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    2601回风系统410岩石回风斜山掘进作业规程9Word下载.docx

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    2601回风系统410岩石回风斜山掘进作业规程9Word下载.docx

    1、机电副总机电副矿长生产副总生产副矿长安全副总安全副矿长总工程师矿 长贯彻学习人员签字栏2014年 月 日 组织人: 地 点:学习人员签名一、概况(一)一般情况:工程名称2601回风斜山工程量12m用 途回风、行人煤岩别全岩方位角3120施工控制中线左1.0m右坡 度330施工控制腰线上下起点实测标高+413.8m终点设计标高+420m装运方式上山自溜、平巷人力推车运输支护方式裸巷、锚杆支护所需设备20m3空压机 岩巷掘进凿岩机 矿车等(二)编制规程依据根据本矿地质条件、开采状况、年度采掘部署、2601工作面设计,结合矿井开采实际和目前的隐患整改现状,经矿研究会审编制本掘进工作面作业规程。(三)

    2、地质情况简述1、地质概况:龙叫矿区位于新华夏系第三隆起带与沉降带的过渡地区,地层出露良好,除缺失泥盆系,石炭系和第三系外,其余各地层均有出露。第四系零星分布于槽谷、斜坡及平坝地带。2、地层:矿区出露最老地层为二叠系下统栖霞组,最新地层为三叠系下统飞仙关组,岩层走向40,倾向310,倾角37-43,由新至老为飞仙关组(T1f)、长兴组(P2c)、龙潭组(P2l)、茅口组(Plm)。3、地质构造:龙叫煤矿于龙骨溪大背斜西翼次级褶皱酒店垭箱型背斜北段西翼,呈狭长的单斜构造,矿井范围内地质构造简单。4、煤层:矿含煤地层为二叠系上统龙潭组,与下伏地层茅口组呈假整合接触。其岩性主要由灰、深灰黑灰色泥岩、页

    3、岩、砂质页岩、薄层铁质细砂岩、生物碎屑灰岩、硅质灰岩、砂岩、钙质泥岩、粘土岩、铝质泥岩、杂色角砾岩及煤层组成。其底部以一层厚度为06.0m的杂色角砾岩和白色铝土岩为显著标志,顶部以一层厚度为1.162.60m的灰色砂质页岩与长兴灰岩为界,其上、下界面清楚,容易划分。龙潭煤系在本矿平均厚度为94m,其含煤7层,自上而下依次为K6、K5、K4、K3、闷连煤线、K2、K1煤层,煤层平均总厚度4.5m,主要发育于煤系中部和下部。其中:K1煤层平均0.65m、煤层厚度较稳定、煤层结构简单、作为保护层开采、上距K2煤层10m左右;K2煤层属不稳定型煤层、平均厚度为0.7m、为局部可采煤层、上距K3煤层28

    4、m左右;K3煤层位于煤系中部、其底板至K1煤层顶板平均间距30m、煤层厚度较稳定、平均厚2.8m、煤层结构简单、为被保护层、上距K4煤层7m左右,下距底板闷连煤线(K3标志层)2.5m。5、水文地质情况(1)水文地质构造:矿区属构造剥蚀台状低山,地形北东高南西低,山脊两侧为中缓的斜坡,有砂岩、泥岩出露,地表局部为土层覆盖,坡面冲沟较发育,矿区地形不利于大气降水的下渗,矿区地表无水库、农田较少,大气降雨是地下水的主要补给水源,矿井水文地质类型为中等。(2)充水因素分析:大气降水是矿井主要的充水来源,通过采空塌陷裂隙渗透进入矿井,洪水季节矿井涌水量明显增大;老空(窑)及采空区水。根据410K1煤层

    5、平巷段和K2煤层2#回风上山的现状判定,该掘进巷道无积水安全影响;该掘进巷道附近未发现断层,不受断层破碎带充水影响。根据本掘进工作面的水文地质情况初步分析,工作面无水害和防突安全隐患。二、工作面巷道平面位置2601回风斜山开口点位于410m K1煤层北二石门口以南12m处的回风平巷,掘倾斜岩石回风巷道,掘穿K2煤层410-503水平北2#回风上山。巷道方位为3120、坡度330,斜山岩巷工程量为12米。三、巷道断面支护规定:1、开口处平巷:按矿+410m水平K1煤层回风巷扩巷维修安全技术措施支护要求采用单体液压支柱打抬板支护的型式对开口处附近10m范围内的巷道进行可靠支护及背护。2、回风斜山规

