付斜井井底车场掘进作业规程.docx
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付斜井井底车场掘进作业规程.docx
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付斜井井底车场掘进作业规程
山西平定古州伟峰煤业有限公司
副斜井井底车场掘进
作业规程
二O一一年七月
第一章工作基本概况
第一节工作面位置及用途
1、巷道名称:
副斜井井底车场
2、巷道用途:
主要用于材料、设备、矸石运输、进风、行人等。
3、井上位置:
位于井田中部,天然大山中。
4、主采煤层:
15#
5、煤层厚度:
5.04m—6.57m平均:
5.81m
第二节工作面四邻关系
工作面北部为副斜井井筒,南部为开拓未采区,东部为运输大巷,西部为回风大巷。
本工作面布置于15#煤层中,延顶板水平掘进,四邻关系对掘进无大的影响,按初步设计平面图布置,南部200多米处为采空积水区,因此在掘进时必须按规定要求进行探水。
第二章地质概况
第一节煤层赋存特征
本井田内可采煤层共2层,分别为6#、15#煤层,因当前主采15#煤层,6#煤层回收矿井时可采,所以在此只表明15#煤层。
15#煤层位于太原组下部,上距6#煤层65.34—101.57m,平均84.59m,煤层厚度5.04—6.57m,平均5.81m,为稳定可采煤层,舍0—3层夹矸,结构简单,顶板为泥岩、砂质泥岩,底板为泥岩、砂质泥岩、细砂岩,为井田内可采煤层。
第二节地质构造情况
该工作面总体构造为单一斜构造,井田位于山西沁水煤田东北部边缘,总体为一褶皱构造,共发育有2个向斜和1个背斜,在井田内还发育有2条断层和38个陷落柱,构造中等,属二类。
第三节预测瓦斯、火、煤层情况
根据2007年6月7日山西省煤炭工业局综合测试中心对煤矿15#煤层所作出的煤尘爆炸鉴定检验报告,煤尘无爆炸性。
据2006年12月阳泉市煤炭工业局“关于全市地方煤矿2005年度矿井瓦斯等级鉴定的批复”(阳煤政发[2007]10号)借鉴相邻矿井五指山煤业有限公司15#煤层相对瓦斯涌出量为4.93m3/t,绝对瓦斯涌出量0.37m3/min,按低瓦斯矿井规定对待。
第四节水文地质情况
1、井田地表水:
本井田及邻近河流属海河流域滹沱河水系,井田内主要河流为前头河,由西向东流经本井田北部,最终汇入桃河,前头河属季节性河流,仅雨季有水,平时干涸,其余均为季节性流水的小山沟。
2、井田主要含水层
井田内含水岩层自下而上有奥陶系石灰岩含水层,石炭系石炭岩岩溶裂隙含水层,二叠系砂岩裂隙,含水层及第四系松散岩类孔隙含水层。
3、奥陶系石灰岩含水层
为井田内之强含水层。
据邻区514孔抽水试验资料,南川河水—5号孔资料,奥陶系含水层溶洞发育,单位涌水量0.519L/s·m,渗透系数达1.54m/d,奥灰水水位标高479.02—504.34m。
属中等富水性含水层。
推测本井田奥灰水水位标高约为498.50—504.50m,15号煤层底板最低标高为630m,奥灰水水位标高低于15号煤层最低底板标高,但考虑井田内陷落柱发育,在生产中也要引起高度重视。
4、石炭系石灰岩岩溶裂隙含水层
主要含水层为太原组K2、K3、K4三层石灰岩,仅四节石K2石灰岩含水性较强。
K2石灰岩(四节石)位于15号煤层上部8-12m,厚度4.9-8.80m,是15号煤层开采的直接充水含水层。
