1、贵州发耳煤业有限公司掘 进 工 作 面 作 业 规 程工作面名称:五采区煤仓进联巷编 制 人:区 长:施 工 单位:综 掘 工 区编 制 日期: 2010 年 5 月 日目 录第一章 概 况 1第一节 概 述 .1第二节 编写依据 1第二章 地面相对位置及地质情况 1第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 1地面相对位置及邻近掘进工作面情况表 .1第二节 煤(岩)层赋存特征 2第三节 地质构造 3第四节 水文地质 3第三章 巷道布置及支护说明 4第一节 巷道布置 4第二节 支护设计 4第三节 支护工艺 7第四章 掘进施工工艺 9第一节 施工方法 9第二节 凿岩作业 9第三节 爆破作业 9第四节
2、 装、运岩方式 10第五节 管线及轨道敷设 11第六节 设备及工具配备 11第五章 劳动组织及主要技术经济指标 12第一节 劳动组织 12第二节 循环作业图表 13第三节 主要技术经济指标 13第六章 生产系统 14第一节 通风系统 14第二节 压风系统 16第三节 供水系统 17第四节 安全监控系统 17第五节 供电系统 18第六节 排水系统 19第七节 运输系统 19第八节 通信、照明、信号系统 19第九节 压风自救系统 20第七章 灾害预防及避灾路线 20第八章 安全技术措施 20第一节 施工准备 20第二节 开口施工 21第三节 “一通三防” 管理 .22第四节 顶板管理 25第五节
3、凿岩管理 27第六节 爆破管理 29第七节 机电管理 34第八节 耙装机及运输管理 37第九节 喷浆管理 45第十节 防治水管理 46第十一节 其 它 461第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称、设计长度五采区煤仓进联巷设计长 119.256m。三、预计开、竣工时间本掘进工作面预计 2010 年 6 月初开工,竣工时间根据矿井生产计划调整。第二节 编写依据煤矿安全规程 、 煤矿安全操作技术规程 、 防治煤与瓦斯突出规定 、五采区轨道、皮带及回风下山及联巷(开口段)平、断面图。第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近掘进工作面情况表 水平名称 一
4、水平地面标高(m) 约+1030 +1050 井下标高(m) 约+981+1006.3地面的相对位置及建筑物地面相对位置为山坡地段,有零星居民住房,无大型构筑物。井下位置及掘进地面设施的影响该工程在排水通道内距轨道大巷 21.24m 处巷道右帮开口,位于+980m 水平轨道大巷以南,+980m 水平胶带输送机大巷以北(具体见平面布置图) ,掘进期间对地面设施影响较小。2邻近掘进工作面情况该掘进工作面北侧为已施工结束的+980m 水平轨道大巷,南侧为已施工结束+980m 水平胶带输送机大巷。第二节 煤(岩)层赋存特征一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距五采区煤仓进联巷在排水通道内距
5、轨道大巷 21.24m 处巷道右帮开口,开口处位于 5-3#煤层下分层中平巷施工 5m 后按 21上山施工,预计上山施工 10m 时见 5-3#煤层主层底板,上山施工 59m 时见 5-2#煤层底板,巷道施工期间将揭露并穿过 5-3#煤层和 5-2#煤层两层煤,具体见煤及揭煤位置以实际施工为准。根据发耳一矿开采情况和现有资料可知:5-2#煤层,顶底板均为泥岩,煤层为黑色,块状,玻璃光泽,由亮煤、暗煤镜煤及丝炭组成,属半暗-半亮型煤。煤下部有两层薄煤,厚度不可采,薄煤1 内生节理发育,见眼球状断口,含条带状黄铁矿结核;薄煤 2 有参差状断口。夹矸:炭质泥岩,黑色,水平层理,薄层状,含条带状黄铁矿
6、结核,富含植物碎屑瓣鳃类化石。5-3煤层:直接顶为粉砂岩,老顶为细砂岩,底板为炭质泥岩及泥岩。煤有玻璃光泽,由亮煤、暗煤、镜煤及少许丝炭组成,为半暗-半亮型煤。主煤层下有两层小分层,煤 1:有梳状断口,底部见条带状黄铁矿结核。煤 2:有贝壳状断口,底部 0.05m 含泥质包裹体,含黄铁矿结核,为劣质煤。夹矸:为灰黑色炭质泥岩,水平层理,薄层状,含条带状黄铁矿结核,产植物碎屑化石。二、灾害分析1、火灾根据煤样分析结果,5 -2、5 -3煤层均属于不易自燃煤层,主要发火源为外因火源,在工作面各机电设备摆放地点设置消防沙箱且每个消防沙箱配备不少于2 把消防铲和 2 个不小于 4Kg/个的干粉灭火器。
