2101轨道顺槽掘进作业规程

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2101工作面轨道顺槽作业规程

第一章 工作面基本概况 第一节 工作面井上下及煤层对应关系

一、巷道名称: 2101工作面轨道顺槽。 二、巷道用途:

2101工作面轨道顺槽主要用于2101工作面通风、行人和运输。 三、巷道位置:

2101工作面轨道顺槽东为下组煤集中回风西回风大巷,西为2101工作面及2101工作面胶带顺槽,南为2101工作面切眼,北为下组煤集中回风下山及下组煤进风行人下山。

(附图1:2101工作面轨道顺槽平面布置示意图) 四、巷道岩性:

2101工作面轨道顺槽掘进为半煤岩和煤巷。

第二节 工作面上下左右四邻关系、采掘情况及影响 地面相对位置及邻近采区开采情况见井上下对照关系情况表 水 平 地面 相对位置 井下 相对位置 邻近采掘情况的影响 +950 工作面名称 2101工作面轨道顺槽 +955~965 地面标高/m +1212~+1256 工作面标高 巷道对应地面均为山丘,没有任何建筑。 2101工作面轨道顺槽东为下组煤集中回风西回风大巷,西为2101工作面及2101工作面胶带顺槽,南为2101工作面切眼,北为下组煤集中回风下山及下组煤进风行人下山。 掘进中对现在井下所有巷道无影响。 第二章 地质情况 第一节 煤层赋存特征

工作面布置在15#号煤层中,煤层厚度在5.03m~8.18m,平均厚度6.17m,该煤层赋存稳定,煤厚变异不大,煤层结构复杂,多数煤层夹矸层数为3层,局部为4层夹矸,有时为2层夹矸。

煤层顶底板情况:

顶板大部为中细砂岩,局部为碳质泥岩、泥岩、砂质泥岩,顶板为中

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砂岩的钻孔占钻孔总数的5.9%。

底板大部为泥岩和砂质泥岩,局部为砂质泥岩和砂岩,底板总体较软。

第二节 地质构造情况

工作面掘进为煤巷,位于15#煤层中,位于太原组一段下部,上距“四节石”石灰岩(K2)13.71~26.53m,下距太原组底界砂岩(K1)0~2.36m,上距9#煤层35.99~97.12m。掘进期间局部地质结构可能出现起伏变化,届时我单位将密切注意岩层变化情况,及时加强顶部支护,防止冒顶、片帮事故的发生。

第三节 预测或实测瓦斯、火、煤层情况

根据下组煤集中回风西大巷掘进时的瓦斯最大瓦斯绝对涌出量为1.0 m3/min,对掘进无大的影响。

煤尘无爆炸危险性,煤层无自燃发火现象和CO异常涌出现象,地温14°~18°,顶压、侧压均不明显。

第四节 水文地质情况

工作面岩层直接充水含水层为K9、 K8、K7砂岩的第四系松散含水层,该含水层赋水性一般较弱。预计顶板局部可能出现淋滴水现象,还会形成积水区,直接会影响工作面正常掘进,届时我队将加强排水工作,以免影响正常掘进。

预计正常涌水量:3m3/h,最大涌水量:10m3/h。

第三章 巷道布置情况 第一节 巷道简述

2101工作面轨道顺槽设计总长度为1309.11m,断面为矩形,掘宽4.0m,高3.5m,断面积14m2 。

第二节 施工顺序

一、根据标出的开口位置,及时将施工机具、材料等及时准备至施工地点,并清净施工地点的杂物和浮煤,施工时先将电力及风水管路接至工作面开口处。

二、开口位置在下组煤2101工作面回风联络巷82.44m处,按给定的中腰线掘进。

三、施工巷道顺序:

1、先向北掘进2101工作面轨道顺槽(按中腰线):

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向北以方位角360°掘进179.01m后,再以方位角21°7′57″掘进70.02m,然后以方位角40°7′57″掘进7.54m,再以59°7′57″掘进12.33m与下组煤集中辅助运输下山贯通。

2、与下组煤集中辅助运输下山贯通后,再掉头在开口处向南(沿15#煤层底板)机掘:

向南以方位角180°掘进211.89m后,再以方位角90°掘进68.84m,然后以方位角180°掘进759.48m。

四、施工采用机掘,向北掘进巷内铺设40型煤溜,将煤溜机头搭接在2101工作面回风联络巷内铺设的煤溜机尾上形成运输系统。

向南机掘211.89m时,在巷内铺设一部40型煤溜形成运输系统,掘进80m后,拆除巷内40型煤溜,铺设一部DSJ80型皮带机配合工作面掘进机运输系统;掘进68.84m时及时铺设煤溜形成运输系统;再向南机掘759.48m时,在巷内铺设一部40型煤溜形成运输系统,掘进80m后,拆除巷内40型煤溜,铺设一部DSJ80型皮带机配合工作面掘进机运输系统。

五、在向南机掘期间每隔50m炮掘1个横贯与2101工作面回风顺槽贯通。

第三节 巷道中腰线布置

巷道施工时,按给定的中腰线用激光指向仪定向,激光指示点不得少于3组,以防偏移,掘进时,中腰线由本队每班跟班队干负责监督和调整。

第四章 超前钻探

工作面开口前必须先进行超前探测,在探测无异常后,方可进行正常施工,掘进期间严格坚持“有掘必探、先探后掘”的探放水原则,保证超前预控距离不少于30m。

第一节 钻探设计及钻孔布置

钻探时在巷道呈扇面形布置5个钻孔,中孔方位为迎头正前方向,左、右斜孔与中孔的夹角均为18°,上、下斜孔与中孔的夹角均为18°。中孔探距为60m。

按探60m掘30m的方式交替进行,保证超前预控距离不少于30m。 (工作面超前钻探孔分布见下图) 孔号

方位角 () 0角度 () - 3 - 0设计长度(m) 备注 2101工作面轨道顺槽作业规程 1# 2# 3# 4# 5# 巷道方向 巷道方向 巷道方向 巷道方向-19 巷道方向+19 巷道坡度 巷道坡度-11 巷道坡度+11 巷道坡度 巷道坡度 单位:mm60 61.14 61.14 63.4 63.4 (附:工作面超前钻探布置示意图)

3500350045001175050015003550050012控制线50024000200003000030000下斜眼30000中眼安全外围线外斜眼控制线外斜眼50040001500第二节 钻探管理

一、在超前钻探前,必须提前清净巷道窝头浮煤(岩),并做好窝头顶、帮的安全支护工作,将钻机、钻杆、开关、按钮等设备提前抬进窝头,风管、水管、排水设施等同时跟进,保证能正常排水。

二、钻探时,巷道内必须提前挖设水沟,准备好三台5.5KW排水泵(一台排水、一台备用、一台检修)进行排水,防止工作面涌水及钻探回水在

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巷中乱流,影响文明生产;沿下山掘进时,窝头内要提前接好排水管路,以防因工作面积水而影响正常钻探。

三、机电工要及时将开关、钻机等设备接线完好,钻探时机电工不得脱岗或离岗,要随时准备排除钻探中,开关、按钮等供电线路出现的故障问题。

四、钻机控制按钮与钻探位置距离不得超过5m,钻机与按钮中间不得有遮挡物,以便钻探和按钮控制人员能及时联系,确保安全钻探。

五、指派一名机电工和多名搬运工,负责钻探施工设备的搬运、接电、排水系统的完善等工作;钻探中如出现水压不够,必要时及时增加增压泵,以保证正常钻探。

六、钻探前应携带足够的煤(岩)钻头;对于易损坏钻机供水器备用件,每次钻探时要携带入井备用,钻探完毕带出井。

七、严格按钻探执行标准进行钻探,并将钻探情况及时向地测、调度等部门进行汇报,以便按照钻探实际情况及时调整钻探施工角度,查明前方地质及水文地质情况。

八、在钻探过程中如出现回水异常等情况,要及时向地质部、调度室等相关部门汇报,按照地质部指示增加钻孔数量,以查明前方地质情况,严禁出现瞒报、漏报、早退现象。

第三节 钻孔施工

一、超前钻探使用设备:

钻探时,使用ZDY2300S矿用全液压坑道钻机,配套Ф75mm二翼金刚石钻头进行钻探,钻探施工中严格按照钻孔参数进行,如遇特殊情况需要调整时,由地测部门确定具体钻探施工方案。

二、钻机安装前的准备工作:

