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+1115m煤仓二次扩刷作业规程

+1115m煤仓二次扩刷作业规程
+1115m煤仓二次扩刷作业规程

昌吉市宝平煤矿

+1115m煤仓导硐掘进作业规程

编制:孙明志

施工单位:掘进队

编制日期:2015年10月10日

目录

第一章概况 (5)

第一节概述 (5)

第二节编写依据 (5)

第三节掘进过程中的问题及建议 (5)

第二章地面相对位置及地质水文情况 (6)

第一节地面相对位置 (6)

第二节煤(岩)层赋存特征 (6)

第三节地质构造 (6)

第四节水文地质 (6)

第三章巷道布置及支护说明 (7)

第一节巷道布置 (7)

第二节支护设计 (7)

第三节支护工艺 (8)

第四章施工工艺 (11)

第一节施工方法 (11)

第二节爆破作业 (13)

第三节装载与运输 (15)

第四节管线敷设 (15)

第四章劳动组织及主要技术经济指标 (16)

第一节劳动组织 (16)

第二节正规循环组织图表 (16)

第三节设备及工具配备 (16)

第四节主要技术经济指标 (17)

第五章生产系统 (17)

第一节通风系统 (17)

第二节防尘系统 (18)

第三节防灭火系统 (18)

第四节供电系统 (19)

第五节排水系统 (19)

第六节运输系统 (19)

第七节照明、通讯和信号系统 (19)

第八节安全监控系统 (20)

第六章灾害预防及避灾路线 (20)

第一节灾害预防 (20)

第二节避灾路线 (20)

第七章安全技术措施 (21)

第一节施工准备 (21)

第二节“一通三防”管理 (21)

第三节顶板管理 (22)

第四节爆破管理 (23)

第五节机电管理 (26)

第六节运输管理 (27)

第七节防治水管理 (28)

第八节专项措施 (29)

第九节其它安全技术措施 (31)

第九章附图表 (33)

会签栏

会签单位签字日期会签意见安装队

技术科

地测科

安全科

通风科

地测副总

通风副总

机电副总

采掘副总

机电副矿长

安全副矿长

生产副矿长

总工程师

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

本《作业规程》掘进的巷道为技改工程+1115m煤仓导硐扩刷。

二、巷道位置

煤仓上口位于+1100皮带轨道联络巷69m处的皮带卸载硐室内,下口位于+1100m皮带上山皮带机尾上部约14m处,下部通过卸载硐室与+1100m皮带上山相连。煤仓开口布置在岩层中。

三、掘进目的及用途

煤仓掘进目的是形成矿井工作面生产系统,满足采煤工作面以及掘进工作面生产的煤炭存储和运输需要。导硐是为了提高掘进效率,便于煤仓出渣、通风等施工需要。

四、巷道设计长度

巷道设计长度:煤仓垂直高度14m,其中煤仓主体10.261m,煤仓下口4.1m,卸载硐室3.5m。本规程导硐10.261m。

五、预计开、竣工时间

预计本工程自2015年10月15日开工,预计2015年11月1日竣工。

第二节编写依据

一、设计说明书及批准时间

1、设计图名称为《+1115m煤仓施工图》。批准时间为2015年9月。

2、宝平煤矿+1115m煤仓工作面掘进地质说明书(地测科,2015年9月)

3、由新疆地质矿产勘查开发局第九地质大队编制的《昌吉市宝平煤矿生产地质报告》。

4、《煤矿安全规程》、《操作规程》。

5、宝平煤矿相关规章制度。

6、现场收集的有关资料。

第三节掘进过程中的问题及建议

(1)、巷道施工坡度为90°,在施工过程中加强运输及人员防坠管理,避免人员坠落。同时采取保护措施做好通风、上下行人、物料提升等工序。

第二章地面相对位置及地质水文情况

第一节地面相对位置

+1115m煤仓位于宝平矿北翼,下部与+1100m皮带上山相连接相距10m(垂距),上部与+835m皮带上山相连接,煤仓四周为实体岩层,掘进区域地表标高+1308m-+1318m,工作面地表地形为属低山丘陵及沟谷,山坡基岩裸露,植被生长稀疏,无牧民区等建筑物。

