西二采区复采12100工作面掘进规程Word文档下载推荐.docx
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平均厚度约为3.0m,煤层的倾角为7°
-14°
。
煤质为黑色无烟亮煤,质轻性脆有沥青光泽的无烟煤,煤质松软,强度极低,硬度系数为0.17,易冒落。
煤层无自然发火倾向,煤尘无爆炸危险性,根据河南地质三队补充勘探地质资料,区内煤层为煤与瓦斯非突出煤层,根据历年来瓦斯等级鉴定,我矿均为低沼矿井,其瓦斯相对涌出量为4.04m3/t,瓦斯绝对涌出量为8.29m3/min。
附煤层特征情况表2-2-1。
表2-2-1煤层特征情况
项目
单位
指标
备注
煤层厚度(最大最小/平均)
m
2.5~3.5/3.0
煤层倾角(最大最小/平均)
(°
)
7~14/10.5
煤层硬度f
0.17
易冒落
自然发火期
d
无
无自然发火倾向
绝对瓦斯量
m3/min
8.29
相对瓦斯量
m3/t
4.04
煤尘爆炸指数
%
二1煤层的直接顶为砂岩、泥岩和沙质泥岩;
直接底板为砂岩、灰岩和沙质泥岩或泥岩;
直接顶、底板与煤层之间,局部存在着伪顶和伪底,厚度一般小于0.5m,其岩性多为碳质泥岩或泥岩。
附煤层顶底板情况表2-2-2。
表2-2-2煤层顶底板情况
围岩名称
岩层名称
厚度(m)
岩石描述
老顶
细粒砂岩
6.43
深灰色厚层状,性硬脆颗粒均匀,节理充填白色薄膜,底为砂质泥岩和泥岩互层。
(经回采、已破碎)
直接顶
砂质泥岩
9.66
黑色细密含云母片及植物化石,底为炭质泥岩,污手有滑感,少夹煤线。
(经回采、已破坏)
直接底
炭质泥岩
10.69
黑色薄层状,局部夹煤线和细砂岩,含方解石脉,具有劈理片理结构。
老底
石灰岩
1.90
深灰色厚层状硬脆有方解石脉破碎。
第三节水文地质
该工作面基本为沿空掘巷,主要经过西二采区原12100、12120和西四采区14080三个工作面的采空区。
三个工作面中经过的采空区部分均已于1988年-1996年期间回采完毕。
由于掘进巷道经过的采空区回采时间较长,预计煤岩已压实紧密;
但由于老采区内煤层较厚,回采过程中只采而未放煤,故采空区内多数地段可能留有余煤;
另外回采结束后,地面受采动影响可能会有裂隙与地表水沟通;
老空内未塌实地段可能会有老空水和有害气体积存。
所以该工作面在掘进过程中,必须做好老空的超前探查工作,探查内容包括采空区内水、瓦斯及其他有毒有害气体等。
该区域为南高北低的单斜构造,煤层埋藏较浅,该掘进地区不属于富水区,水文地质情况比较简单,岩层含水微弱,主要含水层为顶板砂岩,裂隙、孔隙不发育,富水性弱,含水层厚0-32.49m,一般10-20m,单位涌水量q=0.0000532~0.00797kg/s.m,渗水系数:
k=0.00053~0.0352m/d。
底板为太原群上部灰岩,富水性极不均匀。
本区水文地质属于二类一型或三类一型。
井下涌水多为季节性地表裂隙水。
工作面附近没有较大河流经过,该工作面基本为沿空掘巷,掘进工作面要经过采空区,由于采空区回采时间较长,采空区内地质水文情况不详,所以在掘进过程中,探水组必须加强工作面超前探放水,尤其在夏季多雨时节,要防止地表水通过地表裂隙涌入井下。
探水组要及时掌握涌水量情况,在掘进过程中,必须坚持“有疑必探,先探后掘、物探先行、钻探验证”的探放水原则,以防止老空涌水造成危害。
第三章掘进巷道断面及支护
第一节巷道布置
复采12100工作面上、下顺槽、切眼均按照公司测绘人员给定的中线沿二1煤层的底板掘进。
上顺槽长约380m、下顺槽长约310m,切眼长约220m,掘进总长度为910m。
第二节巷道支护规格及断面尺寸
1、巷道支护规格
掘进的上、下顺槽及切眼均采用矿工钢梯形对子棚支护,其支护规格及巷道内运输设备配备见掘进巷道支护状况表2-2-1。
2、巷道断面尺寸
工作面上、下顺槽及切眼巷道断面及支架布置具体见掘进巷道支架布置及断面设计图2-2-1
表2-2-1掘进巷道支护状况
巷道
名称
支护
形式
净断面
规格
棚距
用途
设备