    6、格:采用半圆拱断面型式,巷道宽度2m、高度2m,原则上采用裸巷,如作业过程中围岩不稳定,对巷顶采用锚杆进行支护,其锚杆间距为0.8m、深度为1.5m。斜山作业过程中搭设操作平台、栏护矸石等临时支护时采用单体支打带帽点柱的型式,其间距依现场安全需要确定。3、穿口处K2煤层2#回风上山巷选择矩形巷道,9#矿用工字钢金属支架带帽点柱的型式支护,柱距为0.8m-0.9m,巷道净断面4m2。巷道规格:宽2米、净高2.0米。支护时,支柱必须有0.2m的柱窝并见硬底,严禁将支架架设在浮煤浮矸上,支护质量必须达到质量标准化验收要求。4、回风斜山掘进施工时,必须坚持经常敲帮问顶,及时清除巷道帮、顶的悬松煤(矸)

    7、,防止局部冒顶或悬矸伤人。架设支架必须有3-5度的迎山角度,巷道帮顶必须用旧料、排花、芭片等材料背护严实,严禁巷道空帮空顶。四、爆破采用正向装药、正向爆破。放炮一律使用三级煤矿许用乳化炸药和煤矿许用毫秒电雷管(最后一段延期不超过130ms)爆破,正向起爆,起爆器用MFB-100型或MFD-200型电容式晶体管放炮器。均实行全断面一次性爆破或分段爆破施工。(一)、爆破说明图表 眼号名称个数眼深m炮 眼角 度装药量(Kg)炮泥长度爆破顺序联 线方 式水平垂直每眼总量1-6拉槽眼61.580280.42.40.6大串联接线7-13辅助眼51.4902.00.514-22周边眼9780.32.723-

    8、27底眼41.6合 计248.7(二)、炮眼布置图:见附图(三)、爆破指标及材料矿井瓦斯等级突出矿井炸 药 种 类三级煤矿许用乳化炸药掘进断面(m2)3.67雷 管 种 类毫秒延期电雷管煤(岩)硬度系数(f)2-5每米炸药消耗量(kg)6.7炮眼个数(个)每米雷管消耗量(发)19炮眼平均深度(m)循环炸药消耗量(kg)炮眼利用率(%)91循环雷管消耗量(发)循环进度(m/循环)1.3五、循环图表: 时间(小时)工 序12378安全检查及准备工作打眼装药、联线放炮、通风、洒水装岩运输支护清理巷道工程质量验收说明(一)、施工方法及顺序说明1、破岩方式(1)、工作面采用普通钻爆法掘进。选用YT28型

    9、凿岩机湿式打眼,使用三级煤矿许用乳化炸药爆破,15段毫秒延期电雷管起爆,工作面放炮采用正向装药,大串联连线,全断面一次装药一次起爆。使用MTB100型发爆器起爆,放炮母线是专用铜芯线。(2)、施工顺序:该工作面从+410K1回风巷12m的地方开始掘,由K1煤层顶板向K2煤层方向向上掘穿+420m K2煤层上山底板后相连通形成回风系统。2、工艺流程安全检查及准备工作打眼吹孔装药联线搜索撤人站岗放炮通风安全检查及处理悬矸装矸运输清理巷道检查验收当班安全质量交接班。3、出矸方式采用人工掏渣经溜矸溜槽自溜至+410mK1回风巷斜山口放入矿车内,经北二石门和北410抽放巷运到410车场,由主斜坡提运出地

    10、面。(二)劳动组织 出勤人数工 种一 班二 班三 班工 种 合 计 班(组)长打眼支护工装 运 工放 炮 工21备 注按混合工种计算编制定员,未没专门的支护工等工种六、掘进通风(一)、风量计算、局扇选型、风筒规格1、按瓦斯涌出量计算:Q掘=1000.22=40m3/min2、按工作面人数计算:Q掘=471.5=42m3/min3、按炸药使用量计算:Q掘=254.4=110m3/min按以上计算,工作面需风量为110 m3/min。4、根据上述得知,工作面需风量按炸药量计算最大,故该工作面计划风量取150 m3/min,掘进工作面拟选择11kw局部通风机,600-500mm的抗静电、阻燃矿用风筒

