11101切眼作业规程.docx
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11101切眼作业规程
编号:
2014-09
单位:
新田煤矿
盘县庆源煤业有限公司新田煤矿
11101采面切眼掘进作业规程
编制人:
编制日期:
2014年8月8日
目录
第一章工程概况1
第一节概况1
第二节编写依据1
第二章地面位置及地质情况2
第一节地面相对位置及邻近采面开采情况2
第二节煤(岩)赋存特征2
第二节地质构造3
第三节水文地质3
第三章巷道布置及支护说明3
第一节巷道布置3
第二节支护设计4
第三节支护工艺4
第四章施工工艺5
第一节施工方法5
第二节掘进方式5
第三节爆破作业6
第四节装载与运输7
第五节管线铺设8
第六节设备及工具配备9
第五章生产系统9
第一节通风9
第二节压风10
第三节供水11
第四节供电11
第五节排水11
第六节运输11
第七节安全监测系统12
第八节综合防尘13
第九节通讯和信号14
第六章劳动组织与主要技术经济指标14
第一节劳动组织14
第二节作业循环方式16
第三节主要技术经济指标16
第七章安全技术措施17
第一节一通三防17
第二节防突管理22
第三节防治水管理26
第四节爆破管理28
第五节支护及出煤(矸)34
第六节工程质量及顶板管理36
第七节过断层、围岩破碎带37
第八节机电37
第九节运输39
第十节防灭火措施53
第十一节其他53
第八章避灾路线及灾害应急措施55
第九章救援预案及事故案例56
附:
火灾事故应急救援预案56
附:
冒顶事故应急救援预案58
附图:
11101采面切眼设计平面图
支护断面图
炮眼布置图
放炮设岗图
临时支护图
支护平面图
开口岔口支护图
装药结构示意图
工艺流程图
探放水设计图
通风系统图
避灾线路图
瓦斯传感器布置图
通信系统图
运输路线图
供水管路图
钻孔布置图
区域消突验证钻孔布置图
供电系统图
第1章 工程概况
第1节 概况
一、工程概况
1、巷道名称:
11101采面切眼。
2、掘进用途:
回采巷道。
3、巷道掘进长度:
切眼工程量136米。
(详见采掘工程平面图)
4、巷道开口位置:
在11101运输巷开口点往里430m处。
5、掘进方式:
炮掘。
6、运输方式:
刮板输送机和胶带输送机。
7、供风方式:
采用FBDNO.6.0(2×15Kw)的局部通风机正压供风。
8、支护方式:
单体柱配铰接梁进行支护。
9、巷道断面:
下净宽3000mm,高800mm,净断面2.4㎡;掘进下宽3000mm,掘进中高1000mm,毛断面3㎡。
10、劳动组织:
采用“三八”制循环作业。
二、巷道设计参数
1、巷道开口位置
在11101运输巷开口点往里430m处,11101采面切眼总设计长度为136m;方位角247°,沿10号煤层全厚掘进。
2、巷道断面设计
11101采面切眼采用单体柱支护,下净宽3000mm,净中高800mm,净断面2.4㎡;(详见巷道支护断面图)
第2节 编写依据
一、《煤矿安全规程》
二、《采矿设计手册》
三、《煤矿总工程师手册》
四、煤矿安全专篇
五、各工种操作规程
六、行业主管部门相关文件等
第2章 地面位置及地质情况
第3节 地面相对位置及邻近采面开采情况
地面相对位置及邻近采面开采情况见表1
表1井上下对照关系情况表
工作面名称
11101采面切眼
工作面标高/m
+1520——1680m
地面位置
相应地表位置为耕地无建筑设施
邻关系
在11101运输巷开口点往里430m处,东翼下部为11101运输巷,上部为11101回风巷,临近无其它工程。
第二节煤(岩)赋存特征
煤岩层赋存特征见表2、表3。
表2煤层特征表