7、2、煤尘根据煤样分析结果经对区内 5-2、5 -3煤层进行的煤尘爆炸危险性试验,井田内 5-2、5 -3煤层均有煤尘爆炸性,且施工过程中会产生较大量的煤尘,在施工3期间要加强煤尘管理,严格采取湿式打眼、爆破前后冲洗煤壁、爆破时喷雾降尘、出煤(矸)时洒水,工作面 30m 范围内定期冲尘等综合防尘措施,防止煤尘堆积。 。3、煤层与瓦斯突出危险性根据原贵州省煤炭管理局黔煤生产字【2008】1046 号文关于兖矿贵州能化有限公司关于五轮山煤矿和发耳矿井一井区 1、3、5 -2 煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的请示的批复意见,该矿井 1 号煤层+980m 标高以上区域,且埋深不大于 238m 时为无煤与
8、瓦斯突出危险,3 号煤层 +980m 标高以上区域,且埋深不大于 230m 时为无煤与瓦斯突出危险,5 -2 煤层具有突出危险性,属突出危险煤层,矿井属具有突出危险矿井,必须严格按煤与瓦斯突出矿井管理。其他煤层未作鉴定,按具有煤与瓦斯突出危险性煤层进行设计。此外根据补充勘探报告 5-3和 5-3#煤层风化带埋深为 200m,且在+980m 水平轨道大巷及+980m 水平胶带输送机大巷施工期间揭露的 5-3和 5-3#煤层均无突出危险性,根据防治煤与瓦斯突出规定中的规定,该工作面按无突出危险工作面进行管理。4、水害根据该区域已施工结束各巷道施工中揭露的地质情况及地测科资料分析,五采区煤仓进联巷施
9、工区域内为主要水源为裂隙含水、水文地质条件简单,但由于该区域地质条件较为复杂,因此在施工期间仍须加强防治水管理。5、顶板巷道在过煤施工期间,由于煤层位于巷道顶板,为防止因煤层离层造成冒顶而诱导突出,故在本工作面掘进过程中沿巷道中线打设一排锚索,锚索间距为 2m,锚索随工作面掘进随打设、随预紧,每次放炮之前锚索距迎头的距离不得超过 2m。锚索长 5m,用 15.5 钢绞线加工,托盘、索具采用公司统一的专用托盘、锁具。第三节 地质构造根据目前掌握的地质情况分析,该区域地质条件较为复杂,施工过程中可能会遇到断层等地质构造,因此施工过程中要随时观察工作面围岩变化及地质情况,严格执行“逢掘必探”的施工原
10、则。4第四节 水文地质根据该区域已施工结束各巷道施工中揭露的地质情况及地测科资料分析,五采区煤仓进联巷施工区域内为主要水源为裂隙含水、水文地质条件简单,但由于该区域地质条件较为复杂,因此在施工期间仍须加强防治水管理。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置详见附图:五采区轨道、皮带及回风下山及联巷(开口段)平、断面图第二节 支护设计一、巷道断面五采区煤仓进联巷为半圆拱形断面,巷道净宽 2.7m,净高 2.85m,掘进断面积 S 掘 =7.5,S 净 =6.9。详见附图:五采区轨道、皮带及回风下山及联巷(开口段)平、断面图。二、支护方式1、临时支护前探梁使用直内径 80 mm、壁厚为 3mm
11、的无缝钢管制作,长度不小于3.6m,用金属锚杆和高强度金属吊环固定,每根前探梁不少于 2 个吊环,吊环用配套的锚杆螺母固定,锚固力不小于 50KN/根,前探梁上方用木板或道木接实顶板。吊环的间排距以锚杆间排距为准。详见附图:前探梁支护示意图2、永久支护巷道设计采用锚网喷联合支护,在顶板完整、无地质构造带的条件下放炮前迎头空顶距不超过 800mm,放炮后不超过 2600mm,具备支护条件时必须立即锚(网)喷支护至迎头,锚网支护后最前排锚杆据迎头距离不得大于5800mm。在过地质构造带、顶板破碎、有淋水时,依据现场情况补充相关的安全技术措施。按悬吊理论计算锚杆参数:(1)锚杆长度计算:L = KH
12、 + 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 锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取 0.5m;L2 锚杆在巷道中的外露长度,一般取 0.05m;其中:H 岩 =B/2f= 2.86(24)= 0.36 (m)H 煤 =B/2f= 2.86(21)=1.43(m)式中:B 巷道开掘宽度,取 2.86m;f 岩石坚固性系数,泥岩取 4,煤取 1;则 L 岩=20.36+0.5+0.05=1.27(m)L 煤=21.43+0.5+0.05=3.41(m)(2)锚杆间距、排距计算,间排距相等,取 a:a = KHRQ/式中: a 锚杆间排距,m;Q
