新寨煤矿作业规程.docx
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新寨煤矿作业规程
水城县新寨煤矿
水仓掘进作业规程
施工单位:
新寨煤矿
编制单位:
新寨煤矿
编制:
郑延安
编制日期:
2012年1月30日
第一章主要工程概述
第二章地质说明书
第三章施工方
第四章掘进工艺
第五章劳动组织配备、掘进循环图表、主要技术经济指标表
第六章一通三防
第七章运输系统
第八章探老巷、老空、过断层破碎带及巷道贯通的安全措施
第九章供电系统
第十章照明、通讯系统
第十一章安全技术措施
第十二章避灾路线
水仓掘进劳动组织措施
组长:
矿长
副组长:
生产矿长
成员:
工程师、副矿长、班组长
矿长:
在法人的领导下负责好本矿安全生产全面管理、协调工作。
工程师:
负责本矿规程、措施的编制、贯彻并履行好签字手续,负责本矿技术管理工作和工程质量,同时协助好矿长抓好本矿安全管理工作。
副矿长:
负责好抓好本点班的安全生产工作,对本点班的安全生产管理工作负现场管理责任,同时协助矿长抓好本矿的安全管理工作。
掘进班长:
负责具体落实本点班每个岗位、每道工序、每个人员的任务和安全职责,是本班安全生产的第一责任人,对本班安全生产工作负直接责任。
机电工:
对本科管辖范围内的机电设备负现场管理责任,是本点班安全作业第一责任者。
对本点班安全作业工作负直接责任。
1、编制结合实际的生产组织设计、技术管理办法、对各工种施工人员进行详细的技术交底,技术工作要做到超前计划安排,并定期检查落实。
2、生产负责人经常加强巡视,对影响生产的诸因素进行检查,找出原因,拿出对策,采取有效措施及时补救。
3、落实岗位责任制,不仅要有领导岗位责任体系,还要建立各工种岗位责任制,如各班组、各工种岗位责任制等。
4、合理安排是各施工工序,避免窝工,杜绝反工,提高劳动生产效率。
5、落实建全各种行之有效的管理制度,奖惩措施,为保证技术工作稳定可靠,万无一失,建立行之有效的技术管理制度,并且坚决执行。
6、严格执行领导下井带班作业制度,管理人员现场跟班指挥生产,监督工作面按规定要求施工,严禁违章指挥和违章作业。
第一章工程概况
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为+950水仓、吸水井。
二、掘进目的及用途
掘进目的是为形成950水平排水系统,满足该矿井排水的要求。
三、工程量:
水仓开口位于主副井+950联络巷之间,按方位320°,坡度-20°作下山16m到+970水平落平,平巷施工12米,再以40°方位施工平巷30米至水泵房,总工程110m。
三、预计工期:
2个月(岩巷60m/月)
开工时间:
2012年1月31日
预计竣工时间:
2012年3月31日。
第二章地质说明书
一、工程名称:
水仓掘进。
二、工程位置:
位于新寨煤矿井田东边,标高为+976~+970m。
三、巷道周围开采情况:
巷道周边均未开采,左边为矿井的主井间距10m,右边为副井间距20米。
四、对应地面地形、建筑情况:
地形陡峭,无任何建筑。
五、其它需要说明的问题:
由于是下山施工需要加强排水工作;出现异常情况,在施工过程中,施工人员立即汇报矿调度室,安排有关人员收集资料,便于采取措施处理。
第三章施工技术要求
一、施工方法:
1、采用全断面一次起爆,爆破掘进。
爆破后用手镐配合风镐将巷道刷到设计的断面。
2、掘进采用风钻打眼;用MQT——120A型气动锚杆钻机打锚杆眼
3、采用MFB—200型起爆器引爆,毫秒电雷管和煤矿乳化炸药爆破落岩。
二、作业方式:
根据施工方法和支护的相互关系,以单行作业为主,平行作业为补充的作业方式,作业方式为“三八制”。
三、支护设计:
1、设计断面:
水仓半圆拱形断面,净宽2.6m,巷中净高2.5m,断面S净=5.77m2。
2、支护材料选择和布置方式的确定:
⑴锚杆长度的确定:
根据l=kb/(2f+l1+l2)
l----锚杆长度(米)。
k----安全系数,一般取2。
b----巷道开挖宽度,取2.7米。
f------岩石的坚固系数,取3。
