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    1工作面回风巷掘进作业规程.docx

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    1工作面回风巷掘进作业规程.docx

    1、1工作面回风巷掘进作业规程恒泰煤业掘进工作面作业规程编号:掘12013号工作面名称:12040回风巷编 制 人:赵国芳施工负责人:司保卿总工程师 :李福顺12040回风巷掘进作业规程会审意见会审人员会审意见总工办签名:日期:地测科签名:日期:调度室签名:日期:安监部签名:日期:12040回风巷掘进作业规程会审意见会审人员会审意见通风科签名:日期:机电科签名:日期:通维队签名:日期:机电队签名:日期:12040回风巷掘进作业规程会审意见会审人员会审意见煤巷队签名:日期:生产矿长签名:日期:机电矿长签名:日期:安全矿长签名:日期:12040回风巷掘进作业规程会审意见总工审批意见:签名:日期:煤炭局

    2、审批意见包矿人审批意见:签名: 日期:包片副科长审批意见:签名: 日期:科长审批意见:签名: 日期:目 录第一章 概况(9)第一节 概述(9)第二节 编写依据(10)第二章 地面位置及地质情况(10)第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况(10)第二节 煤(岩)层赋存特征(11)第三章 巷道布置及支护说明(12)第一节 巷道布置(12)第二节 支护选型(12)第三节 支护工艺(13)第四节 巷道断面特征(13)第四章 施工工艺(15)第一节 施工工艺及流程图(15)第二节 爆破作业方式(16)第三节 装载与运输(18)第四节 管线及轨道敷设(18)第五章 生产系统(20)第一节 通风(20)第

    3、二节 综合防尘(23)第节 防灭火及隔爆(24)第四节 安全监控(24)第五节 供电(26)第六节 排水(27)第七节 运输(27)第八节 照明、通信和信号(28)第六章 劳动组织及主要技术经济指标(28)第一节 劳动组织(28)第二节 作业循环(28)第三节 主要技术经济指标(30)第七章 安全技术措施(30)第一节 一通三防(30)第二节 顶板(33)第三节 爆破(35)第四节 防治水(38)第五节 机电(39)第六节 运输(41)第七节 施工管理及其他(43)第八章 灾害应急措施及避灾路线(43)恒泰煤业掘进工作面作业规程第一章 概况第一节 概述一、工作面概况: 表1工作面名称12040

    4、工作面回风巷工作面布置方式走向工作面长度(m)340方位角()230坡度沿煤层底板,局部有变化时另定开工时间2006年9月竣工时间2007年3月二、工作面长度、服务年限及用途:该巷道主要用于12040工作面的回风和运送材料,全长约340m。此巷道从12皮带下山开门掘进,沿12020工作面采空区和煤层底板掘进,然后施工绕巷与12轨道下山联通,绕巷按设计坡度掘进(具体情况见图1巷道平面布置图)。服务年限16个月图1:工作面平面布置图第二节 编写依据一、开发利用方案是依据煤炭工业部武汉煤炭设计研究院设计的河南省密县任岗矿井初步设计说明书及12采区设计说明书进行设计的。二、地质资料是依据河南省新密煤田

    5、任岗井田精查地质勘探报告、本矿地震勘探报告和地测部门提供的工作面地质说明书所提供的资料:地质说明书批准日期为2006年8月。三、设计有关数据是依据采矿设计手册进行编制的。第二章 地面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一、工作面位置及邻近情况:本工作面位于井田南部。其北部是12020采空区,西部是主斜井,南部是12060采空区,东部是12采区下山。二、地面相对位置:本工作面地面标高252.9m,井下标高-185.7m,工作面区域内地面无大型建筑及水体,对工作面的掘进没有大的影响。三、此工作面回风巷沿12020老空区掘进,其掘进期间12020老空区可能会有少量积水,但老空水对此工

    6、作面的掘进构不成太大的威胁;由于本矿开采的煤层自燃等级为三级,不易自燃,因此此掘进工作面在揭露老空时,无火灾的威胁,但必须对老空内的瓦斯和其它有毒有害气体进行检测防止发生瓦斯事故。井上下对照关系表 表2水平、采区-150水平;12采区工程名称12040 回风巷地面标高(m)252.9井下标高(m)-185.7地面的相对位置建筑物、小井及其他无井下相对位置对掘进巷道的影响无邻近采掘情况对掘进巷道的影响12020老空区内的水和瓦斯等第二节 煤(岩)层赋存特征一、工作面地质情况:见下表3工作面(巷道)地面标高m-185.7煤(岩)层倾角10厚度平均7.1mf0.61伪顶岩性泥岩厚度1.1mf1.2直