    11、负压送风。掘进工作面的局部通风机安设在北抽放巷2号上山南10米外的新鲜风流巷道中,局扇及风筒质量符合煤矿安全规程第128-129条的有关规定。5、局部通风机及风筒由专职瓦斯检查员负责进行管理,确保局扇正常连续运转,严禁任何人擅自停开,临时停工地点严禁停风。6、掘进工作面风筒必须环环上吊、吊挂平直、靠帮靠顶、严禁花接,风筒无破口、接头不漏风拐弯用弯头;风筒末端出口距碛头距离不大于5米、风量不小于110m3/min。(二)、通风系统示意图(见附图)七、主要技术经济指标项 目指 标出 勤 人 数(人)炸 药(kg/m)循 环 进 度(m)雷 管(发/m)循环方式(个/班)坑 木(m3/m)0.02日

    12、 进 度(m)3.9水 泥(kg/m)/月 进 度(m)预计施工天数(天)直接功效(m/工)0.18工 程 量(m)12八、主要安全技术措施(一)安全制度(需遵守以下安全制度)1、工作面交接班制度;2、敲帮问顶制度;3、工程质量验收制度;4、巷道维修制度;5、瓦斯、煤尘管理制度;6、“三人连锁放炮制度”和“一炮三检制度”;7、机电设备维修保养制度;8、班组安全检查及现场安全评估制度。(二)安全技术措施1、施工作业措施除严格执行煤矿安全规程和掘进中涉及的各工种“岗位安全生产责任制”及技术操作规程外,另作如下规定。(1)顶板管理 每班作业前,必须由班(组)长或当班负责人对掘进工作面范围内的顶板、支

    13、护、通风、瓦斯等安全情况进行全面检查,认真进行班组安全检查评估,发现问题必须及时进行处理,只有经检查确认无安全隐患后,由班组长填写“班组安全检查牌板”, 请示调度同意后其他人员才能进入碛头作业。隐患未消除,严禁组织生产。斜上山开口掘进前,必须先加固开口点前后五米范围内的支架,抬设好抬棚(板)支架,防止放炮崩倒支架引起冒顶事故。 施工过程中,每个操作职工都必须经常检查工作地点的安全,并随时进行敲帮问顶工作,及时处理巷道帮、顶悬松的煤(矸);班(组)长负责检查和清除悬矸工作,防止冒顶、片帮伤人。特别是巷道开口、斜上山穿松软岩层掘进、围岩破碎带及巷道交叉口时,更应加强敲帮问顶和支护工作,在施工过程中

    14、,应随时注意观察顶板动态,及时清除悬松煤矸。对一时敲不掉的悬松活矸,必须立即采取刷小炮或临时支护的方法进行处理。斜上山掘进工作面若遇围岩较松软破碎时,掘进碛头必须采取临时支护措施,严禁空顶下作业。临时支护距碛头的距离视其围岩破碎程度而定;若围岩特别破碎,保证不了安全时,临时支护必须跟拢碛头,不得留有空顶距。 临时支护采用单体支柱带帽点柱,柱距按现场实际情况进行支护,支柱要打在硬底上,严禁打在浮矸上,草鞋板要打平直牢靠。每次作业前或放炮后,班组长必须对支护情况进行检查、加固,发现支护失效必须立即整改,否则不得作业。临时支护保证不了安全时,必须采用可靠的锚杆支护。 在靠掘进工作面后面运输巷的宽敞巷

    15、道内,必须随时存放一定数量的金支、木支柱、板材等备用支护材料,以便在特殊情况下急用。如大块悬松岩石一时无法处理掉时,可采取打临时支柱的方法进行处理,以确保施工安全和事故抢险。 因放炮打歪、打断、打垮的支架,必须由外向里逐架进行恢复,恢复支架前必须先帮后顶清除悬矸,凡空帮空顶的支架必须用旧料进行充填接顶,背护严实。掘进工作面碛头后方10米范围内的支架放炮前应进行可靠的加固,防止放炮崩倒;掘进碛头后方10米以外的支架必须随时检查,发现支架失效或压断、压坏的支架,必须及时进行更换或加固,防止掉矸滚落伤人。(2)破岩安全措施 施工作业前,应认真检查设备,设施的完好性,发现问题必须立即处理。打眼前,由班

