渝阳煤矿巷道掘进作业规程.docx
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渝阳煤矿巷道掘进作业规程.docx
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渝阳煤矿巷道掘进作业规程
渝阳煤矿巷道掘进作业规程
巷道名称:
S1807(N)运输巷
编制:
__徐刚______
审核:
__张和栋______
总工程师:
__周政林______
二00七年六月十三日
规程会签栏
施工队
何世刚2007/6/13
生产副总
张和栋(代)2007/6/13
生产科
张和栋2007/6/13
机电副总
廖业凤2007/6/13
地测科
宋明春2007/6/13
安全副总
罗培荣2007/6/13
调度室
敖文则2007/6/13
总工办主任
胡建平2007/6/13
机动科
冯静2007/6/13
生产副矿长
代修贵2007/6/13
通风科
杜兵2007/6/13
安全副矿长
刘朝富2007/6/13
安全科
李智伟2007/6/13
总工程师
周政林2007/6/13
会审意见
1、该巷每隔50m安装一个消防栓和闸门,并在该巷配备一根消防带。
2、该巷预计绝对瓦斯涌出量为0.8m3/min。
杜兵2007/6/13
3、乳化液浓度为2~3%,严禁使用清水。
胡建平2007/6/13
编制依据
1.《煤矿安全规程》2004年版。
2.《S1807(N)工作面掘进地质说明书》。
3.《S1807(N)综采工作面巷道布置设计》图号S1140-158-1(G2)。
4.《重煤集团煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法(试行)》及其执行说明。
5.渝阳煤矿《技术安全操作规程和岗位责任制》2006编。
6.《松藻煤电公司关于印发加强顶板管理若干规定的通知》松煤电发〔2005〕183号。
第一章工程概况……………………………………………………………1
第一节巷道位置及用途…………………………………………………1
第二节巷道工程特征……………………………………………………1
第三节地质情况…………………………………………………………1
第二章主要生产安全系统…………………………………………………2
第一节运输系统…………………………………………………………2
第二节通风、监测、防尘、消防系统…………………………………3
第三节供电、供风、供水、排水、通讯系统…………………………4
第三章施工方法及施工工艺………………………………………………5
第一节施工方法…………………………………………………………5
第二节施工工艺…………………………………………………………6
第三节施工设备及施工工具……………………………………………7
第四节巷道支护…………………………………………………………7
第四章施工组织及主要技术经济指标……………………………………9
第一节作业方式与循环方式……………………………………………9
第二节劳动组织…………………………………………………………9
第三节主要技术经济指标………………………………………………10
第五章安全质量标准化管理………………………………………………10
第六章安全技术管理措施…………………………………………………13
第一节一般规定…………………………………………………………13
第二节安全技术管理措施………………………………………………13
第三节灾害防治措施……………………………………………………20
