工作面作业规程2.docx
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工作面作业规程2.docx
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工作面作业规程2
编号:
芦家梁掘进保存单位:
生产科
陕西省府谷县芦家梁煤矿
52103掘进工作面作业规程
工作面名称:
52103掘进工作面
施工单位:
掘进队
编制日期:
2013年3月5日
审批意见栏
审批意见:
会审单位及人员签字:
生产技术科长
调度室主任
生产矿长
机电矿长
安全矿长
总工程师
《52103工作面作业规程》编制工程会议记录
时间
2013年3月5日
地点
掘进队办公室
主持人
刘五儿
组织单位
芦家梁煤矿综采队
参加会议人员
刘五儿杨占胜刘亚伯孙兆才刘智伟高占林
刘大治杨平赵盈民刘明杜小军
会议主题:
讨论研究52103工作面作业规程的编制
会议内容:
1、根据芦家梁煤矿所选设备,确定工作面的掘进工艺为炮掘工艺。
2、结合风量计算结果,设计工作面需配风量为868m3/min。
3、根据工作面实际情况,设置安全监测系统,分别对工作面甲烷、一氧化碳、温度、风速进行时时监测,并均起到断电作用。
4、根据《掘进地质说明书》提供的水文地质分析:
在顺槽低洼处施工好水仓,安装好排水能力不低于10m3/h的排水泵及管路,并达到准运行状态,备齐1~2台备用泵,确保有水时能及时排出。
11、作业方式:
采用“三八”制作业制度,每班作业8小时,一个圆班由二个半生产班和半个检修班组成。
每天检修时间保持4个小时。
12、根据本矿井巷道布置特点:
发生火灾、瓦斯煤尘爆炸避灾线路为:
52103工作面→52103工作面运输巷、辅助运输巷→主、副斜井→地面。
发生水灾的避灾路线为:
52103工作面→52103工作面运输巷、辅助运输巷、回风巷→主、副、回风斜井→地面。
13、根据我们以往生产经验制定相关操作方法、及注意事项等。
14、本规程仅限于本工作面使用,如遇与现场不相符时,适时进行修改补充,当工作面出现地质资料未提及特殊构造时,必须及时编制专项安全技术措施,确保安全施工。
作业规程学习及考试记录
姓名
考试成绩
签名
姓名
考试成绩
签名
姓名
考试成绩
签名
传达学习日期:
年月日考试日期:
年月日
目录
作业规程学习和考试记录
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
第二节煤层
第三节煤层顶底板
第4节地质构造
第5节水文地质
第二章道布置及支护说明
第一节巷道布置
第二节支护设计
第三节支护工艺
第三章施工工艺
第一节施工方法
第二节装载与运输
第三节管线及轨道敷设
第四章劳动组织和主要技术经济指标
第一节劳动组织
第二节作业循环表
第三节主要技术经济指标
第五章生产系统
第一节运输系统
第二节排水系统
第三节通风系统
第四节防尘供水系统
第五节安全监测监控系统
第六章安全技术措施
第一节顶板管理安全技术措施
第二节机电运输安全技术措施
第三节通风系统安全技术措施
第四节其他安全技术措施
第七章灾害应急措施及避灾路线
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
52103工作面地面位于延安组第一段的顶部,平均54m。
煤层没有出露,连续性好,全区可采。
在西部复合区,煤层厚度平均3.3m,具体位置及井上下关系如表一所示。
工作面位置及井上下关系表表一
水平名称
一水平
采区名称
5-2采煤区
地面标高
+1080~+1280m
工作面标高
+1000~+1100m
地面相
对位置
52103工作面地面位置有村庄已经搬迁,相对地表位置为丘陵地带,沟壑纵横。
回采对地面
设施的影响
地面建筑物均已经搬迁,回采后对地面设施无影响。
井下位置及
与相邻关系
52103工作面地面位于延安组第一段的顶部,在西部复合区,煤层厚平均3.3m。
第二节煤层
52103工作面煤层从整体来看,煤层厚度相对稳定,结构简单,煤层厚度平均约3.30米。
煤层倾角小于1度,5-2煤为黑色,条痕褐黑色,弱沥青光泽,中-细条带状结构,水平层理。
煤层组份以亮为主,暗煤次之,牌号不粘煤BN31。
岩性一般为泥岩和粉砂岩。
具体情况如表二所示。
煤层情况表表二
煤层厚度(m)
3.3
煤层
结构
简单
煤层倾角(度)
﹤1°
开采
煤层
5-2煤
稳定
程度
较稳定
煤层层理
发育
煤质情况
5-2煤为黑色,条痕褐黑色,弱沥青光泽,中-细条带状结构,煤岩组份以亮煤为主,暗煤次之。
视密度1.30g/cm3.
