一采区运输上山作业规程.docx

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一采区运输上山作业规程

第一章概述

第一节概述

一、工程名称

本《掘进作业规程》规定的掘进巷道为“10#煤层一采区运输上山”。

二、掘进巷道的用途

用于10#煤层一采区采煤面回采期间的煤炭运输及通风。

三、巷道设计长度及服务年限

1、设计长度:

一采区运输上山设计长度为632.8m。

2、服务年限:

2年

四、开工日期、工期

预计2013年10月开工;本巷道预计工期3个月。

第二节编写依据

一、设计图纸及批准时间

掘进巷道设计图纸名称为《10号煤层一采区运输上山》,图号为:

S1267-122.1-01,批准时间为2012年3月。

二、编写依据

1、山西源通煤矿工程设计有限责任公司设计部门设计的图纸。

2、《煤矿安全规程》2011版

3、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》

4、《矿山井巷工程施工及验收规范》

第二章地面相对位置及地质情况

第一节地面相对位置

地面相对位置位于主斜井口的南部,没有任何建筑;东南为前王社村。

井下一采区运输上山左侧一采区轨道上山和右侧一采区回风上山,距离均为30m煤柱,皆为实体煤田,未动用。

第二节煤层赋存特征

一、煤层赋存特征

10#煤为黑色半亮型煤,块状结构,煤层含有4层夹矸,夹矸厚度少于100mm,煤层普氏硬度为f=1.8~2.5,煤层总厚为5.81~7.05m,平均厚度为6.31m,煤层倾角为+3°~+9°上,平均为+6.0°。

二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤层爆炸指数

瓦斯等级鉴定可知:

10号煤层CH4绝对涌出量为3.29m³/min,相对涌出量为4.3m³/t;CO2绝对涌出量为0.66m³/min,相对涌出量为1.90m³/t;该工作面瓦斯涌出量为低瓦斯。

该煤层有煤层爆炸危险,爆炸指数约为17%,煤层自燃倾向性等级为Ⅲ级,属于不易自燃煤层。

 

第三节地质构造

根据矿方提供施工图,10#煤层顶板为12m厚的粉砂岩和砂岩,砂岩顶板为0.62m厚的8#煤层;10#煤层底板为1.6m厚砂质泥岩,然后为4m厚砂岩。

一采区运输上山掘进工作面无大的断层等地质构造,地质构造较为简单。

第四节水文地质情况

根据1001面掘进期间正常涌水量为4~6m3/h,采用类比法预计本巷道掘进期间涌水量不大于6m3/h。

根据开拓巷道深部掘进期间最大涌水量为正常涌水量的2倍,计算本巷道掘进期间最大涌水量为12m3/h。

巷道沿煤层底板掘进,无底板水威胁,设计范围内无导水及富水断层发育。

其主要水源为10#煤层顶板砂岩层裂隙水,巷道遇有断层时,顶板砂岩裂隙水沿断层裂隙流入巷道。

在掘进过程中必须遵循先探后掘的探放水原则,确保安全生产。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、巷道布置

设计10号煤层一采区运输上山巷道顶板沿10#煤夹矸层布置。

附图1:

巷道平面图

二、巷道断面、开口位置及方位角、标高、工程量

1、巷道断面

巷道断面为矩形断面。

净宽为4.5m,净高为3.2m,净断面面积为S净=14.4m2,水沟布置在巷道右帮,水沟净宽、净高为250mm,一采区运输上山与集中轨道巷净煤柱留设30m。

附图2:

巷道断面图

2、开口位置及方位角

在上仓运输巷距离煤仓50m处开门,按84°方位角,沿煤层岩石夹矸层施工。

煤层倾角3-9°上。

3、工程量

10#煤层一采区运输上山长度为:

632.8m。

第二节矿压观测

一、观测对象

10号煤层一采区运输上山。

二、观测内容

用锚杆拉力计、扭力扳手对顶帮锚杆的锚固力、扭力实施抽查检测;安装顶板离层仪观测数据对顶板下沉位移进行观察。

三、观测方法

测点布置:

正常情况下每隔100m(顶板破碎带50m)做一个观测基点安装顶板离层仪对顶板进行观测,每天由跟班队长或技术员对顶板离层仪观测一次,巷道两帮移近量测量一次,月底进行顶板动态总结,观测测量数据记录清楚存档保存。

