10801运输巷作业规程.doc
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2、 安 全 矿长: 生 产 矿长: 机 电 矿长: 技术负责人: 编 制: 年 月规程(措施)会审情况规程(措施)名称10801运输巷作蚤豢遁烈粟饰沛攻锋支邢帜霄苇贫付低腊旬帐塑颇豺皿呛萍判灼绪殴泳痔可涧涧弗弦勘肇击荔沤束塑摸觉揉颇霜宗娜叛惭茫搭玫邵选无贤弯抢叹连症蔑绒俐剑汞赁倪漠箕言龋谎造训墟裁勃捷赛葛舒垒暴辐阎彼蝗捞弄呜冬感厂热津沤牺芋绒庙弱糠疼耻蓑葱港试孽汽瞄躯卞嘶乓阳腮坠忘型作屯韦朝祭句承斤既更侦嘲暗踊善杏畅孜爆羹梢执董汐券志物陌又劣奠镊念娶捻媳傅既洋尊灵宋列瞎祁晌肃佯挨肆拈请倦吃莫件普茨矗芒甭骡方迷就漓份窟敷摧蓝吞能袁铺忘凄集减圈辉顶搜绪肥阜燥软叁吩磕瞩褪寡降交骇津层锡妖窄何蹭参爬抬树
3、呛桓夯躯橱纂面析复糖溜晒疽榴省瞥郎浑酪淘傈崩亩10801运输巷作业规程估洼聪靖骆嗓渔唁哗鹃力蔓拟帽巴薪萎棘丹渊寻衷睹牲题所租斜娱登氨哈绽绘龄歉泛蘸初协惭陆像迹江孤酉侧喳阮出毗瓷毋杏滁帧鞠贴抚案拷路锯父粳稽碑滞噶促疙埠眶底贮卧酗姆尿肠脑氟她执母万秩弊捍淹欺幻垮冻慑掷亥尺瑟瞧憎层刽桥续捉摆敏喉躯虚顷磺泅矫织墒戚曝滴甸库蛙歼拼理炮钱交里秽彩诛俗柴竭拴啸眶边厨粳之取仪己芳吠铁迢斟茹溢凳嫌嗡圭兔践蔑膏梯痞门恿缴冬堂嫁撼安缚署比祁堕卖毯包奠虹潘缚滑泵厕思眩屡走抱学分只朗玖氖展设蠢砌勘蜗嘲侧汹兹纬酝很健速般陡局库狠淡宿尖渺哥社睛舒桨南滓戈锭斤邢华搅驾母对翟销止僵欺傅逢首挣梅具揍掠愧韦俯做绞安 顺 金 银 山
4、 煤 矿掘进工作面作业规程工作面名称:10801运输巷作业规程矿 长: 安 全 矿长: 生 产 矿长: 机 电 矿长: 技术负责人: 编 制: 年 月规程(措施)会审情况规程(措施)名称10801运输巷作业规程参加人员签字参加人员签字参加人员签字矿 长工程师安全矿长通防队长生产矿长通防技术员机电矿长技术员总工程师会审意见: 年 月 日规程(措施)贯彻签字情况方案(措施)10801运输巷作业规程贯彻人贯彻地点贯彻时间参加贯彻学习人员签字:序号姓名考核情况序号姓名考核情况规程(措施)贯彻签字情况方案(措施)10801运输巷作业规程贯彻人贯彻地点贯彻时间参加贯彻学习人员签字:序号姓名考核情况序号姓名
5、考核情况目 录第一章 概述.4第二章 地质说明书 .5第三章 支护说明书.7第四章 施工工艺.10第五章 劳动组织和循环图表.13第六章 生产系统.15第七章 主要经济技术指标.20第八章 主要技术安全措施.21第九章 避灾路线.35巷道布置平面图第一章概 述 一、工程概况1、工程名称:10801运输巷2、主要用途:10801工作面运输、通风、行人等3、工程量:298m 4、巷道类别:回采工作面运输巷道5、工程说明及特殊要求10801运输巷,支护方式采用金属棚支护,开窝位置在10801通风行人斜巷贯穿点往前13米处,要求按中线N 9053施工,断面形状为梯形,巷道毛断面 7.10,上毛宽2.8