第四节安全组织保障措施………………………………………………21
附图
附图1:
《巷道平面位置关系图》
附图2:
《巷道剖面位置关系图》
附图3:
《巷道施工断面图》
附图4:
《煤岩层综合柱状图》
附图5:
《通风、监测、防尘及消防系统示意图》
附图6:
《供电系统图》
附图7:
《躲身硐施工断面图》
附图8:
《运输巷炮眼布置图》
附图9:
《躲身硐炮眼布置图》
附图10:
《临时支护示意图》
附图11:
《躲身硐岔口抬棚大样图》
附图12:
《放炮站岗位置示意图》
附图13:
《避灾路线示意图》
第一章工程概况
第一节巷道位置及用途
S1807(N)工作面地表位于石壕镇羊叉乡之岗上、刘家、田湾、长槽一带,地表高程在+727~+783m之间;井下处于南一盘区,位于S1806东工作面、S1807(S)工作面以东,S1808工作面以西,N1807工作面、N1809工作面以南。
S1807(N)运输巷沿8#煤层掘进,北与S1807(N)轨道巷相连,南与S1807(N)切割巷相接,主要用于S1807(N)工作面回采期间运煤、行人、进风、材料及设备运输等,总工程量485m。
附图1:
巷道平面位置关系图
附图2:
巷道剖面位置关系图
附图3:
巷道施工断面图
第二节巷道工程特征
一、巷道工程特征(见表1)
表1巷道工程特征表
巷道
名称
巷道
类别
支护
方式
巷道
长度
(m)
净断面尺寸(mm)
断面积(m2)
棚距
(mm)
背护
上宽
下宽
净高
掘进
断面积
净
断面积
S1807(N)
运输巷
全煤
刚性梯形棚式支架
485
2900
3900
2100
9.39
7.14
550
排材
笆片
第三节地质情况
一、煤岩特征
(一)煤层情况
8#煤层为黑色半亮型煤,似金属光泽,叶片状结构,层状构造,含黄铁矿结核,内生节理发育,平均厚度2.35m,煤层倾向为北倾,倾角4~70。
(二)顶底板岩性
1.伪顶:
泥岩及8#层上分层,厚度0.6m,呈黑色,含植物化石。
2.直接顶:
砂质泥岩、泥岩及煤线,厚度3.32m,呈灰色,显水平层理。
3.老顶:
粉砂岩及砂质泥岩,厚度2.65m,灰色薄层状,显水平层理。
4.直接底:
泥岩,厚度0.76m,灰白薄层状。
5.老底:
细砂岩,厚度0.71m,灰色薄层状,显水平层理。
附图4:
煤岩层综合柱状图
二、地质构造
S1807(N)工作面位于羊叉滩背斜西翼,F103断层以东,F69断层以西。
S1807(N)运输巷距F103断层20~30m,根据S1707(N)运输巷资料,预计该巷存在f1(135°∠85°H=1.5m)、f2(75~90°∠25~35°H=1.2m)、f3(75°∠30~45°H=1.2m)三条断层,掘进过程中应加强顶板管理。
三、水文地质
S1807(N)工作面巷道掘进期间,由于巷道掘进对顶板破坏小,S1707(N)工作面采空区水可能通过裂隙或断层面,造成8#层巷道掘进期间有滴水或淋水现象。
四、瓦斯、煤尘及自燃性
(一)瓦斯:
S1807(N)工作面均处于S1707(N)工作面保护范围之内,无煤与瓦斯突出危险,绝对瓦斯涌出量0.8m3/min。
(二)煤尘:
8#层煤尘有爆炸危险,掘进过程中应加强防尘管理。
(三)自燃性:
8#层属于Ⅱ~Ⅲ类,即易自燃~不易自燃煤层。
第二章主要生产安全系统
第一节运输系统
一、运输方式
(一)运输方式:
轨道运输。
(二)轨道铺设:
轨道严格按《巷道施工断面图》的要求铺设,使用15kg/m的钢轨配合水泥道枕或木道枕钉道,轨距600mm,轨枕间距不大于1000mm,轨道接头间隙不大于5mm,高低差不大于5mm,内外错不大于2mm,道夹板、螺栓等构件齐全并紧固有效。