对两帮支护的间、排距、锚固力、预紧力抽查,观测基点尽量选在顶板完好的无淋水地段。

用LY200型锚杆拉力计检测顶、帮锚杆锚固力,用力矩扳手检查扭力是否达到要求。

每300根锚杆进行一次拔拉测试,且每次抽查每组不少于3根,所测数据记录在册存档,并通报班组。

四、数据处理

由掘进队组人员配合安监科人员测试,观察记录归技术科负责整理分析判断,上报分管领导,分析结果及时反馈队组,从而不断修改设计补充措施,指导施工。

第三节支护设计

一、确定巷道支护形式

10#煤层一采区运输上山沿煤层夹矸层掘进,围岩稳定程度属“中等稳定”,巷道采用锚网索喷+梯子梁联合支护形式,特殊地点采用现浇混凝土支护。

2、临时支护

临时支护采用前探梁支护。

前探梁采用2根3寸钢管,钢管上放50mm厚方木接顶,掘进机掘够两排锚杆间距后,向前窜前探梁,用木料接顶,在前探梁的支护下,打锚杆挂网。

附:

前探梁布置图

三、永久支护参数

1、锚杆长度及间排距

设计顶部锚杆采用Ф20mm×2400mm螺纹钢树脂锚杆;两帮锚杆采用Ф18mm×2000mm螺纹钢树脂锚杆。

每根锚杆均用2卷树脂锚固剂固定,一卷K2335型,一卷Z2360型;托盘采用Q235钢板制作,规格为150×150×10mm,每根锚杆锚固力不小于85KN;锚杆间排距均为800×900mm。

2.锚杆支护验算

按悬吊理论计算锚杆参数:

(1)锚杆长度计算:

L=KH+L1+L2

式中:

L—锚杆长度,m;

H—冒落拱高度,m;

K—安全系数,一般取K=2;

L1—锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.5m;

L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.05m;

其中:

H=B/2f=4.74/(2×5)=0.47m

式中:

B—巷道开掘宽度(4.74m);

f—岩石坚固性系数,围岩预计取5;

则L=2×0.47+0.5+0.05=1.49m

(2)锚杆间排距计算,通常间排距相等,取a:

a=

式中:

a—锚杆间排距,m;

Q—锚杆设计锚固力,85KN/根;

H—冒落拱高度,取0.59m;

R—被悬吊围岩的重力密度,取25.48KN/m3;

K—安全系数,一般取K=2;

a=85/(2×0.59×25.48)=2.82m,大于800mm

通过以上计算,证明选用Φ20×2400mm的等强度螺纹钢树脂锚杆,锚杆间排距为800×900mm,满足一采区运输上山的支护要求。

3、锚索长度及间排距

设计锚索采用Ф17.8×7500mm钢绞线。

设计间排距1600×1200mm,按“二、一”五花型布置。

托盘采用300×300×16mm钢板制作,锚索锚固力必须达到200KN以上,预应力达到130KN。

4、金属网规格:

全断面挂网,钢筋网采用直径6.5mm钢筋焊接金属网。

规格为:

长×宽=3000×1000mm,网格为100×100mm,金属网压茬绑扎连接,搭接长度100mm,相邻两网之间要用14#铁丝绑扎,连接点要均匀布置,间距300mm。

5、喷射混凝土

喷射混凝土必须使用标号不低于P.042.5水泥,砂为纯净的河砂,碎石粒直径5-10mm,混凝土强度C25,水灰比:

0.44,混凝土配比为水泥:

砂:

石子=1:

2:

2;喷淋水区时,可酌情加大速凝剂掺入量,速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入,掺量为水泥用量的3~5%。

6、钢筋梯子梁

梯子梁:

顶板采用Φ16mm、两帮采用Φ12mm螺纹钢筋加工,巷道顶、帮锚网全部挂钢筋梯子梁支护。

巷道顶板梯子梁长4740mm,巷道两帮梯子梁3420mm;梯子梁宽度均为80mm、中间间隔700mm使用50mm长钢筋棍焊两个横间加工成横梁,两横间间距为100mm。

