回风大巷规程(机掘)

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一水平回风大巷措施(修改后)

一水平回风大巷措施(修改后)

黄玉川煤矿一水平回风大巷施工作业规程第一章概况第一节概述一、巷道名称、位置及相邻关系本面所掘巷道为黄玉川煤矿一水平回风大巷,井下位于4煤辅运大巷东部,往东于一水平东翼回风大巷、一水平东翼辅运大巷、一水平东翼胶运大巷呈90度布置,往西于一水平总回风大巷呈90度布置。

二、巷道用途主要作为一水平回风大巷使用。

三、巷道性质本巷道为沿4号煤顶板掘进的回风巷道。

四、设计施工长度巷道设计长度910.463m(建设单位提供数据)五、巷道平面布置(见附巷道平面图)第二节编制依据本规程根据:《煤炭安全规程》神华亿利能源有限责任公司黄玉川煤矿工程管理部2008年12月13日提供的一水平回风大巷平、断面图《煤矿井巷质量验收标准》(99版)《EBZ160TY掘进机使用说明书》编制而成。

第二章地面位置及地质情况第一节地面相对位置黄玉川煤矿位于内蒙古鄂尔多斯市准格尔矿区西南部,距薛家湾约25km,井田面积42.64km2,地质资源量15.03 亿吨,地质资源量15.03 亿吨,设计年生产能力1000 万吨。

所施工的一水平回风大巷,地面相对位置位于黄玉川煤矿工业广场内。

处在煤矿建设初期,巷道施工对地面建筑不会有影响。

第二节地质概况一、地质概况:根据一水平总回风大巷施工的围岩情况观察,本巷道沿顶板施工,巷道坡度在3-5度。

根据一水平总回风大巷施工中揭露的4#煤层观察,该煤层厚度约为4m,中夹500~800mm不等的矸石。

二、瓦斯、煤尘和煤的自然倾向:本矿为低瓦斯矿井,在施工过程中曾实测该水平瓦斯浓度为0.02~0.03%,技术交底资料显示,煤层爆炸指数为33%~47%,具有爆炸性,随着掘进巷道的延伸,应随时注意检测瓦斯浓度,加强通风工作。

第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置本掘进工作面位于一水平回风大巷北段,正巷长910.463m,巷道均为矩形断面,巷道掘进宽度5500mm,净宽5300mm,掘进高度3600mm,净高3350mm,掘进面积19.8m2,净面积17.76m2。

回风大巷施工作业规程

回风大巷施工作业规程

目录第一章工作面概况 (1)第一节概述 (1)第二节编写依据 (1)第二章井上下相对位置及地质水文情况 (2)第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 (2)第二节煤(岩)层赋存特征 (2)第四节水文地质 (4)第五节其他相关情况 (4)第三章巷道布置及支护说明 (5)第一节巷道布置 (5)第二节支护设计 (6)第四章巷道施工 (17)第一节施工方法 (17)第二节施工工艺 (17)第三节装、运煤方式 (18)第四节管线敷设 (18)第五节设备及工具配备 (18)第五章劳动组织及主要技术经济指标 (20)第一节劳动组织 (20)第二节循环作业图表 (20)第三节主要技术经济指标 (21)第六章生产系统 (22)第一节通风系统 (22)第二节压风系统 (24)第三节防尘系统 (24)第四节防灭火 (25)第五节安全监测系统 (25)第六节供电系统 (26)第七节排水系统 (31)第八节运输系统 (31)第九节通迅系统 (32)第七章灾害预防及避灾路线 (32)第一节安全避险“六大系统” (41)第二节灾害预防 (35)第八章安全技术措施 (41)第一节施工准备 (41)第二节“一通三防”管理 (41)第三节顶板管理 (45)第四节防治水管理 (47)第五节机电管理 (49)第六节运输管理 (53)第七节掘进机使用及管理 (59)第八节其他 (63)第九节安全制度 (64)第十节针对性安全措施 (65)第一章工作面概况第一节概述一、巷道名称:本《作业规程》掘进的巷道为回风大巷。