13、 锚杆的锚固力,KN/根H 冒落拱高度,取 0.36m;R 被悬吊岩石的重力密度,取 23KN/m3;K 安全系数,一般取 K=2;a = =1.73(m) 236.0/5经验算,五采区煤仓进联巷锚杆间排距为 800800mm,锚杆为高强度左旋无纵筋 202000mm 型锚杆符合要求。3、加强支护当围岩破碎或顶板淋水较大时,沿巷道中线安装一排锚索或架设 11#矿用工字钢拱架加强支护,锚索间排距、工字钢拱架间距根据实际揭露的地质情况6而定。 锚索安装方法:(1)当巷道按设计要求支护合格以后,用锚杆钻机配合组合钻杆湿式打眼,打完眼后,用压风将眼内残渣吹净。(2)安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格
14、,以手感柔软为宜,不合格的严禁使用。(3)用棉纱将锚索固定段的水、煤粉等擦干净。(4)两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔,确保锚固剂全部送入孔底。安注药卷时,不要用力过猛及不能反复抽拉锚索,以防止注入过程中捅破锚固剂影响锚固质量,每根锚索使用 2 节 CK2570 树脂锚固剂。(5)锚索下端用锚杆钻机配锚索专用锚锤搅拌锚索。应边推进边搅拌,前半程慢速搅拌,后半程快速搅拌,搅拌时间在 1020 秒,确保搅拌均匀。(6)至少 10 分钟后,装上托盘、索具,并用锚索机将托盘紧贴岩面。4、锚网、锚索支护质量(1)锚杆杆体、配件及锚固剂的材质、品种、规格、强度、结构必须符合设计要求。(2)锚杆安装牢固
15、,托盘紧贴岩面,未接触部位必须楔紧。(3)锚杆的抗拔力不小于 50KN。(4)锚杆间排距为 800800mm,误差为+100mm,每排布置 7 套锚杆。(5)锚杆孔深度为 2000mm,误差为 0+50mm。(6)锚杆方向与巷道轮廓线的角度为 7590之间。(7)锚杆外露长度为 3050mm。(8)锚杆每 300 套必须进行一组抗拔力试验,每组试验不得少于 3 套,抗拔力不得小于 50KN。(9)铺设钢筋网时,网与网之间搭接长度不得少于 100,绑扎间距不得大于 300,绑扎必须牢固。(10)锚索孔误差控制在 0+30mm。(11)锚索外露长度控制在 200300mm 之间。(12)锚索搅拌树
16、脂锚固剂过程中不得停顿,要一气呵成,不能反复搅拌。(13)搅拌树脂药卷后 1015 分钟后张拉锚索,张拉预紧力控制在76080KN。(14)锚索间排距根据揭露的地质情况而定。(15)张拉时发现锚固不合格的锚索,必须立即在其附近(200mm 范围内)补打合格的锚索。(16)锚索安装 48 小时后,发现预紧力下降,必须及时补拉。第三节 支护工艺一、临时支护采用在巷道顶板中部布置 2 根前探梁作为临时支护,两根前探梁分别距巷中 800mm。二、永久支护(一) 、支护材料:1、锚杆及锚固剂:锚杆为等强度左旋无纵筋 202000mm 型锚杆,每根锚杆用 1 块 CK2570 型树脂锚固剂固定,锚固力不小
17、于 50KN,锚杆均使用配套标准螺母和标准托盘,每根锚杆锚固长度不小于于 700mm。每架设 300 套锚杆必须按规定做锚杆抗拔力实验一组,每组不得少于三套。 2、钢筋网:采用 6.5mm 焊接而成。规格:长宽=15001000mm;网格为 150100mm 的矩形网片。3、喷射砼:喷射 120厚 C20 砼,原材料为山砂、碎石(粒径为520mm) 、Po32.5 水泥、速凝剂。(二) 、钢筋网铺设及锚杆安装工艺锚杆安装前先进行铺网工作。铺网前,首先按照中线和施工设计严格检查巷道断面规格,不符合要求时必须先进行处理;且铺网前要先敲帮问顶,仔细检查巷道顶板和帮部的围岩情况,找掉浮矸、危岩,确认安
18、全后方可开始进行铺网工作,网与网之间每隔 200300mm 用 12#铁丝联接。1、锚杆、锚索眼施工眼的位置要准确,锚杆眼保证间排距 800800,眼位误差不超过100mm;眼垂直于巷道轮廓线,误差不得大于 15,施工过程中应严格控制锚杆及锚索的间排距,验收员必须按照设计的间排距要求预先画好眼位。打眼按8由外向里,先顶后帮的顺序进行。顶部眼使用专用锚杆钻机,帮部眼可用风钻配 32 钻头施工。2、安装锚杆安装前,应先进行扫眼工作,当吹尽眼孔内的粉尘后,再将锚杆杆体送入,查看锚杆孔是否够深及有无变形。当锚杆能顺利地送入孔内后,取出锚杆杆体,用锚杆把树脂锚固剂送入眼底,使锚杆顶住树脂锚固剂,外端头套
19、上托盘,拧上螺帽,用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽,开动锚杆钻机,使锚杆钻机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,直至锚杆达到设计深度。10 秒后再次开启锚杆钻机,拧紧螺帽给锚杆施加预紧力。锚杆托盘应紧贴岩面,锚杆外露长度为 3050mm。(三) 、喷浆工艺1、准备工作(1) 、检查锚杆安装是否符合设计要求,发现问题及时处理。(2) 、清理喷射现场杂物,检查巷道规格是否符合设计并处理欠挖部位,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) 、喷射前必须用高压风水冲洗岩面,在巷道顶板应安设喷厚标志,进行拉线喷浆。2、喷射砼