煤层描述
52103工作面煤层相对稳定,厚度均匀约3.3米。
倾角小于1度。
层位稳定。
附图一:
工作面地质综合柱状图
第三节煤层顶底板
煤层顶底板情况表表三
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
伪顶
直接顶板
粉砂岩
2.35
浅灰色,见少量炭屑。
老顶
细粒砂岩
4.93
浅灰色,中厚层状,主要成分以石英为主,长石次之,泥质胶结。
直接底板
砂质泥岩
1.15
深灰色,风化易破碎。
老底
细粒砂岩
12.3
浅灰色,厚层状,主要成分以石英为主,波状层理,泥质胶结。
第四节地质构造
52103工作面煤层地质构造简单,简单叠置地层,每千米降深6~8m,区内无断层发育。
本区含煤地层由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤组成,由于细碎屑岩和煤具有较强的塑性,砂岩具有较强的脆性和较高的强度,砂岩作为整个煤系岩层变形的骨架,在砂体之间有泥岩和粉砂岩分布,而这些不同岩石的交接处及软弱岩层本身,易引起局部应力集中并发生相对位移形成断层的部位。
总之,煤矿地层沿走向、倾向的产状变化不大,没有大的断裂,没有岩浆活动,属简单构造。
第五节水文地质
涌水量:
根据初步勘探矿井正常涌水量100m3/h,矿井最大涌水量300m3/d含水层分析:
本区主采煤层5-2以下基岩地层厚度,一般为59.22~67.74m。
含水层为其中的细~中粒长石砂岩、长石石英砂岩,属于弱含水层。
煤层顶板以上细粒砂岩、中粒砂岩、粗粒砂岩为煤层的直接充水含水层。
结构致密,裂隙发育微弱,故含水层富水性弱。
第六节影响回采的其它因素
影响回采的其它地质情况表表四
瓦斯
矿井为低瓦斯矿井,采面CH4:
0.15;CO2:
1.47(m3/t)
m
煤尘爆炸指数
煤尘具有爆炸性。
煤的自燃倾向性
煤层有自燃发火倾向,煤自燃发火倾向性为Ⅰ级容易自燃
地温
正常
地压
正常
第二章道布置及支护说明
1、巷道布置慨述:
水平名称
一水平
采区名称
5-2采煤区
地面标高
+1080~+1280m
工作面标高
+1000~+1100m
地面相
对位置
52103工作面地面位置有村庄已经搬迁,相对地表位置为丘陵地带,沟壑纵横。
二、断面设计
根据设计,巷道断面为锚杆支护。
三、巷道断面图(见附图)
第二节支护设计
一、巷道支护设计
(一)、巷道支护形式
本工作面布置在较为稳定的煤层和岩层中,根据,确定工作面采用锚杆支护形式。
(二)、锚杆支护参数选择
参照煤炭系统总结的经验,按悬吊理论计算,进行支护方式和锚杆参数设计:
1、锚杆长度计算:
L=KH+L1+L2
式中L——锚杆长度,m;
H——冒落拱高度,m;
K——安全系数,一般取K=2;
L1——锚杆锚入不稳定岩层的深度,一般按0.5m;
L2——锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m。
其中:
H=B/2F=2.6/2×4=0.33
式中B——巷道开掘宽度,取4.6m;
F——岩石坚固系数,取4。
则L=2×0.33+0.5+0.1=1.56m因此选用1.8m长的金属锚
杆。
2、锚杆杆体直径
D=35.52√Q/бt式中D为锚杆直径,mm;Q为锚固力,取49KN;бt为杆体抗拉强度,取375Mpa。
计算可得:
35.52×0.361=14.82(mm),因此可选用¢18mm的锚
杆。
3.锚杆间排距计算,间排距相等:
A=[Q/KHR(1.5-1.8)]1/2
式中A——锚杆间排距,m;
Q——锚杆设计锚固力,50kN/根;
H——冒落拱高度,m;
R——被悬吊砂岩的密度,取25kg/m3;
K——安全系数,取K=2。
A=1.1m。
4、支护参数确定
通过以上计算,选用直径18mm的圆钢锚杆长1.8m,锚杆的间排距为间排距800mm×800mm。
(锚杆距工作面不得超过1m);
每根锚杆使用1根树脂锚固剂,锚杆的外露长度为30—50mm。
工作面锚网采用长4.4米x宽1.65米的铁丝网与锚杆配合使用,每掘进2米的距离,巷道顶板和两帮共使用1张菱形铁丝网互相连接,紧靠壁面,
二、巷道断面
断面特征表
岩性
断面积(m2)
净周长(m)
支护方式
锚杆参数
每米巷道材料消耗
净
掘
锚深(mm)
间排距(mm)
锚杆直径(mm)
排列方式
钢筋(kg)
树脂药卷(卷)
锚杆根数(根)
铁丝网(m2)
煤
6.3