二、掘进目的及巷道用途:该巷道掘进的目的:承担全矿井回风任务并兼做安全出口通道。

三、巷道设计长度及服务年限:回风大巷设计延伸长度为:1941米。

服务年限:至矿井回采完毕。

四、预计开、竣工时间:本掘进工作面根据矿井接续分段进行延伸。

第二节编写依据一、根据山西约翰芬雷华能设计工程有限公司编制的《神木县三江能源有限公司煤矿资源整合实施方案开采设计说明书》。

EBZ160掘进机工艺流程

EBZ160掘进机工艺流程

第三章施工工艺第一节施工方法及施工顺序一、施工方法北翼回风大巷采用炮掘开门,使用刮板运输机配合出渣;开门施工60m后,采用掘进机掘进,胶带输送机出渣。

二、炮掘段施工顺序1)炮掘施工工艺:安全检查(检查瓦斯)、准备施工----打眼----检查瓦斯----装药联线----检查瓦斯----警戒----放炮----检查瓦斯----安全检查----临时支护----出货----顶部支护----帮部支护----全面验收进行下一循环。

2)爆破作业炮掘巷道采用打眼爆破的方法进行掘进,爆破后,人工配合刮板运输机进行出货。

3)爆破方式掏槽方式:斜眼掏槽法。

装药结构:正向装药。

炸药选用矿用水胶炸药附图4: 北翼回风大巷炮眼布置示意图4)炮掘支护技术要求1、每班开工前、爆破后,严格执行敲帮问顶制度,严禁空顶作业。

2、打眼前,应熟悉巷道炮眼布置图表,点好炮眼,然后打眼。

炮眼应平直,眼底落在同一平面;爆破后,巷道成形规整,做到帮直、顶平,不欠挖,局部超挖不超过200mm ;煤岩性发生变化时,及时调整爆破参数,采用多打眼、少装药、放小炮的方法施工。

三、综掘机施工顺序 1、生产工艺流程:交接班、安全检查(检查瓦斯)、准备施工——掘进机割、装、运——运料——临时支护——永久支护——全面验收进行下一循环。

2、检修工艺流程:检修前准备——检修掘进机各部位、加油、更换截齿、检修各部溜子、皮带机、其他工作——正常掘进。

3、掘进机截割工艺:掘进机采用横向往复截割,截割时将截割头调至巷道中,由巷道下中部开口进刀,左右摆动先割出槽窝,形成自由面,然后由下向上进行截割,待截割完毕支护完好后在进行下循环。

附图5: 北翼回风大巷综掘机截割工艺图4200(4000)m m第二节 装、运岩(煤)方式一、装岩(煤)方式炮掘掘进时,采用人工配合刮板运输机攉矸。

综掘机掘进时,掘进机配合二运出货。

二、运输方式炮掘掘进时,采用刮板运输机出货。

综掘机掘进时,采用掘进机、胶带机联合出货。

巷道掘进作业规程

巷道掘进作业规程

巷道掘进作业规程概况第一节概述一、巷道名称:皮带顺槽及切眼。

二、掘进目的及巷道用途:掘进目的是为回采工作面形成生产系统,满足其回采时的煤炭运输、通风、行人的需要。

三、巷道设计长度、坡度及服务年限:1、巷道设计长度及坡度皮带顺槽工程量为1790m(平距),切眼工程量为100m(平距),总工程量1890m。

巷道坡度为1~9°,平均5°。

2、服务年限:1.5-年四、预计开、竣工时间:本巷道预计2010年10月开工, 2011年8月竣工。

第二节编写依据一、采区设计说明书及批准时间《采区设计》,批准时间2006年05月,《采区变更设计》,批准时间2008年12月。

二、地质说明书及批准时间地质说明书名称是《肥城矿业(集团)有限责任公司梁宝寺煤矿工作面掘进地质说明书》,批准时间为2010年9月9日。

三、矿压观测资料根据北翼轨道、皮带及西翼集中轨道、皮带、回风巷及其他相同地质条件下的矿压观测资料和该巷道支护参数,表明向背斜轴部、断层处围岩破碎、压力大,应力集中且局部有淋水。