上顺槽
矿工
钢梯
形对
子棚
5m2
梯形顶梁2.2m、腿长2.2m、
净高2m
0.7m
回风
皮带、刮板
输送
机
下顺槽
梯形顶梁2.2m、腿长2.2m、
进风、
运煤、运料
切眼
5m2
采、
运煤
刮板
图2-2-1掘进巷道支架布置及断面设计
第四章施工方法及工艺
第一节施工方法
为了掘进后能及时对巷道进行永久支护,保证作业安全和工程质量,加快掘进速度,决定采用全断面一次成巷法掘进,掘进与支护顺序作业的方式进行施工。
1、掘进采用钻眼爆破,全断面一次起爆;
若掘进巷道遇较硬岩层时,也可考虑采用分次起爆的作业方式。
2、掘进巷道的永久支护暂时定为采用矿工钢梯形对子棚支护,临时支护使用铁钎椽进行前探支护,且支护紧跟工作面。
3、严格按测绘人员给定的施工中、腰线进行掘进。
4、放炮及手镐落下的煤、碴主要采用人工攉煤、刮板输送机和胶带输送机运输的方式运出工作面。
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,由班组长和放炮员进入工作面,有外向里依次检查顶板、支护、有害气体和拒爆等情况,确认安全再前移前探支护,并确定铁钎椽打紧背牢之后,方可进行攉煤和架棚支护。
第二节施工工艺
巷道掘进主要采用煤电钻(或风钻)打眼、松动爆破、手镐落煤(碴)、人工攉煤(碴)、刮板输送机运输、架棚支护的施工方法。
施工工艺流程为:
钻眼爆破装运煤(碴)架棚支护。
1、钻眼爆破
掘进工作面钻眼主要利用平地20立方空气压缩机供风,炮眼的布置为一个掏槽眼,两个帮眼,两个顶眼和三个底眼,钻眼深度均为1.2m。
炮眼布置、爆破参数及预期爆破效果具体见以下图表。
A、炮眼布置图:
(见下图)
B、爆破参数
炮眼
眼数(个)
眼深(m)
装药量
(码)
雷管
(个)
炮眼角度(°
水平
垂直
掏槽眼
1
1.2
1×
3
90
帮眼
2
2×
75
80
顶眼
底眼
3×
合计
8
18
C、预期爆破效果
序号
掘进毛断面
㎡
6.2
炮眼利用率
%
85
每循环工作面进尺
1.0
4
每循环炸药消耗
码
5
每循环雷管消耗
发
D、钻爆说明
1)钻爆的工艺流程:
钻眼前准备→钻眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯→撤人放警戒→爆破→检查瓦斯及爆破效果→洒水灭尘。
2)钻爆工序要求:
(1)钻眼前,必须详细检查煤头5m范围内的支护,发现问题及时处理;
(2)必须依据中、腰线在工作面按炮眼布置标定炮眼;
(3)严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼,并坚持湿式打眼;
(4)爆破严格执行“一炮三检”制度;
(5)爆破采用正向装药、串联式联线方式,坚持使用毫秒电雷管和矿用硝氨炸药。
(6)可根据煤层及围岩的软硬程度,适当增减炮眼个数和装药量;
(7)放炮员必须持证上岗,无证不准顶岗放炮。
坚持炸药、雷管分装分运及领退制度,严禁使用失效的药管,当班用不完的药管必须退库。
(8)爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内,并加锁;
严禁乱扔、乱放。
爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整,避开机械、电气设备的地点。
爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。
(9)炮眼封泥应用水炮泥,水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。
严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。
无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。
严禁裸露爆破。
(10)必须坚持谁连线谁放炮的原则,严禁多人放炮或一次装药多次起爆。
