黔西县郁家寨煤矿110903运输巷作业规程

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1、黔西县郁家寨煤矿110903运输巷作业规程工作面名称: 110903运输巷掘进作业规程编制: 生产部门: 通防总工: 技术负责人: 生产矿长: 安全矿长: 矿长: 二一一年三月五日会审人员意见郁家寨煤矿从业人员安全教育记录主持人授课人培训时间学习内容签名:目录 一、 概况 3二、 地质条件 3三、 施工方法 4四、 生产系统 11五、 劳动组织与正规循环作业 15六、 文明生产 17七、 安全技术措施 18第一章 概 况一、巷道名称和位置:此巷道为110903运输巷,巷道成南北走向,本巷道布置在c9#煤层之中,110903工作面相对地表为山坡,无河流、水沟及建筑物等,位于水井湾自然村东南方,地

2、面标高为+1281.8+1302米,相对高程20.2米。110903运输巷井下位置处于111101工作面之下,西边为未开采煤层,东为111101工作面,北翼为主、副井,南为F4断层,110903运输巷总工程量预计560米米,标高为+1142米+1143米。二、巷道用途及施工技术要求111102工作面切眼,为回采巷道。110903工作面开门点在1145石门,掘进方位0度,平均坡度在3左右;110903运输巷原则上沿煤、跟顶板掘进。1、11#工字钢支护,梯形断面,净断面积为5.94m2。三、巷道平面布置图:(见附图1)第二章 地质条件一、煤层概况110903运输巷开采的煤层为乐平统上二迭系龙潭组的

3、C9#煤层,煤厚变化较小,最低煤厚1.61米,最高煤厚4.28米,平均煤厚为1.98米,含12层夹矸。煤层产状:走向180-360倾向270、倾角12-31二、煤层综合柱状图(见附图2)三、地质构造110903运输巷地质构造较为简单,仅北边有一F4正断层110903运输巷施工过程中可能会遇见F4正断层伴生小断层,在正断层的影响下,会给施工带来一定影响。四、水文地质条件 110903运输巷巷道布置在C9#煤层中,水文地质条件比较简单,工程施工一般不受水的影响,矿区水文地质条件属简单类型。五、其它地质条件1、瓦斯:有煤与瓦斯突出的特征。2、煤尘:无爆炸危险。3、煤自燃:不易自燃。第三章 施工方法一

4、、施工方法:采用一次成巷法,掘进与支护平行作业,按中线跟顶板施工,刮板机装煤(碴)。二、破煤方法及工具:采用打眼放炮普通爆破,梯形金属支架支护,人工装碴的方法掘进。钻具使用2台ZQS一141.018型手持式气动钻机打眼,1台使用,1台备用;两台YT一24型气腿式凿岩机,用于破顶、底板、过断层使用,1台使用,1台备用。三、爆破方式及爆破材料:1、爆破方式:实行煤巷光面爆破,使用MFB一200型安全网路闭锁发爆器,全断面一次爆破,正向装药,一次装药串联起爆方式。2、爆破材料:采用三级煤矿许用乳化炸药,煤矿许用毫秒延期电雷管,电雷管最后一段起爆时间不得超过1 3 O毫秒,放炮母线为两芯橡胶电缆。3、

5、爆破图表:A:炮眼布置三视图(见附图3)B:爆破说明书:支护类别眼号名称眼深(M)炮眼个数(个)装药量角度雷管段号连线方式卷/孔小计卷水平垂直架工字钢棚13掏槽眼1.632.061900余790900联联47辅助眼1.441.56900900814帮顶眼7178008401519底眼51.57.5800900840合计27.21926.5C:炮眼装药示意图: D:预期爆破效果:序号名称单位架棚锚杆1炮眼利用率%1001002循环进尺m1.41.43循环炮眼长度m27.225.84循环实落煤量m37.948.235每M巷道雷管消耗量发/m13.613.66每M巷道炸药消耗量kg/m2.562.5

6、1四:支护说明: 1、支护形式:工字钢支护。 2、支护材料:采用11#矿用工字钢加工的工字钢,梯形支护,其棚梁长2300mm、内空2200mm,棚腿支柱2400mm;竹帘、扁木背板背帮护顶,寸筒、木楔配备齐全,支护辅料为木背板、竹帘、杂木棍等,每棚顶、帮各使用木背板6块、竹帘3块、撑筒5根;同时应准备一定数量的扁木,用于垮顶、片帮时使用3、巷道支护断面图(见附图4)五、工程质量规格及要求:1、净宽:支架上净宽2200mm,中线左右各1100mm;下净宽3200mm,中线左右各1600mm;允许偏差: 0+50mm。2、净高:2200;允许误差: 0+50mm。3、巷道前倾后仰:支架前倾、后仰不

7、超过20。4、撑杆、垫板位置、数量:每棚撑筒5根,5、背板安设位置、数量:每棚顶、帮竹帘各3块,背板6块。6、柱窝深度: 200 mm。第四章 生产系统一、运输系统1、运输工具: U型矿车。2、运输线路:运煤(矸)路线:当头1145石门中部车场副井地面。运料(设备)路线: 地面副井中部车场1145石门当头。材料、设备用U型矿车或料架子装载。3、采用人工装煤(碴),实行分装分运。附:运输系统图5二、通风系统:(1)、通风方式采用局扇压入式通风。(2)、风量计算1、按班最多人数计算:Q=4NK=4171.45=98.6M3/min2、按量多炸药量计算:Q=25KA=2541.45=145 m3/m