第二节煤(岩)层赋存特征

掘进层位于14-15煤层底部岩层中。根据地质报告提供,煤层已全部火烧,多形成杂色角砾火烧岩、灰黑焦块或砖红色烧变岩。

根据新煤行管发【2014】233号文“关于昌吉市宝平煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复”矿井相对瓦斯涌出量为4.42m3/t,绝对瓦斯涌出量为6.84m3/min;相对二氧化碳涌出量为1.47m3/t;绝对二氧化碳涌出量为2.28m3/min;掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.15m3/min。瓦斯等级为瓦斯矿井。

工作面地温正常。

9-10号煤层与14-15号煤层,其顶底板岩石在饱和状态下单向抗压强度仅为1.95—14.70Mpa,软化系数为0.29,属1类顶板,是极软弱型岩石类型,具体测试鉴定成果详见《岩石物理力学试验成果一览表》,所以在未来开采以上煤层时,要特别注意加强顶板管理,尤其对极软弱岩石顶板更要高度重视,同时也要注意底板岩石底鼓现象的发生。

第三节地质构造

所揭露的岩层为单斜构造,无断层、褶曲等对掘进影响不利的地质构造。工作面内无古河流冲刷、岩浆岩侵入、陷落柱。

第四节水文地质

一、水文地质条件

井田地形属中低山地形,基岩裸露,第四系覆盖较少,地势总体北高南低,地形有利于自然排水。井田内无常年流动的地表水流,气候干燥,蒸发强于降水。矿床埋藏于当地侵蚀基准面以下,受井田南界外的头屯河及河床孔隙潜水对矿床充水的影响,矿床充水主要源于第Ⅲ含水层孔隙裂隙承压水。利用大井法进行矿坑涌水量的预算结果为464.66m3/d(+950m水平),而比拟法预算的(+950m水平)矿坑正常涌水量为134.23 m3/d ,两种方法的计算结果有一定差距,考虑到客观上地下水的赋存情况,我们倾向与采用大井法的预算结果,即矿井首采区涌水量为464.66m3/d(+950m水平),同时也说明本地区矿坑涌水量不大,地下水相对

较为贫瘠。由此可知第Ⅲ含水层透水性较好,富水性一般,井田属顶板间接进水、水文地质条件简单的二类煤矿床,水文地质条件属简单型。

二、含水性分析

本掘进巷道水文地质条件较简单,存在的潜在水患威胁为:1、火烧区富水带;通过地质报告可知,该区域为细砂岩烘烤区,基本排除有火烧区富水带影响;安全保护煤柱留设30M,按照“逢掘必探”的原则,对该区进行预防性探放水,确保巷道施工安全。工作面内由地质报告可知不存在断层构造,经现场观测分析断层导水不作为本次探放水考虑因素。

三、涌水量预计方法及预计涌水量

参照地质报告及矿井实际水文情况,巷道最大涌水量为15-20m3/h;正常涌水量为0-3m3/h。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

煤仓导硐开口布置在+1100皮带上山处,穿过10m岩层。煤仓上口位于+835m 皮带上山卸载硐室内,下口位于+1100m皮带上山皮带机尾上部约14m处,下部通过煤仓卸载硐室与皮带上山相连。上口标高+1115.191m(⊥),下口标高为1100.731m(⊥),全高14.1m。煤仓上口中心坐标:X:4838070.921;Y:29512464.651 H:+1115.191m(⊥)。

附:煤仓平面图

第二节支护设计

一、巷道断面特征

煤仓自上向下结构分为仓体、仓底、卸载硐室3部分:

1、煤仓导硐支护形式及参数:

支护形式为:锚喷

施工长度:10m

巷道坡度:90°

岩性、岩石硬度系数:粉砂岩、半煤岩(f=3~6)

巷道规格:圆柱体

=4.91m2。

掘断面尺寸:巷道直径2500mm, S

2、卸载硐室

支护形式为:浇筑混凝土(C20)

施工长度:5m

巷道坡度:90°

岩性、岩石硬度系数:粉砂岩、半煤岩(f=3~6)

巷道规格:矩形

=3m2。

掘断面尺寸(扩刷):宽度3600mm,高度=2500mm S

浇筑厚度:100mm

第三节支护工艺

一、临时支护

一)、前探梁

在施工卸载硐室时使用前探梁。

施工要求:

1、施工前认真检查前探梁的安装质量,钢管是否变形、吊杆是否破损、吊环的配套锚杆螺母是否滑丝。

2、所使用的前探梁长度不小于3m,严禁使用变形的前探梁。

3、使用前前探梁与两帮间距要平均,间距不大于1.6m。前探梁用直径2寸钢管制作,其长度不小于3.0m,使用数量不小于2根。

4、采用吊挂前探梁作为临时支护,用金属锚杆和吊环固定,直径2寸钢管穿吊环中,吊环形式为一头焊有支护锚杆配套的螺母。

5、按照施工顺序操作,放炮后—安全检查—敲帮问顶—临时支护,将起吊前探梁的吊杆一头锚杆螺母,拧入锚杆尾部丝头后。两人将前探梁钢管托起,另一人掌握前探梁方向,沿吊环的方位,将钢管穿入吊环中,根据巷道顶板情况,两人将前探梁向上推至最高点的孔缝间插木板使前探梁上方用金属网及2块规格为:长?宽?厚=1500?200?150mm小板梁和小木板接顶,钢管后部用木楔楔紧,使前端有效支护顶板。要求木板一定背实、背紧。

6、临时支护采用前探梁支护,打锚杆眼、安装锚杆时必须在前探梁下进行。

7、保持前探梁成一条直线,梁间距要均匀,前探梁弯曲要及时更换。

8、架设前探梁前必须由外向里进行敲帮问顶,不得站在未经支护的地方进行敲帮问顶,找掉帮顶活矸、兆头等,当顶板破碎时跟班副队长必须在现场监护,在没处理掉危岩时不得进行支护工作。

9、打锚杆眼或安装锚杆时,不得拆除临时支护,并检查前探梁是否背实,是否有效。

10、顶板破碎时应缩短循环进度,短掘短支。

11、永久支护完后,前探梁拆除,即将原吊挂前探梁的螺母拧紧扭矩力不小于120N·M。

12、掘进头每次放炮前后,必须对临时支护以及迎头10米内的支护进行检查,有问题及时处理。

13、移前探梁前,两人站在有支护的地点用钩钎或木棍等将锚网托起,紧贴顶板,然后将前探梁串进空顶区,用钩钎或木棍等将大板推至合适的位置,然后背顶,严禁空顶作业。

二)、敲帮问顶

施工顺序:放炮后—安全检查—敲帮问顶

一)、敲帮问顶制度:是井下采掘作业开始前,顶板和煤、岩壁无支护时,利用手镐或钢钎之类的工具,去敲击巷道周围已经暴露而未加支护的煤、岩层,使其发出声音,来探明周围岩体内部是否松动、断裂和离层的一种方法。

二)、找顶工作必须遵守下列规定:

1)、找顶工具:找顶人员佩戴手套、手镐2~3把、长杆工具3米一根,开工

前必须准备好敲帮问顶工具。

2)施工顺序:爆破后---长杆工具找活矸危岩---前探梁临时支护--挂网-—手镐找活矸危岩—打锚杆永久支护。

3)施工工艺;爆破后炮工检查完工作面确认无问题后,班长带领找顶有经验的工人2人,带着找顶工具,先用长杆工具将悬浮的活矸危岩挑尽,挂网支前探梁,在前探梁的掩护下,用手镐将迎头的活矸危岩二次处理,之后打锚杆永久支护。

4)、先通风后找顶,每班找顶、每炮找顶。

5)、找顶工作应有经验的人员担任,一人找顶、一人协助、一人观察顶板,观察顶板人员站在找顶人员侧面,找顶人应站在安全地点,观察人应站在找顶人的侧后面,并保证退路畅通。

6)、找顶工作人员先从顶板完好的地点开始,由外向里,如果上山迎头则站在一侧进行找顶,先顶部后两帮依次进行。顶板较高时,要充分利用操作平台,提高人的高度,防止矸石顺杆而下。找顶地点不准同时进行其他作业,找顶范围内严禁其他人员进入。

7)、找顶工作人员应戴手套,用长把工具找顶时,应防止矸石顺杆而下砸伤手。

8)、顶部遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时,应首先设置临时支护,保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下,不得硬刨强挖。