(11)放炮器钥匙必须由放炮员随身携带,不得转交他人,放炮必须使用放炮器,严禁使用其它电源放炮。
(12)放炮母线随用随挂,不用时必须拧成短路;
(13)放炮距离直线巷道不得小于75m,直角拐弯巷道距放炮地点不得小于35m。
(14)放炮时,由班组长将人撤到安全地点,清点人数,设好岗哨,方准起爆;
2、装运煤(碴)
工作面采用人工攉煤(碴),刮板输送机、皮带输送机运煤(碴)。
装煤(碴)时必须先用铁钎椽控制顶板,人员必须站在有支架掩护的地点攉煤(碴),保证在安全条件下进行工作。
随工作面的不断推进,应及时进行刮板输送机的铺设及皮带输送机的延伸,以保障掘进头出煤(碴)的运输。
3、架棚支护
装煤(碴)结束后,进行掏窝架棚支护,掘进巷道采用矿工钢梯形对子棚支护,棚距中-中0.7m,矿工钢梁长2.2m(净口2.0m)、腿长2.2m,保证巷道净高2m,净断面5.6m2。
掘进巷道时控顶距不得超过1.0m,当顶帮破碎时必须保证铁钎椽的前探支护,并严格按照掘一棚支一棚的方法进行架房支护,巷道两帮及顶板也要及时用荆笆和背木闭严背实。
架棚时必须使用防倒器或采取其它防止支架倾倒的措施。
第五章生产系统
第一节运输系统
掘进工作面出的煤、碴主要通过巷道内铺设的刮板输送机和胶带输送机运送至西二采区煤仓进行外运;
所需的材料主要通过矿车经西二采区轨道上山运送至轨道坡料场,再由回风巷内铺设的胶带输送机运送至掘进工作面,具体运输路线如下:
煤(碴):
掘进工作面西二采区皮带上山西二煤仓+100m水平运输巷主斜井地面。
材料:
地面副斜井+100m水平运输巷西二采区轨道上山中一车场掘进工作面。
第二节通风系统
掘进工作面采用局部通风机压入式供风,局部通风机安装在西二采区皮带上山东西段巷道内(复采12100下辅巷掘进工作面回风口以东10m~20m处)。
1、风量计算
掘进工作面所需风量应满足稀释炮烟、矿尘、瓦斯及人工呼吸的要求。
1)排除炮烟所需风量:
Q掘=25A=25×
2.7=67.5m3/min
式中:
Q掘-所需风量,m3/min;
25-每公斤炸药爆炸后所供给的风量,m3/min;
A-工作面一次爆破所用的最大装药量
2)按工作面同时工作的最多人数计算:
Q掘=4N=4×
23=92m3/min
式中:
N-工作面同时工作的最多人数(交接班时);
3)按瓦斯涌出量计算
工作面绝对瓦斯涌出量为0.54m3/min。
Q掘=100×
Q沼×
K掘
=100×
0.54×
1.7
=91.8m3/min
Q掘—掘进工作面所需风量m3/min;
Q沼—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量m3/min;
K掘—掘进工作面的通风系数,一般取1.5—2.0,
本工作面取1.7。
通过计算,确定该掘进工作面所需风量最大值为92m3/min,在此取工作面所需风量为100m3/min。
4)风速验算:
V=Q/S=100/5.6×
60=0.30m3/s
4>
0.30>
0.25符合《煤矿安全规程》相关要求。
2、风机选型
根据工作面所需最大风量,选用11kw风机为掘进工作面供风。
(11kw风机的风量为130-240m3/min)
3、风流路线
新鲜风流:
地面主、副斜井+100水平大巷西二采区东翼进风巷西二采区皮带上山工作面。
乏风风流:
工作面工作面东切眼中一车场西二采区回风巷西二风井。
第三节其它生产系统
1、供电系统
西二采区西翼回风巷掘进工作面供电线路:
地面变电站主斜井中央变电所一号变电所
工作面。
2、防尘供水系统
矿井建有防尘供水系统,井下防尘采用静压供水,由平地水仓架设输水管道,经副斜井、大巷送至工作面。
井下主要运输巷、掘进工作面及运输线每部转载机头处都安装了洒水喷头进行洒水灭尘。
3、通讯系统
在工作面以及各运输设备转载机头处,安装直通调度室程控电话。
4、瓦斯监测系统
1)瓦斯自动检测报警断电装置
在工作面装设瓦斯自动检测报警断电装置,由地面监控微机控制,监测工作面瓦斯的探头安装在距掘进迎头风筒口5m范围内,报警浓度为CH4≥1.0%、断电浓度为CH4≥1.5%,复电浓度为CH4<