项目
指标
备注
煤层厚度(m)
0.8~1.3
煤层倾角(°)
18~22
煤层硬度f
0.8
煤层层理(发育程度)
发育
煤层节理(发育程度)
发育
表3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
厚度(mm)
岩性
顶板
老顶
粉砂质泥岩
3000
粉砂岩和灰色粉砂岩
直接顶
粉砂岩
3000~8000
粉砂岩和灰色粉砂岩
伪顶
炭质泥岩
50~100
泥岩,质软
底板
直接底
泥岩
300~500
泥岩和粉沙质泥岩,质软
老底
灰色粉砂岩
300~1600
泥砂岩和细沙岩
第4节 地质构造
在11101运输巷开口处往里430m处左帮位置开口,11101采面切眼总设计长度为136m;方位角247°,沿10号煤层掘进。
距地表垂深:
175—69米。
10号煤层顶板为粉砂质泥岩,底板为粘土岩,顶底板交稳定。
掘进期间按照“预测预报,有掘必探,先探后掘,先治后采”原则执行,采用物探后再施工钻探验证探明前方地质构造情况。
第5节 水文地质
根据老矿井提供质料显示,无开采历史详细记录,水文地质复杂,但在掘进过程中必须对工作面采取“预测预报,有掘必探,先探后掘,先治后采”打长钻的方法掘进,循环作业。
探明掘进工作面前方积水情况后方能掘进。
第3章 巷道布置及支护说明
第6节 巷道布置
在11101运输巷开口处往里430m处左帮位置开口,按247°方位、沿10号煤层全厚掘进施工11101采面切眼。
详见附图1:
11101采面切眼工程设计平面图。
第7节 支护设计
1、采面支护柱梁计算
根据10号煤层赋存情况及顶底板情况我矿选用DJB--1000铰接顶梁和DW14--300/100单体液压支柱对采面进行支护,上下巷超前支护选用DW25--250/100单体液压支柱。
1)、工作面液压支柱数:
N=L采÷L柱=140÷0.6×4=933(根)
L采—采面长度,平均长度140m
L柱—采面柱距,0.6m
2)、上下巷超前支护柱
N=L÷L柱×P=20÷1×4=80
L—上下巷超前支护长度,20×2=40m(双排)
L柱—采面柱距,1m
P—排数4
加上备用柱10%,即采面上下巷超前支护需DW25--250/100合计90根。
3)、采面密集柱和戗柱
N=L采÷L柱+L采÷L柱=140÷1×2=288(根)
L采—采面长度,平均长度140m
L柱—采面柱距,1m(正常情况下煤帮柱每隔一颗打一颗,戗柱隔一颗打一颗)
4)、采面备用柱=(933+288)×10%=123(根)
超前支护备用柱10根
整个采面柱子=工作面+上下巷超前支柱+密集柱戗柱=933+288+123=1354(根)DW14--300/100单体液压支柱
超前支护=超前支护+备用10%=90(根)DW25--250/100单体液压支柱
铰接顶梁=工作面+上下巷超前支护+备用=933+80+123=1136(根)
2、工作面支护设计
参考本矿煤层矿压观测资料,选择本工作面矿压参数。
本工作面合理支护强度:
Pt=9.81×h×γ×k
=9.81×0.8×2.5×6
=117.72KN/m2
式中Pt—工作面合理的支护强度,KN/m2
h—采高,0.8γ—顶板岩石容重,2.5t/m³
K—工作面支柱的上覆岩石厚度与采高之比,一般为4-8,该处取6。
经计算的117.72kN/m2
1、单体液压支柱实际支撑力
Rt=Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R
=0.99×0.95×0.9×0.8×0.9
=182.83kN
式中Rt—单体液压支柱实际支撑力,KN
Kg—支柱工作面系数,0.99