8、in3、按瓦斯量计算:Q=100qk=1001.681.45=243.6m3/min三、风速验算V最大=243.6/603=0.77m/sV最小=243.6/606.2=0.65m/s取Q=250m3/min;选用FBD-No5.6/215型局部通风机,风机吸风量为370240m3/min;(3)、风机选择及安装位置、通风设施1通过上述计算,选用FBD-No5.6/215型局部通风机,选用直径500阻燃性、抗静电、反压边连接的柔性风筒可满足供风要求,风机功率27.5千瓦。风机安设位置:风机安装在111102回风巷防突风门10m以外的新鲜风流中,风筒吊挂靠111102回风巷左帮,采用双反边连接,

9、风筒口离当头不超过5m。通风系统为:地面新风副井筒中部车场局扇1145石门110903运输巷工作面(泛风) 110903运输巷总回风上山风井地面;附:通风系统图6三、防尘供水系统防尘措施:放炮喷雾、洒水降尘、水炮泥封孔、冲冼巷道、湿式凿岩,1寸水管接至当头,离当头不超过20米,出碴前洒水,巷道内设两道喷雾装置,距当头5米设一道,随掘进前移,离巷门口20至30米的回风中设一道,水管每隔50米设三通阀,安装阀门和软皮管,风管靠当头20米以外为2寸焊接铁管。附:防尘洒水系统图7四、排水系统巷道内不设水沟,如当头有少量积水,则用桶子或风泵排出。五、通风、瓦斯监测系统巷道内必须按规定安设瓦斯自动检测报警

10、断电仪、风机开停传感器及风门开关传感器,监测站安装地点:110903运输巷防突风门外的风机附近。 探头布置:T1离当头不超过5米 T2巷门口进去1015之间断电瓦斯浓度:T10.8%T20.8% 断电范围:T1:本巷道及回风流全部非本质安全型设备的电。T2:本巷道及回风流中全部非本质安全型设备的电。复电瓦斯浓度:T1、T2 、0.8%,复电必须人工复电。附:瓦斯监测系统图8六、供电系统:当头及巷道中设备用电均由井底中央变电所供给。供电线路:井底中央变电所中部车场1145石门110903运输巷当头附:供电系统图9七、瓦斯排放及效果检验1、采取两掘一排作业。2、采用超前排放、深孔抽放和外围卸压等综

11、合瓦斯排放。3、超前排放钻孔参数:A:钻孔直径75mm。B:钻孔间距:开孔间距250300mm,终孔间距2.2米。C、钻孔有效排放时间:每次施工完毕排放钻孔后,排放时间不得少于8小时以上。D、超前排放钻孔在巷道轮廓外的最小控制范围宽度为16米以上(即巷宽2.2m,两侧各7m),前方10米(投影距)。5、钻孔深度及掘进循环进度。超前排放钻孔单孔深度10米(遇岩层除外),允许进尺5.0米,确保5米的超前距离。6、掘进工作面在煤层松软、瓦斯涌出异常的高突高瓦斯区域内掘进,应采取以下防突措施:在工作面迎头或设钻场打1012个,两侧控制10m,但应注意一下问题:(1)、长短结合不留死角;(2)、要有10

12、m交岔;(3)、最后一个孔打完抽放时间不低于20小时。钻孔深20m每隔循环间距15m,钻孔终点分别距巷道中心线0m、2.5m、5m进行预抽。由矿通防副总根据工作面实际预测情况及煤层赋存情况确定预抽钻孔的布置。7、煤(半煤)巷掘进工作面执行超前钻孔防治突出措施后,要进行措施效果检验。措施效果检验布孔有以下两种情况:A:煤巷掘进工作面超前钻孔施工完毕后,在当头分别向上帮、中部、下帮共布置检验孔三个。其中上帮检验孔在中排钻孔与上排钻孔紧靠上帮四个钻孔中间;下帮检验孔在中排钻孔与下排钻孔紧靠下帮四个钻孔中间;中部检验孔布置在中心孔偏上帮的四个钻孔中间。单孔深度与排放孔相同,检验孔与排放孔底间距0.50

13、.6米。B:采用钻屑指标法进行效果检验,钻屑指标值6m,K10.5时,方可允许进尺。八、通信系统1、使用电话为本质安全型矿用电话。2、电话设置:110903运输巷放炮硐室设一部、110903运输巷垱头20m处设一部3、电话电缆型号为U21.5铜芯橡套电缆。九、隔爆自救系统1、每一入井人员都必须携带化学氧自救器。2、110903运输巷每隔25-40米,安装5-8个压风自救装置。3、放炮硐室采用111102运输巷施工时用的放炮硐室,硐室内安全设施齐全。5、距当头5060m设一组隔爆水袋,水量按200L/m2配备。第五章 劳动组织与正规循环作业1、作业制:采用“三八”作业制,两掘一排作业。2、作业方式:一次成巷。3、班次安排:中、晚班进尺,早班排放。4、正规循环图表工序时间60120180240300360420480交接班30准备30打眼60拖料60装药连线30

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