据744孔电测水试验资料,单位涌水量0.60L/s·m,渗透系数达14.45m/d,K2石灰岩水位标高769.77m;邻区马郡头井田724孔电测水试验资料,单位涌水量1.00L/s·m,渗透系数为16.90m/d,说明K2石灰岩含水较为丰富。
属弱——中等富水性含水层。
K3(钱石)灰岩和K4(猴石)灰岩位于K2灰岩上方,是15号煤开采的间接充水含水层。
据邻区阳胜Ⅰ区702孔太原组混合抽水资料,单位涌水量0.12L/s·m,渗透系数为0.28m/d,属中等富水性含水层。
总之太原组石灰岩岩溶裂隙含水层,在本井田东部地表出露和浅埋区域,易于接受大气降水补给,且本矿井处于向斜轴部位置,该含水层对15号煤层开采将有一定影响。
5、二叠系砂岩裂隙含水层
主要含水层为K7砂岩,其次为其上局部发育的砂岩层,为孔隙及裂隙含水。
据邻区阳胜Ⅰ区702孔山西组混合抽水资料,单位涌水量仅为0.023L/s.m,渗透系数为0.72m/d,属弱富水性含水层。
6、第四系松散岩类孔隙含水层
第四系松散岩类孔隙水丰富,受季节性影响明显,尤其雨季水量较大,其补给条件好,但由于厚度小,其贮水性差。
开采15号煤层时矿井正常涌水量预计为67m3/h,最大为100m3/h。
7、井田内主要隔水层
井田内山西组砂质泥岩、泥岩为良好的隔水层,对山西组砂岩含水层起到层间相对隔水作用;太原组砂质泥岩,泥岩亦为良好的隔水层,对K2、K3、K4石灰岩岩溶裂隙水起到层间相对隔水作用;本溪组泥岩、铝质泥岩亦为良好的隔水层,对奥陶系灰岩含水层起到相对隔水作用。
另外,在井田内6、15号煤层开采过程中,共发现38个陷落柱,井田中部陷落柱比较发育,其中以南部X26陷落柱为最大,直径为280m×200m,井田南部X30陷落柱最小,直径为60m×40m,这些陷落柱基本上为椭圆形,陷落柱内地层杂乱无章,柱壁倾角一般80°-85°。
据调查矿方,在开采过程中揭露陷落柱局部有渗水现象,主要集中在S3向斜轴部,揭露断层时的断层面没有渗水现象,说明井田内的局部陷落柱具有渗水性,开采过程中一定要采取措施,严加防范。
井田内6号煤层上距地表平均约123m,但在井田煤层露头附近导水裂隙带高度大于6号煤层距地表的距离,15号煤层上距6号煤层约84.59m,导水裂隙带高度小于6号煤层距15号煤层间距,故在井田煤层露头附近地表水会通过导水裂隙带导入6号煤层,而6号煤层的采空积水不会通过导水裂隙带导入15号煤层,但不排除地表水6号煤层的采空积水通过断层、陷落柱导入15号煤层,开采过程中应加强相应防治水措施。
第三章巷道布置情况
第一节巷道简述
副斜井井底车场设计长度73.772m,分两段进行掘进。
1、主车场段:
工程量为68.772m
毛断面为(高×宽)3.6×5.2m=18.72m2
净断面为(高×宽)3.5×5m=17.5m2
2、轨道大巷段:
工程量为5m
毛断面为(高×宽)3.1×3.4m=10.54m2
净断面为(高×宽)3×3.2m=9.6m2
3、井底车场主要担负材料、设备、矸石等运输任务,掘进方位与井筒一致,支护方式采用锚网喷。
第二节巷道中腰线标定
根据工作面设计布置图及实地测量,由矿地测科给定巷道中腰线,掘进施工时严格按中腰线施工,严格工程质量,偏差不得超过±5cm。
第三节巷道支护
一、临时支护方式
采用金属前探梁作为临时支护,前探梁为两根4.5m长的3寸钢管,在每根前探梁前端增加一套折叠梁,该梁正常工作状态为垂直使用,上面有2组T型钢筋挂钩。