相邻北翼集中轨道、皮带大巷掘进时有“煤炮”发生。

四、依据法律、法规、《煤矿安全规程》、《井巷工程施工及验收规范》(GBJ21-90)、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》(MT5009-94)及其它有关规定。

第二章地面相对位置及地质水文情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况见表一井上、下对照关系情况表表一第二节煤(岩)层赋存特征一、该面煤层为气煤,在距设计切眼以南约570m位置处煤层出现分岔;煤层结构较简单,煤层倾角1~9°,平均5°。

据附近L4-6、L4-2、98-B2等钻孔资料,煤层总厚2.77~5.78m,平均4.2m。

煤层普氏硬度系数f=1.8。

煤层特征情况见表二煤层特征情况表表二二、顶、底板岩性及特征煤层顶底板情况见表三煤层顶底板情况表表三三、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等:该煤层瓦斯绝对涌出量为CH4:0.65m/min,CO2:1.52m/min,属低瓦斯区域,煤(矿)尘具有爆炸危险性,爆炸指数为44.54%。

回风暗斜井作业规程

回风暗斜井作业规程

第一章、概况第一节概述一、巷道名称本《作业规程》指导掘进的巷道为一盘区回风暗斜井。

二、掘进的目的及用途通风、行人及运输三、巷道设计长度暗斜井井筒全长约300米,坡度为-16。

/3%。

上山。

四、预计开工时间本巷道开工自2012年03月01日。

(附图:一盘区回风暗斜井平面位置图)第二节编制依据一、工程图纸及批准时间工程图纸图号为:S1430—110(5)—1、2《北一盘区开拓巷道工程平、剖、断面图》批准时间为:2012年01月二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为《开拓巷道掘进地质说明书》批准时间为:2012年02月1日三、矿压观测资料根据先期临近掘进的巷道可知,该施工的巷道地压为大地静力场型,为基本顶来压,巷道顶板、肩窝压力大,加强支护,确保施工安全。

四、其他技术规范山西省煤炭地质115勘查院提供的《马道头井田煤炭资源勘探地质报告》、新版《煤矿安全规程》、《煤矿井巷工程施工规范》、《煤矿井巷工程质量验收规范》等有关安全技术质量管理规定进行编制。

第二章地面相对位置及地质情况第一节地面相对位置及临近采区开采情况第二节煤(岩)层赋存特征一、地层该段地层属石炭系上统太远组C3t,巷道处5#煤层底板及5#煤层顶板位置,煤(岩)层属波状层理,煤层结构复杂,煤层含多层夹矸石,普氏系数f=2〜6。

根据勘探资料及实测资料,分析预测工作面区域断层稀少,但不排除煤层中破碎区及小断层发育,建议加强超前探测和支护,并采取加固措施,掘进中要按规定进行煤层结构探测,跟踪观测工作面面内煤层、夹矸的厚度、岩性变化情况。

二、(3#-5#)煤层顶底板情况顶板岩性主要为粗粒砂岩、含砾粗砂岩,局部为中-细砂岩,厚1.03〜41.90m,平均8.20m;底板岩性主要为泥岩、炭质泥岩,局部高岭岩、粉细砂岩,厚0.85〜41.30m,平均3.10m。

三、瓦斯、煤尘及煤的自燃马道头矿井各煤层自然瓦斯CH4最大值为19.16%各煤层瓦斯含量CH4为0.06-0.30山1/可燃煤,瓦斯带划分本区处于瓦斯逸散带之内通过进、回风立井揭3—5号煤层监测瓦斯含量为.02m/t,井下掘进现场揭露瓦斯含量.00m3/min,各煤层均有爆炸性危险,煤层易自燃。