    7、接顶岩性泥岩或砂质泥岩厚度5.9mf23最大涌水量45m3/h正常涌水量12m3/h绝对瓦斯涌出量5.7m3/min相对瓦斯涌出量6.15m3/t煤尘爆炸性指数12.56%煤的自燃倾向三级、不易自燃主要地质构造根据-150大巷、12020工作面及12060工作面掘进期间揭露的资料表明,本区段构造简单,大致呈单斜构造,其产状为:走向220230,倾向为130140,倾角为1020,依据任岗井田精查地质勘探报告和本矿地震勘探报告提供资料,本区内无大的断层和褶曲赋存,但在工作面尽头揭漏出一条断层,走向265275,倾向175185,落差为15米左右。水文地质情况及探水措施根据-150大巷、12020

    8、工作面及12060工作面掘进期间提供资料表明,本区段二1煤顶板砂岩和底板均有涌水现象,但含水量较小,对掘进影响不大。此工作面回风巷沿12020老空区掘进,老空水对此工作面的掘进构不成太大的威胁,但为了确保施工安全,在掘进过程中,一定要坚持“有疑必探,先探后掘”的探放水原则,做好水害的预防工作。施工中应特别注意的问题1、工作面要切实沿底板掘进,防止脚底留煤,局部有变化时,防止煤层丢失。2、在工作面尽头接近断层时要预留20米煤柱。3、掘进过程中加强顶板管理,确保安全生产。4、在工作面掘进中或在接近断层时,要切实做好探放水工作,要注意观察,发现异常,要及时与地测科联系。二、煤岩层柱状图:根据钻孔资料

    9、(1801)及周围巷道揭露的岩性情况知,二1煤直接顶为泥岩或砂质泥岩,老顶为中粒砂岩;直接底为泥岩或砂质泥岩,老底为L7-L8灰岩,详见图2煤岩层柱状图:图2:煤岩层柱状图:第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置此巷道布置在二1煤层中,沿煤层底板掘进,局部有变化时另定,总工程量440m,方位角230,净断面面积5.83平方米,掘进断面面积为6.5平方米。开门施工时,必须对开门地点前后各5米的巷道支架打抬棚,开门侧用一对矿工字钢对棚支架架设。具体内容祥见开门施工安全技术措施。第二节 支护选型采用类比法进行支护设计;根据郑煤集团超化煤矿、裴沟煤矿、新密市超化煤矿及周边相邻煤矿炮掘和风镐落煤的掘

    10、进工作面采用的支护型式、支护材料及有关支护参数,结合我矿地质条件及煤层赋存情况,我矿的地质条件及煤层赋存状况和周边相邻煤矿的条件相近,掘进工作面的支护材料和支护型式选型时充分考虑同等地质条件下的矿压显现规律,借鉴周边相邻矿掘进工作面支护选型的的先进经验,选用12#矿工钢梯形断面单棚支护比较适宜,因而本作业规程中不再进行支护设计,只进行掘进工作面支护选型。支护材料:矿工钢: 12# 断 面: 梯形支 护: 单棚棚 距: 500mm(中中)椽子规格为: 80030mm木鞋规格为: 25025040mm垫板规格为: 1104510mm荆芭规格为: 800600mm第三节 支护工艺一、巷道支护:巷道采

    11、用梯形断面支护,棚距(中中)500mm。最大控顶距05m,最小控顶距为0m。荆笆、椽子背邦背顶,工字钢支架紧跟在工作面窝头。二、临时支护形式施工时,使用前探梁支架,前探梁分为两组共四根,每组两根并排使用,两组前探梁总长度保证34m。前探梁支架固定在支护好的棚梁上,爆破后(或用风镐)先用手镐刷巷道顶部0.5m,棚梁放于前探梁支架上,用荆笆、椽子背顶,然后清装浮煤,挖柱窝放好棚腿,帮上用荆笆椽子打严;浮煤清完后,再用手镐刷顶0.5m,向前移前探梁支架,依上述工序再支护0.5m,一个循环完成。第四节 巷道断面特征:一、巷道断面:此巷道采用梯形断面支护,巷道上净宽2.2m,下净宽3.1m,中高2.2m