l1------锚杆锚入稳定岩层的深度,一般取0.3米。
l2------锚杆在巷道在中外露长度,有垫板的取0.1米。
l=2×2.7/(2×3+0.3+0.1)
=0.84米<2米
根据我矿支护材料情况,实际选择锚杆长度为2米。
⑵锚杆间、排距的确定:
a={q/[(kb)/(2f)r]}1/2
a------锚杆间、排距。
q——锚杆的设计锚固力,取80KN。
k——安全系数,取1.5—2。
b——巷道的开挖宽度,取2.7米。
f——岩石的坚固性系数,取3。
r——岩石的重力密度,取21.56KN/m3
a={80/[(2×2.7/2×3)×21.56]}1/2
=2.0m>0.8m
为了增大安全系数,选择锚杆间、排距为800mm×800mm。
3、支护材料规格、数量及质量要求:
⑴根据上述计算综合确定,锚杆采用∮20mm×2000mm的钢筋螺纹锚杆,锚杆间、排距为800mm×800mm。
锚杆每眼用2节树脂药卷,药卷规格型号为:
MSK2360。
过期、硬化、破裂等失效的药卷严禁使用。
⑵锚网采用∮4mm、网格度为60mm*60mm、网块长为2000mm、宽为1100mm的金属网,网与网之间的压接长度≮100mm,联网铁丝选用14#铁丝,拴紧压实。
⑶锚杆应尽量垂直于巷道轮廓线,与巷壁间的夹角不得小于750。
锚杆必须横成排、纵成线,锚网必须贴紧岩面,不得出现网兜。
锚杆托板必须将网压紧、压平,螺帽拧紧,严禁松动。
(安装锚杆时必须用专用机具进行,严禁用大锤等硬打进去)
⑷锚杆安装工艺流程为:
打锚杆眼→洗孔→铺网→装药卷→上锚杆→搅拌药卷(25~40秒)→紧螺母→撤钻机。
安装锚杆时,必须按照先顶后帮、先上帮后下帮的施工工序进行。
4、锚杆外露不超过50mm,间、排距误差不超过100mm。
5、最后进行喷浆封闭,喷浆厚度以盖网为准。
6、如果遇到破碎地带的支护设计由技术科现场给定。
7、支护设计示意图。
8、临时支护方式:
每次炮后,进行敲帮问顶,把帮顶的活石悬矸找净后(撬不下来的地方如存在隐患可用临时带帽木顶柱打上),然后蹬矸打顶部锚杆作为临时支护(同时也是永久支护),临时支护锚杆间排距按1.6m×0.8m,与预留锚杆位置呈交叉布置,临时支护锚杆支护抵到迎头后,然后把预留锚杆位置补打完后,方可继续往前掘进。
9、工作面的最小、最大空顶距:
工作面的最小空顶距不得大于800mm,最大空顶距不得大于2500mm。
第四章施工工艺
1、爆破方法:
采用全断面一次起爆。
2、炮眼布置三视图:
3、装药结构图:
4、爆破说明图表:
5、预期爆破效果表:
6、联线方式:
7、总延期时间计算:
总延期时间=(Ⅲ段延期时间+15毫秒)—Ⅰ段延期时间
=(110+15)—13=112毫秒<130毫秒
故雷管选择合适。
8、发爆器的选择
⑴回路电阻R1=TL/S=0.176×10-6×200×2/(3.14×0.52×10-6)=89.68Ω
⑵雷管及脚线电阻R2=R电N=5.8×27=156.6Ω
⑶总电阻R=R1+R2=89.68+156.6=246.28Ω
⑷初步选择MFB-200型发爆器,其电压U=2500V
⑸验算:
起爆电流I=U/R=2500/246.28=10.15A>2A
⑹根据以上计算和我矿具体情况,确定选用MFB-200型发爆器起爆。
9、工艺流程:
交接班(安全检查)→打眼→吹眼→装药联线→放炮→临时支护→出货→打锚杆眼→挂网装锚杆→交接班
第五章循环作业图表、劳动组织及经济指标
一、循环作业图表:
二、劳动组织表:
三、主要经济技术指标:
第五章生产系统
第一节通风
一、掘进工作面风量计算
每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量,应按巷断面,瓦斯或二氧化碳涌出量,炸药用量,局部通风机实际吸风量,风速和人数等规定要求分别计算,并必须采取最大值。
(一)按瓦斯涌出量计算
Q掘=125×q瓦掘×K掘通=240.8(m³/min)
式中:
Q掘——掘进工作面实际需要的风量。
(m3/min)
q瓦掘——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量。