采区回风大巷作业规程

采区回风大巷作业规程

第一章概况第一节概述一、巷道名称:本作业规程掘进巷道为采区回风大巷。

二、巷道用途采区回风大巷主要为8101工作面的运料、回风、行人等任务服务。

三、巷道性质巷道沿8号煤层顶板布置,为煤巷。

四、巷道设计长度设计长度:861m,设计规格:净宽4m,净高1.8m。

掘进期限:从2014年4月28日开工,预计2014年8月5日竣工。

五、巷道平面布置附图2:采区回风大巷工作面布置图第二节依据一、经过审批的设计及批准时间1、矿井兼并重组整合项目初步设计说明书(修改版)(山西源通煤矿工程设计有限公司2010年6月编制)。

2、矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇(修改版)(山西源通煤矿工程设计有限公司2010年10月编制)。

3、矿井兼并重组整合项目初步设计井下安全避险六大系统设计(修改版)(山西源通煤矿工程设计有限公司2010年10月编制)。

4、山西柳林联盛龙门塔煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告(山西省煤炭地质水文勘察研究院2011年3月编制)。

5、水文地质补充勘查报告(中国煤炭地质总局特种技术勘探中心2013年4月编制)。

二、地质说明书本作业规程所掘巷道地质资料的编制依据是山西省第三地质工程勘察院于2009年10月编制的《山西柳林联盛龙门塔煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》。

三、其他依据1、《煤矿安全规程》。

2、《矿井通风》3、《煤矿建设安全规程》4、《井巷工程验收规范》5、《煤矿矿井质量标准化标准》6、《煤矿工人安全知识》7、《柳林县煤矿通风瓦斯管理实施细则》8、《煤矿防治水规定》第二章地面相对位置及地质情况第一节地面相对位置及四邻情况地面相对位置及四邻情况表第二节煤(岩)层赋存特征一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固系数、层间距8号煤层位于太原组中段上部,L1灰岩为其直接顶板,距下部9号煤层顶9.03m,煤层厚1.40-2.11m,平均为1.80m,一般含0-1层夹矸,在赋存区内为稳定可采煤层。

煤层顶板为石灰岩,底板为泥岩、砂质泥岩。

4-1回风大巷作业规程

第一章:概况第一节:概述一、巷道名称: 宏鑫煤矿4-1回风大巷。

二、巷道用途: 4-1回风大巷担负整个4#煤层采掘工作面的回风任务。

三、所掘巷道沿4#煤层底板掘进,留顶煤500mm,开口按3度上山施工。

四、巷道平面布置:巷道布置详见《巷道平面布置图》。

第二节:依据4-1回风大巷施工的依据是伊东集团神山矿区改扩建项目指挥部关于宏鑫煤矿井巷工程的指导方案及内蒙古煤炭设计研究院设计的巷道断面支护图、巷道开拓平面布置图。

结合本巷道掘进的实际地质情况。

第二章:地质特征第一节:煤(岩)层赋存特征煤(层)赋存特征见表1、表2。

表1 煤层特征表表2 煤层顶、底板情况第二节:水文地质本矿田上部煤层距地表较近约为20~40米左右,且为山坡山梁沟谷地形,盖山厚度不大,地表水对工作面正常掘进影响不大,只是在雨季时由于地表水积聚下渗,会造成4#煤层上部的含水层充水性增强,届时会出现局部淋水或少量涌水现象。

4#煤层本身含水量少,其顶板为砂质页岩,局部顶板较破碎,施工时要尽量减少空顶时间及时支护,防止冒顶事故的发生。

详见4#煤层柱状图。

矿田东北部有数个明挖采掘点、老空区,有可能存水,要防止老空区透水、冒顶发生。

第三章:巷道断面特征及支护形式一、巷道断面特征:4-1回风大巷进入全煤层中,由半圆拱形断面变为矩形断面,施工时根据实际情况经矿部技术总工、监理工程师决定变更为净宽3000㎜、净高2500㎜,净断面积7.5㎡,掘进断面积8﹒06㎡。