20、工艺要求喷射部位:顶板。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 0.81.0m 为宜。喷射时,喷浆机的供风压力为 0.3MPa,水压应比风压高 0.1MPa 左右,加水量凭射手的经验加以控制,C20 砼重量配合比为水泥:砂:石子=1:1.75:1.75,水灰比在 0.40.5 之间。速凝剂的掺量为水泥重量的 3%6%。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,做到喷射出的湿砂浆无干斑,无流淌,粘着力强,回弹料少,一次喷射混凝土厚度5060mm,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后再复喷,复喷后厚度达到设计要求的 8
21、0mm。3、喷射工作喷射工作开始前,应首先在喷射地点下铺上旧风筒、皮带等物品,以便收9集回弹料;喷射工作开始时,必须先给风,后开水,再开机,最后上料;停机时,要先停料,后停机,再关水,最后停风。一次喷射完毕,应立即收集回弹料。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砂料。喷层必须定期洒水养护。 4、喷射质量喷射前必须清洗顶板,清理浮矸,喷射均匀,光滑平整无裂隙,无赤脚穿裙现象。成巷尺寸符合巷道设计尺寸。第四章 掘进施工工艺第一节 施工方法巷道掘进采用全断面一次爆破成巷的施工方法,出矸采用 P-30B 型耙斗装岩机配合 1.5T 固定式矿车运矸。巷道施工采用激光指向仪定
22、位。主要工序为打眼爆破、顶板前探梁临时支护、永久支护、装运岩。第二节 凿岩作业湿式打眼,打眼机具为 YT-28 型凿岩机。风源来自地面压风机房。打眼前应根据巷道中腰线位置及爆破图表用红油漆画好巷道轮廓线及眼位。打眼时严格按巷道轮廓线和画好的眼位及炮眼角度施工。每班验收员管理好中腰线。第三节 爆破作业一、炸药、雷管:炸药为安全等级不低于级的煤矿许用乳化炸药,雷管为煤矿许用 15 段毫秒延期电雷管,最后一段的延期时间不超过 130ms。二、装药方式:正向连续装药三、起爆方式:正向起爆,全断面一次装药一次起爆;联线方式为串并联。10起爆使用 MFd200 型发爆器。四、炮眼布置炮眼布置、爆破说明书详
23、见附图第四节 装、运岩方式一、装岩方式巷道掘进施工中,采用 P30B 型耙斗装岩机装岩。耙斗装岩机距迎头距离不小于 8m,不大于 45m。耙斗装岩机尾轮的固定位置应高出岩堆 8001000mm 以上,尾轮用钩挂在固定楔上,固定楔长度为 600800mm,固定楔的孔深度不小于 800mm。耙斗装岩机通过四个卡轨器固定在轨道上,机尾由耙斗装岩机支腿固定。用 15.5 钢丝绳将卸料槽固定在顶板吊挂锚杆上二、运输方式1、煤(矸)运输:施工中采用电机车或绞车牵引 1.5t 固定式矿车进行运输,经+980m 轨道大巷、+980m 轨道大巷石门、1#主斜井运至地面并经翻矸笼卸至地面矸石场。2、材料运输:施工
24、材料、设备平巷采用人力推车,上下山采用 JD-40、小绞车运输。每部绞车采用 4 根地锚固定。三、主要设备1、21斜巷牵引绞车:型号 JD-40;配用 21.5 mm 的钢丝绳。2、斜巷设有一台气动阻车器;上平巷处有一根挡车桩和一个阻车器,下平巷停车处设一根挡车桩。四、地锚施工要求1、所用锚杆长度为 2000mm,直径为 20mm;锚固剂为 CK2570 型,每根地锚不得少于 2 卷锚固剂。2、打设锚杆前必须将底板清理到坚硬岩石,不得留有浮矸。3、注锚杆前必须进行扫眼,将孔内的水、粉层吹扫干净。4、地锚安装完毕后,必须进行试拉,保证抗拔力不小于 60KN。115、施工期间小绞车钢丝绳每天检查一
25、次,由机电队长或安排专职维修工检查,发现问题及时处理,并将检查结果及处理情况记录在钢丝绳检查记录本中。第五节 管线及轨道敷设在掘进施工中所敷设的电缆要吊挂在巷道的帮上,且吊挂要平、直、齐,电缆垂度不超过 50mm,间距为 200300,严禁将电缆随意放在巷道内。在帮上插入废旧钎杆将风、水管路挂在帮上,当风、水管敷设帮脚时,要放平直且紧靠在帮脚;当风、水管吊挂在帮上时,要求吊挂要、直、齐、稳,且紧靠在帮上,接口要严密,不得出现漏风漏水现象。风、水管随掘进工作面的推进要及时延长,以备工作面正常供风供水。风水管每隔 50m 留设一个接口。为保证掘进工作面能正常通风,风筒要随掘进工作面的推进及时向前吊
