1101回风巷作业规程新.docx
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1101回风巷作业规程新
瓮安煤矿有限公司永宏煤矿
1101回风顺槽
掘进工作面作业规程
掘进工作面名称:
1101回风顺槽
编制人:
魏华
施工单位:
掘进一队
编制日期:
二○一三年九月十三日
执行日期:
二○一三年九月日
目录
第一章概述…………………………………………………………………………1
第一节概况………………………………………………………………1
第二节编写依据…………………………………………………………2
第二章地面相对位置及水文地质情况……………………………………………2
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况………………………………2
第二节煤(岩)层赋存特征……………………………………………3
第三节地质构造………………………………………………………5
第四节水文地质…………………………………………………………6
第三章巷道布置及支护说明………………………………………………………6
第一节巷道布置…………………………………………………………6
第二节支护设计…………………………………………………………6
第四章施工工艺……………………………………………………………………9
第一节施工方法……………………………………………………………9
第二节凿岩方式…………………………………………………………10
第三节爆破作业…………………………………………………………10
第四节管线及轨道敷设…………………………………………………13
第五节装、运岩(煤)方式……………………………………………14
第六节设备及工具配备…………………………………………………15
第五章劳动组织与主要技术经济指标…………………………………………15
第一节劳动组织………………………………………………………15
第二节循环作业图表…………………………………………………16
第三节主要技术经济指标……………………………………………16
第六章生产系统…………………………………………………………………17
第一节通风系统………………………………………………………17
第二节压风系统………………………………………………………20
第三节防尘系统………………………………………………………20
第四节防灭火…………………………………………………………21
第五节安全监测系统………………………………………………21
第六节供电系统……………………………………………………23
第七节排水系统……………………………………………………23
第八节运输系统……………………………………………………23
第九节通讯系统……………………………………………………24
第十节煤质管理……………………………………………………24
第七章安全技术措施…………………………………………………………25
第一节现场管理……………………………………………………25
第二节顶板管理……………………………………………………26
第三节爆破安全管理措施……………………………………………27
第四节“一通三防”管理…………………………………………28
第五节防治水技术措施………………………………………………33
第六节机电设备安全管理措施………………………………………34
第七节提升运输管理措施……………………………………………36
第八节巷道维护管理措施……………………………………………36
第八章灾害预防及避灾路线…………………………………………………37
第一节灾害预防………………………………………………………37
第二节避灾路线……………………………………………………38
第九章其它…………………………………………………………………40
矿审批意见
本作业规程于二○一三年月日在进行了集体会审。
通过集体会审、讨论研究,本作业规程所编写的内容,并提出如下审批意见:
会审单位及人员签字
负责人
审批意见
签字
时间
机电矿长
安全矿长
生产矿长
工程师
矿长
公司审批意见
本作业规程于二○一三年月日在进行了集体会审。