6.5
10
锚杆
1800
800
18
矩形
16
8
7.5
第三节支护工艺
一、支护形式
1、临时支护:
工作面每掘进一个循环,工作面顶板必须及时打锚杆,将工作面顶板进行临时支护,临时支护到工作面的距离不得大于1米。
临时支护时必须保证工作面断面与设计相符。
2、永久支护:
施工中为防止爆破将工作面永久支护破坏,工作面永久支护可以滞后5米的距离,但必须将临时支护跟到位,
二、支护材料
1、树脂锚杆:
采用¢18mm×1800mm的端头锚固式麻花头锚杆
2、树脂锚固剂:
MSK-2340,¢23mm×L400mm每根锚杆使用1卷树脂药包,锚杆锚固力不低于49KN。
3、菱形铁丝网:
每张网的规格:
长4.4米、宽1.65米巷道支护材料消耗(每米巷道)见表
支护材料消耗表
名称
单位
数量
锚杆
根
8
托板
块
8
树脂
卷
16
菱形铁丝网
M2
12.5
三、永久支护锚网安装工艺
1、打锚杆眼:
(1)首先要认真敲帮问顶,及时用长柄工具找掉危岩,确认安全后方可进行工作。
(2)打眼前,要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。
不符合要求时,必须处理。
(3)打锚杆眼使用煤电钻打眼,锚杆机钻头直径为27mm;
(4)打眼深度为1.8m,锚杆外露长度不得大于50mm,与岩体壁面尽量垂直。
打完眼后,要把眼内的积水、岩粉清理干净。
2、安装锚杆:
(1)装树脂药卷前,先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度,看孔深是否符合要求,孔深不够时,应重新打眼达到要求为止。
(2)安装锚杆时,先把树脂药卷按规定的数量装入眼内,随后插人锚杆。
此时,安好连接套,插入钻机,启动钻机使之旋转,慢慢推进到眼底,搅拌20s,停钻,卸下钻机,待5min后方可卸下联接套。
15min后,上好托板,将螺母用扳手拧紧。
(3)锚杆的托板要紧贴岩壁,如岩壁不平时,先用手镐找平,再安装锚杆。
(4)锚杆的锚固力不得低于50kN/根。
3、挂网:
挂网前必须先敲帮问顶,将巷道悬浮煤矸清理干净,然后才能挂网,挂网时将网与网紧密连接,再用锚杆与托板将菱形铁丝网紧贴煤壁,如煤壁不平时,先用手镐找平,再安装锚网。
4、临时支护、永久支护与工作面的最大距离:
临时支护距工作面不得大于1米,永久支护距离工作面不得大于5米。
四、支护质量要求
1、打锚杆时,必须在实帮实顶上打眼,严禁在松动的岩石和炭墙上打眼。
2、锚杆眼深度1.8米,锚杆外露部分5cm。
3、锚杆眼间、排距:
80cm。
4、安装锚杆时,要求安装牢固,托板密贴壁面,不松动,未接触部位必须楔紧。
5、挂网时,要求网与网紧密连接,并紧靠壁面,网兜下坠部分不得超过5cm,网兜内的煤矸清理干净。
6、锚杆支护巷道要保证每根锚杆的抗拔力不小于50KN。
第四章施工工艺
第一节施工方法
采用三个掘进班组正常掘进,掘进期间进行临时锚杆支护,临时支护达5米时,工作面及时挂网进行永久锚网支护,按此方法顺序作业:
1、掘进采用钻眼爆破法,使用瞬发雷管,分次起爆。
2、临时支护为锚杆支护,待工作面掘进5米左右,扩帮并采用锚网进行永久支护,永久支护的质量必须符合工程质量规定。
3、由于本巷道沿底板掘进必须严格按中线施工。
4、爆破落下的煤岩通过耙装机耙至溜煤上山溜至于中央煤仓,通过矿车运至地面。
5、交接班后,必须先进行安全检查,发现隐患必须立即处理,确认安全无误后方可开工。
然后进行打眼,装药,爆破等工作,当工作面炮烟吹散后,由班组长和爆破员进入工作面,由外向里依次检查顶板、片帮、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况,确认安全后,方能进行临时支护、出煤、清理巷道,以此为一个循环。
交接班—安全检查—打眼--装药—放炮—通风—敲帮问顶—临时支护—运输—永久支护—清理巷道。
第二节凿岩方式
1、本巷道掘进工程采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。
2、掘进巷施工使用ZM-1.2型煤电钻打眼,电压等级为127伏。
钻杆采用2.0米的麻花钻杆,循环进度为1.8米。
第三节爆破作业
放炮采用毫秒延期电雷管和煤矿许用2号硝铵炸药,毫秒延期电雷管的延期时间不能大于130毫秒。
掏槽方式:
采用楔形掏槽布置方式。
起爆方式:
分次装药分次起爆,起爆使用MFd—100型防爆发爆器起爆。