每隔800mm用锚杆锚固在巷道顶、帮部。

第四节支护工艺

割煤、落煤、出煤、刷帮、支护为一个循环,循环进尺为1.8m。

永久锚网支护每循环支护一次,锚索加强支护滞后工作面不大于10m,锚索锚固力≥200KN,顶、帮部锚杆锚固力≥85KN。

正常情况下掘进时最大空顶距为1.8m。

过顶板破碎带或地质变化带时,顶帮的永久支护紧跟工作面,最大空顶距800mm。

巷道交叉处锚索要加强支护,增加锚索数量,减少锚索间排距,并编制专门的支护设计,严禁空顶作业。

一、支护材料及支护形式

1、支护材料

正常条件下,巷道采用锚网喷支护作为永久支护,顶锚杆选用Ф20mm×2400mm的螺纹钢树脂锚杆,帮锚杆选用Ф18mm×2000mm的螺纹钢树脂锚杆;锚索选用Ф17.8mm×7500mm高强度低松弛预应力钢绞线及配套锁具;托盘:

300×300×16mm的方形钢板。

锚固剂型号为CK2335和Z2360。

注锚杆采用1卷CK2335型和1卷Z2360型树脂锚固剂,注锚索采用2卷Z2360型和2卷CK2335型树脂锚固剂;金属网网格为100×100mm。

网要压茬连接,压茬不小于100mm。

巷道顶、帮锚杆全部挂钢筋梯子梁支护,梯子梁采用螺纹钢筋加工,顶板采用钢筋Ф16mm,两帮采用Ф12mm。

2、支护形式

①顶锚杆的布置

顶锚杆排距为800×900mm,间距:

距两煤帮370mm向帮侧倾15°打注两根,然后间隔800mm垂直顶板打注4根,每排共6根。

②帮锚杆的布置

帮锚杆排距为800×900mm,每帮布置4根。

距顶400mm以仰角10°布置一根,然后分别垂直煤帮以间距800mm布置2根,底锚杆距底板400mm,向下-10°角度,间距为800mm。

③锚索支护形式的布置

锚索布置形式为五花型布置,即第一排布置2根,第二排布置一根。

间排距1600×1200mm;第一排以巷道中心线向两帮各800mm打注一根Ф17.8×7500mm的钢绞线锚索,锚索距两帮为1450mm,间距为1600mm。

第二排布置在巷道中心线处,排距1200mm。

依次类推。

锚索不能替代锚杆布置。

④过地质变化带及巷道的交叉点,巷道支护变更方案。

过地质变化带及顶板破碎时支护变更为混凝土现浇,浇筑厚度400mm,巷道断面根据建设方或设计单位提供的断面图编制施工安全技术措施。

附:

10号煤层一采区运输上山锚杆、锚索支护布置断面图

二、支护工艺及要求

打注锚杆首先清除活矸危石,然后根据巷道中线严格检查巷道断面是否符合规定要求,对不符合要求的地方及时进行处理。

由外向里逐排打注锚杆,锚杆眼方向除巷道顶板两端和两帮低排锚杆外,其余均要和巷道围岩面方向垂直或不小于倾角75°。

1、安装顶锚杆

①采用MQT—110/2.5C钻头,Ф28mm钻头,B—IP系列可接长锚杆液压锚杆钻机,按梯子梁眼位由巷道中间向两帮施工打锚杆眼,打眼时要将锚杆机放平、垫稳,垂直于顶板打眼。

②送树脂锚固剂向锚杆眼内部装入树脂锚固剂,装入后用锚杆缓慢地推入孔底(一个中速,一个超快)。

③搅拌树脂锚固剂,用连接套将钻机与锚杆销螺母连接起来,然后升起钻机。

推进锚杆送到孔底后,停止升钻机,搅拌20—25s后停机,然后撤钻。

④安装锚杆:

15min后挂网,上梯子梁,安装托板锚固锚杆,并用力矩扳手检查紧固力不小于100N.m。

⑤在顶板与梯子梁之间铺设单层金属网,规格:

L×B=1000mm×2300mm,金属网长边垂直巷道掘进方向铺设,搭接100mm,用双股14#铁丝呈“三花”型连接,每300mm扎一处,要求金属网平整、拉紧、贴顶、不留网包。

2、安装帮锚杆

①向锚杆眼内装入2个树脂锚固剂,装入后用锚杆缓慢地推入孔底。

②搅拌树脂锚固剂:

用连接套将钻机与锚杆销螺母连接起来,然后升起钻机。

推进锚杆送到孔底后,停止升钻机,搅拌20-30s后停机,然后撤钻。

③15min后安装托板坚固锚杆,并用力矩扳手检查紧固力不小于100N·m,锚杆外露长度10~40mm。

3、锚索安装

安装锚索

①锚索孔施工:

采用顶置式风动锚杆钻机及B19六棱中空合钢钻杆钻孔,孔径:

Ф28mm,孔深:

7500±50mm。

②送树脂锚固剂:

向空中装入3个树脂锚固剂,用钢绞线慢慢将树脂锚固剂推进(1个超快,2个中速)。

③搅拌树脂锚固剂:

用连接套将锚杆钻机与钢绞线连接起来,然后升起钻机推进,直至推入孔底,停止升钻机,搅拌30-45s后停机,撤钻。

④上锁具,两人合作将槽钢按锚索孔穿过固定好,然后上锚索、索具。

⑤强拉钢绞线,24h后拉千斤顶张拉钢绞线,初锚力达到130KN,安装完毕后进行下一循环。

⑥如巷道较高需要搭设架时,必须搭设牢靠,不允许站在输送带上锁锚索。

⑦锚索外露长度≤150~250mm。

锚杆锚索支护参数参考见表

项目

质量标准化

部位

运输巷(规格)

巷道净宽(mm)

巷道中线左、右

2250

0~+100合格

2250

2250

巷道净高(mm)

0~+100合格

全高

3200

锚固力KN

≥85

顶锚杆

85KN

≥85

帮锚杆

85KN

间排距

±100

顶锚杆间排距

800(间)900(排)

帮锚杆间排距

800(间)900(排)

角度(°)

≥75

顶、帮锚杆

≥75

外露长度(mm)

10~40

10~40

第四章施工工艺

第一节施工顺序

1、EBZ—132A型掘进机进入作业地点。

2、完善通风系统、排水管路、电缆、电器和出煤,进料系统。

3、调整刮板输送机、皮带运输机。

4、根据矿技术科给定的开口位置及中线施工。

第二节掘进作业

采用综掘机掘进

1、掘进方式:

机掘

综掘机切割循环进尺为1800mm。

2、截割方法

根据工作面煤层中部含有夹矸的实际情况,截割时先从中底部

煤层(左方)切割掏窝槽,然后从左向右自下而上、从右向左自下而上循环截割。

开掘窝槽时,先转动截割头依靠掘进机行走履带,伸缩油缸完成掏槽工作,每次截深为900mm,当窝槽的工作完成以后,关闭行走马达,让装载部与刮板输送机工作,使铲板紧贴底板,并落下后部稳定器将掘进机略微抬高,使机器在切割过程中有良好的稳定性。

驱使转动的切割头,根据巷道断面的宽度水平摆动开掘横槽,切割头移动到位后,使其开高一个距离,每次跨距不大于900mm,接着驱使切割头水平摆动。

重复以上动作,直至完成整个断面的切割工作。

达到最大空顶距时退出掘进机进行永久支护。

附图3:

掘进机切割轨迹图

第三节装载与运输

一、设备装备

1、装运设备

工作面装煤所用设备:

掘进机铲板与EBZ—132A型掘进机配套的桥式转载机皮带。

2、运煤设备

运煤设备:

SJ1000/2×75胶带输送机。

3、运料设备

运料设备:

JD-1.6调度绞车、平板车或矿车。

二、运输方式及要求

1、综掘机铲板自动装煤,由桥式转载机皮带及大巷皮带运煤;一采区运输上山根据巷道坡度使用JD-1.6调度绞车配矿车或平板车自轨道运输。

2、运输过程中直径大于300mm的煤块需人工打碎,各转载点安装喷头洒水灭尘。

3、绞车、皮带运输使用声光双向往返信号联系,绞车运输严格执行“行人不行车,行车不行人,行车放警戒”的规定,推车在车后推车,严禁两侧推车。

第四节管线的敷设

一、为了便于延长、检修风水管路,风水管路布置在巷道前进方向左帮,悬挂距底板为1m,供水管路距工作面不超过30m设三通并连接胶管,胶管紧跟工作面,以满足洒水需要。

二、各种电缆布置在巷道前进方右帮,每隔1.2m使用专用电缆钩,悬挂高度不低于1.8m。

通信、信号电缆铺设在高低压电缆上方,间距不小于0.1m。

三、风筒吊挂在巷道顶板,吊挂要平直整齐,距顶板不超过300mm,风筒吊环严禁使用铁吊环,应使用尼龙绳绑扎在专用铁丝上,风筒连接要符合要求,不得反接、漏风,不影响运输和行人。