通过集体会审、讨论研究,本作业规程所编写的内容,并提出如下审批意见:
会审单位及人员签字
部门
审批意见
签字
时间
安全部
机电部
工程技术部
通防部
生产部
总工程师
第一章概述
第一节概况
一、工程概况
1101回风顺槽掘进工作面主要承担1101工作面投产时的回风任务,巷道掘进断面5.7m2,净断面5.3m2,采用锚杆、锚网联合支护,总工程量570m,服务年限为该采面全部工作结束。
1、1101回风顺槽巷道布置如图所示:
2、掘进工作面工程概况及巷道特征表
序号
项目
内容说明
1
巷道布置
见巷道平面布置示意图
2
工期要求
2013年9初开工,2014年2月峻工
3
巷道用途
作一采区开采煤层回风巷
4
服务年限
该采面全部工作结束则结束
5
工程量
570米
6
工程投资
约186万元
7
巷道形状
梯形
8
断面尺寸(净)
锚网:
上帮高2.4米,下帮高1.82米,宽2.5米。
工字钢:
梁头净宽1.8米,下净宽2.6米,净高2.4米。
9
巷道坡度
平巷段+5‰
第二节编制依据
1、开采设计方案、安全专篇
2、《煤矿安全规程》。
3、各工种操作规程。
4、《贵州省煤矿安全管理标准》有关煤矿安全管理的规定。
当施工中发生情况变化时,应重新编写补充措施。
第二章地面相对位置及水文地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
1、地面相对位置详见:
位于地王山以南、白沙乡大土村北面,地形东高西低,地表无建筑物、无沟渠、无探钻孔,属荒坡地及零星庄稼地。
⑴该巷道相对地面位于白沙乡大土村北面山坡地段。
开口标高为+1045m,方位角为51°,按5‰的坡度沿煤层掘回风顺槽。
⑵该区煤层尚未进行开采,均为实炭区。
风井的右翼(即上部)是F4、F5断层,断层以上是原来永宏煤矿的采空区。
⑶该煤层赋存稳定,本水平无采空区。
2、邻近采区开采情况
矿区内小煤矿开采历史悠久,据调查矿区内有2个小窑和本矿老系统D号煤采空区,近年来因关井压产关闭后井口已基本垮塌封闭,2个小窑主要为季节性非法开采,当地居民以斜井沿煤层倾向掘进30-50米,再沿走向开采50-150米的较普遍,垂深一般不超过30米,均在右翼是F5断层之外,由于本巷道距离F5较近,可能受其影响,会造成产状的变化、岩石破碎等情况。
但采面不受空区积水的影响。
井上下对照关系表
水平
一水平
采区
一采区
地面标高
+1118~+1149m
井下标高
+1045~+1047.8m
地面的相对位置建筑物、小井及其他
位于地王山以南、白沙乡大土村北面,地形东高西低,地表无建筑物、无沟渠、无探钻孔,属荒坡地及零星庄稼地。
巷道掘进对井下相对位置的影响
在巷道的右侧相距平距约20米、高差约5米为回风大巷,距离较近,故在施工中放炮时有一定的影响。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
由于本巷道距离F5较近,可能受其影响,会造成产状的变化、岩石破碎等情况,但采面不受空区积水的影响。
第二节煤(岩)层赋存特征
该工程是沿煤层的走向按照5‰的坡度掘进,然后沿煤层走向掘进。
走向:
北东50度,倾角12—20度,倾向方位:
140度。
详见煤层地质情况表,煤层顶底板情况见煤层综合柱状图,巷道预想剖面图:
煤层地质情况概述
序号
项目
内容说明
1
地质综合柱状图
见附图
2
巷道预想剖面图
见附图
3
顶
底
板
岩
性
描
述
顶板岩性
沿D煤层布置,顶板砂泥质灰岩、泥灰岩。
底板岩性
为D底板岩层,其下为泥岩、粉砂质泥岩夹泥质粉砂岩。
巷道所处层位
沿D煤层顶底板布置
4
煤
层
赋
存
条
件
采区煤层瓦斯情况
瓦斯绝对涌出量CH4=0.56m3/min,CO2=0.56m3/min。
突出危险性
无煤与瓦斯突出危险性
煤尘
煤尘有爆炸性
煤层自然发火倾向
经鉴定煤层属自燃煤层,自燃发火倾向为Ⅱ类
地温
预计地温在20℃左右,属地温正常区。
煤层综合地质柱状图
第三节地质构造
根据采区钻探资料和该采区已施工巷道的地质资料,该工作面由于本巷道距离F5断层较近,对巷道掘进和工作面回采有一定的影响,会造成产状的变化、岩石破碎等情况,需加强顶板管理。
第四节水文地质
根据《区域水文地质普查报告》,贵州省瓮安煤矿有限公司永宏煤矿位于乌江水系一级支流清水河。