装药方式:
正向装药。
联线方式:
串联。
炮眼利用率为90%。
炮眼布置见炮眼布置图
爆破说明书见表
爆破说明书
眼号
炮眼
名称
炮眼深度(米)
封泥长度(米)
装药量
倾角
爆破顺序
卷/眼
kg/
小计(kg)
水平
垂直
1-4
掏槽眼
2.2
1.0
5
0.75
3
80
80
Ⅰ
5-8
辅助眼
2.0
1.0
4
0.6
2.4
0
0
Ⅱ
10、11、17、18
帮眼
2.0
1.0
4
0.6
2.4
0
0
Ⅲ
12-16
顶眼
2.0
1.0
3
0.45
2.25
0
85
Ⅳ
19-21
底眼
2.0
1.0
4
0.6
1.8
0
85
Ⅴ
合计
11.8
装药结构示意图。
第四节装载与运输
一、装煤方式
爆破落下的煤岩通过装载机装到无轨胶轮车。
二、运输方式
装入无轨脚轮车运输至地面。
第五节管线及轨道敷设
在掘进施工中,所敷设的电缆、风筒等均应按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。
1、风筒使用直径800mm的软胶风筒,逢环必挂且不得漏风。
风筒口到工作面不得超过5m。
2、放炮母线与通讯电缆不得在巷道同侧悬挂。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备情况表(工作面所需设备)
机械名称
类型
功率(KW)
数量
(台)
工具名称
单位
数量
煤电钻
MZ12
1.2
2
打煤眼钻杆
根
2
综保
ZZ8L-2.5
2.5
2
打锚杆钻杆
根
2
局部通风机
YBT
30*2
1
钻头
个
10
甲烷传感器
GJ4
2
撬杆、炮棍
根
各1根
甲烷断电仪
DJ4G-I
1
铁锹
把
4
防爆发爆器
MFd—100
1
十字镐
把
2
1
放炮母线
米
100
第五章生产系统
第一节通风
施工过程中采用压入式通风,局部通风机安设在运输巷进风侧10米的位置。
一、掘进工作面风量计算
1、按瓦斯、二氧化碳涌出量分别计算:
初步设计中煤层取矿井瓦斯相对涌出量5.376m3/t,矿井
CO2相对涌出量5.376m3/t分别进行计算,则工作面实际需风量为:
①按瓦斯涌出量计算
Q掘1=100×q绝×K1
式中:
q绝——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,m3/min;
K1——瓦斯涌出不均匀的备用系数;
Q掘1=100×(5.376×35×3/24/60)×2=78.1(m3/min)
②按二氧化碳涌出量计算
Q=100×q×K=100×(5.376×35×3/24/60)×2=78.1m3/min
式中Q——掘进工作面实际需要的风量,m3/min;
100——单位瓦斯涌出配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值;
q—掘进工作面的瓦斯(二氧化碳)绝对涌出量,m3/min;(因为
二氧化碳涌出量大于瓦斯涌出量,瓦斯鉴定数据按照二氧化碳绝对涌出量5.376m3/min做计算依据)
K——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,此处取2.0。
2、按炸药量计算:
Q=25×A=25×6=150m3/min
式中25——每1kg炸药爆炸不低于25m3的配风量;
A——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,此处规定A=4kg。
3、按人数计算:
Q=4×n=4×12=48m3/min
式中4——每人每分钟不低于4m3的配风量;
n——掘进工作面同时工作最多人数,此处n=12。
4、按局部通风机的实际吸风量计算:
Q=Q局×I×K=180×1×1.2=216m3/min
式中Q局——掘进工作面局部通风机的实际吸风量,m3/min;YBT-52-2型局部通风机风量为180~245m3/min,取180m3/min;
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数,本矿均为1台。
所以,掘进工作面实际需要风量取以上计算最大值216m3/min。
二、局部通风机、风筒规格选型
1、局部通风机吸风量的确定:
Qf=Qj/(φc)=180/(83%)=216m3/min;
式中Qf—局部通风机吸风量,m3/s;