折叠梁不使用时,可以折回用专用护链水平圈定在前探梁上,用4套特制钢卡吊挂在前探梁上均匀布置于工作面。
并由跟班队干设专人监护后方可作业,当班班组长站在距煤墙6m以外的安全地点,用专用工具(2m长6分钢管,一头尖,一头扁铲)对顶、帮进行敲打,敲打点与点的距离不超过600mm,凿掉所有活矸活煤,发现声音异常时必须及时采取相应措施,在敲打过程中其他人员要撤到安全地点,不得进入敲帮问顶范围内,跟班队长、安全员要对敲帮问顶进行监护,发现问题立即进行处理,确认无危险后,打开护链放下折叠梁至垂直位置,迅速将前探梁平行穿移至工作面,铺设钢筋托梁顶网花联,串移前探梁紧贴煤(岩)壁,固定前探梁端头插销,打好拉杆,固定前探梁上吊环及插销(防止前探梁向后滑移),临时支护作业时,人员站在永久支护下上挂网花联,把钢筋托梁放置于前探梁上,同时在永久支护最后一排钢筋托梁和临时支护钢筋托梁,迅速串移前探梁并固定。
有了可靠的临时支护,方可进行下一步工序,出矸作业结束后,按巷道支护规格进行永久支护。
最大空顶距为1.8m,最小空顶距0.2。
二、永久支护
采用高强螺纹钢锚矸锚索+钢筋托梁、金属网组合支护,巷道断面呈矩形,巷道净宽5m,净高3.5m,净断面17.5m2。
永久支护实验长度100米,若出现支护强度不足,顶板离层、下沉量持续增大时,应停止施工,研究确定适合的支护方法。
永久支护:
锚杆:
高强螺纹钢,直径18mm,长度2000mm,杆尾螺纹M22。
锚固方式:
树脂药卷锚固,采用两支树脂锚固剂,规格为K3535、Z3535,钻孔直径为28mm,锚杆预应力4—5T,锚杆拉拔力15T,最终紧固扭距120N.M。
钢筋托梁规格:
宽90mm,长度5200mm。
采用14mm螺纹钢焊接制作。
锚杆配件:
拱型托盘,托盘规格为150×150×10mm托盘(靠近巷帮的顶锚杆打设时上球型垫)
锚杆角度:
靠近巷帮的顶锚杆安设角度为与垂线成外偏30度角,其它顶锚杆垂直顶板。
网片规格:
采用金属网护顶,材料为φ6.5圈钢,网孔规格120×120mm,网片规格2000×1000mm,用10#铅丝联接,双丝双扣,每200mm联接一道。
锚杆布置:
每排7根顶锚杆,锚杆间距800mm,排距800mm。
锚索:
锚索材料为高强度低松弛钢绞线,直径17.8mm。
锚索长度7500mm,钻孔直径28mm,采用3支3535树脂药卷锚固锚索,锚固长度不小于1800mm,预应力为10—15T,锚索锚固力不小于30T。
锚索托盘:
采用12#槽钢及配套锁具,托板长度500mm。
锚索布置:
采用双排布置,间距2.0m,距两帮1.5m。
巷帮支护:
锚杆:
螺纹钢锚杆长度2.0m,φ18mm。
锚固方式:
树脂加长锚固,采用1支树脂锚固剂,规格为3535。
钻孔直径为28mm。
锚杆预应力4—5T,锚杆拉拔力15T,最终紧固扭矩120N/m。
钢筋背板规格:
采用钢筋背板护帮,其规格型号为φ14mm钢筋背板,长度3600mm,宽度90mm。
锚杆配件:
采用拱型托盘,托盘规格为150×150×10mm(靠近巷帮的顶锚杆打设时上球型垫)
网片规格:
采用金属网护帮,材料为φ6.5mm,网孔规格120×120mm,网片规格2000×1000mm,用10#铅丝联接,双丝双扣,每200mm联接一道。
锚杆布置:
每排每帮5根锚杆,锚杆排距800mm,间距800mm。
锚杆角度:
靠近顶底板的两根锚杆与水平线呈15度,其它帮锚杆垂直煤墙。
巷帮支护时,帮锚杆可以滞后工作面一排打设,帮底角锚杆必须滞后工作面两排打设,当巷道煤质松软,巷道成型不好,出现背板不贴顶、帮时,采用300×300×100mm的打眼木托板,300×300×50mm的平拖板进行充填不贴帮区域。
特殊地段支护:
受地质构造影响,顶板松散地段,支护方式采用梯形钢棚支护,钢棚材质为11#工字钢,护网材质为8#铁丝,网孔规格为100×100mm,网片规格2000×1000mm,用16#铅丝联接,双丝双扣,每200mm联接一道,棚距1m,棚与棚嘴、腰部之间用拉钩联接,拉钩规格长1000m,钩弯成90度,两个钩长100mm,拉钩材质为φ18mm圆钢,钢棚棚腿接钩联接管为内径20mm,双焊接在棚腿腰部,联接管材质为6分钢管,长70—80mm。
棚与棚之间打撑木两根,撑木规格为10×1000mm,两个梁头各一根,要求四、六构顶盘帮,构顶尊严,盘邦要求。
宽5.2mm,高3.6mm,净断面17.5,棚梁长5.2m,棚腿为3.6m,叉角90度。
第四章矿压监测
第一节监测对象
全巷道
第二节观测内容
巷道矿压观测主要是日常监测,包括三部分内容:
锚杆锚固力抽检、顶板离层观测和锚杆予紧力矩检测。
第三节观测方法
1、锚杆锚固力抽检
必须定期进行井下锚杆锚固力拉拔试验,拉拔力不得低于150KN,每次数量不少于3根。
如果发现锚杆实际锚固力与设计值相差较大,必须对参数进行调整和修改;为了保证施工质量,必须对锚杆锚固力进行抽检,按不小于10%比例对锚杆锚固力进行抽测,抽检指标为锚杆锚固力不低于150KN。
发现不合格的锚杆,应在其周围补打锚杆。
2、顶板离层监测
采用顶板离层指示仪测试顶板岩层锚固范围内外位移值,顶板离层仪安设于巷道正中。
顶板离层指示仪除作综合监测外,还用作日常监测。
试验段巷道每15m安设一个顶板离层指示仪,同时每班定时在安设离层仪处测量巷道移近量数值,做好观测记录为巷道矿压分析提供真实依据。
巷道每隔50m,安设一个顶板指示仪。
在距掘进工作面50m内,每班观测刻度坠的颜色。
50m以外,除非离层松动仍有明显增长的趋势,一般可停止测读具体数据,改为每周一至两次观察两个刻度坠的颜色。
由当班验收员和跟班队员负责观察,其他人员也应随时注意观察,以便及早发现异常现象,确保安全。
离层指示仪以红、黄、蓝三种颜色表示顶板离层松动的严重程度,蓝色表示顶部松动离层值较小,处一较稳定的状态;黄色表示离层松动已达到警界值;红色则表示顶板离层松动值较大,已进入危险的状态。
离层仪的安装方法和步骤:
钻孔:
采用B22中空六方接长式钻杆φ28mm,钻头φ30mm,用锚杆机在巷道中线处打垂直钻孔,深度6m。
深部基点:
用安装杆将深部基点锚固器推也孔中,直至孔底,抽出安装杆后,用手拉一下钢绳,确认锚固器已固定住。
浅部基点:
用安装杆推入浅部基点锚固器至2.3m处,抽出安装杆后,用手拉一下钢绳,确认锚固器已固定住。
孔口套管:
安装孔口套管。
对准刻度:
将A刻度(浅部基点刻度)坠与孔口套管下边缘对齐,将其绳卡卡死并截去多余钢绳;将B刻度(深部基点刻度)坠与A刻度坠下边缘对齐,将其绳卡卡死并截去多余钢绳。
初读数:
记录初读数。
安装注意事项:
(1)离层指示仪安装位置距迎头不得超过5m,否则无法捕捉顶板离层的全过程;
(2)钢绳应事先盘好,推入锚固器时逐圈展开,以防纠缠打结;