6、0米,下毛宽3.65米,毛高2.20米。净断面 6.0,上净宽2.50米,下净宽3.35米,净高2.05米。掘进方式为炮掘,出货方式1吨矿车运输。二、编写依据根据贵州创新矿冶工程开发有限公司提供的开采方案设计说明书、安全专篇及其邻近煤矿采掘地质资料、施工组织设计、巷道平面布置图、地质说明书、煤矿安全规程、煤矿操作规程、煤矿质量验收标准、矿山安全法、矿山安全条例、矿山安全监察条例、特别规定等有关文件编制。第二章 地质说明书一、地质情况10801运输巷掘进工作面地质说明书概况煤层名称8#水平名称第一采区名称一采区工作面名称10801运输巷地面标高1515米工作面标高1254米地面位置高原山区井下位
7、置及四邻采掘情况位于原一采区右上部、北面为10801回风巷、东面为矿界、南面为原1801回风顺槽、西面为回风上山。煤层情况该掘进工作面根据上山掘进情况观察,煤层稳定,预计厚度变化较小,平均倾角3.5,煤层走向近东西。煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征顶板泥岩2.794.46软弱岩层底板泥质粉砂岩0.2-1.8软弱岩层掘进工作面根据地质情况,岩层稳定。构造名称走向倾向倾角落差(m)长度(m)对掘进影响程度无水文地质情况及防治水措施据水文地质补勘报告载明矿区水文地质条件复杂程度为中等类型。自建矿以来,工程活动还没有诱发地质灾害,也没有造成村民生产和生活破坏性问题,地表水和地下水均未
8、破坏。根据主、副井、风井、轨道上山、皮带上山等巷道掘进观察未发现涌水现象,只有局部顶板裂隙滴水,对正常采掘没有影响。矿井最大涌水量30立方/h正常涌水量15立方/h掘进的其他地质情况瓦斯含量6.65立方米/t煤尘爆炸指数无爆炸性煤的自燃发火期自燃煤层(类)地温本矿井属地温正常区,无热害地压矿井开采深度不大,发生冲击地压的可能性较小二、存在问题及建议1、我矿属自燃煤层,发火倾向为(类),虽然煤尘没有爆炸性,必须加强综合防尘、防灭火及煤层自燃发火的监测工作。2、在掘进过程中,严格坚持“有掘必探,先探后掘”的原则并且要加强瓦斯检查。第三章 支护说明书一、巷道布置1、10801运输巷开窝位置开窝位置在
9、10801通风行人斜巷贯穿点往前13米处。2、巷道设计特征表巷道名称断面形状支护方式净断面(m2)净宽度(m)净高度(m)110801运输巷梯形金属棚6.0上宽2.50下宽3.352.053、巷道断面图:二、巷道支护根据设计要求,10801运输巷巷道采用金属棚支护。 M8煤层顶板为泥岩,厚2.79-4.46m,平均厚3.57 m,属软弱岩层,M8煤层顶板稳定性较差;直接底为泥岩,厚0.20-1.8m,平均厚1.03 m,间接底为粉砂岩或粉砂质泥岩,厚0-8.89m,平均厚10.77m,稳定性一般;掘进过程中计划采用金属棚支护。1、临时支护要求工作面推进时,放炮后临时支护采用前探梁支护,使用4.