基础深100㎜。

二、支护工艺4-1回风大巷在煤层中采用锚网喷浆支护。

1、顶锚杆支护技术参数:顶板锚杆采用Ф18×2000㎜无纵筋螺纹钢筋锚杆;锚固形式为端头锚固,锚固长度不小于500㎜;锚固剂为CK2335树脂锚固剂一根和CZ2360树脂锚固剂一根,每眼两根。

锚杆采用三花眼布置,锚杆间排距为1000×1000㎜;锚杆锚固力均不小于70KN。

挂网采用Ф5.5冷拔丝点焊网,规格为3000×1100㎜,网眼尺寸为100×100㎜;钢带长为3000㎜,采用Ф12圆钢焊制。

南回风大巷巷掘进作业规程

编号:WLSMK-ZYGS-2013-7-30五轮山煤矿南翼回风大巷作业规程工程名称:南翼回风大巷施工单位:中宇公司编制人:邓家锋审核人:魏为余区长:邓炜交接日期:2013年7月30日南翼回风大巷作业规程报审表工程名称: 南翼回风大巷作业规程致:北京合力通工程咨询有限公司五轮山监理部我方已根据现场实际情况完成了南翼回风大巷作业规程的编制,并经我工区技术负责人审查批准,现报给贵监理部,请予以审批。

附件: 南翼回风大巷作业规程施工单位(章)负责人葛广义日期 2013.3.10专业监理工程师审查意见:认真组织施工人员学习和执行该作业规程,在遇到断层、瓦斯异常、滴水等情况和揭煤前,必须补充制定相应的安全技术措施和揭煤安全技术措施报矿安监、工程、通防、调度及监理审批。

专业监理工程师陈万福日期 2013.3.10总监理工程师审核意见:同意实施项目监理机构总监理工程师张耀斌日期 2013.3.10会审意见:1、严格按作业规程执行;2、加强掘进过程局部通风管理,每日区队对“三专”、“两闭锁”进行检查并有记录台账;3、揭煤或遇地质构造时另编安全技术措施,执行严格的审批制度;4、加强前探钻孔施工、分析汇报制度与瓦斯地质管理工作;5、加强放炮组织管理,严格撤人、警戒站岗;6、迎头放炮使用硬质或骨架风筒;7、施工前必须进行地质长探,探清掘进范围内煤层层位,并且留足消突措施超前距(不小于2m),进行揭煤准备。

会审人员签字:施工单位:葛广义 2013年3月10日工程部:耿成胜 2013年3月10日安监部:张刚 2013年3月10日机电部:陈龙珣 2013年3月10日通防部:裴佰林 2013年3月10日地测部:于建泓 2013年3月10日调度室:丁海涛(代)2013年3月10日总工程师:邰志清 2013年3月10日目录第一章概况 (7)第一节概述 (7)第二节编写依据 (7)第二章地面相对位置及地质水文情况 (8)第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 (8)第二节煤(岩)层赋存特征 (8)第三节地质构造 (8)第四节水文地质 (8)第五节瓦斯地质 (9)第三章巷道布置及支护说明 (9)第一节矿压观测 (9)第二节巷道布置及施工顺序 (9)第三节支护设计 (9)第四节支护工艺 (11)第四章施工工艺 (11)第一节施工方法 (11)第二节凿岩方式 (12)第三节支护工艺 (13)第四节装载与运输 (15)第五节管线及电缆敷设 (15)第六节设备及工具配备表 (16)第五章劳动组织主要经济技术指标 (16)第一节施工进度及工期安排 (16)第二节主要技术经济指标 (17)第六章生产系统 (18)第一节通风系统 (18)第二节压风系统 (19)第三节综合防尘系统 (20)第四节防灭火系统 (20)第五节瓦斯监控系统 (20)第六节供电系统 (21)第七节排水系统 (22)第八节运输系统 (22)第九节通讯系统、照明系统 (23)第七章灾害预防处理及避灾路线 (23)第一节火灾分析及防治 (23)第二节水灾预防及处理 (24)第三节粉尘分析及防治 (25)第四节瓦斯灾害分析及防治 (26)第五节顶板灾害预防及治理 (27)第六节避灾路线 (28)第八章安全技术措施 (28)第一节施工准备 (28)第二节一通三防管理 (30)第三节前探钻孔施工 (31)第四节爆破管理 (32)第五节设备管理 (34)第六节机电管理 (36)第七节运输管理 (38)第八节其他 (39)第九节各项标准 (43)第十节“三位一体手指口述”现场安全确认制度 (45)第一章概况第一节概述一、巷道名称:南回风大巷二、巷道类别:岩巷三、巷道相邻关系南回风大巷于Fe17点前199.78米处开口,以45°方位、+5‰向前延伸,南回风大巷北面为胶带大巷、轨道大巷、北回风大巷等;西面为1801运输顺槽、运顺抽放巷等;南面为1802瓦斯抽放进风巷及回风巷,东面现无巷道施工。