    12、,具体情况见图3:巷道断面图。图3:巷道断面图(单位:mm)二、工程质量标准:(一)保证项目:金属支架构件齐全,安装牢固、规格、质量符合要求。(二)基本项目:1、净宽:优良品,0+80mm;合格品,-50+80mm。2、净高:优良品,0+80mm;合格品,-50+80mm。3、水平巷道前倾后仰;优良品0.5(1m垂线不大于9mm);合格品1(1m垂线不大于17mm)。4、巷道坡度:按设计给定的方向沿煤层底板掘进,局部按设计坡度掘进。5、背帮背顶:顶、帮必须用荆笆、椽子背紧、背实、背牢。空帮、空顶要用坑木接顶,棚梁两端和棚腿上端用木楔楔紧,棚子间撑木要打紧成线。巷道坡度大于12时,棚子间顶部两端

    13、打两根撑杆,两帮上中下各打三根撑杆,并对棚子进行逐棚联锁。6、支架柱窝深度300mm,其深度不得小于270mm。7、支架迎山:平巷支架应垂直底板,前倾后仰不超过40mm,斜巷支架应根据巷道角度大小向上坡方向倾斜0.1m0.2m,仰山角一般取巷道角度的1/7,不得退山。(三)允许偏差项目:1、支柱棚梁应保证水平,两端高差应小于等于50mm。 2、支架扭距:棚梁应垂直巷道中心线,两端扭距不得超过100mm。3、棚梁接口:达到肩口两严,肩口内内插入1104510mm的木板,防止棚梁的焊口脱落伤人,禁止窜口、错牙关现象发生。4、棚距:不大于或小于设计的10%(中中),即450mm550mm。(四):其

    14、它项目。1、支柱需穿木鞋时,其规格为:25025040mm。2、巷道卫生:巷道临时管线、风筒敷设吊挂整齐成线,设备器材码放整齐,巷道无淤泥积水,无淤煤,无杂物堆积。第四章 施工工艺第一节 施工工艺及流程图为保证工程质量,减少劳动强度,该巷掘进采用爆破落煤,煤电钻打眼;巷道局部过岩巷时,采用放炮掘进,风钻打眼;半煤岩巷煤体部分仍采用手镐或爆破施工。局部顶板破碎时为保证巷道工程质量,可以采用手镐掘进。施工工艺可分为:(一)炮掘施工工艺:敲帮问顶打眼装药放炮通风洒水敲帮问顶临时支护装运煤永久支护验收工程。炮掘施工工艺流程图(图4)验 收 工 程永久支护出煤临时支护出煤装 药 放 炮打 眼矿 N=2(

    15、二)手镐施工工艺:敲帮问顶手镐落煤洒水降尘敲帮问顶临时支护装运煤永久支护验收工程。手镐施工工艺流程图(图5) N=2第二节 爆破作业方式一、炮眼布置方式为保证工程质量,减少劳动强度,该巷掘进采用爆破落煤,局部采用手镐落煤。采用爆破落煤时,人工打眼放炮,打眼采用MB-1.2型煤电钻和螺旋型麻花钻杆,爆破采用煤矿许用2号硝铵炸药和煤矿许用瞬发电雷管联合爆破,起爆工具采用KB-50型发爆器,联线方式采用串联,封孔采用水炮泥(先装)和粘土混合封孔,炮眼布置7个,采用三花眼布置,眼深1.2m,炮眼利用率按85%计算,每循环爆破1.0m,循环进度1.0m。巷道局部过岩巷时,采用YT-26型气腿式凿岩机,人

    16、工打眼放炮。打眼工在打眼前要根据岩层岩性,合理布置炮眼位置,并严格按照规程或措施作业。二、装药起爆形式1、爆破采用煤矿许用2号硝铵炸药和煤矿许用瞬发电雷管联合爆破,采用正向装药,串联联线方式KB-50型起爆器起爆,水炮泥黄土封孔,封孔长度不少于炮眼深度的1/2。接头拧牢,炮线不准拖地以防拒爆。2、打眼与装药不准平行作业。3、禁止一次装药分次放炮,严格执行煤矿安全规程中有关装药及放炮的规定。三、爆破图表:1、炮眼布置图:见图6图6:炮眼布置图 单位mm2、炮眼布置及装药量:见表4炮眼布置及装药量表:表4:炮眼布置及装药量表炮眼名称角 度眼距顶m眼距底m炮眼排距炸药雷管百米耗水平角度垂直角度每孔k