(3)推入锚固器时,安装杆不能回拉,否则锚固器双爪会从安装杆上端的槽中脱出;
(4)浅部基点锚固器一定要准确定位,为此可提前在安装杆上做好标记;
(5)安装后,两个刻度坠均应处于自由悬垂状态,不得有任何卡阻现象。
观测频度:
观测频度与表面位移相同。
3、锚杆预紧力矩检测
巷道掘进施工过程中,安排专人按不小于30%的比例和不大于二天的时间间隔用力矩示值扳手对锚杆螺母预紧力进行抽测,顶、帮锚杆达300N.M,即为为合格。
第四节数据处理
验收员、跟班队干负责每班在井下观测矿压工作。
观测人员要仔细查看井下矿压显现情况,并做好记录,同时汇报值班室,上井后要认真填写矿压观测记录,不得虚报、瞒报。
技术员要及时将矿压显现情况汇报上来的数据汇总分析,登记在册,每周二、五向生产技术科汇报,如果遇到重大隐患时,要及时汇报队及有关科室,进行支护变更设计。
第五章掘进施工方式
掘进采用二次成巷,第一次掘进高度为2.2m,宽为5.2m。
第二次起底1.4m,共计高度为3.6m。
支护时,先打顶锚杆、锚索,后打两邦锚杆。
第一节工艺流程
1、工艺流程
安全检查→延伸煤溜→打眼→装药→放炮→安监→临时支护→挂网、上钢筋托梁、钻孔、清孔,安装树脂药卷和锚杆、搅拌树脂药卷,等待1分钟左右拧紧螺母→安装其它帮锚杆、打设安装顶锚索→验收合格后进入下一循环。
(1)安检:
对工作面的支护情况、瓦斯、通风进行检查,无异常后方可开口。
(2)延伸煤溜:
将煤溜延伸至工作面掌头挂大链拖至煤溜机头,完善插架工作。
(3)打眼、装药、放炮,根据巷道设计断面尺寸进行布置炮眼。
(4)安监:
巷道成形后,人员站在安全地点,用专用工具敲帮问顶,及时处理活煤活矸,确认无问题后,进行下一步工作。
(5)临时支护:
同前。
(6)打设顶锚杆:
用专用工具量取距离后,首先打设中部顶锚杆,然后打设其他顶锚杆,并联好顶网。
(7)标定帮锚杆位置:
上钢筋背板,打设帮锚杆;正规循环作业时,固定中部顶锚杆后,打帮、顶锚杆、锚索可平行作业。
(8)打设锚索:
上托盘涨拉锚索至规定要求,锚索紧跟工作面。
(9)对工程质量进行全面检查,合格后进行下一循环。
2、安装顶锚杆
(1)验收员标定锚杆眼位时,应进入临时支护下,迅速标定眼位,然后撤离,打锚杆作业时,钻机操作工必须站在永久支护下,下面对煤墙作业,同时由跟班队干、安全员负责监护顶帮状况,其他人员严禁进入临时支护下。
(2)锚杆孔采用MQT130单体风动锚杆机完成。
用1m杆套接,采用φ28mm钻头。
钻孔时锚杆机升起,使钻头插入相应的钢梁孔中,然后开动锚杆机进行钻孔。
孔深要求为2000mm,并保证钻孔角度。
钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机,同时清孔,清除煤粉和泥浆。
(3)站在工作平台上,放入树脂药卷。
锚杆杆体套上托板及带上螺母,杆尾通过安装器与锚杆机机头联接,杆端插入已装好树脂药卷(两支规格为K3535、Z3535)的钻孔中,升起锚杆机,将孔口处的药卷送入孔底。
(4)把树脂药卷和锚杆推入规定的孔位,锚杆杆体戴上托盘,利用锚杆和锚杆搅拌器通过锚杆机的上推力把树脂药卷推入孔内,直到锚杆托盘离顶板10mm左右,注意在上推树脂药卷时昼不要旋转,严禁把托盘紧紧压在顶板上。
(5)完成第4步后,迅速旋转锚杆搅拌15—20秒(旋转搅拌时不要施加上推力),然后顺势上推锚杆使托盘紧贴顶板。
(6)完成搅拌时停止30—45秒左右让药卷充分凝固。