煤矿作业规程规范

第一章概况第一节概述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为主副斜井联络巷。

二、掘进目的及用途掘进目的是为形成上组煤的通风系统,满足该采区的通风、运输、行人及管线敷设的需要。

三、巷道设计长度及服务年限1、巷道设计长度:325m2、服务年限:20年附图2:上组煤南翼回风大巷巷道布置平面图。

四、预计开工竣工时间计划开工日期:年月日开工。

实际开工日期:年月日开工。

第二节依据一、采区设计说明书及批准时间采区设计说明书为《XX煤矿设计说明书》,2012年。

二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为《XX煤矿地质说明书》。

2012年。

第二章地面相对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上组煤回风大巷位XX东部,大平台以南一带,距乌海市海南区约XXkm。

全井田东西最宽约XXkm,南北最长约XXkm,井田为一不规则多边形,面积约XXkm2。

地理坐标:东经:XXXX;北纬:XXXX。

开采标高: +600m。

井田内没有文物古迹、自然保护区,井田中部有前旗焦化厂居民房和广纳勇创煤场。

第二节煤(岩)层赋存特征1、8号煤层:顶板岩性多为灰白色泥岩及细、粉砂岩,底板岩性为灰褐色粘土岩及灰黑色砂质泥岩。

9号煤层:伪顶为粘土岩、炭质泥岩、泥岩,易于破碎冒落,其顶板维护很困难。

底板为泥岩及砂质泥岩,薄片状极易破碎,属不稳定底板;16号煤:直接顶为砂质泥岩、泥岩、少量泥岩,顶板冒落性属中等。

底板为泥岩、炭质泥岩或粘土岩,属不稳定底板。

2、8-1号煤层:直接顶岩性为砂质泥岩、泥岩,性脆、质软,薄层状,水平或波状层理,厚度 1.8~5.42m抗压强度14.19~43.40MPa,抗拉强度1.23~4.93 MPa。

老顶:岩性为中细砂岩,厚度2.1~11.25m,中厚~厚层状,泥质、钙质胶结,抗压强度13.37~66.25MPa,抗拉强度1.23~4.93 MPa。

底板岩性为砂质泥岩、粉砂岩,性脆,厚度0.78~5.7m,抗压强度10.1~73.28MPa。

5-1回风大巷综掘机迁移安全技术措施

5-1上煤层回风大巷外段综掘机迁移安全技术措施一、编制说明根据公司生产接续安排,5-1上煤层回风大巷外段一部EBZ200A型综掘机需迁移至5-1上煤层回风大巷外段(反掘段)开门口位置。