    17、g每循环kg每孔个每循环个炸药kg/百m雷管个/百m上排眼75-8001.01.21.00.30.91390300下排眼0或72182.00.21.00.31.214120400四、采用风钻和风镐施工时应注意事项1、风管距迎头不准超过30米,风管必须安装在非行人侧巷道帮上,要经常检查风管是否有漏风现象,发现问题及时处理。2、打眼时,所用风动工具接头必须完好可靠,包括供水管和供风管路应有可靠的安全阀门。3、打钻人员要站在支护下面工作,打眼过程中要经常观望顶板是否有不安全因素,发现问题及时处理。4、打钻人员精力要集中,严禁骑钻打眼,人员不能站在钻机下面防止钻杆左右摆动,钻架忽起忽落造成卡钎或断钎伤

    18、人。5、领钎人员定好眼后,必须撤到钻工身侧,钻后不准站人,以防钻蹬空伤人。第三节 装载与运输采用人工配合铁锨装煤,75型翻斗式矿车配合JD-11.4型小绞车进行运输。小绞车固定要采用地锚,临时安装的小绞车四压两戗柱必须齐全,并支撑牢固。运输路线为:工作面12040回风巷12皮带下山-150皮带巷主井地面。每部绞车平台起坡处,需掘进一安全躲避硐,规格:(深、宽、高)100010001200mm。在安装绞车的段巷,巷道内安装绞车和运输相互影响时,可将巷道放档适当加大断面。第四节 管线及轨道敷设一、风机和风筒的设置:局部通风机必须吊挂或垫高,离地高度大于0.3m,风筒吊挂平直、逢环必挂,风筒拐弯处要

    19、设弯头或缓慢拐弯,不准拐死弯,拐弯处折深不超过100mm,风筒距工作面窝头的距离煤巷不得超过5m,岩巷不得超过8m。二、风、水管路和缆线设置:1、在梯形巷道中,风、水管路布置在棚腿的下部,与动力电缆分开布置在巷道的两侧。主风管距迎头不准超过20米,20米至掘进窝头范围内采用1吋胶管,风管必须安装在非行人侧巷道帮上。2、任何管道或缆线都应距运行车辆外缘保证有250mm以上的间距。3、动力电缆与信号电缆一般不宜布置在同一侧,如必须布置在巷道同一侧,则应相距300mm以上,以防磁场作用干扰。4、为防止矿车万一掉道时撞击电缆和电缆坠落时落在管道上,电缆的两悬挂点不应超过3m,两电缆上下间距不应小于50

    20、mm。5、电缆与风、水管路同侧敷设时,电缆应悬挂在管道的上方,并相隔有300mm以上的距离。6、主防尘水管采用2吋铁管,距工作面窝头不得超过20m,主水管距工作面20m范围内使用1吋软胶管,主水管要随工作面的掘进及时向前延长,以保证工作面正常用水。三、轨道铺设标准:1、轨型选用18Kg/m的轨道,轨距:600mm,允许误差不大于5mm,不小于2mm。2、轨道接头平整度:轨道接头间隙不大于5mm,高低和左右错差不得大于2mm,轨道接头处必须铺设枕木间距为500mm。3、轨面水平:两股道应水平,误差不大于5mm。4、轨型:分段使用统一型号轨道,严禁混用。5、轨枕质量:不得使用腐朽的枕木,枕木尺寸为

    21、:长1200mm,宽150mm,高120mm。6、轨枕间距:1000mm(中中),误差为50mm7、扣件:道夹板、螺栓、弹簧垫齐全 并与轨型一致,每一道夹板必须安装四条螺栓,每条螺栓均须配上弹簧垫,螺栓必须有一正一反使用,并达到数量齐全、密贴、紧固有效。8、道钉:每根枕木与轨道连接不得少于4个道钉,道钉必须砸碎紧,使枕木与轨道接合紧密,道钉浮离不大于2mm。9、道岔:尖轨尖端与基本轨密贴,间隙不大于2mm,无跳动,在尖轨顶面宽20mm处与基本轨道高差不得大于2mm。10、道床:道床保持整洁,道渣捣固坚实,脚踩道轨或道木不得有松动现象,道木不得埋没轨枕面,枕木以露出其高度的1/3即40mm为宜。