Kz—支柱增阻系数,0.95
Kb—支柱不均匀系数,0.9
Kh—采高系数,0.8
Ka—倾角系数,0.9
Rt—支柱额定工作阻力,300kN
经计算的Rt=182.83kN
单位面积上所需要支柱根数n
n=Pt/Rt=117.72/182.83=0.64根/m³
3、工作面柱距、排拒
(1)、工作面排拒为L=1.0m
(2)、柱距:
J=
=
=1.56
选择柱距0.6m满足要求,因0.6m<1.55m
工作面实际支护密度为:
n1=N÷L×D
N为采面支柱总数933颗
L为采面斜长140m
D为最大控制顶距5m
n1=N÷L×D=933÷140×5=33.3根/m2
实际支护密度33.3根/m2>合理支护密度0.77根/m2
根据以上计算的支护强度,工作面柱距确定为0.6m,排拒为1.2m,工作面选用型单体液压支柱和型铰接顶梁支护顶板。
三、支护材料
单体柱与金属铰接梁配合支护。
第8节 支护工艺
一、临时支护
采用单体柱与金属铰接梁联合支护,则每排炮用3根单体柱、3颗铰接梁架2架棚作为临时支护。
二、永久支护工艺及要求
1、所架设的单体柱腿必须落到实底上,巷道迎山必须合理。
2、所架设的单体柱上面必须背钢筋网。
3、所架好的三排柱子必须使用好防倒绳。
4、单体液压柱与金属铰接梁配合进行永久支护,采用三梁三柱。
三、岔口支护
岔口采用单体液压支柱与金属铰接梁配合进行支护。
(见巷道岔口支护图)
四、支护参数参考表
(1)工作面的采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护。
(2)铰接顶梁铰接位置,棵棵铰接。
(3)单体液压支柱高1.2米,型号DW14-300/100,铰接顶长1m,型号DJB-1200。
(4)、支架形式选择:
1)工作面柱排距:
排距0.6m,柱距溜子间1.2m兼人行间道,高0.8米。
2)工作面支架布置为三梁三柱、正悬臂布置。
第4章 施工工艺
第9节 施工方法
采用打眼爆破方式掘进。
第10节 掘进方式
一、施工工艺:
预测预报-打眼-检查瓦斯-装药-爆破-临时支护-出碴-永久支护
施工方法:
1、切眼掘进采用钻眼爆破,全断面一次起爆。
2、采用单体液压柱与金属铰接梁配合支护,工作面临时支护必须采用3梁3柱支护,支护紧跟工作面。
3、沿煤层按中线、进行施工。
4、采用人工出碴,经溜子、皮带运输。
5、交接班后,必须先进行安全检查,严格控制执行顶板找掉工作和瓦斯检查工作后,方可开工。
然后进行打眼、装药、爆破等工作,当工作面炮烟吹散瓦检员检查瓦斯后,由班组长和爆破作业员进入工作面,由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等到情况,确认安全后,前移前探梁支护,用刹顶木、木楔使其接顶,并打紧背牢,然后进行找掉整形,打临时柱出渣,以此为一个循环。
二、掘进装载运输方式
炮掘采用人工出碴,刮板输送机配合胶带输送机运输。
1、岩巷部分采用YT-28型风钻打眼,煤巷采用ZQS-50/1.8S风煤钻打眼。
2、掘进时炮眼深度为1.5m,循环进度为1.2m,爆破效率为80%;巷道开口5m范围及断层带掘进时,炮眼深度为1.0m,循环进度为0.6m,爆破效率为80%。
3、钻爆工序要求:
1)打眼前,必须详细检查迎头10m范围内的支护情况,发现问题必须及时处理完毕确保安全可靠后方可进行打眼。
2)必须按炮眼布置图所示的炮眼位置进行打眼。
严禁打眼与装药平行作业,严禁在残眼内打眼。
3)打眼施工必须坚持湿式作业,严禁干打眼。
4)爆破要严格执行“一炮三检查”和“三人联锁爆破”制度。
5)爆破采用正向装药,大串联连线方式,全断面一次装药一次起爆,使用毫秒延期电雷管,三级煤矿许用乳化炸药,并使用好黄泥和水炮泥。