9)、掘进工作,超前空顶距不超过《作业规程》规定,打眼、放炮、清渣前先敲帮问顶。

10)、如果发现有活碴、伪顶,应及时进行解决,如有冒顶危险,处理后方可进行工作。

11)、敲帮问顶时,顶帮敲击发出“空空”的声音时,就立即找下,要顺着裂隙、层理慢慢找下,不得不得强挖硬刨。

12)、找顶时,只准一组进行,禁止两组同时作业,以防止出现险情躲闪不及而发生事故。

13)、要经常敲帮问顶,发现问题及时处理,敲帮问顶中,当时所撬危岩有松动迹象时,但想办法无法处理掉时,要采取支护或隔离措施,要做好标记,提醒他人不得在此停留。然后向上级汇报,进行监控直至隐患彻底消除。

14)、按作业规程支护,严禁空帮、空顶作业。

二、支护材料

导硐时锚杆选用Φ18mm、L=1000mm的等强螺纹钢锚杆每根锚杆采用1卷型号MSCK2350树脂锚固剂锚固,锚杆锚固力帮部不小于40KN,卸载硐室顶部不低于60KN,帮部不低于40KN。锚杆外端用铁托盘和标准螺纹螺母紧固,锚杆的外露长度为<50mm;铁托盘用钢板压制成弧形,规格为长×宽×厚=130×130×10mm。用6-8mm钢板压制成弧形。

锚网为金属经纬网,规格为:长×宽=2000×1000mm,网格为100× 100mm,相邻网之间要压茬连接,压茬长度不小于100mm。

喷射混凝土标号不低于C20,喷射砂浆配比1:2:2,水泥标号普硅425#,喷厚100mm,以覆盖岩面不掉渣为准。

三、支护工艺

(一)、锚杆安装

导硐施工时锚杆帮部安装采用ZQS-50/1.9S型气动手持式钻机,煤仓卸载硐室帮部使用ZQS-50/1.9S型风钻,顶部采用MQT-130/2.8J气动锚杆钻机施工。

Ⅰ、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。打眼时必须站在临时支护下进行作业。

(2)打眼前,要根据中腰线检查巷道的规格是否符合设计要求。不符合设计要求时,必须处理。

(3)打眼深度顶1.95m,帮部1.95m,锚杆的外漏长度不大于50mm,与煤壁尽量垂直,夹角不小于750。

Ⅱ、安装锚杆

(1)装树脂锚固剂时,用压风先清除钻孔内的煤渣,然后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,先把树脂锚固剂按规定的数量装入眼内,随后插入锚杆。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25秒,停钻,卸下钻机,等15—30s后方可卸下连接套。挂好网,上好托盘,拧上螺帽。20分钟后,将螺母用加力杆拧紧,预紧力帮锚90N.M以上,顶锚120N.M以上,锚杆盘要紧贴岩面。

(3)锚杆的托板要紧贴煤壁,如煤壁不平时,先用手镐找平,再安装锚杆。

(二)、喷射砂浆

1、准备工作

①检查锚杆安装和冷拔丝网铺设是否符合设计要求,发现问题及时处理。②清理喷射现场的矸石杂物,接好风、水管路,输料管路要平直不得有急弯,接头要严密,不得漏风,严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。③检查喷浆机是否完好,并送电空载试运转,紧固好磨擦板,不得出现漏风现象。④喷射前必须用高压风水冲洗岩面,在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。⑤喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。

2、喷射砂浆的工艺要求

喷射顺序为:先墙后拱,从墙基开始自下而上进行,喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8~1.0m为宜。

人工拌料时采用潮拌料,水泥、沙应清底并翻拌三遍使其混合均匀。

喷射时,喷浆机的供风压力在0.4MPa,水压应比风压高0.1MPa左右,加水量凭射手的经验加以控制,最合适的水灰比是0.4~0.5之间。喷射砂浆配比1:2:2,水泥标号普硅425#。喷射过程中应根据出料量的变化,及时调整给水量,保证水灰比准确,要使喷射的湿砂浆无干斑,无流淌,粘着力强,回弹料少,一次喷射砂浆厚度50~70mm,并要及时复喷,复喷间隔时间不得超过2个小时。否则应用高压水重新冲洗受喷面。

3、喷射工作

喷射工作开始前,应首先在喷射地点铺上旧皮带,以便收集回弹料,当班喷射工作结束后,必须卸开喷头,清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。