26、挂,在吊挂风筒时要逢环必挂,且要求吊挂要平、直、齐。风筒口距工作面不得大于 5 m。临时轨道的敷设:采用 22Kg 轨道铺轨,轨枕采用木道枕,轨枕间距不大于800mm,轨道尽量平坦一致,轨道接头处要保证质量,轨道接缝不大于 5mm,高低、左右差错不得大于 2mm;两条轨面高低差不得大于 5mm。12第六节 设备及工具配备设备及工具配备情况简表序号设备工具名称型号规格 功率 单 位 数量 备注1 局部通风机 FBDY6.3/230 230KW 台 22 耙装机 P30 15KW 台 13 风 钻 YT-28 部 34 锚杆机 MQT-110CM 台 25 帮锚机 MQTB-60/1.5 台 16
27、 风 镐 G10 部 27 喷浆机 PZ-5B 5.5KW 台 18 绞车 JD-40 40KW 台 1第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织巷道施工采用“三八”作业制组织生产,实行正规循环作业;循环进尺1.80m,日进尺 3.6m。实行“一掘一锚、两掘一喷” 。劳动组织见下表。13劳 动 组 织 表出勤表工种夜班 早班 中班 合计打眼(支护)工 4 4 4 12爆破工 1 1 1 3扒装司机 (1) (1) (1) (3)班长 (2) (2) (2) (6)质量验收员 1 1 1 3机电修 1 1 1 3信把工 (6) (6) (6) (18)绞车司机 1 1 1 3出勤合计 8
28、 8 8 24在册合计 11 11 11 33每班由安监科安排专职瓦检员跟班检查工作面瓦斯情况。第二节 循环作业图表工作面施工根据劳动组织合理配备人员、安排工序,尽量平行作业,充分利用时间,提高工时利用率。正规循环作业图表见后附表。第三节 主要技术经济指标主要技术经济指标见下表 :14技 术 经 济 指 标 表序号项目 单位 指标 备注1 在 册 人 数 人 332 每天出勤人数 人 243 出勤率 % 734 循环进尺 m 1.85 效率 m工 0.186 月循环次数 个 60 按 30 天/月7 月进尺 m 1088 循环率 % 679 炸药消耗 kg/m 8.3 矿用三级乳化炸药10 雷
29、管消耗 个/m 22 毫秒延期电雷管11 坑木消耗 m3/m 0.0512 锚杆消耗 套/排 7 高强度左旋无纵筋13 树脂锚固剂 支/排 7 CK257015第六章 生产系统第一节 通风系统施工过程中,采用压入式通风,风筒选用 800软质抗静电阻燃风筒。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,按巷道断面、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进行计算,并必须采取其中最大值。(一) 按瓦斯涌出量计算Q 掘 =100 q 瓦掘 ik 掘瓦 i (m/min)式中: Q 掘 掘进工作面实际需要的风量, (m/min) ;Q 瓦掘 i
30、掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,取 2.5 m/min;k 掘瓦 i 掘进工作面瓦斯涌出不均匀的风量系数,取 1.6;Q 掘 =1002.51.6=400 m/min(二) 按炸药量计算Q 掘 = 25Aa (m/min)式中: Aa 掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,取最大炸药用量Aa=15kg;251kg 炸药爆破后,需要供给的风量,m/min;Q 掘 =2515=375(m/min)(三) 按人数计算 Q 掘 = 4n (m/min)式中:n 掘进工作面同时工作的最多人数,取 11 人。Q 掘 = 411=44 (m/min)经过以上计算,拟选用 FBDY6.3/230 型对旋隔爆轴流式局
31、部通风机,吸入风量在 260m/min630 m/min 之间,功率为 230KW,符合通风要求。二、掘进工作面风速验算(一)按最低风速验算岩巷掘进工作面的最低风量16Q9S (m/min)式中:S掘进工作面的最大断面积,7.5Q取局部通风机最小吸入风量 260 m/min260m3/min 97.5=67.5(m/min)(二)按最高风速验算岩巷掘进工作面的最高风量Q 240S (m/min)式中:S 掘进工作面的最小断面积,7.5Q取局部通风机最大吸入风量 630 m/min630m/min 2407.5= 1800(m/min)通过以上计算及验算,选择 FBDY6.3/230 型对旋隔爆