风筒出风口距工作面的距离不得超过5m。

遇到巷道超高时,顶部要采取防瓦斯积聚措施。

第五节设备及工具设备

采取运输巷按下表配备设备及工具:

设备及工具设备表

序号

设备工具名称

规格型号

单位

数量

备注

1

综掘机

EBZ—132A

1

备注:

QBZ—80开关分别控制调度绞车和电动油泵;QBZ—200/660开关控制可伸缩皮带输送机;QBZ4×80(SF)1140/660开关控制局部通风机。

2

锚杆钻机

MQT—110/2.5C

2

3

风钻

YT-28

1

4

可伸缩皮带输送机

ST1000/2×75

1

5

调度绞车

JD-1.6KW

1

6

激光指向仪

JZY—3

2

7

局部通风机

2×15KW

2

8

绞车开关

QBZ—80

3

9

馈电开关

KBZ—400

1

10

皮带开关

QBZ—200/660

1

11

风机开关

QBZ4×80(SF)1140/660

2

12

电动油泵

STDB0.63/63

1

第五章生产系统

第一节通风系统

一、一采区运输上山通风路线

进风:

主斜井井筒→主斜井井底车场→上仓集中转载巷→10#煤层集中运输巷→局扇→一采区运输上山工作面

回风:

一采区运输上山工作面→10#煤层集中运输巷→轨道、运输联络巷→10#煤层集中轨道大巷→轨道大巷措施巷→回风立井→地面

二、局部通风机

施工过程中,采用压入式通风,局部通风机安设在10#煤层集中运输巷距轨道、运输巷联络巷口向外15m处。

三、掘进迎头风量计算:

掘进迎头实际需要的风量,应按巷道断面、瓦斯涌出量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算,并取其中最大值。

(1)根据瓦斯涌出量计算:

Q掘=100QCH4掘×K掘通m³/min

=100×1.19×1.8=214.2m³/min;

式中:

QCH4掘—掘进工作面的绝对瓦斯涌出量1.19m³/min;

K掘通—掘进工作面通风系统,主要瓦斯涌出不均衡系

数,取1.8;

(2)按人数计算:

Q掘=4N,m³/min=4×14=56m³/min

式中:

4—《规程》规定每人每分钟的供给风量,m³/(人·min);

N—掘进工作面同时工作的最多人数,取14人;

(3)按局扇全风压需风量计算

Q=Q扇×I+60×0.25S

式中:

Q——掘进工作面全风压需风量m3/min

Q扇——局扇实际吸风量m3/min;取370m3/min

I——局扇工作台数

S——局扇安装地点巷道净断面m2,16.4m2。

计算得:

Q=370×1+60×0.25×16.4=616m3/min

取最大值,该工作面所需全风压供风量为616m3/min

(4)风速验算:

风量取616m³/min进行验算。

按《规程》规定,煤巷掘进工作面的最低允许风速为0.25m/s,最高允许风速为4m/s。

①按最小风速验算,工作面风量为m³/min

Q掘>60×0.25×S掘,

616>246

②按最高风速验算,工作面风量为m³/min

Q掘<60×4×S掘

616<3936

即:

15S掘<Q掘<240S掘m³/min

246<616<3936

式中:

S掘—掘进巷道安设风机处的断面积16.4m2;

根据风速验算,工作面选配风:

616m³/min满足要求。

通过以上计算及验算,选择2×15KW局部通风机,满足掘进工作面的风量要求,并符合有关规定。

因此暂选定2×15KW隔爆型风机两台。

四、局部通风机的安装地点及安设要求

风机安设在全风压巷道内支护良好的地点,即:

距回风口大于10m新鲜风流处。

风机接口必须有衬垫,风机必须吊挂或加衬垫。

离地面高度大于300mm,实行“三专两闭锁”。

五、一通三防安全技术要求

通风合理要求,保证工作面有足够的新鲜风流,保证工作面每个人供风量不低于4m3/min,保证巷道内风速不低于0.25m/s,保证巷道内和工作面任何地方有害气体和瓦斯不超限。

附图4:

通风系统图

第二节压风系统

压风源来自副斜井井口地面压风机房,自副斜井井筒、副斜井井底车场、上仓运输巷、10#煤层集中运输巷、一采区运输上山,分别用Φ108mm、Φ75mm、Φ50mm钢管和高压胶管接至迎头。

地面压风风压6.5Mpa,迎头风压不小于4~6Mpa。

压风管路路线:

地面压风机房→副斜井井筒→副斜井井底车场→上仓运输巷→10#煤层集中运输巷→一采区运输上山→迎头

附图5:

压风系统图

第三节防尘系统

防尘水源来自地面供水池→回风立井→上仓运输巷→10#煤层集中运输巷→一采区运输上山→迎头,分别用Φ108mm、50mm钢管和Φ25mm高压胶管接至迎头。

施工巷道供水管每隔50m安设三通和阀门。

1、巷道内全断面喷雾、水幕

2、掘进机喷雾

3、转载机喷雾

4、冲刷巷帮水管

附图6:

防尘布置图

第四节探、放水

一、探水设备的选择及主要性能参数

探水钻型号:

ZJY—350/400

电动机功率:

2.8Kw

钻水孔直径:

开孔直径70mm

钻杆、钻头准备:

1.2m钻杆100根,C6—11钻头20个

二、探水与掘进循环作业方式

探水作业超前于掘进作业,探水与掘进循环作业,即:

探水→掘进→探水,探水循环进度为160m,允许推进度为130m,依次类推。

三、探放水“三线”的确定

根据本矿10♯煤层充水性图测量资料确定积水线、探水线、警戒线的距离确定工作面前方距工作面煤帮200m为积水线,工作面煤帮为探水线,距工作面煤帮后50m为警戒线。

四、探放水孔的钻孔数目、方位、角度、孔深

在每个掘进工作面布置五个探放水孔,钻孔的方位角分别为:

58°00′00″、84°00′00″、90°00′00″、84°00′00″、74°00′00″,钻孔的倾角为:

5°00′00″,钻孔深度为:

160mm。

五、每次施工探水眼前,必须编制探放水施工安全技术措施。

第五节瓦斯防治

本规程掘进的掘进巷道为矿井的准备巷道,不进行瓦斯抽放,但必须按规定执行以下瓦斯管理制度。

一、严格执行瓦斯检查制度,每班至少检查三次工作面的瓦斯浓度。

二、坚持正确正常使用风电闭锁、瓦斯电闭锁装置。

三、任何人不得私自停风和拆除、损坏风筒,所有人员要爱护防尘、灭尘、安全检测监控仪器、仪表等各种设施。

因车辆超长超高通过损坏风筒时要及时通知通风队人员,并协助通风人员恢复正常通风。

四、工作面停风时,所有人员必须迅速撤到全风压地点,等恢复正常通风后,经瓦检员检测确认安全无误后,人员方可进入作业。

五、掘进工作面巷道安设2台GJC4/40甲烷传感器,J1距工作面小于5m的回风侧,瓦斯报警浓度值≥0.8%,断电值≥1.2%,复电值<0.8%;J2距回风口10—15m,瓦斯报警浓度值≥0.8%,断电值≥1.2%,复电值<0.8%;J1、J2甲烷传感器均能正常切断掘进巷道内所有非本质安全型电器设备。

六、必须加强通风和瓦斯管理,保证工作面有足够的风量,由通风队负责派瓦检员跟班检测瓦斯。

七、在施工过程中,发现有瓦斯浓度增大,超过规定值时,必须立即停止作业,并切断电源,撤出人员,及时汇报矿调度室,未经许可,严禁任何人员进入工作面。

八、如工作面发生冒顶时,勾顶前必须检查冒落区域的瓦斯浓度,若瓦斯超限时,必须在通风部门的组织下先排瓦斯,后勾顶。

九、严禁井下人员在密闭附近停留。

十、距工作面60-200m范围内设一组隔爆水棚,并随工作面掘进前移。

十一、带班长、技术员、班长、电钳工下井时,必须携带便携式瓦斯检测仪,并按要求使用。

十二、工作面无论是工作还是交接班都不得停风,因检修停电等原因停风机时,必须将所有人员撤至全风压新鲜风流中,切断一切电源,在巷道口悬挂警标,设专人警戒,禁止人员进入,同时向矿

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