开机时必须先给水,后开风,再开机,最后上料;停机时,要先停料,后停机,再关水,最后停风。喷射工作开始后,严禁将喷射枪头对准人员,喷射中突然发生堵塞故障时,喷射手应紧握喷头并将喷口朝下,停风后进行处理。

4、喷射质量

喷射前必须清洗岩帮,清理浮矸,喷射均匀,无裂隙,无“穿裙,赤脚”。

5、支护材料用量

施工中备用材料不少于两天的用量,并在专用料场处码放整齐。

(三)、浇筑混凝土支护

浇筑混凝土必须连续进行,如间隔时间超过8小时,应留好300mm接茬面。混凝土应使用混凝土震动棒或者人工进行捣固,每一位置的捣固标准,要达到混凝土不再下沉,不出现气泡,并开始泛浆为止。分层捣固厚度以0.3~0.4m为宜,振动棒插入深度不能超过分层厚度。混凝土砌体内不得留有木材、纸片等杂物。浇筑混凝土要均匀、捣实,做到拆模板后无“蜂窝”、“麻面”现象,混凝土表面平整光滑。洒水养护时间不少于28天,拆模时间不少于7天。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、施工顺序

煤仓导硐已施工完,根据地测科放好煤仓中心线进行二次扩刷最后浇筑

二、施工方法

(一)、煤仓仓体扩刷及浇筑:

导硐施工完毕后,采用爆破法从煤仓上口向下口进行扩刷。每次放完炮后,用与2米长11Kg∕m钢轨上焊接的2米方孔格350 mm×350 mm的钢板盖住溜煤孔,放炮前将其提起。扩仓时,按照炮眼布置图进行打眼爆破。一次刷大断面深度1.8m,多打眼少装药一次性起爆。随扩随支,最大空帮距离不得超过1米,及时采用锚网支护。当扩仓直径达到5.6m断面时,进行混凝土浇筑。

浇筑用混凝土自上方用溜灰管下放。浇筑时必须充分振动,可用振动棒或者人工进行振动。浇筑时四周同时浇筑,禁止在一点过多浇筑,防止跑模。稳模时模板与箍架用14#铁丝铁丝固定。模板边平齐,模板间隙不超过5mm。所用模板必须平整,表面光滑并刷油。每次浇筑高度为1500mm。浇筑完24小时后方可拆模。

浇筑完第一模后,在煤仓上口仓壁上按设计图纸摆放25a号工字钢。当扩

仓深度达到1.8m时,煤仓上口必须用厚50mm木板封严,中间预留1.6×2m的下料通风口。在下料口上方卸载硐室顶板处安装一个起重滑轮,滑轮固定于锚索上,并用锁头固定牢靠。提升采用人工摇辘轳,如需要提升采用11.4Kw绞车,绞车安装于煤仓与西皮带巷回风联络巷相交侧,绞车固定必须四压两戗,地锚紧固,绳头完好,绳卡不少于四个。钢丝绳绳径为15.5mm,每日必须设专人检查绞车的固定状况、钢丝绳完好状况及信号系统,确认完好后方可使用。下料吊桶用5mm厚钢板制作,直径为500mm,高700mm。下料口用50mm厚的两块木板合盖严。木板上用旧风筒布盖严,防止杂物落下伤人,预留口处设专人负责挂警戒牌。

浇筑前先搭设脚手架,脚手架选用∮50mm钢管。立杆间距1.5m,横杆根据浇筑高度而设,但不得少于两层。横、立杆间全部用扣件锁死。

施工用的工作平台必须密集铺设厚度不小于50mm的木板,长度根据架杆而定。每块木板用铁丝与架杆固定。施工作业过程中禁止人员从平台下穿过。

进行两墙浇筑时,模板内侧宽度应略大于净宽6000mm。浇筑时振动均匀,防止碹体表面出现蜂窝麻面。

(二)、锥体扩掘及浇筑

锥体下口直径∮=1.5m,锥体斜长2723mm,高2406mm,施工时由下向上施工,施工作业人员由装载硐室进入作业场所。施工前,先将下部预留口用木板封盖,形成工作平台。先按椎体形状加工浇筑模板,由上部用溜灰管下放混凝土进行浇筑,浇筑厚度为300mm,根据主井井底配筋图适当加筋,以增加锥体强度。