    22、11、地磙:凡变坡点处均须安装一地磙,以防止钢丝绳磨损轨枕和扣件。12、同一线路须使用同一型号钢轨,道岔的钢轨型号不得低于线路的钢轨型号。13、巷道掘进时,刚掘进后,工作面总要离开轨道端头一定距离,但不够铺设一节标准轨道的长度,可以铺设临时轨道,临时短道的长度一般为2m或3m,当几节短道总长度够一节标准轨的长度时,便可拆除短道,改为标准轨道。第五章 生产系统第一节 通风一、通风方式及供风距离工作面通风采用局部通风机压入式通风,最长通风距离500m。二、风量计算(一)按稀释沼气所需风量计算:Q=100QCH4KCH4=1000.71.8=126(m3/分)=2.1m3/秒式中:QCH4-掘进工作

    23、面沼气绝对涌出量,取0.7m3/分;KCH4-掘进工作面沼气涌出不均衡系数,取1.8。(二)按排除炮烟所需风量计算:Q=25A=252.1=52.5(m3/分)式中:25-掘进工作面放炮后,为排除放炮后,为排除炮烟每公斤炸药所需风量,米3/分。A-掘进工作面一次放炮最多的炸药消耗量,公斤。(三)按工作面同时工作的最多人数计算:Q=4N=430=120(m3/分)式中: 4-工作面每人每分钟所需风量,m3/分。N-工作面同时工作最多人数,取30。(四)确定需要的配风量依上述计算结果,取其中最大值Q=126m3/分,即为掘进工作面所需风量。三、风量验算(一)按最低风速验算V=Q/S=2.1/5.8

    24、3=0.36(米/秒)0.25米/秒。式中:Q-掘进工作面所需风量,米3/秒。S-掘进巷道的净断面积,米2。0.25-煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最低风速,米/秒。(二)按最高风速验算V=Q/S=2.1/5.83=0.36(米/秒)4米/秒。式中4煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风速,米/秒。风速值0.250.364米/秒,在规程规定的范围内,以上计算掘进工作面所需风量可满足要求。(三)按掘进工作面温度和炸药量验算 表5炸药量(kg)552020温度(C)6以下1622232616以下1622232616以下16222326需要风量(m3min-1)4050605060806080100依上表知:

    25、126m3/min50 m3/min,工作面风量满足温度和炸药消耗量的要求。(四)按有害气体的的浓度验算回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%,其他有害气体符合煤矿安全规程规定。1%0.7/126=0.56%1%;式中:Q掘-掘进工作面需要风量,m3/min;P瓦-掘进工作面瓦斯绝对涌出量,m3/min由以上四个条件验算知:掘进工作面风量计算可满足要求。四、局部通风机的选型及安装地点1、选择风筒,确定有效风量率:选取直径为600mm的胶布风筒,采用反压边接头,根据对柔性风筒百米漏风率的要求,掘进通风长600米,百米漏风率不大于3%,则有效风量率P有效=82%。2、计算局扇供风量:Q扇=Q/P有

    26、效=126/82%=153.7m3/分=2.56m3/秒3、确定风筒的风阻:要求风筒吊挂良好,从资料中查得直径600mm风筒的百米风阻为2.37千缪,600米长的风筒总风阻R=2.376=14.22千缪。4、计算局扇全风压:h扇全=RQ扇Q=14.222.562.1=76.45(毫米水柱)。式中:R-为风筒的总风阻,千缪。根据局扇供风量和局扇全风压,查局扇风压特性曲线,考虑长距离通风风压损失、漏风率增长等因素,初期选用JBT52型局扇,配11KW电机即可满足需要,后期根据工作面瓦斯涌出情况及风压损失可以选用JBT62型局扇,配28KW电机即可。5、风机安装及风流路线:供风系统在12皮带下山距12040回风巷口向上大于10米的合适位置,安装两台局扇(一用一备)。


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