    16、长检查作业地点的支护和悬矸等安全情况,并检查上次爆破情况,只有经检查确认无问题,才准进行施工作业。 施工炮眼时,严格按炮眼布置图的要求和打眼工技术操作规程打眼,严禁用钻杆打残孔、透残眼,严禁风钻工骑架操作,严禁在钻杆上、下穿越或逗留。打眼中,由领纤工负责经常清找碛头悬矸和看安全。 炮眼施工结束后吹炮眼时,凡与碛头吹眼工作无关人员必须撤离到碛头后至少10米以外的安全地点,防止炮眼中吹出的石子伤人。 掘进碛头装药前必须将工具、风管等设备、物品撤出30米以外的地点掩护好,防止放炮损坏。(3)装运安全措施 装煤岩前应坚持洒水降尘、冲洗巷帮。碛头人工掏装渣时,必须先敲帮问顶,及时清除巷道帮、顶的悬松煤矸

    17、,防止悬矸伤人。斜上山掘进5后米必须采用打支柱、钉档板等临时措施防止斜坡滚矸和飞矸伤人。人力推车运输时,必须严格执行煤矿安全规程第262条-364条的有关规定,严禁违章推车和违章放飞车、爬车等行为。2、综合防尘措施:(1)掘进工作面必须采取湿式打眼、放炮喷雾、装煤(岩)洒水等综合防尘措施。(2)坚持定期冲洗井壁巷帮,清扫或冲洗沉积粉尘,防止煤尘堆积和飞扬。(3)掘进工作面所有作业人员必须按规定配戴防尘口罩等防护用品,搞好个体防护,防止尘毒危害。(4)掘进坚持按规定装填使用底泥、水炮泥、封泥。3、避灾、撤人线路及自救措施:(1)、该作业面若发生火灾,瓦斯、煤尘爆炸、煤与瓦斯突出时,人员撤至+41

    18、0m北k2运输巷+410m主石门主斜井地面; 发生透水时: 人员撤至+410m北k2运输巷+410m主石门主斜井地面; 发生冒顶事故时: 人员撤至+410m北k2运输巷。(2)、入井人员必须佩带压缩氧自救器入井后挂在距作业地点3m处使用拿取的地点。距碛头50m60m的进风巷处安设一组压风自救器, 应满足碛头人数,压风自救器的压风不能中断。(3)、发生灾害事故时,发现灾害事故的人员及其他知情者,有责任及时向矿调度室汇报,灾害事故的种类、地点、伤亡情况。信息传递办法:用井下就近的电话向矿调度室汇报,灾害事故的种类、地点、伤亡情况。若遇通讯中断时、用粉笔把灾害事故的种类、地点、伤亡情况写在矿车上,以

    19、便向地面人员传达信息。根据灾害事故发生的情况,现场人员在不危及自身安全的前提下,进行自救、互救。认真使用好人员定位系统,入井人员必须领取人员定位卡才能入井,发生灾害事故时矿灯房必须认真统计出井人。灾害事故发生后矿立急起动应急救授预案,同时向上级有关部门汇报情况,应急救援设总指挥一人,副总指挥若干人,在总指挥领导下实施救援工作,总指挥应广范听取他人的意见和了解灾害事故信息。4、放炮安全技术措施:(1)、掘进工作面放炮,必须严格执行“一炮三检制”和“三人放炮制度”以及“放炮允许制度”,并严格执行煤矿安全规程中有关装药、放炮规定和有关爆破工管理规定。(2)、井下爆破工作必须由专职爆破工担任,并持证上

    20、岗。工作面爆破必须使用发爆器起爆,放炮母线必须按煤矿安全规程第334条规定执行,放炮器钥匙由放炮员随身携带,严禁将钥匙转交他人保管或放炮;炮眼深度0.60m严禁装药, 炮眼深度0.60m1.0m封泥长度为眼深的1/2, 炮眼深度1.0m2.50m时封泥长度不0.5m。(3)、工作面装药前必须将工具撤出碛头20m以外的安全地点,装药时碛头10m范围内不准有其他工作与装药平行作业 ;凡残孔必须用炮泥填实;严格按规程规定并参照爆破说明书装填雷管、炸药,严格底泥、封泥、水炮泥的三泥装填。(4)、放炮前,必须对碛头10m范围内的临时支架进行加固,(并打齐扣寸、钉拉板)防止放炮崩垮、崩倒支柱。班(组)长必