二、运输路线
(一)矸石重车:
装矸点→S1807(N)运输巷→S1807(N)轨道巷→S1807(N)进风斜坡→8#层岩石轨道巷→中岔人行上山→+355大巷→阳地湾提升副斜井→地面。
矸石空车运输路线与矸石重车运行方向相反。
(二)煤炭重车:
装煤点→S1807(N)运输巷→S1807(N)溜煤眼。
煤炭空车运输路线与煤炭重车运行方向相反。
(三)材料车:
地面→阳地湾提升副斜井金鸡岩副斜井→+355大巷→中岔人行上山→8#层岩石轨道巷→S1807(N)进风斜坡→S1807(N)轨道巷→S1807(N)运输巷→材料堆码点。
材料空车运输路线与材料重车运行方向相反。
第二节通风、监测、防尘、消防系统
一、通风系统
(一)按掘进系列化进行装备,实行“三专两闭锁”。
采用11KW的JBT52-2型主扇、5.5KW的JBT51-2型辅扇配合Φ500mm的胶质阻燃性风筒进行压入式通风,局扇安设在8#层岩石轨道巷的进风流中,局扇最大供风距离670m。
(二)配风量计算
1.按最大瓦斯涌出量计算
Q=100×Q绝×K=100×0.8×1.8=144(m3/min)
式中:
Q—掘进工作面实际需要风量,m3/min
Q绝—掘进工作面绝对瓦斯涌出量,取0.8m3/min
K—掘进工作面瓦斯涌出量不均衡系数,取1.8
2.按最多人数计算
Q=4×N=4×20=80(m3/min)
式中:
Q—掘进工作面实际需要风量,m3/min
N—掘进工作面同时工作的最多人数,取20人
3.由于我矿使用乳化炸药,因此按炸药消耗量计算省略。
4.按允许风速计算最大值和最小值
根据《煤矿安全规程》规定,掘进中的煤巷风速要求,0.25m/s≤v≤4m/s,即:
Q最小=60×V×S掘=60×0.25×9.39=140.85(m3/min),S掘取9.39m2,V取最小值0.25m/s。
Q最大=60×V×S净=60×4×7.14=1713.6(m3/min),S净取7.14m2,V取最大值4m/s。
式中:
Q—掘进工作面实际需要风量,m3/min
S—巷道断面积,m2
V—掘进中的煤巷风速要求,m/s
综上计算,确定该掘进工作面有效配风量为150m3/min。
(三)通风路线
新风:
局扇→风筒→碛头
污风:
碛头→S1807(N)运输巷→S1807(N)轨道巷→S1807(N)辅助轨道巷→S1807(N)回风联络巷→S1807(N)回风眼→轴部总回风巷→金鸡岩回风平硐→地面。
附图5:
通风、监测、防尘及消防系统示意图
二、监测系统
通风队分别在碛头和回风侧安设监测探头,在局扇处安设监测分站,并安装风电闭锁和瓦斯电闭锁。
碛头探头距碛头不大于5m,回风侧探头距回风口10~15m,均安设在风筒对侧,且距棚顶不大于300mm,距巷帮不小于200mm。
断复电CH4浓度规定(见表2)
表2断复电CH4值一览表
监测地点
报警浓度
断电浓度
复电浓度
断电范围
碛头
≥1.0%
≥1.5%
<1.0%
断碛头所有非本安型电气设备
回风
≥1.0%
≥1.0%
<1.0%
断巷道内所有非本安型电气设备
附图5:
通风、监测、防尘及消防系统示意图
三、防尘系统
(一)放炮喷雾器安设在距碛头30~50m的巷道中部,距巷道底板0.8m,朝向碛头,喷雾时能封闭巷道全断面。
(二)防尘水幕在碛头及回风侧各安设一组,碛头组距碛头30~50m,回风组距回风口10~15m,喷嘴均朝向碛头,喷雾时能封闭巷道全断面。
(三)隔爆水槽安设在距碛头60~200m的巷道内,水量不少于1428升,水槽个数不小于48个。