1.0%,断电范围为掘进工作面全部电气设备。
监测回风巷瓦斯的探头安装在距回风口10m~15m处,报警浓度为CH4≥1.0%、断电浓度为CH4≥1.0%,复电浓度为CH4<
2)便携式甲烷报警仪的配备和使用
队长、技术员、放炮员下井时必须携带便携式甲烷报警仪,并对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测,如有报警现象(甲烷报警点为1%),必须进行处理。
当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪,并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧,当报警时,停止工作并进行处理。
第六章劳动组织与主要技术经济指标
第一节劳动组织
掘进工作面劳动组织见下表:
表5-1-1劳动组织表
工种
班出勤
日出勤
掘支工
6
装碴工
12
运料工
溜子工
放炮员
组长
7
合计
16
48
说明:
本表是一个掘进头的劳动组织人数,是在其正常情况下配备的,若掘进长度增加时,可适当增加运料人数。
第二节主要技术经济指标
主要技术经济指标包括掘进巷道总长度、巷道毛断面、净断面、支护形式、在册人数、出勤人数、出勤率、日进尺、月进尺、循环率、每循环炮眼数、炸药定额、雷管定额、循环进度、工效等指标。
具体见下表:
表5-2-1主要技术经济指标
掘进工作面总长度
910
巷道毛断面
m2
5.6
支护形式
梯形
矿工钢对子棚支护
在册人数
人
64
出勤人数
60
出勤率
93.75
日进尺
6.3
每班3对房
9
月进尺
176.4
按月生产28天计算
10
循环率
95
11
每循环炮眼数
个
炸药定额
Kg/m
2.7
13
雷管定额
发/m
14
循环进度
15
工效
m/工·
0.105
第三节循环作业
工作面采用全断面一次成巷的掘进方式,皮带上山采用矿工钢梯形对子棚支护,每班掘进完成三个循环。
为保证正规循环作业的完成工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备,合理安排工序,工序和工序之间尽量做到交叉进行、平行作业,以充分利用工作时间,提高工时利用率。
工作面循环作业具体见下图表:
表6-3-1循环作业图表
第七章工程质量标准
第一节施工技术要求
1、打眼前必须由技术员、代班队长、班组长共同画好施工中线,并找出巷道周边轮廓,标出炮眼位置,严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。
2、施工必须按格按线掘进,保证巷道中高和底板平整。
3、中线至任何一帮的距离偏差不得大于±
50mm。
4、工作面放完炮,待炮烟消散,安全员和班组长检查完工作面并确保安全之后应及时使用铁钎椽打好前探支护,严禁空顶作业。
第二节工程质量标准
1、保证巷道净宽(上宽2.0m,下宽3.6m),不得大于也不得小于设计要求的100mm。
2、巷道净高2.0m,不得大于也不得小于设计要求的100mm。
3、支架构件规格质量:
坑木规格符合设计,直径不小于设计规定;
金属零件齐全完整,梁腿不得弯曲。
4、支架应山,必须使用防倒器并有防倒柱措施。
5、棚架应垂直于巷道中心线,无歪扭迈步现象,误差不超过100mm,梁两端应水平。
6、按设计要求,背木、背板、荆笆在支护顶板和侧帮时应均匀整齐,刹紧背牢。
7、房腿下扎深度不得小于150mm,并保证扎到实底,当底软时应在房腿脚下垫上木板或荆笆。
8、棚梁接口要求结合严实,无吊唇后倾、抗肩、错牙现象。
9、棚梁距中—中700mm,不得大于700mm和小于600mm。
10、巷道整洁卫生,设备、器材摆放整齐,巷道无污泥、积水,无杂物、浮碴。
11、必须严格按照质量和施工规范进行施工,加强工程质量的全面检查,达不到规格要求的巷道要及时返修,否则不得继续掘进,并追究责任。
12、为切实把好质量关,应建立班组质量自检和互检制度。
第八章安全技术措施
第一节一般规定