32、轴流式局部通风机,可满足掘进工作面的风量要求,并符合有关规定。三、局部通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点局部通风机安装在+980m 轨道大巷距排水通道开口 10 外的新鲜风流中。为保证迎头正常供风的需要,供风点另外配备一台相同型号或同等能力的风机作为备用,并能自动切换。正常工作的局部通风机和备用的局部通风机均必须采用独立电源,做到“双风机双电源” ,保证正常工作的局部通风机出现故障时,备用的局部通风机能正常供风。2、通风系统:新风:地面一号副斜井+980m 水平轨道运输石门+980m 水平轨道大巷排水通道五采区煤仓进联巷迎头乏风:迎头五采区煤仓进联巷排水通道+980m 水平胶带输送
33、机大巷四号联络巷+980m 水平回风大巷+980m 水平回风平硐地面。详见附图:通风监控系统图。第二节 压风系统风源来自地面压风机房,地面风压为 0.85 Mpa。17压风系统:地面压风机房一号副斜井+980m 水平轨道运输石门+980m水平轨道大巷排水通道五采区煤仓进联巷 掘进迎头。详见附图:生产系统图第三节 供水系统水源来自地面水池。供水系统:地面压风机房一号副斜井+980m 水平轨道运输石门+980m水平轨道大巷排水通道五采区煤仓进联巷 掘进迎头。详见附图:生产系统图。第四节 安全监控系统一、矿井安全监控系统及监控设备1、本掘进工作面必须安装矿井安全监控系统,并入矿井安全监控系统调度室监
34、控队负责监控系统及设备的管理和维护。2、监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接,严禁与调度电话电缆或动力电缆等共用。3、安全监控系统必须具备瓦斯电、风电闭锁装置等的全部功能;系统具有防雷电,电网断电下供电,断电和馈电状态监测、报警、显示等功能;安全监控设备必须具备故障闭锁功能。4、安全监控设备的供电电源必须取自控制开关的电源侧,严禁接在控制开关的负荷侧。5、因检修监控设备、检修与监控设备关联的电气设备等,需要安全监控设备停止运行时,必须报告调度室,并制定安全措施后方可进行。二、便携式甲烷报警仪的管理、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监测,如
35、有报警现象(甲烷报警点为 0.8%)必须进行处理。182、爆破工下井担任爆破工作时,必须携带便携式甲烷报警仪并随时检查瓦斯,如有报警现象严禁打眼、装药、放炮。3、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(迎头)5m 范围内回风流侧,当报警时,立即停止作业,进行处理。4、机电维修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,有报警现象时,不得通电或检修。5、公司设专人负责便携式甲烷报警仪的充电、收发及维护。6、局部通风机供电实行“三专” (专用变压器、专用电缆、专用开关)和“两闭锁”(风电闭锁、瓦斯电闭锁)
36、。三、甲烷传感器及甲烷断电仪的安设地点1、在距掘进工作面不大于 5m 的巷道内风筒对侧安设一台甲烷传感器 T1,其报警浓度为0.8%(CH4) ,断电浓度为1.2%(CH4) ,复电浓度为0.8%(CH4) ,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。2、在距回风口 1015m 位置安装一台甲烷传感器 T2,甲烷传感器安设在巷道上方,垂直悬挂,距顶板不得大于 300mm,距帮不得小于 200mm,其报警浓度为0.8%(CH4) ,断电浓度为1.0%(CH4) ,复电浓度为0.8%(CH4) 。3、放炮前,在工作面施工的班组长负责将甲烷传感器移到安全地点(保证能正常检测瓦斯浓度)进行保护,放
37、炮后按上述要求恢复到规定位置。详见附图:通风、监控系统图。第五节 供电系统迎头掘进施工中,供电方式为集中供电,主要电力由一采区 1#变电所向工作面临时配电点供电,再由临时配电点向工作面各设备供电。 各种电气设备的选型、电压等级、电器保护整定和开关、电缆的配备由机电副区长负责选用和调整,任何人不得随意更改。电气设备、设施需要移动或调整时,供电系统图必须及时调整,使其符合现场要求。 19详见:供电系统图第六节 排水系统排水系统:迎头五采区煤仓进联巷毛水沟排水通道水沟+980m 水平轨道大巷水沟充电硐室水沟+980m 水平回风平硐水沟地面。详见附图:生产系统图。第七节 运输系统运输系统:1、排(煤)