(7)上紧螺母:
旋转搅拌器上紧螺母。
在紧螺母时应给最大扭矩而不要施加上推力以最大限度的上紧螺母。
(8)用扭矩放大器或手动加长扳手,进一步上紧螺母,达到规定的安装应力。
(9)锚杆安装可以总结为:
一推(推药卷至钻孔规定位置);二转(旋转搅拌药卷),三等(等药卷凝固)四紧(紧固螺母)。
在安装过程中要严格按安装步骤,否则会出现“长尾锚杆”或打不开阻尼现象。
这样会大大影响锚杆支护效果,甚至失效。
3、锚杆安装质量检查标准
合格的锚杆安装应该满足标准:
锚杆外露长度:
螺母以外大于10mm,且小于30mm,用扭矩扳手检查验,扭矩不能低于120Nm。
4、锚索安装
(1)锚索应紧跟掘进工作面安装
1)钻孔深度大于话索长度(从托盘到锚索前端的距离(3—5cm).
2)钻孔打好后,轻轻将选定的锚固剂推入钻孔,要确保不使锚固剂外壳破裂。
3)用安装好垫圈和托盘的锚索固剂推入钻孔,直至推不动为止。
4)将预先安装在钻机上锚索搅拌器跟锚索的尾部连接,快速搅拌锚固剂,搅拌锚固剂的同时钻机推力要最大。
锚固剂搅拌时间为25~30秒,搅拌锚固剂停止时要确保锚索托盘靠近岩面。
5)锚固剂搅拌完毕后15~20分钟后,用锚索涨拉器拉紧锚索,锚索预应力要达到15T。
锚索外露长度要控制在200mm~300mm之间.
4、安装帮锚杆
帮锚杆安装过程同顶锚杆,帮锚杆可以滞后工作面一排打设,帮底角锚杆必须滞后工作面两排打设。
第二节施工设备
本巷道采用炮掘方式掘进,采用风动钻机打眼,人工装煤,用一部40T刮板机,采用MQT一130型风动锚杆钻机安设顶锚杆、锚索,采用MQT一60型风动锚杆钻机帮锚杆机打眼、安设帮锚杆。
第三节施工工艺
工作面迎头煤墙要成倾斜状,严禁出现伞檐、活矸、活煤要及时处理。
放炮后,应尽可能将浮煤清理干净,特别是两帮附近的浮煤,以防造成帮背板安装困难和底角锚杆安装困难。
运输顺槽采用施工机械化作业线,光面爆破掘进,矸、煤采用刮板输送机与带式输送机运输。
金属前探梁临时支护,与锚网索永久支护。
特殊地段,采用钢棚支护。
一、施工方法
掘进采用光爆法施工,金属前探梁临时支护,选用YTP一28风动钻机打眼,φ22mm方中空钻杆,φ42mm,一字型合金钻头,选用煤矿安全乳化二级炸药和煤矿许用毫秒延期地雷管,MFB一200型发爆器,40型刮板输送机运煤、矸。
迎头采用一台风钻定人、定机、定眼、安时凿眼,巷道断面上部眼,下部眼两次钻进,下部眼把迎头矸、煤排完后钻进,工作面供水为地面静压供水。
二、施工工艺流程
掘进钻眼→爆破→临时支护→出煤→永久支护。
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三、钻爆作业
爆破采用光面减弱冲爆技术,平行与五星掏槽眼,水炮泥封孔,煤矿安全乳化二级炸药,五段毫秒雷管,预留光爆层,必须严格按照光爆留表要求施工,不得任意增减药量,以减少顶邦破坏,如工作面条件发生变化时,应按迎头煤岩性情况,适当调整爆破参数,调整参数不得超过0.1—0.2kg,以期达到最佳爆破效果(附炮眼布置图及爆破说明书)。
·
四、工序安排
钻眼前的检查及维护→照中→钻眼→检查各种气体与瓦斯→装药→封堵炮泥→联线→检查气体→撤人放警戒→发出放炮预警→放炮→通风炮孔检查→检查瓦斯等各种气体→敲邦问顶→临时支护→出煤→永久支护
五、钻爆作业
钻眼:
严格按中腰线及炮眼布置图钻爆,钻眼采用YTP一28型钻机。
六、钻爆技术要求