1、施工前工程队要组织工人认真学习本《作业规程》、《煤矿安全规程》及各工种《操作规程》,达到人人皆知,自觉执行。
避免违章指挥和违章作业的现象发生。
2、工作面所有人员必须学习《作业规程》,参加考试合格后,方可下井作业。
3、严格交接班制度,交安全、交质量、交工具及机电设备,做到接班不来,交班不走,交不清不走,严格把好安全关和质量关。
4、井下严禁睡觉,严禁打架斗殴。
5、班前喝酒者不准入井,疲劳过度者不准入井,思想不集中者不准入井,带病者不准入井,准备离矿者不准入井。
6、入井人员必须遵章守纪,杜绝违章,发现违章必须及时制止。
7、在施工中应及时反映本作业规程中存在的问题,以便及时修改完善;
如遇特殊地质变化,则需补充制订相应的专项安全技术措施。
第二节爆破管理
1、严格按照爆破说明书规定进行打眼装药放炮,并设专职放炮员严格执行《煤矿安全规程》中有关放炮的规定。
2、放炮员必须持证上岗,无证不准顶岗放炮。
坚持炸药、雷管分装分运及领退制度,严禁使用失效的药管,当班用不完的药管必须退库,严禁乱扔乱放。
3、掘进过程中可根据围岩的软硬程度,适当增减炮眼个数和装药量;
4、遇到顶底板岩石十分破碎时,不能采取放炮作业,只能使用手镐进行处理。
5、为防片帮、冒顶,工作面必须备有一定数量的背木、撑木和铁钎椽等应急材料。
6、打眼前,要先处理顶帮的活石,加固靠近工作面的棚子,同时要检查好钻眼机具,确保正常工作。
7、打眼时,必须由代班队长、安全员在现场指挥,负责观察顶板变化情况,发现问题及时处理。
8、打眼应按爆破图表的要求,掌握好眼位、眼深及角度。
9、钻眼工作结束后,应将钻机撤到安全地点放好。
10、装配起爆药卷时,必须遵守下列规定:
1)必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。
严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。
装配起爆药卷数量,以当时当地需要的数量为限。
2)装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击,折断脚线和损坏脚线绝缘层。
3)电雷管必须由药卷的顶部装入,严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。
电雷管必须全部插入药卷内。
严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。
4)电雷管插入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭结成短路。
11、炮眼封泥应用水炮泥,水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。
12、当炮眼深度小于0.6m时,不得装药、爆破;
在特殊条件下,如挖底、刷帮等确需浅眼爆破时,必须制定安全措施,炮眼深度可以小于0.6m,但必须封满炮泥;
当炮眼深度为0.6~1m时,封泥长度不得小于炮眼深度的1/2;
当炮眼深度超过1m时,封泥长度不得小于0.5m。
13、装药放炮前,应先检查工作面附近5m范围内的支护,若发现支护不牢靠,必须使用撑木或防倒器进行加固,以防崩倒支架;
放炮崩倒崩坏的支架,必须先进行修复,修复后方可进入工作面进行作业,修复工作必须由外向里逐架进行。
14、起爆前,由班组长将人撤到安全地点,清点人数,设好岗哨,方准下达起爆命令。
15、放炮并待炮烟吹散后,经放炮员、安全员和班组长检查无危险后,人员方能进入工作面。
16、处理拒爆、残爆时,必须在班组长指导下进行,并应在当班处理完毕。
如果当班未能处理完毕,当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。
处理拒爆时,必须遵守下列规定:
1)由于连线不良造成的拒爆,可重新连
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