1、进入安装地点前,必须首先排查巷道支护、通风等安全情况。 2、及时清理钻探地点其它杂物,疏通好排水沟,便于煤(岩)粉和打钻废水的排放。

3、钻探地点瓦斯浓度超过0.85%时,必须采取相应的措施,只有瓦斯浓度在符合规定要求时,方可进行钻探作业。

4、钻探的供水系统由工作面静压水管延接、供电系统由工作面地点附近120开关延接至钻机,电源开关和其它机件均应保证状态良好,符合

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使用要求,严禁使用煤溜开关接线进行钻探。

5、打钻地点或附近要安设一部电话,便于在钻探过程中随时与矿调度室和其它工作面联系。

6、钻探由矿地质部确定主要探水孔位、孔数、钻孔位置及方位,负责探放水工作的专职人员,必须明确知道探水的孔位、孔数、钻孔位置及方位等相关参数。

三、钻机安装:

1、设备基础、安装条件及安装的技术要求:

(1)在钻机没有运到之前,应先准备好钻场,必要时根据钻孔倾角、所用钻杆、岩芯管长度等进行挑顶、起底、扩帮等工作。

(2)在钻机运到钻场之后, 先稳装主机,然后将操纵台、泵站摆放到有利于安全操作的地方,各段逐级除尘、除渣后,将随机所带高压管三部分连接起来。

2、在安装主机之前,要根据钻孔倾角的大小进行调角安装,即通过调角油缸调定后,用螺栓紧固住,通过支撑油缸,使四个稳钻装置端部,支撑在顶板上,同时导轨的前后端也要通过方木顶在巷道壁上,确保固定牢固。

3、安装、调整后的验收项目、方法和判断:

(1)检查油箱内是否加注适当的清洁液压油,液压油的体积应大于油箱体积的3/4,一般用46#液压油。

(2)检查油箱下面的两个球阀是否打开,此阀未开不可启动电机。 (3)检查各润滑的部位是否加注润滑油或润滑脂。 (4)检查钻机各部分紧固件是否紧固,主机稳装是否牢固。 (5)检查各油管是否连接无误。

(6)检查操纵台上,操纵阀手柄是否置于中位。 (7)接通冷却水,检查冷却器水管是否连接完好。 (8)按上述步骤准备完备之后,进行启动、试运转。 4、启动:

(1)接通660V电源。

(2)试转电机,注意转向是否与油泵要求一致(从泵轴端看,顺时针方向为正转)。

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(3)启动电机,观察油泵是否正常运转,正常情况下应无异常声响,操纵台上的回油压力表应有指示,检查各部位有无渗漏油。

5、试运转:

(1)油马达应进行正转、反转双向试验,运转应正常平稳。 (2)反复试验动力头的前进与后退,以排除油缸中的空气,直到运动平稳为止。

(3)试验卡盘、夹持器,其开关要灵活,动作、可靠。 四、使用与操作: 1、打钻操作:

首先将钻杆从动力头后面插入,穿过夹持器(夹持器处于打开状态)或直接将钻杆从动力头和夹持器之间放入,并穿过夹持器,加紧夹持器,在夹持器前面将钻头拧在钻杆上,这时再让动力头前移,使卡盘套在钻杆尾部上,并使钻杆尾部从动力头后面露出,将水辨(或风料带)拧在钻杆尾部。操作换向阀使卡盘夹紧,操作换向阀使夹持器松开,打开水泵(或压风截止阀),向钻孔压送冲洗液(或压风)操纵换向阀使马达正转,动力头前进即可开钻。

2、当一个钻孔未完成而一个班结束时,要撤出半根钻杆,并继续向钻杆内通少量水,以防堵钻,同时将卡盘、夹持器处于夹紧状态,各个操纵阀复道中位,最后停水、断电停机。

3、当一个钻孔打钻完成时,要撤出全部钻杆摆放整齐、再将卡盘、夹持器处于夹紧状态,各个操纵阀复道中位,最后停水、断电停机。

第四节 资料管理

一、本班钻探完毕后,必须及时将钻探情况向调度室和地质部上报,并认真填好现场钻探原始记录和钻探管理牌板,由队负责人、钻探负责人、跟班安全员签字后,将钻探管理牌板悬挂于钻探处,下班升井后,将现场钻探原始记录上报地测部;钻探管理牌板必须妥善保管,不得随意移动、涂改。

二、调度室、地质部、安监部、施工队组都要建立钻探管理台帐,详细记录每次钻探情况,并由专人负责记录、保管,严禁出现弄虚作假的现象。

三、钻探完毕,地测部门要及时编制钻探分析报告,并向掘进队组下

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发《钻探成果通知单》,通知单中应写明钻探负责队组、钻探时间、钻探位置、探测距离、允许掘进距离和超前控制距离。钻探后,地质部要对掘进工作面进行跟踪观测,对钻探结果进行验证。

第五章 巷道支护 第一节 支护设计结论说明

根据巷道的围岩性质、围岩岩性强度、地应力分析、临近区域矿压观测资料以及巷道服务年限,由设计院和生产技术部对本工作面的支护方案进行了设计和支护强度的计算。巷道断面为矩形,2101工作面轨道顺槽掘进断面4.0×3.5m,顶锚杆间、排距900mm×900mm, 帮锚杆间、排距1000mm×900mm, 顶板每排打二颗单体锚索,锚索间、排距1800×1800mm,采用锚网索支护。

第二节 临时支护

一、临时支护方式:

临时支护采用2根4.5m长的3寸钢管做前探梁,每根前探梁穿在专用前探梁卡内,将圆环顶端设有的螺纹座与顶锚杆尾部螺纹连接。同一前探梁上的吊环间距为1800mm;吊环固定位置在巷道顶板的同一排锚杆上,吊环距两帮为1100mm,前探梁上用2块3000×200×50mm的优质大板进行临时护顶。

二、临时支护工艺:

1、敲帮问顶:掘进机组割完一循环煤后,在跟班队干监护下,由班长站在支护完好、退路畅通的安全地点,使用长撬棍或钻杆等长柄工具,由外向里进行敲帮问顶,敲掉顶帮活煤岩。

2、架设工作台:在最后一排永久支护下搭设工作台,将架板搭设在梯子两侧,架板在梯子两侧外露部分不少于200mm。

3、铺顶网:作业人员站在工作台上,将临时支护网片与永久支护网片对接,使用16#双股铁丝,双丝双扣,孔孔相联,扭结在三圈以上。

4、前移前探梁:作业人员将前探梁卡扭结在靠近工作面的顶锚杆上(扭结长度不少于30mm),2人将绞顶大板与钢带横放在前探梁上方,用长柄工具将顶网托起,同时后面两人用长柄工具将前探梁推至工作面,然后将绞顶大板与钢带位置摆放合适。

5、临时绞顶:作业人员将手臂伸入空顶区,用大木楔将顶绞实背牢。

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(附图2:2101工作面轨道顺槽临时支护三视图)

第三节 永久支护

一、断面情况:

1、2101工作面轨道顺槽断面为矩形,掘进宽4.0m×高3.5m= 14m2。 2、横贯断面为矩形,掘进宽3.6m×高3.5m=12.6m2。 二、永久支护形式:

2101工作面轨道顺槽及横贯均采用锚网索支护。 三、永久支护参数及支护材料: (一)、2101工作面轨道顺槽支护: 1、顶板支护:

锚杆规格:φ20-M22-2400mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆。 锚固方式:采用每孔1支K2335、1支Z2360药卷。

锚杆托板:150mm×150mm×10mm拱形钢板,拱高不小于 36mm,所有锚杆配套的球形垫及尼龙圈必须齐全。

钢筋托梁:采用φ16#圆钢焊接而成,规格SB-φ16-4000-80mm。 锚杆布置:每排5根锚杆,间、排距900×900mm,靠近巷帮两根锚杆距两帮均为200mm,顶锚杆与顶板垂直打设。

网片规格:采用金属网护顶,网格40×40mm,网片4400×1000mm,采用对接方式联网,使用16#铁丝双股双扎,孔孔相联,扭结在三圈以上。

锚索布置:在巷道顶板每排打设二颗单体锚索加强支护,间、排距为1800×1800mm, 托盘为 300mm×300mm×16mm的拱形钢板,托盘拱高不得小于60mm。

锚索规格:MS-φ18.9-1-7300mm,树脂加长锚固,每孔1支K2335、2支Z2360药卷。

(附图3:2101工作面轨道顺槽顶板支护示意图) 2、巷帮支护:

(1)停采线向北至下组煤集中辅助运输下山段: 两帮锚杆:φ20-M22-2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆。

钢筋托梁:采用φ16#圆钢焊接而成,规格SB-φ16-3500-80mm。 锚固方式:每孔1支Z2360药卷。

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锚杆托板:150mm×150mm×10mm拱形钢板,拱高不小于 36mm,所有锚杆配套的球形垫及尼龙圈必须齐全。

锚杆布置:每排4根锚杆,间、排距1000×900mm,每帮最上部一根锚杆距顶板250mm、最下部1根锚杆距底板250mm,帮部锚杆与巷帮水平布置。

网片规格:采用金属网,网格40×40mm,网片3300×1000mm,采用对接方式联网,使用16#铁丝双股双扎,孔孔相联,扭结在三圈以上。

(附图4:2101工作面轨道顺槽支护断面图<一>) (2)、停采线向南至2101工作面切眼段: ①、2101工作面轨道顺槽回采帮: 锚杆规格:采用φ20-2000mm的玻璃钢锚杆:

钢筋托梁:采用φ16#圆钢焊接而成,规格SB-φ16-3500-80mm。 锚固方式:每孔1支Z2360药卷。

玻璃钢锚杆托盘配用150mm×150mm×10mm的金属拱形托盘,金属拱形托盘拱高不得小于36mm,所用锚杆配套的阻尼垫圈及球型垫必须齐全。

玻璃钢锚杆布置:每排4根锚杆,帮部锚杆与巷帮垂直打设,间、排距为1000×900mm,最上部一根锚杆距顶板250mm,最下部一根锚杆距底板250mm。

网片规格:采用塑料网,网格40×40mm,网片3300×1000mm,采用对接方式联网,使用16#铁丝双股双扎,孔孔相联,扭结在三圈以上。

②、2101工作面轨道顺槽另一帮:

锚杆规格:φ20-M22-2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆。

钢筋托梁:采用φ16#圆钢焊接而成,规格SB-φ16-3500-80mm。 锚固方式:每孔1支Z2360药卷。

锚杆托板:150mm×150mm×10mm拱形钢板,拱高不小于 36mm,所有锚杆配套的球形垫及尼龙圈必须齐全。

锚杆布置:每排4根锚杆,间、排距1000×900mm,每帮最上部一根锚杆距顶板250mm,最下部1根锚杆距底板250mm,帮部锚杆与巷帮水平布置。

网片规格:采用金属网,网格40×40mm,网片3300×1000mm,采用

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(顶锚杆孔深为2350mm)。

(2)、安装锚杆:先把搅拌螺母、锚垫及减磨垫圈套在锚杆上,再将一支K2335树脂药卷和一支Z2360树脂药卷依次装入钻孔,并用锚杆将药卷推至孔底 ,并将搅拌器插入钻机夹盘内,然后边搅拌边推进,直到将锚杆送入孔底。搅拌约20s后,感觉药卷凝固后停止搅拌。

(3)紧固锚杆:卸下搅拌螺母,等待1min,操纵给进阀杆,上紧锚杆螺母达到规定的预紧力不小于300N.m,确保锚杆托板紧贴岩壁,缩回钻臂。

2、帮锚杆施工工艺

(1)、打眼:按规定联网后,标出帮眼位,将ZQS-50/1.6型风钻抬至作业地点,采用φ28mm钻头按设计角度及位置打设帮眼。(帮锚杆孔深为1950mm)

(2)、安装锚杆:每帮两人一组,利用杆体将一支Z2360树脂药卷轻推到帮眼孔底,杆尾通过搅拌器与钻机连接,然后开始搅拌树脂药卷,搅拌时间连续进行,搅拌时间控制在30~50s,中途不得间断。

(3)、紧固锚杆:停止搅拌1min后,上托板、螺母,上紧锚杆螺母,金属锚杆预紧力矩不得小于300N.m,玻璃钢锚杆预紧力矩不得小于50N.m。

第二节 施工设备

一、设备配备:

40型煤溜3部;FBDNO8.0/2×45KW矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机2台;MQT—120/2.3顶锚杆机2台;YT28气腿式凿岩机2台;ZQS—50/1.6手持气动帮锚杆机3台。

二、施工设备:

1、打眼:炮眼采用28型气腿式风钻,配备Φ22mm×1500mm的中空六角钢钎杆及Φ42mm一字形活钎头湿式凿岩。

2、钻装顶锚杆及锚索时,采用MQT—120/2.3型顶锚杆钻机配合B19六方中空钻杆及φ28mm的合金钢钻头钻孔,使用专用搅拌器配合顶锚杆钻机装注锚杆及锚索。

3、钻装帮锚杆时,采用ZQS-50/1.6型手持气动帮锚杆机配合B19六方中空钻杆及φ28mm的合金钢钻头钻孔,使用专用搅拌器配合手持气动帮锚杆机装注锚杆。

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第三节 作业方式

一、炮掘作业方式:

1、炮掘开口前10m打浅眼放震动炮进行施工,药量减半。

2、采用一次起爆,起爆顺序为掏槽眼→辅助眼→帮眼→顶眼→底眼。 3、横贯全断面布置35个炮眼,炮眼直径42mm。其中掏槽眼4个(炮眼编号为1~4),眼深2.0m;辅助眼10个(炮眼编号为5~14),眼深1.8m;帮眼8个(炮眼编号为15~22),眼深1.8m;顶眼7个(炮眼编号为23~29),眼深1.8m;底眼6个(炮眼编号为30~35),眼深1.8m。

(附图8:2101工作面轨道顺槽横贯炮眼布置三视图) (附图9:2101工作面轨道顺槽横贯爆破说明书)

5、使用3#煤矿锑铵炸药和Ⅰ~Ⅴ段毫秒延期电雷管引爆。装药时必须使用水炮泥,封泥长度不得小于0.5m,水炮泥之外剩余部分必须用粘土炮泥封实。

7、采用串联方式联线。放炮母线长度拐弯必须拉够75m,直巷必须拉够100m,放炮母线要随用随挂,并经常检查,若有损坏必须立即更换。

8、放炮前必须派专人在警戒点进行警戒,放炮期间,禁止任何人或车辆进入警戒范围内。

二、机掘作业方式: 1、掘进机进刀方式:

截割时全断面分一次截割成巷。截割时从巷道左帮进刀截割掏槽。掏槽时,先向前切割100~150mm,再向左或向右水平切割200~300mm,然后方可以纵向深部切割。

2、进刀顺序:

截割完掏槽后,上下摆动截割头自下而上进行切割,截割头每横向切割一次,截割头抬高0.6m,最后刷帮整型,直至断面切割成型,符合设计断面要求。

(附图10:2101工作面轨道顺槽机掘截割轨迹示意图)

第四节 循环进尺

一、正常情况下,巷道断面为矩形,排距0.9m,循环进尺为0.9m,最大控顶距为1.2m,最小控顶距为0.3m。

二、掘进过程中,在顶压较大、顶板岩性不好、煤层层理、节理发育

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和出现高顶时,循环进尺缩小为0.8m或者更小。开口处、拐弯处前5.0m段排距0.8m,循环进尺为0.8m,最大控顶距为1.1m,最小控顶距为0.3m。

第五节 运输方式

向北掘进巷内铺设40型煤溜,将煤溜机头搭接在2101工作面回风联络巷内铺设的煤溜机尾上形成运输系统。

向南掘进211.89m时,在巷内铺设一部40型煤溜形成运输系统,掘进80m后,拆除巷内40型煤溜,铺设一部DSJ80型皮带机配合工作面掘进机运输系统;掘进68.84m时及时铺设煤溜形成运输系统;再向南掘进759.48m时,在巷内铺设一部40型煤溜形成运输系统,掘进80m后,拆除巷内40型煤溜,铺设一部DSJ80型皮带机配合工作面掘进机运输系统。

第六节 过特殊区段的施工工艺

掘进过程中,如果遇到特殊地质构造段必须制定专项技术措施。

第八章 生产系统 第一节 通风系统

一、风量计算:

1、按瓦斯涌出量计算,根据下组煤集中回风西大巷掘进时的最大瓦斯绝对涌出量为1.0m3/min,故按瓦斯涌出量计算:

Q掘=100×q掘×K掘通=100×1.0×2.0=200m3/min 式中: Q掘—掘进工作面正头实际需要的风量,m3/min; q掘—掘进工作面最大瓦斯绝对涌出量,预测为1.0m3/min; K掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取最低值2.0。 2、按人数计算:

Q掘=4×N=4×25=100m3/min

Q掘—掘进工作面正头实际需要的风量,m3/min; N—掘进工作面同时工作的最多人数,人; 4—每人供给的最小风量,m3/min。 3、按炸药量计算:

Q掘=25×A=25×12.2=305m3/min Q掘—掘进工作面实际需风量,m3/min A—掘进工作面一次爆破的最多炸药量,kg 25—每kg炸药量需供给的风量,m3/min

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取以上计算中的最大值,即305 m3/min 4、按风速进行验算: VminS < Q掘

VminS =15×14=210m3/min VmaxS =240×14=3360m3/min

即210m3/min <305 m3/min <3360m3/min

式中:Q掘—掘进工作面的风量,m3/min;取305m3/min

Vmin—最低允许风速,煤巷和半煤岩巷时取0.25×60=15m/min; Vmax—最高允许风速,4×60=240 m/min; S净—掘进巷道断面积14m2。

由此可得掘进工作面正头需风量为305m3/min; 5、局部通风机的供风量的计算及选型: Q局=KQ掘 =1.2×305=366m3/min 式中:Q掘—掘进头的需风量,m3/min; K—风筒最大漏风率15%时的系数,取1.2。 6、掘进工作面最小全压需风量计算:

Q全=Q局+15S=366+15×14=576m3/min,式中:

Q全—掘进面全压需风量(掘进面全压通风系统单独回风量), m3/min Q局—局部通风机所需吸入风量,取366m3/min;

15—局部通风机至掘进工作面回风口之间的最低风速,m/min; S—局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道断面积,14m2。 经上计算,本工作面实际全压配风量576m3/min,工作面风量不小于366m3/min,符合《煤矿安全规程》规定的范围。FBDNO8.0/2×45KW型风机工作风量为260~780m3/min,故选择FBDNO8.0/2×45KW矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机,配备φ800mm胶质双反边风筒即可满足掘进通风要求。

二、通风方式:

本工作面施工采用压入式通风,风筒出口到工作面距离不大于5m,风机开单电机供风,拐弯使用伸缩风筒。

三、通风系统:

1、与集中辅助运输下山贯通前通风:

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进风:地面→副斜井→风机→经下组煤副回措施巷→经下组煤回风措施巷→经2101工作面回风联络巷→工作面。

回风:掘进头→2101工作面轨道顺槽→2101工作面回风联络巷→下组煤集中回风西大巷(→下组煤回风措施巷→下组煤集中回风东大巷)→回风立井→地面。

(附图11:2101工作面轨道顺槽贯通前通风系统示意图) 2、与集中辅助运输下山贯通后:

进风:地面→副斜井→下组煤集中辅助运输下山→2101工作面轨道顺槽→风机→工作面。

回风:掘进头→2101工作面轨道顺槽→2101工作面回风联络巷→下组煤集中回风西大巷(→下组煤回风措施巷→下组煤集中回风东大巷)→回风立井→地面。

(附图12:2101工作面轨道顺槽贯通后通风系统示意图) 四、局扇通风管理要求: 1、局部通风机安装:

(1)与集中辅助运输下山贯通前:

风机安装在副斜井内距主副斜井1#联络巷大于10m处进风流中。 (2)、与集中辅助运输下山贯通后:

①风机安装在2101轨道顺槽内距2101回风联络巷与2101轨道顺槽交叉点大于10m处进风流中。

②随着横贯每次与2101工作面回风顺槽贯通,(前一个横贯密闭)形成下一个通风系统后,形成下一个全风压通风后,每100m及时将局部通风机在2101工作面轨道顺槽内前移距已贯通的横贯大于10m处的新鲜风流中,风机呈南北方向布置,吊挂在2101工作面轨道顺槽顶部。

(附图13:横贯贯通(每次)前移风机后通风系统示意图) (4)、风机吊挂:两台风机一前一后吊挂在巷道顶部;吊挂时在风机位置正上方打设2排锚索,间距600mm,排距1200mm,将30B溜圆环链固定在锚杆上,然后将风机两端与两条圆环链分别拴紧绑牢,并悬挂风机管理牌板派专人管理,风机风筒吊挂距巷道底板不低于1800mm,风筒用16#单股铁丝吊挂在顶钢带上,风筒悬挂要平、直,不漏风,逢环必挂,每节

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2101工作面轨道顺槽作业规程

风筒必须要有编号,拐弯处使用伸缩风筒。

第二节 监测监控系统

一、瓦斯传感器的安设及参数设置: 1、、瓦斯传感器安设位置:

(1)、施工期间在工作面回风口内10~15m内处,安设一瓦斯传感器(KGJ23)T2,距顶板不大于300mm,距侧巷帮不小于200mm;在距工作面窝头5m内安设另一瓦斯传感器(KGJ23)T1,距顶板不大于300mm,距侧巷帮不小于200mm。

(2)、2101工作面轨道顺槽和2101工作面回风顺槽同时施工时,在2101工作面回风联络巷内距下组煤集中回风西大巷10~15m处,增设一瓦斯传感器(KGJ23)T3,距顶板不大于300mm,距侧巷帮不小于200mm。

(3)、掘进机必须设置机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。 (4)、随着横贯每次与2101工作面回风顺槽的贯通,(前一个横贯密闭)形成下一个通风系统后,在距贯通的横贯回风口10~15m处,安设一瓦斯传感器(KGJ23)T2,距顶板不大于300mm,距侧煤帮不小于200mm;距工作面窝头5m内安设另一瓦斯传感器(KGJ23)T1,距顶板不大于300mm,距侧煤帮不小于200mm;在2101工作面回风联络巷内距下组煤集中回风西大巷10~15m处,安设的瓦斯传感器(KGJ23)T3不动。 2、瓦斯传感器参数设定:

(1)、回风流瓦斯传感器T2参数设定如下: 报警浓度≥0.8%; 断电浓度≥0.8%; 复电浓度<0.8%;

断电范围:2101工作面轨道顺槽内全部非本质安全型电气设备。 (2)、工作面掘进头瓦斯传感器T1参数设定如下: 报警浓度≥0.8%; 断电浓度≥1.2%; 复电浓度<0.8%;

断电范围:2101工作面轨道顺槽内全部非本质安全型电气设备。 (3)、混合风流瓦斯传感器T3参数设定如下:

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报警浓度≥0.8%; 断电浓度≥0.8%; 复电浓度<0.8%;

断电范围:2101工作面轨道顺槽及2101工作面回风顺槽和2101工作面回风联络巷内全部非本质安全型电气设备。

(4)、掘进机瓦斯传感器参数设定如下: 报警浓度≥0.8%; 断电浓度≥1.2%; 复电浓度<0.8%; 断电范围:掘进机电源。

3、瓦斯传感器:型号:KGJ23型(常州天地自动化仪表有限公司) 测量范围:0~4%; 工作电压:12~18V; 工作电流:<60mA;

(附图14:2101工作面轨道顺槽贯通前监测监控系统示意图) (附图15:2101工作面轨道顺槽贯通后监测监控系统示意图) (附图16:横贯贯通(每次)前移风机后监测监控系统示意图) 二、瓦斯管理:

1、有关瓦斯的安全规定:

(1)、如回风流瓦斯浓度达到0.75%、工作面瓦斯浓度达到0.6%时,瓦检员必须告知当班队干减慢施工进度,当瓦斯降到上述的指数以下时,再进行正常施工。

(2)、瓦斯传感器的安设和设定必须严格按照上述规定进行。 2、瓦斯检查管理牌:

(1)、距巷道掘进头10m内必须吊挂瓦斯检查管理牌板,每班瓦检员应检查不少于三次的瓦斯浓度,并认真清楚地填写在管理牌板,出现异常必须立即向相关部门汇报,采取措施,进行处理。

(2)、便携式瓦检仪的配备:队干、班组长、电钳工、单独作业人员下井必须佩带便携式瓦检仪。

3、监测设施管理:

(1)、瓦斯监测设施必须加以保护防止损坏,如果损坏及时报告自动

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化部及调度室,进行处理。

(2)、在瓦斯传感器的正下方吊挂传感器管理牌板,记录当班瓦斯变化情况,传感器管理牌板离巷道底板1.5m。

4、三专两闭锁管理:

(1)、风电闭锁:当风量不足或停风时风量开关自动将信号传至给信号分站,信号分站再将信号传入断电仪,断电仪自动切断400A馈电及2101工作面轨道顺槽和2101工作面回风顺槽、2101工作面回风联络巷内全部非本质安全型电气设备。