区域广泛分布有中、古生代碳酸盐类岩石,且质纯层厚。
地下水类型主要为碳酸盐岩类岩溶水,富水性强。
其次是碎屑岩类裂隙水,且主要赋存于寒武系、震旦系之碎屑岩类岩石中,但富水性较弱;有少量的变质岩类裂隙水,主要贮存于板溪群变质板岩中,富水性也弱。
水文地质类型均属以岩溶裂隙充水为主。
预计该工程施工中正常用水量不大于2立方米∕小时。
对工程施工无大的影响,但应探水前进,并随时准备水沟等排水设备。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置与矿山压力
1101回风顺槽从原1101运料绕道见煤点开口,以51度方位角由西南方向向东北方向沿煤层掘进,梯形断面,巷道净断面5.3m2,掘进毛断面5.7m2。
工作面直接顶为厚约8米的暗灰色中厚层生物屑砂泥质灰岩、泥灰岩。
由于巷道周围没有采掘活动,该工作面在掘进期间主要受矿山静压力和本工作面采动集中应力影响。
第二节支护设计
巷道断面及支护方式:
本巷道计划采用梯形断面,锚杆、锚网联合支护方式;如岩层不稳定是可采用锚喷支护;当巷道过断层、软岩区、压力异常区时,采用梯形工字钢支护。
根据实际情况灵活掌握。
1、如采用梯形断面锚杆、锚网联合支护时巷道:
上帮高2.4米,下帮高1.82米,宽2.5米,设计毛断面5.7m2,净断面5.3m2。
如采用锚喷支护时,喷射厚度75㎜,树脂锚杆外露长度100㎜。
根据围岩性质和矿井生产经验,排列方式:
间距800㎜,排距800㎜,锚深1800㎜,锚杆直径18㎜。
水沟深度350㎜,宽度:
上宽400㎜,下宽300㎜,设在巷道前进方向的右边。
巷道支护断面图
2、矿用工字钢支护:
本掘进采用11#矿用工字钢架棚支护时:
梁头净宽1.8米,下净宽2.6米,净高2.4米。
支护间距1米为宜并用背才背顶用木楔楔紧确保稳固,在两帮用1寸厚木板背帮。
3、巷道临时支护的方式
临时支护的方式采用两排戴帽点柱,材料为11#工字钢或直径不低于120㎜的木支柱。
临时支护的柱距不大于1米,顶子戴帽的长度不得低于50公分,材料采用160×60×500的木料。
临时支护的长度应根据具体情况而定,如岩石破碎,临时支护不超过1.5米,如岩石稳定也不应超过5米即进行永久支护。
4、前探梁支护:
(1)、前探梁的规格:
11#工字钢2根、长度4米。
(2)、以固定在顶梁上的4个吊环作为支点,吊环挂于抬棚的梁上,将工字钢前探梁穿在吊环上,并把前探梁伸入空顶区托起顶梁,背紧背牢前探梁,铺上至少1寸厚度的木板并接顶,即形成临时支护。
在临时支护下完成刷帮、站腿、背帮等掘进和永久支护工艺。
(3)、工作面往前推进,前探梁也要及时前移。
第四章施工工艺
第一节施工方式
一、巷道施工方法
1、巷道施工顺序
从1101运料绕道处开口,后沿D煤层施工1101回风顺槽。
2、施工方法
采用炮掘,耙沙机装矸,人工支护的掘进作业方式。
3)施工工序
交接班→安全检查→找中腰线、铺道→打眼→装药、连线、放炮→安全检查→临时支护→扒矸石→支护。
施工工艺流程如下图:
二、过断层的施工方法
巷道过断层掘进期间,应打浅眼,少装药,多放炮的形式进行作业,并根据巷道围岩情况选择相应的临时支护和永久支护形式。
第二节凿岩方式
本规程施工的巷道均采用打眼爆破的方法破岩。
1、打眼机具:
采用YT-28型凿岩机打眼,利用主井地面空压机群提供风动力。
2、降尘方法:
湿式打眼、水炮泥装药、装煤(矸)前洒水、爆破时使用风水喷雾降尘,爆破前开放水幕,爆破后冲洗巷帮,人人佩戴防尘口罩等综合防治措施。
第三节爆破作业
1、爆破器材的选择
(1)、炸药、雷管:
选用3#煤矿许用乳化炸药;1~5段毫秒延期电雷管,总延期时间不得超过130ms的毫秒电雷管。
(2)、装药结构:
掏槽眼和扩槽眼均采用正向装药结构,(装药结构图)。
(3)、起爆方式:
起爆使用MFB-100型发爆器起爆,联线方式为串联。
附图:
装药结构示意图
2、炮眼布置图、爆破说明表
根据巷道、硐室的断面形状、尺寸、岩性情况及最小抵抗线,确定炮眼的位置、个数、深度、角度,绘制炮眼的正面图、平面图、俯视图
1)爆破原始条件
名称
单位
数量
掘进毛断面
m2
5.7
炮眼深度
m
2
炮眼总数目
个
18
岩石坚固性系数
f
6~8