附图5:
通风、监测、防尘及消防系统示意图
四、消防系统
(一)在距碛头50~100m范围内配备3台干粉灭火器,随巷道延伸而前移。
(二)每隔50m在供水管道上安装一个消防栓和闸门,并在该巷配备一根消防带。
附图5:
通风、监测、防尘及消防系统示意图
第三节供电、供风、供水、排水、通讯系统
一、供电系统
(一)电压等级:
660V
(二)最大供电负荷:
117.7KW
(三)最大供电距离:
1200m
(四)供电路线:
北二石门变电所→+355大巷→电缆孔→轴部皮带巷→中岔人行上山→8#层岩石轨道巷→S1807(N)进风斜坡→S1807(N)轨道巷→S1807(N)运输巷→用电设备。
附图6:
供电系统图
二、供风、供水系统
(一)供风、供水管道:
S1807(N)运输巷采用Φ100mm钢管供风,Φ50mm钢管供水,钢管接至距碛头30~40m处采用软管送至碛头。
(二)供风、供水路线:
金鸡岩压风机房(金鸡岩水池)→金鸡岩副斜井→+355大巷→中岔人行上山→8#层岩石轨道巷→S1807(N)进风斜坡→S1807(N)轨道巷→S1807(N)运输巷→各用风、水点。
三、排水系统
由于S1807(N)运输巷沿8#煤层掘进,煤层倾向为北倾,呈南高北低,采用由北向南施工,掘进过程中存在的积水可以通过从S1707(N)西瓦斯巷施工到该巷的放水孔排除。
四、通讯系统
矿调度室在局扇附近安设一部矿用防爆电话直通矿调度室。
第三章施工方法及施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法
采用普通钻眼爆破法施工。
二、施工顺序及方向
从S1807(N)轨道巷南帮开口由北向南施工。
三、施工定向
地测科按规定及时准确延放中线或安设激光指向仪,施工队严格按中线施工。
四、躲身硐施工
掘进过程中每隔40m在巷道东帮施工一个深度不低于1.5m的躲身硐。
附图7:
躲身硐施工断面图
第二节施工工艺
一、工艺流程
准备工作及安全检查→施工炮眼装运煤矸→装药联线→爆破及排放炮烟→安全检查并临时支护→转碛头煤矸→永久支护装运煤矸→质量验收。
附图8:
运输巷炮眼布置图
附图9:
躲身硐炮眼布置图
二、运输巷爆破说明书(见表3)
眼
号
眼深
(m)
眼数
(个)
装药量
(kg)
装管量
(发)
角度
(°)
封泥
长度(m)
爆破顺序
联
线方式
单孔
小计
单孔
小计
水平
垂直
掏槽眼
1-6
2.10
6
0.60
3.6
1
6
70
0
≥0.5
Ⅰ
大串联
辅助眼
7-12
1.78
6
0.40
2.4
1
6
79
0
≥0.5
Ⅱ
周边眼
13-30
1.76
18
0.40
7.2
1
18
94
94
≥0.5
Ⅲ
合计
30
13.2
30
表3运输巷爆破说明书
三、躲身硐爆破说明书(见表4)
眼
号
眼深
(m)
眼数
(个)
装药量
(kg)
装管量
(发)
角度
(°)
封泥
长度(m)
爆破顺序
联
线方式
单孔
小计
单孔
小计
水平
垂直
掏槽眼
1-6
1.89
6
0.60
3.6
1
6
72
0
≥0.5
Ⅰ
大串联
辅助眼
7-12
1.62
6
0.40
2.4
1
6
82
0
≥0.5
Ⅱ
周边眼
13-22
1.61
10
0.40
4.0
1
10
94
94
≥0.5
Ⅲ
合计
22
10.0
22
表4躲身硐爆破说明书
四、运输巷预期爆破效果指标(见表5)
表5运输巷预期爆破效果指标表
项目
单位
数量
项目
单位
数量
炮眼利用率
%
95
每米巷道炸药消耗
kg/m
7.95
循环进尺
m
1.66
单位岩体雷管消耗
发/m3