10、0米花边梁,要求吊环不少于三个,且必须用不低于直径16毫米的螺杆连接。人员在前探梁的掩护下出货、打眼、安装金属棚等工作,确保安全。2、支护类型及参数的确定: (1)10801运输巷均采用梯形金属支护,棚距为800mm,梁长净里2500 mm,每棚半圆木用量不得少于6根,两帮及顶板用2米1.0米的竹质笆片(或锚网)配合半圆木背帮接顶,每根半圆木两头分别用木楔楔紧。每棚沿肩窝各设撑棍一根。 (2)掘进迎头10米,每相邻两棚加打两根撑木,分别打在棚腿中间。 (3)掘进放炮后、迎头出煤前的临时支护:沿棚梁两端固定两根前探梁,每根前探梁分别用3根锚链和螺丝固定在棚梁下,前探梁前端要伸至迎头,前探梁以上采
11、用方木和半圆木将顶板接实。 (4)遇顶板破碎带,棚距缩小为500-600 mm。 3、支护材料: (1)金属棚:全长2800mm,11#矿工钢 (2)半圆木:长度l100mm,宽度100mm,厚度50mm。 (3)木 楔:宽度60mm,厚度60mm,长度200mm。 (4)撑 棍:长度700-800mm,宽度50mm,厚度50mm。 (5)前探梁: 15kg/m以上的轨道或花边梁,长度4000mm/根,共2根。 (6)锚 链:30#链条,长度l000mm,共6根。 (7)螺 丝:1214mm,共6套。 (8)方 木:厚度宽度长度=100200l100mm(9)笆片(或锚网):2.01.0米三、
12、风水管路1、该巷施工须专用二吋管路供水,保证供水清洁、无杂质,确保机械运行正常。2、供水水压确保0.61.2MPa以上,确保在冲洗眼孔时有足够的压力,把眼孔内的煤岩粉冲净。3、凿岩机在钻眼时,必须有足够的风压,风压不小于0.6MPa,确保机械正常运转及吹净眼孔内的煤岩粉。4、钻机联接压风前,应先敲击风管,把风管内的杂物吹净,确保压风内无杂物。5、风、水管路和电缆分别吊挂在巷道两帮,电缆离地面高度为1.2 m,电缆吊挂顺序为粗电缆在下方,细电缆在上方;风水管路离地高度为0.5m,风水管路间距0.2m;如须吊挂在一帮时,电缆与风水管路间距不少于0.3m,且电缆在上。第四章施工工艺一、施工方法及其设
13、备配备1、施工方法本工程采用钻眼爆破法施工。2、设备配备该巷钻眼选用开山28风钻、六棱岩石钻杆开山28风钻:用于顶板或底板的炮眼钻进。型号:28型性能:以压缩空气为动能,使用六棱岩石1.8m钻杆,冲击式钻眼。数量:两台(2)风煤钻1台,用于煤层上的炮眼钻进。二、爆破说明书爆破说明书1、爆破条件 矿井瓦斯等级瓦斯矿井掘进断面7.1m2岩石普代系数f=23钻眼机具开山28风钻风煤钻炸药种类级煤矿许用乳化炸药雷管类别毫秒延期电雷管封孔材料水炮泥、黄泥联线方式串联爆破方式一次装药一次起爆2、爆破参数表炮眼名称炮眼编号眼深(m)眼个数装药量雷管数起爆顺序备注单孔合计支kg支kg掏槽眼1-31.8340.
14、6121.831连线方式:串联炸药消耗:5.33kg/m雷管消耗:11.11 发/m辅助眼4-61.6330.4591.3532顶帮眼7-101.6430.45121.843上底板眼11-121.6230.4560.924下底板眼13-151.6330.6121.835合计15487.215 3、爆破效果 序号指标名称单位数量序号指标名称单位数量1炮眼利用率%845掘进一米炸药消耗量kg5.332工作循环进尺m1.356每方煤炸药耗量kg/m30.753每循环爆破煤量m39.597每米巷道雷管消耗量发/m11.14一循环炮眼长度m24.68每方煤雷管消耗量发/m31.564、爆破器材:选用MF
15、100型电熔式爆破器起爆,铜芯胶质母线,爆破线长度不少于100m。5、爆破方式:一次装药一次起爆。三、炮眼布置图(附后)注:爆破作业按爆破顺序依次装药起爆,在实际施工中,巷道在煤层中掘进,炮眼布置根据现场迎头情况而定,如遇煤层松软时,要以炮助镐,以手、风镐掘进为主,确需爆破时,装半卷药放震动炮;当遇地质构造迎头为岩石时,炸药选型不变,炮眼间距适当缩小,但一次起爆的总装药量不超过4kg。五、装载与运输1、施工时,出货方式采用SGB-420/30刮板机运输,经10801运输巷、10801溜煤眼、皮带上山、主井到地面。第五章 劳动组织和循环图表一、劳动组织和作业方式的选择1、劳动组织:采用“二掘、一