碛头瓦斯情况
m3/min
0.19
2)预期爆破效果
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
%
90
每米巷道炸药消耗
kg/m
9.67
每循环工作进尺
m/循环
1.8
循环炮眼总长度
m/循环
37
每循环爆破实体
m3
10.26
每方岩体雷管消耗
个/m3
1.75
炸药消耗量
kg/m3
1.70
每米巷道雷管消耗
个/m
10
3)炮眼布置及装药量
眼号
炮眼名称
炮眼
长度
(m)
封泥
深度
(m)
装药量
倾角(°)
爆破顺序
联线方式
卷/眼
小计
垂直
水平
1
掏槽眼
2.2
0.6
5
5
0
1
分组串联
2~3
掏槽眼
2.2
0.92
4
8
6
1
4~5
辅助眼
2
1.04
3
6
1
6~9
周边眼
2
1.04
3
12
5
6
1
10~11
辅助眼
2
1.04
3
6
2
12~13
辅助眼
2
1.04
3
6
2
14~16
周边眼
2
1.04
3
9
6
2
17~18
周边眼
2
1.04
3
6
11
6
2
共计
37
58
备注:
因该工作面是半煤岩巷,煤炭分选,所以采用分组装药分次起爆,共分2次。
第1次起爆煤层中的1~9号眼,把煤炭装运完毕后,第2次起爆岩石中的10~18号眼。
第四节管线及轨道敷设
在掘进施工中,所敷设的电缆、防尘水管、风筒、监控线缆均应按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。
详见:
轨道、管线敷设参数表
轨道、管线敷设参数表
轨道
序号
项目名称
项目规定
备注
1
规格型号
18㎏/m
2
与工作面间距
≯10m
3
轨枕间距
≯1m
4
轨面高低差
≯0.01m
5
轨面接头间
≯0.01m
管线
管线名称
规格型号
吊挂方式
与工作面的间距
备注
风筒
500㎜
距轨面1.8m
≯5m
离碛头150米更换φ600㎜风筒
压风管
50㎜
风筒之下,距轨面0.2m
随碛头铺设
水管
35㎜
风筒之下,距轨面0.30m
随碛头铺设
监控线
在风筒的另一侧,距轨面2.0m
随碛头铺设
放炮母线
与监控线同侧铺设,相距大于1m
随碛头铺设
第五节装、运煤(岩)方式
1、装煤(岩)方式:
用1.2m3翻斗式矿车,使用立抓挖掘式扒装机装煤(岩)。
2、运输方式:
碛头矸石(煤)装入矿车后,由绞车下放到下部车场,由电瓶机车运输至井底车场经主绞车提升地面车场,由电瓶机车牵引到排矸场翻倒。
工作面所需用的材料、设备则由地面推车人员推运至井口,由主绞车下放经主斜井、运输大巷、运输上山、运料绕道至作业点,再由施工人员卸至所需地点。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备情况表
序
号
设备工具
名称
型号
单位
使用数
备用数
备注
1
局部通风机
YBT-11×2
台
1
1
2
凿岩机
YT-28型
台
2
1
3
耙沙机
ZWY-6030L
台
1
4
空气压缩机
JN90-20/8-Ⅱ
台
1
2
地面压风站
5
放炮器
MFD-100
台
1
1
6
十字镐
5㎏
把
2
7
短尖
0.3~0.5m
根
2
清、打炮位用
8
长尖
1.2-1.8m
根
2
各一根,刁危岩用
9
蕞箕
个
3
1
10
掏扒
把
4
1
第五章劳动组织及主要经济技术指标
第一节劳动组织
1、作业方式:
采用“三·八”制循环作业,打炮班与支护班、装砂(煤)班循环作业,一循环进度为1.8米。
采用每班一次准备、一个循环,每天3个循环。
单循环进尺1.8米,日进尺5.4米,每月按30天计算,正规循环率按85%计算,月进尺137.7米。
2、劳动组织:
劳动组织表
早班
中班
早夜班
合计
备注
打眼工
2
2
2
6
爆破工
1
1
1
3
装砂工
3
3
3
9
推车工
2
2
2
6
支护工
3(兼)
3(兼)
3(兼)
9(兼)
瓦检员
1
1
1
3
班长
1(兼)
1(兼)
1(兼)
3(兼)
钉道工
2(兼)
2(兼)
2(兼)
6(兼)
由装砂工兼
合计
9
9
9
27
第二节循环图表
序号
工序
时间(分钟)
早8点班
16点班
0点班
1
2
3
4
5
6
7
8
同左
同左
1
交接班
15