由于振动棒或者人工进行混凝土振动。锥体施工不易振动,为确保浇筑质量,必须少浇多振。

(四)、煤仓上、下口安装方法

1、煤仓上口金属篦子安装方法

上口支设模板,浇筑混凝土时,把煤仓上口金属篦子钢梁按要求稳定固定好,上口金属篦子钢梁上沿和顶部巷道上沿排齐,钢梁头必须插入实体,钢梁用11#工字钢和20a工字钢制作成一5600mm*5600mm金属篦子,周边采用厚度10mm花纹钢板将钢梁做成的金属篦子以外盖严。

(五)人行梯施工方法

整个煤仓施工过程中,要随迎头延深及时安装临时行人梯子,施工巷道底板距皮带卸载硐室底板1.8m 后在煤仓预留的行人孔设钢丝绳软梯,软梯材料为绳径不小于15.5mm 的钢丝绳两根,长度根据巷道施工长度预先留设。两钢丝绳间距500mm,用∮10的钢筋横搭,两头用卡子掐紧,做成钢丝绳软梯。

上端用∮18×2000mm 锚杆固定在底板上,人员上下系好保险绳,保险绳固定在锚杆上,上下人员时设专人放绳、拉绳,禁止多人同时上下。人员到位后与放绳人取得联系后,取掉保险绳。扩仓现场所有作业人员必须系好安全带,并固定于巷帮牢固部位。

第二节 爆破作业

本规程所施工巷道采用钻爆法,放炮出现超挖、欠挖现象利用风镐找平,开口先用进行爆破开挖,根据尺寸扩刷至设计尺寸。 (一)、炮眼布置图(附后) 一、炮眼布置

1、采用直眼掏槽,眼深2米,辅助眼、周边眼1.8米。

400

400

40

0 400

400

2000

400

2000

800

1000

800

1000

20a 钢

22号工字

钢 10mm 厚花纹钢

边长

5600*5600mm

L=8*2000m m

溜煤眼上口金属篦子布置平面图

1:50

5600

2、打眼:采用MQS-50/1.7型风动钻机打眼,按炮眼布置图要求布眼,打眼前必须人工延长中腰线,以符合炮眼布置要求,先打掏槽眼,其次辅助眼,再次二圈眼、周边眼。

3、装药放炮:分次装药,分次起爆。放炮时先放掏槽眼与辅助眼,再次二

圈眼、周边眼,巷道成形规整。一次装药,必须一次起爆,分次装药,分次起爆。 4、炸药选用直径32mm ,200g/管的安全等级不低于三级的煤矿许用炸药;雷管选用煤矿许用的毫秒延期电雷管。(炮眼布置图附后) (二)、装药结构

正向耦合连续装药结构。

3

4

3

1

2

装药结构

5

说明: (1)标号 1 为药卷,标号 2 为雷管。

(2)标号 4 为水炮泥,标号3为炮泥,水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘

土炮泥封实,在放炮施工时炮眼封泥长度不小于炮眼深度的1/2。

(3)标号 5 为雷管的脚线,定炮时必须扭结成短路。 (三)、起爆方式

起爆使用MFB-200型发爆器分次装药,分次起爆,联线方式为串联。 (四)、爆破说明书

主井井底煤仓二次扩刷 爆 破 原 始 条 件

名称 单位 数量 名称 单位 数量 巷道掘进断面 m 2

33.15 炮眼数目 个 88 岩石坚固系数f 3--6 雷管数目

个 88 炮眼深度

m

2

总装药量(三级抗水煤矿许用

膨化硝铵炸药)

kg

26.8

装 药 量 及 起 爆 顺 序

眼号眼名眼

装药量

起爆

顺序

连线

方式

装药

结构

单孔小计

卷数个重量kg 卷数个重量kg

1-14 掏槽眼14 2 3 0.6 42 8.4 Ⅰ

串联正向

15-32 辅助眼18 1.8 2 0.4 36 7.2 Ⅱ

33-54 二圈眼22 1.8 1 0.2 22 4.4

55-88 周边眼34 1.8 1 0.2 34 6.8 Ⅲ

预期爆破效果

名称单位数量名称单位数量炮眼利用率% 85 每米巷道耗药量Kg/m 16.75 每循环工作面进尺m 1.6 每循环炮眼总长度m 161.2 每循环爆破石体岩石m353.04 每立方米岩体耗雷管量个/m3 1.66 炸药消耗量Kg/m30.5 每米巷道耗雷管量个/m 55