为保证综掘机迁移期间的安全,特编制本安全技术措施。

二、综掘机迁移前的准备工作及迁移方法从5-1上煤层回风大巷外段至5-1上煤层回风大巷外段开门口位置总长度478m,采用综掘机履带式行走进行迁移。

迁移前对胶带输送机进行拆除,确保行走路线畅通。

1、从5-1上煤层回风大巷外段迎头位置至从5-1上煤层回风大巷外段开门口位置将胶带输送机进行拆除。

将拆除的架杆、直托辊、三联辊、H架码放整齐。

2、综掘机司机要事先勘察掌握行走路线,路线要保证宽度不小于4.0m,行走路线中不够4.0m处,应采取措施及时处理,保证综掘机能够安全顺利通过。

其中综掘机迁移前需提前将行走路线内的各种物料、杂物等撤除,淤泥积水清理,确保路线畅通。

3、综掘机迁移过程中,遇到人员通行时,必须及时进行避让并停止前行,停电闭锁,当人员顺利通过后,方可再继续行走迁移。

4、综掘机迁移时将电缆盘放至综掘机上方,当综掘机上方无法再盘放电缆时,将多余电缆吊挂至帮部。

三、综掘机迁移路线综掘机由5-1上煤层回风大巷外段迎头→5-1上煤层回风大巷外段开门口位置。

附图:5-1上煤层回风大巷外段综掘机迁移行走路线示意图四、安全技术措施1、综掘机司机必须经过专门培训,考试合格,方可持证上岗,其他人员不得随便操作综掘机。

2、综掘机启动前,必须仔细检查电缆有无漏电、撞击、挤压、水淋现象,液压管路有无漏液现象,操作把手要灵活可靠,各部位的油位、油温是否正常,各零部件是否齐全有效,发现问题及时处理,严禁综掘机带病运转。

3、综掘机在开机前,必须提前3min发出警报,只有在铲板前方和截割臂附近前后5m内无人时,方可启动综掘机。

4、综掘机必须装有只准以专用工具开、关的电气控制回路开关,专用工具必须由专职司机保管。

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胜利煤焦有限公司掘进工作面作业规程工作面名称:回风大巷南段编制人:赵庆东区队长:史修武施工单位:综掘工区批准人:张传龙编号: JJGCH--14编制日期: 2012年 2 月10 日执行日期: 2012年月日目录第一章概况………………………………………… 1-1 第一节概述…………………………………… 1-1 第二节编写依据……………………………… 1-1 第二章地面相对位置及地质水文情况…………… 2-1 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况… 2-1 第二节煤(岩)层赋存特征………………… 2-1 第三节地质构造……………………………… 2-2 第四节水文地质……………………………… 2-2 第三章巷道布置及支护说明……………………… 3-1 第一节巷道布置……………………………… 3-1 第二节支护设计……………………………… 3-1 第三节支护工艺……………………………… 3-5 第四章施工工艺…………………………………… 4-1第一节施工方法……………………………… 4-1 第二节凿岩方式……………………………… 4-1 第三节装、运岩(煤)方式………………… 4-1 第四节管线及轨道敷设……………………… 4-1 第五节设备及工具配备……………………… 4-2 第五章劳动组织及主要技术经济指标…………… 5-1 第一节劳动组织……………………………… 5-1 第二节循环作业……………………………… 5-2第三节主要技术经济指标…………………… 5-2 第六章生产系统…………………………………… 6-1 第一节通风系统……………………………… 6-1 第二节压风系统……………………………… 6-2 第三节防尘系统……………………………… 6-3 第四节防灭火………………………………… 6-3 第五节安全监测系统………………………… 6-3 第六节供电系统……………………………… 6-4 第七节排水系统……………………………… 6-4 第八节运输系统……………………………… 6-4 第九节通讯系统……………………………… 6-4 第七章灾害预防及避灾路线……………………… 7-1第八章安全技术措施……………………………… 8-1 第一节施工准备……………………………… 8-1 第二节“一通三防”管理…………………… 8-1 第三节顶板管理……………………………… 8-2 第四节防治水管理…………………………… 8-5 第五节机电管理…………………………… 8-6 第六节运输管理……………………………… 8-8 第七节应用EBZ-160型综掘机安全管理…… 8-10 第八节其它…………………………………… 8-16第一章概况第一节概述一、巷道名称、位置本《作业规程》掘进的巷道为回风大巷南段,开门位于回风大巷联络巷导线点F3处,开门处底板标高为+716.641,巷道方位角213°。