6)爆破前,严格按照放炮站岗截人示意图进行站岗截人。
第11节 爆破作业
炮眼设计巷道轮廓线距离为250mm。
1、炮眼数目和装药量的确定:
1)根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量:
Q=qsln
式中q—单位炸药消耗量,q=1~1.4kg/m3(煤:
取1.2);
s—巷道断面积,m2(3m2);
l—炮眼深度,m,(1.5m);
n—炮眼利用率,取0.8。
2)、根据下列公式可算出每茬炮所需炮眼数目:
N=q×s×m×n/(x×p)
q—单位炸药消耗量,q=1.0~1.4kg/m3(煤:
取1.2);
N—炮眼数目,个;
m—每个药卷长度,取m=0.3m;
x—炮眼装药系数,一般取0.5--0.7,取0.5
p—每节药卷重量,0.3kg。
3)、根据以上两公式,确定炮眼进尺所需炸药量和炮眼数量分别为:
Q=1.2×3×1.5×0.8=4.32(kg)
N=(1.2×3×0.3×0.8)/(0.5×0.3)=5.76(个)(取6个)
附图:
炮眼布置图及爆破说明书(见附图)
2、炮眼布置。
附图:
炮眼布置图。
3、装药方式:
正向装药。
附图:
装药结构图。
4、爆破条件见表5。
表5爆破条件表
名称
参数或规格
名称
参数或规格
掘进断面/m2
3
炮眼利用率/%
80
炸药种类
三级乳化炸药
炸药消耗量/(kg/m)
4.32
循环进度/m
1.2
雷管消耗量/(个/m)
6
第12节 装载与运输
一、装载与运输方式
1.煤(矸)装载:
炮后,由人工攉入刮板输送机。
2.煤(矸)运输:
施工的煤(矸)由刮板输送机及胶带输送机运输至地面。
3.材料及设备运输:
材料及设备由绞车提放矿车、人工运输。
4.人员运输:
人员由主斜井猴车运输至1510轨道石门—11101运输巷,然后步行到施工地点。
2、装载运输设备
表7装载运输设备表
序号
名称
型号
数量
单位
安装位置
运输距离(m)
1
刮板输送机
SGW-40(T)
1
台
11101采面切眼
120
2
胶带输送机
SJ-650
1
台
11101运输巷
380
3
胶带输送机
SJ-650
1
台
1510轨道石门
348
4
强力皮带
强力皮带
1
台
主斜井
460
5
绞车
JTP1.6X1.2-20
1
台
副斜井
460
第13节 管线铺设
一、各类管线的布置及要求
1.风、水管采用油丝绳捆绑吊挂在巷道左帮的铰接梁上,每隔5m吊挂一道,悬挂高度为0.6m,距迎头的距离不得大于20m。
2.电缆吊挂在中间单体柱梁上,距底板的距离为0.6m,从上往下必须按监测、通讯、信号、低压、高压的顺序布置,高压与低压吊挂间距为100mm,信号线与高压吊挂间距为300mm,且必须悬挂在电缆钩上,电缆钩每隔3m布置一个,每钩只准挂一根电缆。
3.瓦斯管采用支架铺设巷道右帮距离底板300mm,稳固牢靠。
4.排水管采用钢丝绳捆绑吊挂在巷道左帮铰接梁上,每隔5m吊挂一道,吊挂高度为0.5m。
5.管线的铺设方式见表8
表8管线的铺设方式
序号
名称
规格型号
铺设距离(m)
1
风管
2寸
120
2
水管
2寸
120
3
电缆
70mm2
120
0.43mm2
120
4
排水管
2寸
120
第14节 设备及工具配备
设备及工具配备见表9
表9设备及工具配备
序号
名称
型号
单位
数量
1
刮板输送机
SGW-40T
台
2
2
胶带输送机
SSJ-650
台
1
3
风煤钻
ZQS-50/1.8S
台
2
4
局部扇风机
FBD№6.0/2×15kW
台
2
5
控制开关
QBZ-200
台