取(1.07m³/min)
K掘通——掘进工作面的瓦斯涌出量不均匀备用系数。
取K掘通=1.8
Q掘=125×1.07×1.8=240.8(m³/min)
(二)按炸药量计算
Q掘=25A(m³/min)=25×13=325m3/m
式中:
A——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量。
25——每公斤炸药所需风量。
(三)按A数计算
Q掘=4×n (m³/min)
式中:
n——掘进工作面同时的最多人数10人。
Q掘=4×13=52(m³/min)
(四)按局部通风机吸入风量计算
Q掘=Qf×I×kf=5.8×1.0×1.2=9.1(m3/s)。
式中:
Qf—掘进工作面局部通风机额定风量,m3/min,掘进工作面采用型号为FBD-№6.0/2×11kw局部通风机,额定风量为(200~350)m3/min,风压880~3600Pa;取局部通风机的吸风量为350m3/min进行计算。
I—掘进工作面同时运转的局部通风机台数,台;
Kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取1.2~1.3,进风巷中无瓦斯涌出时取1.2,有瓦斯涌出时取1.3,取1.2;
按局部通风机的实际吸风量计算
Q掘=Q局机×I (m³/min)
式中:
Q局机——掘进工作面局部通风的实际吸风量。
150m³/min
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
取一台。
Q掘=150×1=150(m3/min)
为了防止局部通风机吸循环风,局部通风吸风口至掘进工作面回风口之间的风流处于停滞状态而引起瓦斯积聚,在安装局部通风机的巷道中,除了保证局部通风的吸风量外,还应保证局部通风机吸风口至掘进工作面回风巷巷口之间的风速不低于岩巷0.15m/s,煤巷0.25m/s。
Q=150+0.25×60×4.1=211.5m3/min
二.掘进工作面风速验算
(一)按最低风速验算。
煤巷式半煤岩巷掘进工作面的低风量。
Q≥15×S煤掘(m3/min)
式中:
S煤掘—煤巷掘进工作面的断面积4.8m2
211.5≥15×4.8=72(m3/min)
(二)按最高风速验算
煤巷式半煤岩巷掘进工作面的最高风量
Q煤掘≤240S煤掘(m3/min)
式中:
S煤掘—掘进工作面断面积4.8m2
211.5≤240×4.8=115.2(m3/min)
通过以上计算及验算,取Q=211.5m3/min,即选择JBT—52(11KW)型局部通风机,可满足掘进工作面的风量要求,并符合有关规定。
三.局部通风机的安装地点选择和通风系统
1.局部通风的安装地点
局部通风机安装在1号联络巷与1800主提贯通处以上15米处的1800主提下山右帮。
2.通风系统
局部通风机→工作面→1号联络巷→副井→地面。
附:
通风系统示意图
一、掘进工作面风量计算
根据煤矿通风的有关规定,以巷道断面和(煤矿安全规程)规定的最低风速确定掘进工作面最低风量,按巷道设计最大供风距离和风筒百米漏风率反算风机吸风量;以风机吸风量选定风机型号,从而确定风机的最大工作风量;以风机最大工作风量加上风机安装位置巷道最低风速的风量,确定整个掘进工作面的全风压供给的风量(即掘进工作面的总风量Q掘全)。
按以下3个步骤计算,最后进行验算。
1.掘进工作面最低需要风量:
Q掘=SV
式中Q掘―掘进工作面最低需要风量,m3/min;
S―掘进巷道断面,取5.97m2;
V―掘进工作面最低风速,按15m/min计算。
因此Q掘=S×V=5.97×15=89.6m3/min
2.掘进工作面局部通风机选型:
以掘进工作面风量Q掘和巷道设计最大供风距离计算局部通风机需要的风量。
式中Q吸l—局部通风机需要的吸风量,m3/min,
Q掘—掘进工作面最低需要风量,m3/min;
m—独头通风百米长度指数,因最大通风长度为150m,所以取1,
P百—风筒百米漏风率,因最大通风长度为150m,所以查表取0.02.
