瓦斯涌出初速度指标
钻孔钻屑量指标
钻孔钻屑解吸指标
有突出危险
qmax≥4.5L/min
Smax≥6Kg/m
Δh2≥200Pa
无突出危险
qmax<4.5L/min
Smax<6Kg/m
Δh2<200Pa
三、防突措施:
为了保证12011工作面轨道顺槽安全、快速掘进,在掘进过程中,采用主巷浅孔排放和巷帮钻场抽放,主巷排放钻孔控制前方距离11m,钻场排放钻孔控制前方距离8m,经效检、掘进后,保证有6m(钻场5m)的措施孔超前距。
1、主巷浅孔排放
主巷深孔超前排放设计排放孔21个,孔径91mm,钻孔沿巷道中线对称布置,具体见钻孔参数表1及主巷深孔超前排放孔设计图;
排放孔全部打成后排放时间不少于2小时。
2、巷帮钻场排放
在主巷的巷帮采取钻场深孔抽放措施,钻场设计在12011工作面轨道顺槽,每隔20m(中-中)在巷道两帮交替施工一个钻场,钻场在巷道左右帮交替迈步施工,钻场深3m,钻场的巷道断面和支护形式与主巷相同,掘进钻场前,必须施工排放孔进行消突,排放孔个数布置21个孔,排放孔控制巷帮5m,孔径91mm,钻场排放孔设计参数见表2,排放孔布置见图2。
排放孔施工完后经效果检验指标不超后方可施工。
表1主巷排放措施工排放孔设计参数表
孔号
孔径
(mm)
孔深
(m)
距中线距离(mm)
与煤层顶板夹角
(度)
与中线夹角
Φ91
11.5
1200
下俯7
左偏16.6
11.2
800
左偏11.3
11.1
400
左偏5.7
右偏5.7
右偏11.3
右偏16.6
下俯5
上仰1.6
左偏
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