1.92
每循环爆破实体煤
m3
15.59
每米巷道雷管消耗
发/m
18.07
单位煤体炸药消耗
kg/m3
0.85
五、躲身硐预期爆破效果指标(见表6)
表6躲身硐预期爆破效果指标表
项目
单位
数量
项目
单位
数量
炮眼利用率
%
95
每米巷道炸药消耗
kg/m
6.58
循环进尺
m
1.52
单位岩体雷管消耗
发/m3
2.22
每循环爆破实体煤
m3
9.93
每米巷道雷管消耗
发/m
14.47
单位煤体炸药消耗
kg/m3
1.00
第三节施工设备及施工工具
一、打眼放炮
使用7655型或YT-28型风动凿岩机配合Φ22mm六棱中空碳素钢钎、Φ42mm“一”字形钻头施工炮眼;使用乳化炸药、1-3段8#毫秒延期电雷管爆破,正向装药大串联,MFB-100型晶体管放炮器起爆,全断面一次爆破成巷。
二、煤矸装运
使用P-30B型耙斗装岩机装煤,人工清理浮煤矸。
煤车采用JD-11.4KW调度绞车牵引一吨翻斗车运输。
矸石车及材料车采用JD-11.4KW调度绞车牵引一吨“U”形矿车或材料车运输。
三、主要设备及工具配备(见表7)
表7主要设备及工具配备表
序号
名称
规格及型号
单位
数量
备注
1
局扇
JBT52-2、JBT51-2
台
各1台
一台主扇、一台辅扇
2
调度绞车
JD-11.4
台
3
3
风动凿岩机
7655或YT-28
台
5
二台备用
4
耙岩机
P-30B
台
1
5
磁力起动器
QC83-80
台
4
两台局扇、一台动力、一台耙岩机
6
磁力起动器
QC83-80N
台
3
调度绞车用
第四节巷道支护
一、临时支护
(一)支护方式
使用2根前探梁配金属抱箍作临时支护,前探梁使用L=5.5m的9#矿工钢加工,每根前探梁用五个金属抱箍固定。
放炮前碛头10m范围内必须用前探梁配金属抱箍及40根金属扣寸进行加固,并随巷道延伸而前移,前探梁抱箍必须构件齐全、紧固有效、均匀布置。
放炮后移前探梁进行临时支护,前探梁悬臂长度不大于前探梁长度的1/3,转完碛头煤矸后,立即进行永久支护并跟拢碛头,碛头空顶距不大于支架间距。
(二)临时支护说明书(见表8)
表8临时支护说明书
序号
项目
单位
参数
说明
1
支护形式
前探梁配金属抱箍
2
前探梁
根
2
9#矿工钢加工,5.5m/根
3
前探梁抱箍
个
10
5个/根
4
前探梁间距
m
1.5
对称于巷道中线布置
5
前探梁悬臂长
m
悬臂长度不大于前探梁长度的1/3
6
金属扣寸
根
40
靠近碛头10m范围支架的两肩窝处
附图10:
临时支护示意图
二、永久支护
(一)支护方式
使用刚性梯形棚式支架作永久支护,支架使用11#矿工钢加工。
运输巷支架上净宽2.9m,下净宽3.9m,净高2.1m,支架间距550mm;躲身硐支架上净宽2.0m,下净宽3.0m,净高2.1m,支架间距500mm。
帮顶用排材笆片背护,排材直径不小于40mm,排材间距300mm,笆片搭接长度不小于50mm,支架间用7根木扣寸加固,扣寸直径不小于40mm,其中顶梁间三根,棚腿间各两根。
排材顺巷道方向铺设,巷顶笆片垂直巷道方向铺设,巷帮笆片顺巷道方向铺设。
(二)永久支护说明书(见表9)
表9永久支护说明书
序号
项目
单位
规格及参数
备注
1
支护形式
刚性梯形棚式支架
2
顶梁
m
2.9/2.0
均为内空,斜线上方为运输巷,斜线下方为躲身硐
3
棚腿
m
2.4
2根/架
4
支架间距
mm
550/500
均为中对中,斜线上方为运输巷,斜线下方为躲身硐
5
排材直径
mm
>40
不小于设计值
6
排材间距
mm
300
顺巷道方向铺设
7