因此
m3/min
根据以上计算,选择2×5.5kw的对旋式FBDS/2×5.5型局部通风机,局部通风机的最大吸风量为200~140m3/min。
3.掘进工作面全风压风量计算:
按照《煤矿安全规程》规定:
局部通风机安装地点到回风口间,巷道的最低风速不得低于0.15m3/s,最后确定全风压供给掘进工作面的风量。
计算公式为:
Q掘全=Q吸2+9S
式中Q掘全—全风压供给掘进工作面的风量,m3/min;
Q吸2—选定局部通风机的最大吸风量,m3/min;
S—局部通风机安装地点的巷道断面,m2;局部通风机安装在主井内,S=6.4m2。
因此Q掘全=Q吸2十9S=180+9×6.4=237.6m3/min
4.掘进工作面风量验算:
掘进工作面风量验算,系指验算掘进工作面风筒出口的风量。
(1)按掘进工作面温度和炸药量验算。
每循环最大炸药量为10.8kg,温度16~22℃,查表得掘进工作面需要风量为60m3/min.
(2)按瓦斯绝对涌出量进行验算。
根据《煤矿安全规程)第一百三十六条规定:
采掘工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%进行验算。
式中Qch4—该掘进工作面瓦斯绝对涌出量,取0.149m3/min;
Q掘—掘进工作面最低需要风量,m3/min
回风流中瓦斯浓度为:
(4)按同时工作的最多人数进行验算。
每人每分钟供给风量不低于4m3/min。
m3/min
式中Q掘—掘进工作面最低需要风量,m3/min,
N―同时工作最多人数,取15人。
故98.1÷15=6.54m3/人·min>4m3/人·min
通过以上计算及验算,选择2×5.5kw的对旋式FHDS/2×5.5型局部通风机,压入式通风,配合直径600mm的风筒,即可满足掘进工作面的风量要求,并符合有关规定。
二、局部通风机安装地点和通风系统
局部通风机安设在主井新鲜风流中。
掘进过程中如通风系统调整、变化时,必须及时调整局部通风机的安设位置并编写补充措施。
通风系统:
局部通风机950水仓联络巷工作面副井地面。
第二节压风
风源来自地面压风机房,自副井经950车场分别用2寸铁管和1寸胶管接至工作面。
地面风压为0.75MPa,工作面风压最小为0.4MPa.