Qj——掘进工作面需要风量,m3/s;按炸药量计算为100m3/min;
φc——风筒有效风量率,%;取φc=77%。
2、根据局部通风机吸风量216m3/min,选用YBT-52-2型局部通风机(1lkW)可以达到要求。
3、风筒采用抗静电、阻燃风筒,直径为φ500mm。
风简要吊挂平直,缓慢拐弯,保证风流畅通。
三、掘进工作面风量验算
1、按最低风速验算:
岩巷掘进工作面最低风量为
Q煤≥g·S煤=9×6.3=56.7m3/min
式中g——按巷掘进工作面最低风速的换算系数,取q=9;
S煤——掘进断面积,S煤=6.3m2。
2、按最高风速验算:
煤巷掘进工作面最高风量:
Q煤≤240×S煤=240×6.3=1512m3/min
式中240——换算系数;
S煤——断面积,6.3m2。
56.7m3/min<216m3/min<1512m3/min
3、按掘进工作面温度和炸药量验算:
炸药量/kg
<5
5--20
温度/℃
6以下
16--22
23--26
<16
16--22
23--26
需要风量(1/min—1)
40
50
60
50
60
80
温度为25℃、炸药量在5kg以下时风量为60m3/min。
4、按有害气体浓度验算:
回风流中瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1.5%,即
Q=P瓦/Q掘≤1%
式中Q——掘进工作面需要风量,m3/min;
P瓦——瓦斯(二氧化碳)绝对涌出量,m3/min。
则Q掘≥P瓦/1%=0.13/0.01=13m3/min
掘进工作面需风量180m3/min满足以上4个条件,所以选用YBT-52-2(11kW)风机。
附图:
通风示意图。
第二节瓦斯防治
1、掘进工作面配备风、电、瓦斯闭锁装置,保证工作地点瓦斯超限时机电设备能自动切断电源,实现安全生产。
2、掘进工作面按通风设计配备足够的风量,并设有相应的通风设施,确保工作面有一个良好的工作环境。
3、严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。
4、掘进工作面风流中的瓦斯浓度达到1.0%时,必须停止用电钻打眼;爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时,严禁爆破。
5、掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时,必须停止工作,撤出人员,采取措施,进行处理。
6、掘进工作面因停电或检修主要通风机而停工,恢复生产通风时,有排除瓦斯和送电的安全措施。
7、临时停工的地点不得停风,否则必须切断电源,设置栅栏和警示标志,禁止人员入内。
第三节防灭火
A5煤层有自然发火倾向防火的重点是防止浮煤堆积,做到及时清理。
还要防止电缆、机械摩擦和人为火灾。
+1600水平运输巷道内备有消防材料,可直接灭火。
第四节安全监控
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用
安全管理人员、施工队队长、技术员、爆破工、班组长等下井时都必须携带甲烷报警仪,对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。
放炮员每次放炮时进行“一炮三检”工作,并做好记录;班组长应把常开报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧,随时对工作地点进行瓦斯检测;电钳工在检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度,有报警信号时必须停止作业、进行处理。
二、甲烷传感器的配备和使用
掘进工作面采用瓦斯断电仪。
通风监测仪表及其布置
1、监测仪表的数量和型号
每个工作面必须吊设DJ4G—I型甲烷报警断电仪1台,该传感器布设在进风巷内,GJ4型传感探头必须布设在离齐头5m范围内(且要备用1台),共2台。
2、布置位置
瓦斯(甲烷)传感器应垂直吊挂在顶板完好,距顶板0.3m,距巷壁0.2m的地方。
局部通风机开、停监测器安设在风机专用线上。
3、监测电缆铺设在动力电缆上方0.3m处。
4、瓦斯传感器的断电浓度及范围:
工作面瓦斯传感器的断电浓度为CH4=1.0%,断电
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