38、矸运输:迎头五采区煤仓进联巷 排水通道+980m 水平轨道大巷+980m 水平轨道运输石门一号副斜井地面。2、辅助运输材料车:地面1#副斜井+980m 水平轨道运输石门+980m 水平轨道大巷轨道排水通道五采区煤仓进联巷 掘进迎头。详见附图:生产系统图。第八节 通信、照明、信号系统1、通信:本掘进面安设一部内部生产电话。电话要安设在距耙装机后不大于 10 米位置处且并入矿通讯系统能够直接与地面调度室、工区值班室、各工作面等地点相互联系。2、照明:耙斗装岩机、绞车、斜巷上下车场摘挂钩处安设照明灯。照明电压等级为127V。203、信号:各部绞车、把钩处设置双向对打声光信号。绞车提升信号规定:一停、
39、二提、三松。第九节 压风自救系统根据防治煤与瓦斯突出规定 ,压风自救系统应当达到下列要求:(1)压风自救装置安装在掘进工作面巷道内的压缩空气管道上;(2)在距掘进工作面 2540m 的巷道内、爆破地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处各设置一组压风自救装置;(3)每组压风自救装置应可供至少 11 人使用,平均每人的压缩空气供给量不得少于 0.1m/min,压风自救系统的供风一直处于开启状态,任何人不得关闭。第七章 灾害预防及避灾路线1、若迎头发生水灾时,施工人员按如下路线进行撤离:迎头五采区煤仓进联巷+980m 水平轨道运输大巷+980m 水平轨道运输石门乘人车场+980m 胶
40、带输送机石门一号主斜井地面2、若迎头发生瓦斯爆炸、煤尘爆炸、火灾等事故,迎头施工人员应按如下线路进行撤离:迎头五采区煤仓进联巷+980m 水平轨道运输大巷+980m 水平轨道运输石门乘人车场+980m 胶带输送机石门一号主斜井地面详见附图:避灾路线图。21第八章 安全技术措施第一节 施工准备1、施工前,由工区技术人员负责将批准的五采区煤仓进联巷掘进工作面作业规程向全工区所有人员(包括管理人员)进行传达,签字确认,并进行考试,成绩合格者方可下井作业。不合格人员必须补考,补考合格后再下井作业。轮休或请假人员上岗前必须进行本规程的补充学习。2、施工过程中严格按中线施工。3、各特种作业人员配备充足。第
41、二节 开口施工1、开口施工前,先由地测科根据设计给出巷道的开口位置、方位及腰线。施工技术人员再根据地测科给定的中、腰线及巷道断面尺寸画出巷道开口处的轮廓线。2、开口作业前必须将开口处 10 米巷道内的风筒、风水管、电缆等管线进行覆盖保护。3、打眼工根据画好的巷道轮廓线打眼。打眼时,眼位必须准确,保护好巷道牛鼻子,保证施工质量。4、开口前 5 米施工时严禁全断面一次起爆,必须分多次装药、分次爆破,减少一次起爆的炮眼个数及炮眼装药量,以防放炮炸坏风水管、电缆等,爆破进度控制在 1.2 米内。装好药后,放炮员、班长必须再次检查各种管线的保护情况。5、放炮后,班组长、瓦检员、放炮员在进入工作面检查瓦斯
42、,爆破情况的同时,还要检查被保护的风水管路、电缆等管线是否有损坏,发现问题必须立即汇报调度室并安排人员进行处理。6、开口后,必须对交岔点处加强支护,在交岔点处沿巷道中线打设四根锚索,锚索间、排距为 2000mm。227、开口施工期间加强放炮警戒,站岗警戒点、放炮点距爆破点均必须大于120 米。8、开口施工前必须用钢筋网和废旧皮带将开口处前后 5m 范围内排水通道内水沟进行覆盖保护,防止爆破崩落的矸石堵塞水沟,若水沟堵塞必须及时疏通。第三节 “一通三防”管理一、通风管理1、加强通风管理,局部通风机必须实行挂牌管理,内容包括:巷道名称、施工队、风机功率、风筒长度、日期、班次、吸入风量、出口风量、负
43、责人等,由局部通风机负责人填写。局部通风机必须由专人负责人管理,由熟悉局部通风机性能、责任心强的专职人员担任,其他人员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂要平、直、稳、紧,逢环必挂、缺环必补,无脱节、无破口,防止急转弯,矿车和其它物件等不得磨擦、挤压风筒;该掘进工作面及其回风流中严禁使用铁丝吊挂风筒,风筒吊挂必须使用摩擦时不易产生静电的绳索。风筒漏风率不超过 3,由于五采区煤仓进联巷 沿 1#煤层顶板施工,风筒口距工作面不得大于 5m,以保证工作面有足够的风量。3、工作面所有工作人员必须共同维护和管理好为本工作面通风用的所有通风设施,严禁人为破坏。4、局部通风机正常情况下要长时