2
打眼
120
3
装药放炮
30
4
通风除烟
35
5
前探支护
50
6
支护
90
第三节主要技术经济指标
主要技术经济指标表
序号
项目
单位
指标
序号
项目
单位
指标
1
循环出勤人数
人
9
7
炸药消耗量
Kg/m
13.24
2
循环进尺
米
1.8
8
雷管消耗量
发/m
10
3
效率
米/工日
0.2
9
钢材消耗量
㎏/米
15
4
月正规循环数
个
90
10
易耗品消耗量
元/米
250
5
循环率
%
85%
11
巷道生产成本
元/米
3800
6
月进尺
米
137.7
第六章生产系统
第一节通风系统
一、工作面风量计算
本掘进工作面为有瓦斯涌出的半煤岩巷掘进工作面,为了保证安全,采用局部通风机压入式供风,风机布置在回风上山新鲜风流中。
每个独立通风的掘进工作面实际需要风量按绝对瓦斯涌出量、一次爆破炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算,并必须取其中的最大值。
掘进工作面需风量计算
①按瓦斯涌出量计算:
Q=125×Q瓦×K
式中:
Q—掘进工作面实际需风量,m3/min;
Q瓦—掘进工作面绝对瓦斯涌出量,取AQ标准计算值。
K—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,机掘工作面为1.5~2.0,炮掘工作面为1.8~2.0,取K=2.0。
故:
Q=125×0.19×2=47.5m3/min=0.8m3/s。
②按炸药使用量计算:
Q=25A
式中:
Q—掘进工作面实际需风量,m3/min;
A—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,根据所掘巷道断面,取10.0kg;
25——《煤矿安全规程》规定,每千克炸药每分钟不得少于25m3
故:
Q=10.0×25=250m3/min=4.17(m3/s)
③按工作面人员数量计算:
Q=4N
式中:
Q—掘进工作面实际需风量,m3/min;
N—掘进工作面同时工作的最多人数,交接班时取20人。
4——《煤矿安全规程》规定,每人每分钟不得少于4m3
故:
Q=4×20=80m3/min
④按局扇吸风口至工作面回风口间巷道最低风速要求计算需风量:
。
选取上述计算结果的最大值250m3/min,选用FBD-2-NO6.02*11KW局部通风机,风机风量:
380-200m3/min,平均290m3/min,风机全压:
800-3500Pa。
Q=Qf+S×kf
式中Qf:
掘进工作面局部通风机的额定风量,取Qf=290m3/min;
S:
掘进工作面断面积5.3m2;
kf:
掘进巷最低风速。
煤巷不小于0.25m/s既15m/min;
故Q=290+5.3×15=369.5m3/min
根据以上4个条件计算选最大值,碛头需风量取369.5m3/min。
3、掘进工作面风速验算
根据《煤矿安全规程》规定煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足:
15×S≤Q需≤240×S
式中:
S—掘进工作面巷道过风断面,5.3m2;
Q最小≤Q需≤Q最大,
Q最小=15×S=15×5.3=79.5m3/min
Q最大=240×S=240×5.3=1272m3/min
Q最小≤Q需≤Q最大即79.5≤369.5≤1272,风速符合要求。
根据掘进工作面需风量的计算,局扇选择用2台2×11kw对旋风机即可。
由于独头巷道施工长度为570m,故风筒选用600㎜直径的柔性风筒即可,碛头50米段选用500㎜直径。
二、局部通风机得选用
根据上述计算结果,局扇选择用2台FBD-2-NO6.02*11KW局部通风机(风机风量:
380-200m3/min,风机全压:
800-3500Pa)即可满足需要。
三、通风路线
进风:
主斜井→运输大巷→回风上山→局部通风机及风筒→1101回风顺槽掘进工作面
回风:
1101回风顺槽掘进工作面→回风上山→回风大巷→风井
四、局部通风机的安装地点
局部通风机安装位置按《煤矿安全规
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- 1101 回风 作业 规程