    21、须亲自负责布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作。警戒人员必须在指定的安全地点警戒(站岗),并挂“正在放炮、严禁入内” 的警戒牌和警绳。 经班(组)长清点人数,确认无误后,班组长向矿调度室汇报请示,调度人员通过核实后无误下达放炮指示给班组长, 班组长接到指示后方可向放炮员下达放炮命令,爆破工接到放炮命令后,必须先发出爆破警号,至少再等5秒钟,方可起爆。放炮后等足30min, 瓦检员、班长、放炮员进入掘进工作面检查爆破情况,检查后确认爆破无误,确认无安全隐患,班长请示矿调度室撤除岗哨,恢复作业。(5)、起爆地点、搜索线路及放炮站岗点:起爆地点设在+410m主石门与K2运输巷交

    22、汇处。施工期间+410m二石门以北、2# K2上山410-503主石门段巷道设置放炮禁止通行栅栏。(6)、由班长安排2人从碛头搜索撤人至410水平K2二号上山下口,检查各放炮禁区栅栏完好情况,然后沿路向410车场的北抽放巷分岔口的起爆点等候班长、瓦检工和最后的爆破工汇合,清点人员到齐。(7)、站岗人员到位后必须拉好警绳、挂好放炮警界牌,禁止其他人员进入放炮区域。必须向调度室汇报本人姓名及情况,不得私自离岗和私自撤岗。(8)、起爆前向调度值班人员汇报、站岗撤人情况、经调度值班人员同意放炮后方可起爆(9)、 放炮后必须等足30min后,待碛头炮烟吹散,方能由班(组)长、瓦检员、放炮员三人一道进入碛

    23、头,首先必须巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况,如有危险情况,必须立即处理。只有经检查确认无隐患后,班(组)长才能撤除岗哨,恢复作业。(10)、放炮时打歪、打倒的支架、支柱必须由外向里逐根恢复,恢复前必须先检查、处理巷道帮顶的悬、松煤(矸),确认无安全威胁后,方能进行 。(11)、放炮通电后拒爆时,放炮员必须先取下放炮器钥匙,并将爆破母线从电源上摘下,扭结成短路,等足30min后才由“三人放炮制”人员一道进入工作面沿线路检查,找出拒爆的原因,进行处理。严禁“二次起爆”。若遇瞎炮,必须按煤矿安全规程第342条的有关规定执行,严禁用压风吹、用镐刨、用手硬拽雷管脚线等违

    24、章处理瞎炮行为。(12)、工作面打眼时,严禁打残眼、透残孔。5、防止冒顶片帮及特殊支护措施:(1)掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10米长度内的支护,在爆破前必须认真检查和加固。对被爆破崩倒、崩坏的支架,必须先行修复,才可进入工作面作业。修复支架必须先检查顶、帮,并由外向里逐架进行。(2)在更换巷道支架时,在拆原有支架前,必须及时除掉顶帮悬、松活矸,并坚持先支后撤的原则,必要时还应采取临时支护措施。(3)凡因支护失效而空顶的地点,必须重新支护,支护时应先护顶、再施工。巷道替换支架(支柱)时,必须先支新支架,再拆老支架。(4)掘进工作面开口时,必须先加固开口点前后5米内的支架;交叉巷道口,必须及时支护,地质构造带或围岩破碎带,必须加强支护,防止发生冒顶片帮。(5)施工过程中,必须坚持现场质量检查验收制度。当班的班长、专职安全检查员和矿级带班人员,必须负责当班安全生产和质量验收工作,发现隐患或工程质量不合格危及安全生产时,必须立即停止作业进行整改,隐患未消除严禁离开工作头。九、其他1、其余按煤矿安全规程有关规定执行,会审意见已纳入作业规程内容。2、本区域作业人员必须认真贯彻学习本规程并熟知安全要求后,方能安排在本区域作业。


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