(2)、瓦电闭锁:当甲烷传感器达到断电值时自动将信号传输给信号分站,信号分站再将信号传入断电仪,断电仪自动切断400A馈电及2101工作面轨道顺槽和2101工作面回风顺槽、2101工作面回风联络巷内中全部非本质安全型电气设备。

(附图17:2101工作面轨道顺槽瓦斯电、风电闭锁接线图)

第三节 综合防尘

一、防尘、消防设施及管路系统:

1、本掘进工作面用水由下组煤集中回风西大巷的静压水管路引入,分别接入工作面各转载点喷雾、水幕、洒水系统等各种降尘设施。随着巷道的掘进,巷内敷设三趟4寸钢管,静压水管每隔50m设一三通支阀,供工作面防尘及消防使用。

2、在掘进距回风口30m处和距掘进头30m处各安设一道净化水幕及防尘帘,防尘帘采用固定架封闭全断面,净化水幕喷嘴逆风流方向成45°,单眼喷嘴,间距400mm,使用独立水源。放炮安装放炮自动喷雾装置。

3、各转载点设置喷雾,水门设在行人侧,便于开启与关闭,坚持出煤岩时开启,出完后关闭。

4、炮掘时采用湿式打眼和采用水炮泥。 二、防尘管理:

1、净化水幕必须雾化良好,能覆盖全断面,掘进头净化水幕必须及时跟进,保证距工作面距离不超过30m。

2、打眼时必须采用湿式打眼。

3、转载点喷雾装置必须雾化效果好覆盖于落矸点正上方。

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4、工作面每天冲洗一次。防尘及消防软管必须盘放在行人帮架子上编号管理。

5、防尘设施必须设专人维护及管理,损坏时及时处理或更换。 6、水幕要齐全完好,水门灵活,不缺手轮,各接头、喷雾不漏水。 三、防火设施:

1、工作面必须有洒水软管。

2、在油脂存放地点附近、皮带机头和工作面各配备2套消防器材,(每套:1个灭火器,1个消防铁锹,1个人消防桶,1个消防钩,足量的沙)备用。

2、防火管理: (1)、井下消除明火。

(2)、井下电气设备必须隔爆,电缆悬挂整齐。 (3)、电气设备保护齐全。 (4)、井下严禁私拆开矿灯。

(5)、经常检查灭火器完好情况,保证使用有效,定期更换。 (6)、移变附近周围5m范围不得堆放可燃物。 (7)、严禁带电检修和搬运电器设备。

(8)、加强对易燃物品的管理,严禁将废油、剩油泼洒在巷内,用过的棉纱,布,纸等必须放在盖严的铁桶内。

3、隔爆设施: (1)、吊挂隔爆水棚:

①水量计算:每㎡所需水量不得少于200L,巷道断面14㎡,总水量200×14=2800L。

②水袋容量为30L。

③共需水袋数量:2800÷30=94个。

考虑到水袋容量不能全额达到,隔爆水棚长度不小于20m, 取16排,排距1.5m, 每排6个,每只水袋装水30L。

总水量:16×30×6=2880L。

经比较:取总水量为2880L,共16排,每排6个,共96个。 (2)、隔爆水袋采用不易脱钩的布置方式,挂钩角度60°(±5°),弯钩长25mm,严禁用铁丝捆绑。

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(3)、隔爆设施管理:

①隔爆水袋设专人负责,挂牌管理,保证隔爆水袋无破损、无短缺、无脱钩。

②随巷道掘进,及时增设隔爆水袋,保证距掘头在80m~200m范围内。 ③隔爆设施管理人员至少每旬对隔爆水袋补充一次水,始终保持隔爆水袋充足的水量。

(附图18:2101工作面轨道顺槽防尘系统示意图)

第四节 供电系统

一、工作面动力电由一台630KVA移变供给,局部通风机主、副风机供电各由一台KBZ16-630A馈电供给,两个馈电均来自中煤二处。敷设一趟70m2电缆引入低压总开关,再用50m2电缆引入工作面各个机电设备。

二、掘进期间主要用电设备有40型煤溜3部,一台EBZ135掘进机,两台FBDNo6.3/2×22KW对旋轴流局部通风机,风机供电实行“三专两闭锁”、“双风机双电源”供电。

(附图19:2101工作面轨道顺槽供电系统示意图)

第五节 压风系统

工作面压风由下组煤集中回风西大巷内的压风管供给,采用2寸钢管接出后整齐吊挂进入工作面,敷设在巷道帮部。

第六节 排水系统

工作面掘进时准备三台5.5KW潜水泵排水(1台排水、1台备用、1台检修),安装4寸钢管作为排水管路接入工作面。掘进期间及时在巷道低洼处挑挖临时小水仓,窝头紧跟一台排水泵,将水排至巷内临时水仓内,再排至下组煤井底水仓,然后逐级排至地面。工作面排水管路要随巷道掘进及时延接,并整齐吊挂。掘进中若涌水量增大,根据实际情况将增加排水设备。

(附图20:2101工作面轨道顺槽排水系统示意图)

第七节 供水施救系统

在工作面头30-50m处安装4套供水装置(型号为KGS-2,淮北创奇设备有限公司),水质过滤器安装在4寸静压水管上,随巷底掘进及时前移。

第八节 照明、通信和信号系统

在工作面掘进头、皮带(煤溜)机头、局部通风机处各安装一部电话,

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2101工作面轨道顺槽作业规程

便于与井上、下各个地点联系,在煤溜机头、机尾分别安装信号开关,实行信号对打,严格执行“一停、二开”信号规定,便于皮带机的启动与关闭,在掘进过程中,电缆敷设在巷帮。

(附图21:2101工作面轨道顺槽通信系统示意图) (附图22:2101工作面轨道顺槽信号系统示意图)

第九节 辅助运输系统

工作面施工所用材料、设备等与下组煤集中辅助运输下山贯通前由我单位从进风立井运输至开口处后,再由施工人员人工搬运至材料码放区,将所用材料分类码放、挂牌管理;与下组煤集中辅助运输下山贯通后由我单位从副斜井运输至2101工作面轨道顺槽内后,再由施工人员人工搬运至材料码放区,将所用材料分类码放、挂牌管理;。

(附图23:2101工作面轨道顺槽贯通前辅助运输系统示意图) (附图24:2101工作面轨道顺槽贯通后辅助运输系统示意图)

第十节 出煤岩运输系统

向北掘进巷内铺设40型煤溜,将煤溜机头搭接在2101工作面回风联络巷内铺设的煤溜机尾上形成运输系统。

向南掘进211.89m时,在巷内铺设一部40型煤溜形成运输系统,掘进80m后,拆除巷内40型煤溜,铺设一部DSJ80型皮带机配合工作面掘进机运输系统;掘进68.84m时及时铺设煤溜形成运输系统;再向南掘进759.48m时,在巷内铺设一部40型煤溜形成运输系统,掘进80m后,拆除巷内40型煤溜,铺设一部DSJ80型皮带机配合工作面掘进机运输系统。

(附图25:2101工作面轨道顺槽贯通前出煤岩系统示意图) (附图26:2101工作面轨道顺槽贯通后出煤系统示意图)

第九章 安全质量管理 第一节 工程质量验收要求

严格执行《潞安矿业集团公司(安全)质量标准化精品矿井标准及考核评级办法(掘进专业)》、和《矿山井巷工程施工及验收规范》。

一、掘进巷道标准:

巷道净宽:合格-50~+200mm,优良0~+200mm。 巷道净高:合格-50~+200mm,优良0~+200mm。 严格按中线施工,中线误差+60mm。

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二、锚网支护标准:

1、锚杆外露长度:螺母以外+30mm~+50mm。 2、锚杆间排距:不超设计的±50mm。 3、锚杆角度:偏差不超过±3°

4、钢筋托梁和托板要紧贴顶帮,金属网铺平、铺展,紧贴顶帮,采用对接方式联网,绑扎牢固,绑丝扭结不少于3圈。

5、锚杆锚固力:顶锚杆不得小于100 KN,帮锚杆不得小于70KN。 6、锚索安装:锚索锚固力不得小于200KN,安装张拉时达到200KN后,再超张拉30%,即260KN,间、排距误差不超过设计的±100mm,锚索外露长度为200~350mm,锚索角度不超过设计值的±2°。