44、运转,无论工作、不工作或交接班都必须保证正常运转;确需停止运转,必须提前制定安全技术措施。5、异常情况下局部通风机停止运转时,应按如下规定执行:将迎头人员撤至进风巷内,严禁在停风区域作业,告知专职电工切断迎头动力电源,并在通往迎头的各巷道口明显位置设置警戒绳及“停止供风,严禁入内”警戒牌,并派专人在进入停风巷道的进风巷把守,严禁脱岗。立即向公司调度室和工区值班人员汇报,并按调度室要求进行处理。局部通风机因故停止运转,必须按照煤矿安全规程第一百四十一条23规定执行。在开启局部通风机前,瓦检员必须检查回风流、及掘进工作面的瓦斯浓度和二氧化碳浓度。只有当最高瓦斯浓度不超过 1.0%和最高二氧化碳浓度
45、不超过 1.5%,且局部通风机及其开关附近 10m 范围内的瓦斯浓度都不超过 0.5%时,方可人工开启局部通风机;当瓦斯浓度超过 1.0%或二氧化碳浓度超过 1.5%,最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过 3.0%时,必须采取安全措施,控制风流排放瓦斯;瓦斯浓度超过 3%时,必须由通防部门制定排瓦斯措施并排除巷道内瓦斯。局部通风机开启时由当班瓦检员和机电工配合进行送风。6、局部通风机必须有计划停风停电,并提前向相关科室提出申请并提前制定专门措施按措施进行。7、局部通风机必须装设“三专两闭锁” (专用变压器、专用开关、专用线路,风电闭锁、瓦斯电闭锁) 。并确保灵敏可靠。8、巷道贯通前必须另外编制专门
46、的贯通措施。9、靠迎头第一节风筒及巷道转弯出风筒必须使用负压风筒,每次放炮前,班长必须检查迎头段风头吊挂情况,严禁风筒脱节,每节风筒连接处必须用铁丝绑扎牢固,严禁接头处漏风。10、风筒严禁使用铁丝吊挂,必须采用电缆扎带进行吊挂,每次放炮前班长必须仔细检查迎头段风筒的吊挂情况,严禁风筒落地。二、防尘管理1、必须采用湿式打眼,严禁干打眼,打眼工必须佩带防尘口罩。2、掘进工作面安设水针灌装水炮泥,装药放炮时必须使用水炮泥。在距工作面 2050m 范围内设一道能封闭全断面的水幕。放炮前,采取爆破喷雾、耙装前洒水、冲刷岩帮、净化风流等综合防尘措施。3、放炮员在联炮后向外敷设母线时开启水幕,炮烟散净后关闭
47、喷雾。4、巷道经常洒水降尘,无粉尘积聚现象。5、防尘管路必须接至工作面,每 50m 设三通一个,以便及时降尘。6、耙斗装岩机卸载口上方、各转载点安设防尘水幕。7、各处水幕必须能够正常开启。三、瓦斯管理及防治煤与瓦斯突出(一)瓦斯管理241、严禁在瓦斯超限区域作业。严格执行瓦斯检查制度,瓦检员每班至少三次到迎头检查瓦斯,并及时了解工作面有害气体状况,爆破必须做到“一炮三检、三人连锁”并做好记录;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(迎头)5m 范围内回风流侧,当报警时,立即停止作业,进行处理。2、掘进工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到 0.8%时,必须停止使
48、用电动设备;爆破地点附近 20m 以内风流中的瓦斯浓度达到 0.8%时,严禁爆破。掘进工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近 20 m 以内风流中的瓦斯浓度达到 1.2时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。掘进工作面及其他巷道内,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,进行处理。3、掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到 0.8%,二氧化碳浓度达到 1.3时,必须停止工作,撤出人员,查明原因,制定措施,进行处理。4、严格执行煤矿安全规程及爆破说明书关于炮眼布置、装药量、炮眼装填等的规定。5、对发生高冒地点,要及时采取
49、充填或导风措施,防止有害气体积聚。(二)防突管理1、施工人员必须了解煤与瓦斯突出的征兆即:有声预兆:深部岩层或煤层内有声响,如机枪声、煤炮声等;顶板来压、煤壁掉碴、支架发出断裂声;无声预兆:煤层结构变化,如煤层层理紊乱、煤层变薄或增厚;煤质发生变化,光泽暗淡、煤变脆、煤质变软;工作面压力明显增大,打钻时出现卡钻、顶钻、喷孔;煤壁发凉,工作面气温骤然下降,使人感觉发冷。当施工过程中发现明显突出预兆时,施工人员必须立即停止作业,撤出所有人员,并切断电源,并立即向调度室及工区汇报听候指挥。2、当班作业人员必须携带隔离式自救器,且会使用。3、每次装药必须使用水炮泥,严禁无水炮泥放炮。4、严格执行批掘制度,只有当考察指