附图:
通风系统示意图。
压风系统:
地面压风机新主井950车场迎头。
附图:
压风系统图。
第三节瓦斯抽放
根据提供的地质资料,不需要进行瓦斯抽放工作。
第四节综合防尘
施工过程中采用湿式凿岩、洒水装岩、使用水泡泥和个体防护等综合防尘措施。
防尘水源来自地面防尘水池,供水管路由主井接至开口处,分别用2寸、1寸铁管和1寸胶管接至工作面,每百米设三通一个。
工作面外设三道喷雾。
第一道为远程爆破喷雾,使用范围6~12m,使用水和压风作为喷雾介质,爆破工连线结束后开启此喷雾,爆破结束进人迎头关闭次喷雾;第二道为扒装喷雾,安设在扒装过程中使用;第三道为回风喷雾,安装回风流与全风压风流混合处20m范围内,为一常开水幕。
施工过程中采用湿式打眼、自觉佩戴防尘口翠、水炮泥定炮、爆破喷雾、装岩(煤)洒水、冲刷岩帮、净化风流等综合防尘措施。
上风道掘进中使用隔爆水袋,隔爆水袋距工作面60~200m,长度不小于30m水袋间距为2~3m。
防尘系统,
地面防尘水池主井950车场工作面
附图:
防尘系统图
第五节防灭火
因是全岩掘进,施工过程中无自燃现象发生,施工过程中要及时清理浮矸,定期冲刷巷道,并由瓦斯检查员进行经常性检查。
950m水仓建有消防材料库,存有灭火砂和消防器材。
防灭火系统:
地面水池主井950车场工作面
附图:
防灭火系统图。
第六节安全监控
一、便携式甲烷报粉仪的配备和使用
1.区长、技术员下井时,必须携带便携式甲烷报警仪,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。
2、爆破工下井担任爆破工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作,并做好记录,上井后由发放人填制“一炮三检”报表。
3.当班的班组长下井时必须携带便搏式甲烷报警仪,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,当报警仪报警时,停止工作,并进行处理。
4.机电流动电钳工下井担负机电维修工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度,仪器报警时不得通电或检修。
二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用
1.掘进工作面甲烷传感器必须安设在距工作面不大于sm的巷道内,其报警浓度为1.0%CH4,断电浓度为1.5%CH4,复电浓度为1.0%CH4。
断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。
2.甲烷传感器应安设在巷道的上方,垂直悬挂,距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm。
附图:
安全监测仪器仪表示意图。
第七节供电
一、供电系统
1.该迎头掘进施工中,供电电源来自西地面变电所,经主井地面配电点向工作面供电,变电所采用单回路干线分支式向各掘进配电点供配电。
掘进工作面配电点采用辐射式供电方式。
变压器一次电压等级为10kV,二次电压为660V,掘进工作面供电电源为660V。
电缆要吊挂整齐,电缆钩每3m一个,电缆的垂度不大于50mm。
配电点设置在距工作面100m以外的安全地点,并且采用风电闭锁。
采区变电所总开关设有检漏继电器,对整个线路进行绝缘监视。
2.工作面设备装机总容量为20kw。
3.工作面设备以及供电电缆:
馈电开关DW80-3502台
启动开关QBZ83-803台
二、电器整定
整定计算:
I=149+6+4.2+6+6+6+6+6+6=195.2A
则Iz=200A。
灵敏度系数:
根据最远端两相短路电流查表知Id
(2)=600A
K=Id
(2)/Iz=600/200=3>1.5合格
附图:
供电系统图。
第八节排水
根据地质说明书的有关资料,401煤层底板粉砂岩为弱含水层,掘进过程中局部裂隙发育地段有少量淋水,随揭露范围增加而逐渐疏干。
排水系统:
工作面主井水沟950临时水仓副井地面污水处理站
附图:
排水系统图
第九节运输
1.运矸:
工作面950车场主井吊挂装车0.8绞车提升地面。