7、巷道成形:巷道平整度不超过±100mm,无明显错差,巷道观感质量整体印象良好。

8、锚杆预紧力:金属锚杆不得小于300N.m,玻璃钢锚杆不得小于50 N.m。

9、锚杆必须打设在限位孔内,锚杆上下成线,顶帮钢带打设在同一断面内。

第二节 文明生产管理要求

一、巷内无杂物、无淤泥、无积水(淤泥、积水长度不超过5m,深度不超过0.1m)。

二、材料设备存放在指定地点,按要求码放整齐,巷内牌板齐全,材料标志牌齐全,牌物相符。

三、巷内风、水管路吊挂成直线,排水管距巷道底板1.0m,每管两卡,卡距两头法兰盘1.0m。

四、电缆吊挂在巷帮通过扁铁和正反钩吊挂在顶钢带上,成一直线,电缆钩间距为0.9m,电缆自然悬垂小于50mm。

五、施工图牌板图文清晰、正确,悬挂位置合理,便于作业人员观看。 六、工作面支护不空顶,掘进不宽帮,巷内无失效锚杆(索)。 七、材料码放标准:

1、锚杆专用架分层码放,层间用垫木隔开。 2、托盘、垫片、锚固剂用专用箱管理。

3、刮板输送机、皮带机配件、溜槽、皮带架顺巷道靠帮码放整齐,

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溜槽10节一垛,刮板链靠巷帮码放整齐。

八、验收员每班必须认真验收,下班后填写验收表。

第三节 煤质管理要求

一、大于200mm的矸石不得上皮带拉走。 二、禁止将夹矸过分破碎。

三、工作面的水管和油管杜绝跑、冒、滴、漏现象。

第四节 机电设备管理要求

一、设备下井前,由机电部专职防爆检查员、管理员和使用单位对设备进行全面检查,并进行必要的性能试验,对合格品要填写“设备验收合格证”和“防爆合格证”,三方签字后方可下井,否则一律不准下井。

二、使用中的设备必须保持完好状态,主要生产设备安好率达到90%以上,使用率达80%以上,待修率不超过5%,机电事故不超过1%,防爆设备无失爆,安全保护装置齐全可靠。

三、各种主要设备司机必须经过专业技术培训,经考试合格后持证上岗。要作到三懂(懂操作规程、懂设备性能、懂结构原理)。四会(会操作、会保养、会修理、会判断和处理一般故障),不超负荷运行,保持设备的完好性能和防爆性能。

四、强令司机超负荷、超规范以及不合理使用设备的,司机有权拒绝,并可越级上告追究违章指挥的责任。

五、不准随意拆、卸、割、焊设备或改变设备结构。

六、坚持执行维护、保养与预防性检修相结合的检修制度。严格执行四检制(班检、日检、旬检、月检)。积极推广故障诊断和状态监测技术,强化重点设备和重点部位的维护管理,按设备完好状态合理确定检修时间和检修制度,提高检修质量,降低检修费用,缩短检修停机时间,提高设备的开机率和使用率。

七、包机人员对设备的完好及运行情况负全部责任,有问题必须及时向有关部门汇报,造成损坏而不及时汇报的,要追究包机人员的责任。

八、机电设备必须有良好的隔爆性能,不得带电检修设备和带电移动设备,检修和处理机电故障时必须严格执行“谁停电、谁送电”的制度。

九、坚持电气设备整定,各种保护齐全有效,严禁设备甩掉保护运行,所有开关接地装置必须合理埋设,并用合格材料连接。

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十、杜绝“羊尾巴、鸡爪子”等隐患出现。

第十章 劳动组织、循环图表与主要经济技术指标

第一节 编制劳动组织图表

一、劳动组织方式:

2101工作面轨道顺槽采用“三八”制正规循环作业,现场交接班。 二、劳动力配备情况及出勤率: 劳动力配备情况及出勤率见表:

劳动组织表

工 种 跟班队干 班组长 掘进司机(爆破工) 钻眼工 验收员 支护工 运料工 皮带机(煤溜)工 维护工 安全员 机电工 合 计 一、概述:

作业循环采用正规循环掘进。

(附图27:2101工作面轨道顺槽机掘正规循环作业图表) (附图28:2101工作面轨道顺槽横贯炮掘正规循环作业图表)

第三节 编制主要技术经济指标

一、主要设备情况:

1、顶锚杆钻机主要技术参数:

- 29 - 零 点 1 1 1 2 1 3 1 1 1 1 1 14 八 点 1 1 1 2 1 3 2 1 2 1 1 16 四 点 1 1 1 2 1 3 1 1 1 1 1 14 合 计 3 3 3 6 3 9 4 3 4 3 3 44 第二节 编制正规循环作业图表

2101工作面轨道顺槽作业规程 性能 型号 静力失速转矩 最大负荷转矩 最大功率 工作压力 工作转速 推进力 空载转速 项目 型 号 工作风量 工作风压 性能 工作压力 机重 耗气量 转钎转速 参数 MQT-120/2.3 ≥110N.m ≥280N.m ≥3.0KW 0.4-0.63MPa 175r/min ≥9.5KN ≥500r/min 参数 FBD№8.0/2×45 260-780m3/min 1000~7560Pa 参数 0.4~0.63MPa 26kg ≤82l/s ≥300转/分 性能 工作转矩 整机最大高度 整机最小高度 噪音 机重 耗气量 冲洗水压 气压范围 项目 功率 最高全压效率 LTA声级 性能 机长 缸经 转钎扭矩 噪音 参数 ≥150N.m 2457-3657㎜ 1126-1426㎜ <95dB(A) 46-53kg 3.0-4.8m3/min 0.6~1.2MPa 0.4~0.63MPa 参数 45KW×2 ≥80% LSA<25DB9(A) 参数 661mm 80mm ≥23n.m <127dB(A) 2、局扇主要技术参数 :

3、YT-28型凿岩机主要技术参数:

4、SGB-620/40刮板输送机主要技术参数: 项目 型号 链长 链速 项目 运输能力

参数 SGB-620/40 100m 0.85m/s 参数 200t/h - 30 - 项目 重量 出煤 功率 项目 转速 参数 10.18t 80t/h 40KW 参数 1478r/min 5、DSJ—80/20/180可伸缩皮带输送机技术参数:

2101工作面轨道顺槽作业规程 运输距离 皮带规格 皮带速度 贮存长度 传动滚筒 项目 爬坡能力 截割硬度 1500m 800mm 2m/s 100m 直径600mm 参数 +18° ≤70MPa 托辊 电压 储带装置电机 电机功率 项目 整机外形尺寸 长×宽×高 供电电压 额定电流 总功率 截割电机功率 油泵电机功率 系统压力 装载能力 直径108mm 660/1140V 4kW 160kW 参数 7、EBZ135型掘进机主要技术参数:

内、外喷雾水压 3.0 MPa;≥1.5 MPa 8.92×2.8×1.48m 定位截割宽度、高度 5.5m×4.5m AC1140/660V-50HZ 165.8/287A 221KW(含二运11KW) 截割头转速 油箱容量 冷却水量 履带外宽 产板宽度 机重 44r/min 500L 100L/ min 2.2m 2.8m 38.8t 135kW 75kW 18 MPa 204m3/h 二、主要经济技术指标表: 序号 指标 项目 单位 2101工作面轨道顺槽 每个横贯 1 工作面长度 2 3 4 5 6 7 8

2101工作面 轨道顺槽 1309.11 14 14 48 44 94 0.9 9 m ㎡ ㎡ 人 人 % m m 16 12.6 12.6 48 44 94 0.9 4.5 - 31 - 毛断面 净断面 在册人数 出勤人数 出勤率 循环进度 日进尺 2101工作面轨道顺槽作业规程 9 10 月进尺 循环率 m % 112 83 顶:5.56;帮:8.89 K2335:6.12; Z2360:15.56 顶托梁:1.1; 帮托梁:2.2 顶:1.1; 帮:2.2 14.44 0.56 0.56 0.56 224 83 顶:5.56;帮:8.89 K2335:6.66; Z2360:16.65 顶托梁:1.1; 帮托梁:2.2 顶:1.1; 帮:2.2 14.44 1.1 1.1 1.1 11 锚杆消耗 根/m 12 药卷消耗 支/m 13 钢筋托梁 根/m 14 金属网 片/m 15 锚杆托盘 个/m 16 锚索 根/m 17 锚索托盘 个/m 18 锚具 套/m 第十一章 重大危险源及有害因素辩识

危害因素辨识见表:

危害因素辨识表 序 危险源 号 /工作 1 敲帮问顶 危害因素 活煤找不净 进入空顶区 2 临时 支护 未检查临时支护 设施完好 危害结果 砸伤人员 砸伤人员 支护无效 控制措施 严格执行敲帮问顶制度 及时前移临时支护 班中坚持检查 及时前移临时支护 未及时使用临时支护 顶板冒高、砸伤人员 3 顶板 顶板冒落,支护不到位 冒顶,发生事故 顶板支护必须及时到位 带电检修 搬迁电气设备 4 检修 停电后没有对电气 设备验放电 没有采用专人停送电

人员被电击 人员被电击 误送电伤人 - 32 - 严禁带电检修和搬迁 停电后及时对电气 设备验放电 设专人停送电 2101工作面轨道顺槽作业规程 煤尘堆积 煤尘飞扬 瓦斯监测不到位 5 一通 三防 局扇管理不到位 涌水量增大 出现火源 瓦斯涌出量大 瓦斯突出 导链选用不当 起吊锚索不合格 导链与设备 连接不牢固 6 起吊 马蹄环未用螺丝封口 各部件连接时, 下方支垫不平稳 引起煤尘爆炸 损害身体健康 瓦斯超限 无计划停风 发生事故 按时清理 按时洒水降尘 按规定进行检测 设专人看管局扇 坚持超前钻探和排水 执行《灾害预防和处理引发火灾,发生事故 计划》 瓦斯爆炸,发生事故 导链损坏伤人 物件脱落伤人 执行防突措施 合理选用导链 打设专用起吊锚索,锚固力必须达到200KN 连接必须牢固 马蹄环必须使用 螺丝封口 各部件连接时, 下方支垫必须保持平稳 起吊人员必须站在无滑物件脱落伤人 马蹄环破断,物件 脱落伤人 物件失稳伤人 人员站位不符合规定 物件脱落、摆动伤人 落趋势方向,并保持有一定的距离 车辆未用阻车器支好 车辆未用导链、 绳套刹好 7 装卸车 车辆重心不稳 抬运不同肩 口号、步调不一致

车辆滑动伤人、 停车必须使用阻车器,发生跑车事故 重心不稳, 物件滑动伤人 车辆倾倒伤人 伤人 并保持完好 运输车辆必须用导链、 绳套刹好 车辆物件装车后,必须保持重心平稳 抬运物件要同肩,步调抬运、行进不统一, 一致 伤人 - 33 - 2101工作面轨道顺槽作业规程 超长超重物品仍用肩抬 锚杆间排距过大 锚杆预紧力不够 8 支护 锚杆锚固力不够 最大控顶距超过规定 9 超前 未按设计要求打设 伤人 冒顶、片帮伤人 冒顶、片帮伤人 冒顶、片帮伤人 冒顶、片帮伤人 透水,发生事故 重物品必须有机械载运 间排距,严格规程标准打设 班中加强预紧 班中及时检查,锚固力不够重新补打 严格执行循环作业 严格按设计执行打设 钻探 发现异常情况不汇报 发生事故,人员伤亡 发现异常情况必须汇报 第十二章 安全技术措施 第一节 顶帮管理安全技术措施

一、根据顶板岩性制定的安全技术措施:

本工作面顶板多为泥岩、砂质泥岩,特制定以下安全技术措施。 1、严格执行敲帮问顶制度,严禁空顶作业,做好超前临时支护。 2、严格按照支护设计进行支护,顶板条件变化时,及时向生产技术

部及相关部门汇报,按指示变更支护参数。

3、掘进过程中,若出现顶板冒高,需补打锚杆时,必须由班组长或有经验的工人进行处理,并设专人指挥,观察顶板,动作要迅速,发现险情立即撤人。

二、顶帮管理和安全技术措施:

1、严格执行敲帮问顶制度,进入作业地点前,班组长、安瓦员必须先进行敲帮问顶,彻底排除浮矸危石后,方可作业。如在处理活矸时,有发生危险或遇有撬不动的矸石,必须先设置临时支护或其它有效支护,并且任何人不得在有隐患场所作业。

2、材料保管员必须对支护材料进行合格验收,不合格的严禁下井。 3、掘进头停工后,最后一排永久支护锚杆距离掘进头不得大于300mm,否则必须使用临时支护管理空顶。

4、在顶压较大、节理发育、过断层、顶帮破碎或出现高顶时,必须缩小循环进尺,短掘短进,减小空顶面积。

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5、掘进期间若出现高顶、片帮等现象,必须打设锚杆及锚索补强,此时帮锚杆、锚索必须紧跟窝头打设。

6、掘进中顶帮完好情况下,帮锚杆可滞后掘进头2排打设,如高顶片帮时,巷道超宽300mm时,在超宽侧补打1根顶锚杆,巷道超高300mm时,在超高侧补打1根帮锚杆,并使用相应的长钢带。

7、坚持进行矿压监测,在地质条件或支护发生变化时及时增设矿压测站,发现问题及时采取措施。

8、顶板破碎,片帮严重恶化,无法达到规程要求时,及时汇报生产技术部及相关部室,由生产技术部确定更改支护。

三、临时支护形式的技术规范及作业技术要求:

1、临时支护前必须进行敲帮问顶,然后将所需支护处下方的活煤岩除净,执行临时支护后再进行永久支护。

2、承载前探梁的锚杆外露长度在30mm~80mm之间。

3、临时支护时,在最后一排永久支护下搭设工作台,将架板搭设在梯子两侧,架板在梯子两侧外露部分不少于200mm。

4、如顶板不平,无法窜进前探梁时,可用30B刮板输送机链将其捆绑与前探梁卡上,配套使用螺栓封口满丝紧扣的马蹄环连接。

5、临时支护必须及时有效,严禁任何人进入空顶区。

6、超前临时支护使用金属前探梁,紧跟窝头,使用专用卡与锚杆底部螺纹连接牢固。

7、每次掘进前必须对临时支护进行细致检查,发现问题,及时更换。 四、工作面迎头防片帮安全技术措施: 1、迎头防片帮配套装置及支护方式:

(1)采用2寸钢管焊接成90°拐弯状(2个),每个上部平管长1000mm,垂直管高1800mm, 在垂直管上沿上部平管方向向外每隔600mm高度,用20#圆钢焊接一个90°的小弯钩(小弯钩平段长60mm,垂直高300mm),小弯钩平段朝下,最上方的小弯钩距2寸上部平钢管500mm。 (2)在执行临时支护放绞顶大板和钢带时,作业人员同时将2个垂直的(2寸钢管)上部平管分别套入3寸的前探梁钢管内,随前探梁同时推入工作面,待临时支护完好后,在迎头垂直的2根钢管小弯钩内分别放入3000mm×250mm×50mm的优质木板,并将其与迎头巷壁背紧背牢。

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2101工作面轨道顺槽作业规程

2、迎头防片帮安技术要求:

(1)2寸上部平管套入时,垂直钢管必须有人同时抬起,以便上部平管轻松套入前探梁3寸钢管内。

(2)横放的优质木板必须放在小弯钩内,并与迎头巷壁背紧背实,使其不能晃动。

(3)迎头操作横放木板和固定时,必须尽快完成。

(4)永久支护后撤除时,必须应先卸木板后卸2寸钢管,操作时至少要有2人进行,严禁用长柄工具将钢管挑落。

(5)每次护迎头时,必须对钢管及焊接点进行一次安全检查,发现问题,及时更换。

第二节 掘进作业安全技术措施

一、炮掘作业安全技术措施

1、打眼前,严格执行敲帮问顶制度,及时处理帮顶活煤(岩),同时加固距工作面头10m范围内支护,确保支护牢固可靠。

2、严格按爆破图表打眼(可根据煤岩松软适当增加或减少炮眼数量),按光爆的要求、要领,掌握好方向,按平、直、齐,打出理想的炮眼,确保爆破后巷道成形规整。

3、严禁在残眼内套眼。 4、严禁打眼、装药同时作业。

5、打眼期间,遇有出水、出气等异常情况,要立即向队负责人、调度室汇报,请示处理,待查明原因处理后再继续工作。

6、打眼时,发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大,以及有顶钻等异状时,必须停止钻进,但不得拔出钻杆,现场负责人员应立即向矿调度室报告,并派人监测水情。如果发现情况危急时,必须立即撤出所有受水威胁地区人员,然后采取措施,进行处理。

(二)炸药、雷管运送安全技术措施:

1、运送炸药、雷管时,背炮工必须把炸药和雷管分装专用箱并加锁。严禁雷管、炸药同装一个箱中,更不准装入口袋或用手拿。

2、背炮工在巷道内行走时,两人相距保持10m以上,匀速行走,避免使箱体产生震动。不得在途中戏闹和逗留,并要注意来往车辆,坚持走

- 36 - (一)打眼安全技术措施:

2101工作面轨道顺槽作业规程

人行道,不要随意横穿轨道。

3、途中换人时,停放地点应选择顶板完好,远离电气设备的地方,背炮工必须从火药库领取规定数量合格的炸药和雷管,运送时,雷管必须由爆破工亲自运送,炸药由爆破工或在爆破工监护下由其他人员运送。

(三)放炮安全技术措施: 1、装配起爆药卷规定:

(1)、炸药、雷管工作面存放要离开电气设备、轨道、金属导体等。必须将其放在顶板完整、支护完好、不淋水的安全地点,爆破时放在警戒以外的安全地点。

(2)、禁止任何人敲击炸药和雷管箱子,禁止坐在炸药、雷管箱子上加工起爆药卷,不加工时,禁止开锁,钥匙必须由爆破员随身携带。

(3)、装配时必须在顶板完好、支护有效、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行,必须防止电雷管受到震动、冲击,防止折断雷管脚线和损坏绝缘层。电雷管必须由药卷的顶部装入,严禁用电雷管代替竹木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内,并且用脚线将药卷缠牢,把雷管末端扭结。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线硬拽管体,也不得手拉管体硬拽脚线,应将成束的电雷管顺好,拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后,必须将其脚线扭结成短路。装配起爆药卷数量,以实际需要的数量为限。

2、炮眼封泥必须使用水泡泥,水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实,封泥长度不得小于0.5m,禁止用煤块、煤粉或其它块状、可燃性材料作封泥。

3、爆破作业时,班组长、放炮员、瓦检员都必须在现场执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。

4、装药前,要清除炮眼中的煤粉,用木质或竹质的炮棍将药卷轻轻的推入,不得冲撞和捣实,炮眼内的药卷必须彼此密接。装药后,必须把电雷管脚线悬空,并扭结成短路,严禁电雷管脚线、放炮母线同运输设备、电气设备以及采掘机械等导体接触。所剩炸药和雷管必须如数全部归还火药库。

5、有下列情况之一,禁止装药放炮:

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(1)、掘进工作面空顶距不符本规程规定,工作面留有伞檐。 (2)、如果放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8﹪以上时。 (3)、炮眼内发现异状,温度骤高骤低,有显著瓦斯涌出,煤岩松散、透老空等情况时。

(4)、工作面风量不足时。

6、爆破母线和连接线应符合下列要求: (1)、爆破母线必须符合标准。

(2)、爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂,不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳,刮板输送机等导电体相接触。

(3)、爆破时,爆破母线应随用随挂。

(4)、母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧时,爆破母线必须挂在电缆的下方,并应保持0.3m以上的距离。

(5)、只准采用绝缘母线单回路爆破,严禁用轨道,金属管、金属网、水或大地等当作回路。

(6)、爆破前,爆破母线必须扭结成短路。

7、放炮前,爆破地点附近20m的巷道范围内必须洒水降尘;工作面内的机器、电缆、风筒、工具等必须加以可靠的保护或移出工作面。

8、放炮作业必须使用放炮水幕,水幕距离工作面不大于20m。 9、放炮时,警戒位置必须距工作面不得小于100m,在此范围内,通往放炮处的所有巷道或硐室口都必须设岗,禁止任何人或车辆进入此范围内。

10、爆破前,班组长必须清点人数,确认无误后,方准下达爆破命令,并且在警戒位置派专人站岗。爆破员接到命令后,必须先发出爆破警号,至少再等5s,方可起爆。

11、放炮器的钥匙必须由爆破员随身携带,不得移交他人。 12、通电以后,无论炸药爆破与否,放炮员必须取下钥匙,并将母线摘下,扭结成短路,至少等15min才能沿线检查。

13、处理残炮、瞎炮,必须在班组长直接指导下进行,并应在当班处理完毕。若当班未能处理完毕,爆破工必须同下一班爆破工在现场交接清

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楚。处理残炮、瞎炮必须遵守下列规定:

(1)、由于连线不良造成瞎炮,可重新连线起爆。

(2)、禁止用镐刨或从炮眼内取出原放置的引药或从引药中拉出电雷管,禁止将炮眼底(无论有无残炮)继续加深,严禁用打眼的方法往外掏药,严禁用压风吹这些炮眼。

(3)、在距离炮眼至少0.3m处打与瞎炮平行的新眼,重新装药起爆。 (4)、在处理完残炮、瞎炮之前,严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。

14、严禁打眼、装药平行作业,装药不得与其他任何工作同时进行。 15、采用全断面一次起爆的方式进行爆破,当地质条件不好时可采用分组装药,一组装药一次起爆的方式进行爆破。

二、巷道开口安全措施:

1、巷道开口前,按给点定位,并严格按给定位置和中腰线进行施工。 2、开口施工前,必须对开口附近10m范围内的巷道锚杆支护进行全面预紧,发现问题及时处理,确保支护牢固可靠。

3、开口施工前,必须在巷道开口处加打槽钢锚索加强支护,对于风、水、电要及时接到开口位置,并试运转。

4、开口施工放炮前,必须对开口附近10m范围内的设备采用废皮带块包裹吊挂于顶板的方式进行掩护以防止放炮崩坏。

三、机掘作业安全技术措施:

1、掘进机开机前,必须提前3分种发出起动警报,只有当掘进机铲板前方和截割臂附近(掘进机前后10m范围内)无人时,方可开机作业。

2、掘进机司机必须是由经过培训合格的人员担任,并持证上岗,严格按规程规定进行割煤,司机不得擅自离开岗位,离开操作台时,必须闭锁电源,切断隔离开关,严禁他人随便开机。

3、掘进机割煤时,必须由正负司机两人配合,正司机负责操作掘进机,负司机在掘进机上电控箱一侧,负责监护(①监护电控箱一侧顶、帮、支护、断面尺寸等,②有人进入危险区域时及时停机,③正司机出现误操作时及时停机,④当操作台旋钮不起作用时及时停机),但不得到截割臂附近,严禁进入空顶区,遇紧急情况时,按急停开关停机。

4、掘进机必须装有前照明灯和尾灯,掘进机掘进使用高压球形喷头

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喷雾洒水降尘,喷雾时,必须确保静压水水压不得小于1.5MPa。

5、掘进机遇有超过设计截割硬度的岩石时,应退出窝头,采用炮掘处理。

6、更换掘进机截齿时,必须切断掘进机电气控制回路开关,切断掘进机供电电源,并断开隔离开关,悬挂停电标志牌,并设专人看护,防止误送。

7、掘进机停止工作或检修以及交接班时,必须断开掘进机上的隔离开关和磁力起动器的隔离开关,以切断掘进机供电电源,并悬挂“停电”标志牌。

8、掘进机割完毕后,将掘进机退出窝头5m,截割头落地,切断电源开关,再进行下道工序。

9、在司机计划移动或改变掘进机作业方位时,要事先提醒这个工作范围内所有人员注意。

10、如果需要在切割臂、铲板、刮板机或皮带转载机这些部位下面作业,必须有防止这些部位意外下落的措施。

第三节 机电检修、机电设备安全防护技术措施

一、机电设备使用管理安全技术措施:

1、设备管理采用专人包机制,并挂设包机牌、完好标志牌、整定牌和各开关停送电牌,包机人负责所承包设备的维护,保证设备完好,杜绝失爆现象,严禁设备带病运转或甩保护运转,做好个人所包设备的清洁工作,并在班后向队部汇报设备运转情况。

2、各类司机必须经过培训,持证上岗。

3、坚持使用声光信号,各转载点必须有信号装置,声光兼备,能够实现对打,完好畅通。

4、在行人跨越煤溜及皮带机处,设置行人过桥,跨越时必须确认停机或设置人行过桥后,方可通过。

二、机电设备检修维护管理安全技术措施:

1、机电设备要有良好的隔爆性能,不得带电检修设备和带电移动设备,检修和处理机电事故严格执行停电检查制度。

2、坚持电气设备整定,保护齐全有效。 3、杜绝“羊尾巴、鸡爪子”等隐患出现。

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本文来源:https://www.bwwdw.com/article/znmg.html

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