第三节装载与运输

一、装岩(煤)方式

煤仓刷大时,利用放炮震动,自重顺导硐下落到煤仓下口操作平台,后利用人工攉至皮带。

二、运输方式

刷大施工:工作面的渣利用煤仓中心导硐自重下滑至主井皮带机尾巷皮带,人工攉至皮带后利用主井皮带运至地面。

第四节管线敷设

在掘进施工中,采用西皮带巷回风联络巷施工所敷设的电缆、管路,均应按规定的吊挂牢固整齐。风、水管接头要严密、不得漏风、漏水。

第四章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

巷道掘进采用“三八”制(一天三班,每班八小时)组织生产。掘进循环进尺1.6m,采用先导硐,后二次刷大成巷。

第二节正规循环组织图表

为保证正规循环作业的完成,掘进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。

劳动人员组织表

工种

人数

早班(人)中班(人)夜班(人)合计(人)

班长(兼安全员) 1 1 1 3 副班长 1 1 1 3

打眼工兼职瓦检员 2 2 2 6 放炮员 2 2 2 6

耙装机司机 1 1 1 3

小计7人7人7人21人

第三节设备及工具配备

设备及工具配备情况表

序号设备名称型号规格单位

数量

使用备用合计

1 风钻

ZQS-50/1.9S

台 2 1 3

4 防爆开关

QBZ—120

QBZ—80 台

1

2

3

5 锚索钻机MQT-130/2.8J 台 2 1 3

第四节主要技术经济指标

序号项目单位技术经济指标

1 巷道长度m 10.261

2 日平均进尺m 3.2

3 掘进平均断面M2 24.6

4 日出勤率人21

5 掘进工率m/人0.15

6 正规循环率%0.8

7 月平均进尺m 50

第五章生产系统

第一节通风系统

一、风量计算:

1.按照瓦斯涌出量计算:

Qhfi=100×qhgi×khgi

=100×0.15×1.02

=15.3 m3/min

式中 qhgi—掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,0.15m3/min。(2014年度瓦斯等级鉴定成果表)

khgi—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。正常生产条件下,连续观测1个月,最大绝对瓦斯涌出量与月平均绝对瓦斯涌出量的比值;khgi=0.15/0.147=1.02(数据来自矿井瓦斯等级鉴定报告2014年度矿井瓦斯和二氧化碳涌出量测定基础数据表)

100—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。

2.按照二氧化碳涌出量计算:

Qhfi=67×qhci×khci

=67×0.05×1.0

=3.35m3/min

式中 qhci—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.05m3/min;

khci—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数1.0。正常生产条件下,连续观测1个月,最大绝对二氧化碳涌出量与月平均绝对二氧化碳涌出量的比值;khci=0.05/0.05=1

67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。

3.按局部通风机实际吸风量计算:

(1)无瓦斯涌出的岩巷:

Qhfi=∑Qafi+60×0.15Shdi(m3/min)

=160+60×0.15×3.14

≈188.26(m3/min)

≈3.14(m3/s)

式中∑Qafi—掘进工作面同时运转的局部通风机实际吸风量,m3/min;掘进工作面配备选用FBD№6.0 2*5.5型局扇一台,工作风量为160m3/min-240m3/min,功率2×5.5kw。

0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速;

Shdi—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,m2。

4.按工作人员数量验算:

∑Qafi≥4Nhfi(m3/min)

=4×20

=80(m3/min)

式中 Nhfi—掘进工作面同时工作的最多人数,取20人。

5.按风速进行验算:

(1)验算最小风量:

无瓦斯涌出的岩巷:

∑Qafi≥60×0.15Shfi(m3/min)

188.26(m3/min)≥60×0.15×3.14=28.26(m3/min)

(2)验算最大风量:

∑Qafi≤60×4.0Shfi(m3/min)

188.26(m3/min)≤60×4×3.14=753.6(m3/min)