2.运料(空车):
地面主井950车场作面。
附图:
运输系统示意图
第十节照明、通信和信号
一、照明
施工过程中950车场安设作业照明灯。
二、通讯
本工作面使用井底水仓安设的电话(电话号码811)能够直接和主(副)井绞车房、井底车场、调度室、变电所等相互直接联系。
三、信号
水仓进风巷施工时,950车场口安设声光信号和行车红灯。
附图:
照明、通信和信号系统示意图。
第六章通风、防治瓦斯、防尘、防灭火
第一节通风
一、通风设计
1、设计项目:
水仓掘进通风设计
2、设计原因:
巷道掘进
3、通风方式:
局部通风机压入式通风
4、局扇安设地点:
地面
5、风量计算及局扇选择:
水仓为岩巷掘进,按照风量计算的几种方法进行风量计算并对比,其中按照炸药用量进行计算所得出的风量最大,故计算该巷需要风量时按炸药量进行计算:
根据Q=25A
式中:
A------水仓一次爆破所使用的最大炸药量,经计算为21kg
则Q=25×21=525m3/min
6、按风速验算:
V=Q/60S净=525/(60×8.5)
=1.0(m/s)
根据《煤矿安全规程》中第101条规定:
掘进中的岩巷最低风速为0.15m/s,最高风速为4m/s。
经验算:
Vmin≤V≤Vmax,风速符合《规程》要求
故风量计算满足要求
我矿使用的FBD-NO6型对旋轴流式局部通风机实测吸风量为550m3/min,故水仓选用FBD-NO6型局部通风机能满足通风需要。
根据风量计算及风速验算,水仓掘进选用FBD-NO6型局扇供风。
在施工期间若风量不足,再根据掘进期间的实际情况进行风量计算及局扇选择。
7、全负压风量计算
我矿FBD-NO6型局扇实测最大吸入风量为550m3/min
Q全=Q吸+Q基=550+0.15×60×12.6=663.4m3/min
即:
全负压风量只要保持663.4m3/min以上就可满足设计要求,实测全负压风量为860m3/min,全负压风量符合设计要求。
二、局部通风管理
1、通风系统:
水仓通风系统,独头巷道掘进。
2、供风采用局扇压入式通风,按风量计算要求安装2×11KW局扇,掘进期间根据实际情况进行风量核算,再确定是否更换局扇。
3、所安设的局扇必须安装三专两闭锁装置,闭锁装置必须灵敏可靠。
4、风筒接头必须双反边,及时修补破口减少漏风,风筒吊挂严禁出现“铁铁相连”。
必须缝环必挂,风筒吊挂平直。
5、风筒出风口距迎头(煤巷、半煤巷≯5m)岩巷≯8m,遇巷道拐弯处必须加直径与风筒直径相吻合的铁弯头,严禁拐死弯。
6、局扇的停送由瓦检员执行,其他人员严禁停送局扇。
7、临时停电停风按矿有关规定执行。
8、局扇安装位置必须符合《规程》规定,离地高度不得小于300mm,并执行挂牌管理。
9、局扇吸风口2米范围内不得有机械设备、材料、杂物等堵塞吸风断面。
风筒过风门(墙)处必须用铁风筒,且铁风筒与风筒直径必须配套。
10、采用同等能力的双风机、双电源供风,并能实现自动切换,以减少无计划停风。
三、通风系统管理
1、井下所有风门必须连锁,保证其中两道风门不能同时大开,通风科每天派人对风门进行检查维护,发现问题及时汇报及处理,以确保通风系统稳定。
2、严禁损坏风门,过往风门时随手关风门,严禁风门敞开不关,风门必须安设开闭传感器,其信号必须传送到地面,保证24h/d正常监控。
3、推车过风门时,严禁将两道风门同时打开,严禁推车撞风门,矿车过后及时将风门关好
4、通风科测风员每旬进行系统风量测量,发现问题,查明原因,采取措施及时处理、汇报。
5、巷内堆放物件时,堆放断面严禁占巷道断面的1/3及以上。
6、回风巷道内,不得堆放材料、杂物,以防影响通风。
7、对失修巷道及时返修,确保通风系统畅通,确保巷道断面能满足通风要求。
8、附通风系统示意图。
第二节防治瓦斯
一、概况:
水仓在岩石中掘进,在掘进过程中施工地质钻孔,探清楚前方情况,以防误揭煤层,如果遇到煤层由技术科编制揭煤措施报相关单位审批后,方可揭露煤层;若遇过断层、地质构造带或上下巷道立交点等情况时,请技术人员及时提供资料,以便及时采取相应措施处理。
二、瓦斯治理
根据
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- 关 键 词:
- 煤矿 作业 规程