3
6
镐
把
10
7
锹
把
10
8
锤
把
1
9
长柄找掉工具
长2.5米
把
1
10
张拉千斤顶
台
1
11
潜水泵
QBK30/30
台
2
第5章 生产系统
第15节 通风
1、通风方式及供风距离
采用压入式通风,局部通风机安设在1510运输巷防突风门外新鲜风流巷道中,最长供风距离为600米。
二、通风系统
新风:
主(副)斜井→1510车场→1510轨道石门→11101运输联络巷(风筒)→11101运输巷(风筒)→11101采面切眼(风筒)→迎头。
污风:
迎头→11101采面切眼→11101采面切眼→1510回风石门→1022回风绕道→1510回风联络巷→回风斜井→地面。
见附图:
通风系统示意图。
三、风量计算
1、按瓦斯涌出量计算:
Q掘=100×qch4×Kch4掘
式中:
Q掘——掘进工作面实际需要的风量,m3/min
qch4——掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min
Kch4——掘进工作面回风流中瓦斯(二氧化碳)的绝对涌出量,m3/min。
预计该工作面掘进期间最大瓦斯涌出量为1.6/m3/min。
则Q掘=100×1×1.6=160(m3/min)
2、按局部通风机的实际吸风量计算
Q掘=Q局×I
式中:
Q局——局部通风机工作时的实际吸风量,370m3/min,选择FBTNO6.0(2×15KW)型局部通风机,其正常运行时吸风量为220-370m3/min。
I——同时通风的局部通风机台数,取1
故:
Q掘=370×1=370(m3/min)
3、按炸药使用量计算
Q掘=25×A
式中:
A—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量4.32kg;
Q掘=25×4.32=108(m3/min)
4、按人数计算
Q掘=4N
式中:
N——掘进工作面同时工作的最多人数,取16人;
则Q掘=4×16=64(m3/min)
5、按最低风速验算
Q掘≥9×S掘
式中:
S掘——掘进工作面的断面
则:
Q掘≥9×3=27(m3/min)
6、按最高风速验算
Q掘≤240×S掘
Q掘≤240×3=720(m3/min)
7、采取其中最大风量108(m3/min)作为11101采面切眼掘进期间的配方。
根据以上计算11101采面切眼选用两台2×15KW风机供风;一台工作一台备用,即可以满足生产的要求。
第16节 压风
压风风源来自地面压风机(MG-20/8-132G)两台,一台工作一台备用,从主斜井井口铺设6寸铁管到1510轨道石门,由1510轨道石门铺设2寸铁管11101运输巷在到11101采面切眼,压风管路从该巷道开口点起每隔50m设置一个三通及阀门。
表10压风设备技术参数
序号
设备名称
型号
数量/台
管径/mm
压风/MPa
安设位置
1
压风机
MG-20/8-132G
2
150
0.5
地面
第17节 供水
掘进工作面水源来自地面净化水池,从副斜井井口铺设4寸铁管到1510运输石门、由1510运输石门铺设2寸铁管到11101运输联络巷在到11101运输巷后到11101采面切眼,然后进入掘进工作面。
供水管路从该巷道开口点起每隔50m设置一个三通及阀门,并配有20m长的软管与之连接,作为消防管路备用,通风队定期洗尘,防止煤(岩)尘堆积、飞扬。
迎头、各转载点后方要单独安设三通和阀门。
第18节 供电
详见11101采面切眼掘进供电系统图。
第19节 排水
1、掘进期间,必须将巷道内的水沟清理畅通,设好水泵完善排水系统。
工作面的排水设备及管路必须确保完好,并有备用水泵,有故障时必须及时处理。
2、流水路线:
工作面→11101采面切眼→11101运输巷→1510回风石门→回风斜井→回风井底平巷→副井底平巷→井底水仓→经水仓的主水泵排水抽到地面。
第20节 运输
1、运煤(矸)系统:
11101采面切眼巷(刮板运输机)→11101运输巷(皮带)→11101运输联络巷(皮带)→1510运输石门(皮带)→主斜井(强力皮带)→地面。
2、材料设备运输系统:
地面工业广场→副斜井(绞车)→1510车场→1510回风石门(人工搬运)→11101运输巷(人工搬运)→11101采面切眼(人工搬运)→11101采面切眼掘进工作面迎头(人工搬运)。
第21节 安全监测系统
1、在11101采面切眼掘进工作面距迎头3-5m范围,距巷道顶板0.3m,距帮不大于0.2m的位置,设置第一台瓦斯浓度传感器(T1),其断电值为大于或等于0.8%;报警值为大于或等于0.8%;在11101采面切眼开口往里10~15m处的回风流侧设置第二台瓦斯浓度传感器(T2),其断电值为大于或等于0.8%;报警值为大于或等于0.8%;
2、断电范围:
T1瓦斯浓度大于或等于0.8%时,切断工作面内所有动力电气设备电源;T2瓦斯浓度大于或等于0.8%时,切断工作面及回风流中所有动力电气设备电源;瓦检员、安检员、班队长、电工及各级管理人员必须佩带便携式甲烷检测报警仪进入工作面。
1)瓦斯传感器不能正常监控时,该掘进巷道必须停止工作,切断电源,设置栅栏,进行处理,只有恢复正常后,方可恢复作业。
2)监测系统出现故障时,工作面及掘进巷道必须停电撤人,设好栅栏,只有待监测系统故障处理好后,方可恢复工作。
3)甲烷传感器和其他传感器的安装、使用和维护严格执行通风区的相关规定。
4)瓦斯传感器调校试验的规定:
(1)仪表调试必须由通防科专职人员负责,其他人员严禁乱动乱调,施工队组负责日常管理。
(2)调校前必须准备好调校工具、仪器、仪表、气样,检查供电电源是否符
合标准要求。
1)仪器调校
(1)定期零点校准。
通入新鲜空气,让仪器稳定后,调准仪器零点。
(2)定期示值校准。
通入校准气样,待仪器示值稳定后,进行调校,确保误差不超过允许范围。
2)调校完毕后,符合标准的,地面通电24小时后方可下井;不符合标准者,及时进行更换或修理。
3)调校周期为7天。
第22节 综合防尘
1.工作面防尘供水水管采用工作面的供水管。
2.防尘管路铺设时每隔50m设置一个三通阀门,并配备一根长不小于20m的软管与之连接,三通不得有漏水。
3.2寸供水管距迎头不大于20米,且迎头配备不小于20m、φ25mm的高压软管。
4.净化水幕:
1)在工作面20-30米范围内安设一道移动净化水幕装置,随工作面往前逐步移设。
2)在开口往里50m范围内按标准安设一道永久净化水幕,洒水时必须覆盖巷道全断面。
3)净化水幕的阀门及所有连接处必须保证完好,不得有流线性漏水,阀门灵活好使。
5.喷雾装置:
1)喷嘴方向要与巷道风流方向相反。
2)各运输转载点必须设置好喷雾装置,喷雾装置无水时,不得开动运输设备。
3)各转载点的喷雾装置的喷嘴高度安在距转载点正中心350~400㎜的位置,且喷嘴必须正对转载点。
6.每班对工作面附近50m进行一次洗尘工作,每天对工作面及胶带输送机巷进行一次洗尘工作。
7.工作面要保持巷道湿润,走路时粉尘不飞扬,巷道内的风筒、水管、电缆、迎风风障、巷道底板的粉尘的堆积厚度5m范围内不得超过2mm。
8.掘进工作面必须经常清洗积尘,避免煤(岩)尘积聚。
9.作业人员必须使用好个人防护用品防尘。
10.各台运输设备转载点都必须安设固定的U型喷雾洒水装置,喷咀
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