木扣寸直径
mm
>40
不小于设计值
8
木扣寸数量
根
7
支架顶梁间3根,棚腿间各2根
9
笆片搭接
mm
50
长、宽方向均搭接
三、岔口支护
躲身硐岔口使用双抬棚进行支护,抬棚上净宽2.2m,下净宽3.0m,净高2.0m,用金属固棚器固定。
S1807(N)运输巷施工至躲身硐位置时用4根内空为3.1m的穿杆代替支架顶梁进行永久支护,当S1807(N)运输巷施工过躲身硐位置后再架设抬棚施工躲身硐。
S1807(N)运输巷与轨道巷岔口抬棚、S1807(N)运输巷与切割巷岔口抬棚施工必须另行编制技术安全措施贯彻执行。
附图11:
躲身硐岔口抬棚大样图
第四章施工组织及主要技术经济指标
第一节作业方式与循环方式
一、作业方式
采用“三八”制循环作业。
二、循环方式
每昼夜三个循环生产,循环进度1.66m,日进度4.98m。
三、正规作业循环图表(见表10)
表10正规作业循环图表
第二节劳动组织
一、劳动组织(见表11)
表11劳动组织表
工种
班次
打眼、支护工
运输工
放炮员
收尺员
合计
定员
出勤
定员
出勤
定员
出勤
定员
出勤
定员
出勤
早班
4
3
5
4
1
1
1
1
11
9
中班
4
3
5
4
1
1
1
1
11
9
夜班
4
3
5
4
1
1
1
1
11
9
合计
12
9
15
12
3
3
3
3
33
27
第三节主要技术经济指标
一、主要技术经济指标(见表12)
序号
指标名称
单位
数量
备注
1
掘进断面积
m2
9.39
2
净断面积
m2
7.14
3
工程量
m
485
4
循环进度
m
1.66
5
日进度
m
4.98
6
循环出矸量
m3
15.59
实体煤岩
7
月正规循环率
%
85
8
掘进工效
m/工
0.18
9
炸药消耗总量
Kg
3976
10
雷管消耗总量
发
9028
11
钢轨消耗总量
m
1000
12
道枕消耗总量
块
555
13
支架消耗总量
架
882
13
风水管消耗总量(Φ50mm、Φ100mm)
m
各485
表12主要技术经济指标表
第五章安全质量标准化管理
一、安全管理标准
1.该工程开工前必须有经审批合格的《作业规程》,审批、贯彻手续完备,学习签字、考试必须有记录,每月复审手续完备,遇地质变化或条件变化等必须及时补充措施。
2.风筒出风口距碛头的距离不大于5m,严禁瓦斯超限和无风、微风作业。
3.永久支护距碛头距离不大于支架间距,金属扣寸、前探梁抱箍数量齐并紧固有效,前探梁、抱箍和金属固棚器等构件齐并紧固有效,前探梁悬臂长度不大于前探梁长度的1/3。
4.严格执行一炮三检制和三人联锁放炮制,火工产品管理、放炮距离、警戒设置、放炮母线敷设等必须符合规定。
5.斜坡、斜巷运输安全设施齐全有效,安全间隙和躲身硐设置符合规定。
6.机电设备必须完好可靠,构件齐全。
7.特殊工种必须持证上岗。
安全管理标准(见表13)
表13安全管理标准表
序号
项目
内容及要求
1
作业规程
该工程开工前必须有经审批合格的《作业规程》;审批、贯彻手续完备,学习签字、考试必须有记录;每月复审手续完备;遇地质变化或条件变化等必须及时补充措施。
2
通风管理
风筒出风口距碛头的距离不大于5m,保证碛头足够的风量,严禁无风、微风作业;严禁瓦斯超限作业。
3
支护管理
永久支护距碛头不大于550mm,金属扣寸数量不少于40根,前探梁抱箍5个/根,构件齐全且紧固有效,布置均匀,前探梁悬臂长度不大于1.8m,金属固棚
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- 煤矿 巷道 掘进 作业 规程