式中 Shfi—第i个掘进工作面巷道的净断面积,3.14m2。

经计算掘进工作面需风量为188.26m3/min。

二、通风路线

1、新鲜风流路线:地面→副平硐→+1100m皮带上山→工作面

2、乏风流路线:工作面→皮带上山联络巷→+835m回风上山→回风平硐→地面

附通风系统示意图

第二节防尘系统

防尘水源来自皮带上山巷施工用水,在联络巷口的回风口混合风流20米范围内设一道能封闭全断面的常开水幕。凿岩采用湿式打眼,严禁干打眼,生产期间工作人员必须佩戴防尘口罩,加强自身保护。装药使用水炮泥。爆破喷雾、出装洒水,冲刷岩帮等净化风流综合防尘措施。

第三节防灭火系统

该巷道采用气动凿岩机打眼,锚网支护,爆破喷雾降尘,防护的重点是防设备、机械摩擦生热、电缆线和人为火灾。巷道内供水管接至迎头。

第四节供电系统

该迎头掘进施工中,电源来自地面变电所,经KBSGZY-630-6/1.14型变压器变压至1140V供EBZ160型掘进机, 自地面变电所经过综合保护开关,再用不同平方电缆,供迎头各机械设备用,电缆要吊挂整齐,电缆钩每两排一个,电缆的垂度不大于50mm。配电点设置在距迎头100m以外的安全地点,必须采用风电闭锁、瓦斯电闭锁及检漏继电器等设备。

供电系统:

地面变电所→移动变电站→26B型刮板运输机。

第五节排水系统

排水路线:迎头积水→排水管→+1175m轨道下山水窝→+1100m水平车场→主平硐→地面。

第六节运输系统

一、装、运煤(岩)方式

导硐施工采用人工利用刮板运输机运至回风皮带。

二、运输

1、煤(矸)流路线

导硐施工:工作面→皮带上山联络巷→+835m回风上山→回风平硐→地面2、材料运输路线

通过+1175m轨道下山上部绞车将料下至+1100m车场,后人工推车至皮带上山联络巷最后转运到工作面。

副平硐→+1175m车场→+1175m轨道下山→皮带上山联络巷→工作面。

材料必须按照质量标准化要求码放,并挂牌管理,支护材料锚杆、网子、锚固剂、沙子、水泥可以在西皮带巷回风联络巷宽阔处作为临时材料场。

第七节照明、通讯和信号系统

一、照明

在施工处安设照明灯。

二、通讯

在煤仓上口,下口分别安设一部通讯电话,能够直接和井下各施工迎头、副平硐、皮带机头、矿调度室等直接联系。

三、信号

在工作面安设声光语音打点器,上口和下口作业人员能够形成出渣、下料、提升等工作时形成联络信号系统。

第八节安全监控系统

1、便携式甲烷报警仪的配备和使用:

①、区队管理人员下井时必须携带便携带式甲烷报警仪,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、当班的班组长(或施工负责人)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范围内回风流侧。当报警时,停止工作,进行处理。

③、电钳工下井担负机电工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在检修工作点20m范围内检查甲烷气体浓度,有报警现象时,不得通电或检修。

2、甲烷传感器配备和使用;

巷道在扩刷时配备甲烷传感器,甲烷传感器应布置在巷道的帮部,垂直悬挂,距底板不得大于300mm,距巷帮不得低于200mm。有当班班组长负责管理和使用,严禁擅自停用,如有损坏应及时向通防科汇报。

第六章灾害预防及避灾路线

第一节灾害预防

(一)、防止瓦斯的措施

1)严格执行瓦斯检查制度,瓦斯检查员至少三次到迎头检查瓦斯,并及时了解工作面有害气体着状况,爆破工要做到“一炮三检”并记录好,班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次瓦斯浓度,坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪应悬挂在迎头外5m处的地点。

2)爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1%时,严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到 1.5%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理;开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止运转,撤出人员,切断电源,进行处理。掘进工作面内,体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2%时,附近20m内,必须停止工作,撤出人员,切断电源由通风技术人员进行处理。

3)严格执行炮眼布置,装药量、炮眼装填的规定。工作面供电使用风电、瓦斯电闭锁装置。

4)对发生高冒地点,要及时通知通防科,采取充填或导风措施,防止瓦斯积聚。

第二节避灾路线

若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时,施工人员应由工作面沿+1100m 皮带上山到+1175m车场后延副平硐升井至地面;当发生水灾时也可沿回风上山到回风平硐升井至地面;当工作面发生瓦斯、煤尘爆炸时,工作人员要立即佩戴自救器,按火灾撤出路线撤出。

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