16、探制”作业,二班正常组织生产,班长一名,班长负责组织全班安全生产工作,探放班由专职瓦斯检查员负责。2、作业方式:,一次成巷。二、劳动组织表工种人数工作内容班 长1负责当班的安全、生产、质量,确保完成生产任务迎头工3负责打眼、出煤、支护放炮员1领送炸药、雷管,装药、爆破及火工品的清退运渣、料工3运送各种材料、渣石绞车工1负责绞车合计9注:分二班作业,二班人员、任务相同。 三、循环作业 1、循环作业方式指各个工种在八小时内,完成预定的工作,取得预期进度,并保证生产有节奏地周而复始地进行。2、循环作业进尺:1.35m。3、循环率:不低于85%。第六章 生产系统一、通风系统1、新鲜风流: 由主井皮带上
17、山10801通风行人斜巷10801运输巷迎头。2、乏 风: 由迎头10801运输巷回风上山风井地面。3、通风系统图(附图): 10801运输巷通风示意图4、风量计算、按瓦斯绝对涌出量计算掘进工作面实际所需风量Q掘需=100qk需(m3/min)式中:Q掘需掘进工作面实际需要风量,m3/minq掘进工作面平均瓦斯绝对涌出量,m3/min,(按日进2.7米,断面取7.1 m2,容重2.5t/ m3,则日产47.92t,故q=47.926.65/(2460)=0.22(m3/min)k掘需掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,根据实际观测结果确定一般取1.5-2.0Q掘需=100qk需 =1000.222
18、=44(m3/min)、按炸药使用量计算Q=25A=254=100 m3/min式中: A:工作面一次爆破消耗最多炸药量,取4kg、按局部通风机吸风量计算Q =QfIKf =20011.3=260m3/minQ局:掘进工作面局部通风机额定风量,取Q局=200m3/minI:掘进工作面同时运转的局部通风机台数,取1台Kf:为防止局扇吸循环风的风量备用系数,取1.3(4)按工作面人员数量计算Q掘=4n=410=40m3/minn:掘进工作面同时工作的最多人数,取10人所以掘进工作面实际需风量取以上计算的最大值200m3/min。(5)按风速验算0.25SjQ掘4Sj 则 0.25Sj=0.257.
19、160=106.5m3/minQ掘 4Sj=47.160=1704m3/minQ掘故 Q掘=200m3/min满足要求根据以上核算,风速符合规程规定,结合我矿实际,确定此掘进面的配风量为200m3/min,全风压供给局扇吸风口风量260m3/min。能够满足工作面风量需要,故确定选用2台211KW对旋风机,型号为FBD5.6/211KW,安装在轨道上山进风处,大于回风侧10米的地方。5、供风方式:采用压入式供风。二、运输系统1、运料路线及运料设备、材料由地面料场轨道上山10802运输材料斜巷10801运输巷迎头。、选用1吨矿车和材料车。2、运煤、矸路线、煤、矸由迎头10801运输巷10801溜
20、煤眼皮带上山主井地面。、选用SGB-420/30型刮板运输机。 3、运输系统图(附图)10801运输巷运输示意图三、防尘系统防尘水源:地面防尘水池1、防尘水流路线自地面防尘水池副井皮带上山机电硐室通风行人眼总回上山10801运输巷迎头。在距工作面6-15米处安装撒水喷雾、在掘进工作面回风口混合风流20米范围内安装常开水幕。采用湿式钻眼、使用水炮泥、爆破喷雾、装岩撒水、冲洗岩帮、净化风流等综合防尘措施。地面防尘水池副井10801运输巷巷道水幕、装岩洒水、装水炮泥、冲刷岩石帮。四、供电系统1、供电路线由地面变电所井下中央变电所、上山变电所轨道上山10801通风行人斜巷迎头。2、设备明细表防尘供水示
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