(1)钻眼前要详细检查顶帮的情况,将迎头的活煤或活矸处理掉,严禁空顶作业。
(2)确定眼位,然后不少于两人扶钻钻孔,钻眼时专人监护顶帮。
(3)工作面停风、风量不足或风筒出口至迎头距离超过规定时,严禁钻眼。
(4)钻眼时,严禁加深炮后残眼。
(5)装药前,首先将炮眼内的煤岩粉掏干净,用风管吹净,封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。
(6)每孔装药后,必须把电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备等导电体接触。
(7)钻装不得同时进行,装爆程序按煤矿安全规程中第324—326条的有关规定执行。
(8)爆破前首先维护好顶板及爆破区域内的管线设施及设备。
(9)由专职的爆破工联接好小线和母线,并将迎头人员撤出,最后离开爆破地点。
(10)爆破前必须在通向爆破区域的各通道口在规定的警戒线外专人放好警戒,严格执行“一炮三检、放炮三联锁”及“警戒制度”。
(11)爆破撤人距离,岩巷、半煤岩巷撤人距离不得小于150米。
(12)爆破前,班组长必须清点好人员是否全部撤出,必须在人员全部撤出符合安全的情况下,方可允许爆破工爆破。
(13)爆破后待炮烟吹散,爆破工、瓦检工、班组长先检查工作面的瓦斯、顶板、支架、拒爆、残爆等情况,无危险,瓦斯不超限后,经专职瓦检工同意后,班组长方可带领工人进入工作面检查顶板。
并坚持先支后作的原则。
有拒爆或处理瞎炮时按《煤矿安全规程》中第341—342条有关规定执行。
第四节循环进尺
每班完成1个循环,每天完成3个循环,每循环1.6m。
第五节运煤(矸)方式
采用人工装煤,用一部40T刮板机运煤,运煤路线为:
工作面→刮板机→运输巷矿车→地面。
第六节过特殊地段情况
掘进过程中遇到地质构造时,及时向生产、地质部门汇报,另补措施。
施工用图及实测数据由地测科给定。
第六章生产系统
第一节一通三防系统
一、掘进通风
1、通风方法:
压入式局扇通风。
2、供风:
采用两台FBDN0—5.6/2×11KW型对旋轴流局部通风机。
功率为:
2×11KW,风量为230~348m3/min,风压为800~7500Pa,一台运行,一台备用。
安设位置:
风机安设在进风巷侧10米以外。
采用双风机双电源自动切换,每星期做一次自动切换试验,并有记录。
通风线路:
局部通风机→工作面→运输大巷→地面
见通风系统示意图
3、工作面所需风量计算
1)按人数计算
Q=4N=4×30=120m3/min
注:
Q一所需风量N一掘进工作面同时工作的最多人数。
2)按风速进行计算
Q=0.3×0.6×S=0.3×0.6×5.6=100.8m3/min
注:
S—掘进巷道毛断面
3)按沼气涌出量计算
Q=100q.K=100×0.4×1.5=60m3/min
注:
q—瓦斯涌出量(由通风科提供)K—不均衡系数统取1.5
4)按炸药消耗量计算风量
Q=7.8【A(SL)2K】1/3/t
=7.8【7.8×(5.6×600)2×0.6】1/3/30
=97.6m3/min
Q一爆破后工作面所需风量
t一爆破后井巷通风时间,取30min
A一同时爆破的炸药量
s一井巷净断面积5.6m2。
L一井巷长度600m
K一淋水系数取0.
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