二、掘进目的及巷道用途掘进目的是形成井下采区生产、通风系统,满足回风的需要。

三、巷道设计长度、坡度、工程量及服务年限巷道设计长度、坡度、工程量:自回风大巷皮带机头处开门后顺5#煤顶板掘进,设计长度380m。

服务年限:30年。

四、预计开、竣工时间根据矿井生产接续安排,本掘进工作面自2012年2月份开工,预计2012年4月份竣工。

第二节编写依据一、采区设计说明书及批准时间采区设计说明书名称为《临县胜利煤焦有限责任公司矿井兼并重组整合项目初步设计(修改版)说明书》,批准时间为2010年12月。

二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为《临县胜利煤焦有限责任公司兼并重组整合矿井地质报告》,批准时间为2010年7月。

1-1第二章地面相对位置及地质水文情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况表表一水平名称回风大巷南段采区名称一采区地面标高(m)+940~ +955 井下标高(m)+713地面的相对位置及建筑物无井下位置及掘进地面设施的影响对地面影响不大。

邻近采区开采情况无第二节煤(岩)层赋存特征一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距开门位于煤5顶板,顺顶板掘进,5#煤位于山西组下部,煤层厚度2.71—7.60m,平均5.53m,为全区稳定的可采煤层。

煤层结构较简单,含0-5层夹矸,煤层直接顶板为泥岩、炭质泥岩、细砂岩,有时为砂质泥岩,底板为泥岩、粉砂岩或细砂岩、炭质泥岩。

顶、底板岩性特征表表二顶底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征老顶砂质泥岩15.3-26.8 深灰色,含少量页片化石,富含黄铁矿,f=2-3;直接顶砂质泥岩0~3.64 深灰色,含植物化石,厚0~3.64m,f=3-4;直接底泥岩0.6~00.75-0.5浅灰色,富含植物根部化石,东部较厚,向西逐步变薄,浅灰色细砂岩与灰黑色粉砂岩互层,以细砂岩为主,f=4~5老底砂质泥岩 4.0-2.1 浅灰色,层状结构,含翅羊齿及少量根部化石,f=5。

2-1二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数据吕梁市煤炭工业局吕煤安字[2010]334号文件批复,矿井瓦斯等级鉴定结果为:瓦斯绝对涌出量为0.04m3/min,二氧化碳绝对涌出量为0.1m3/min,该矿属改造基建井,无瓦斯相对涌出量资料和瓦斯等级资料。

另据晋安监煤字[2005]243号文件批复,2005年矿井瓦斯等级鉴定结果,胜利煤矿8号煤层2005年度瓦斯相对涌出量为2.78m3/t,瓦斯绝对涌出量为1.00m3/min。

胜利煤矿樊家山坑口5号煤层2005年度瓦斯相对涌出量为2.53m3/t,瓦斯绝对涌出量为0.88m3/min,为低瓦斯矿井,但开采中仍需做好通风工作,防范瓦斯局部聚积引发瓦斯事故。

第三节地质构造井田为一平缓的单斜构造,地层走向NE,倾向NW,倾角为4°~6°,根据煤矿井下揭露资料,井田东部发育有次一级波状起伏。

井田内未发现断层和陷落柱等其它构造。

井田构造类型为简单类型。

第四节水文地质一、水文情况:据地质报告,井田范围各含水层受补给条件影响,除奥灰含水层和太原组灰岩含水层局部富水性较强外,大都属弱含水层。

山西组5号煤层的直接充水含水层为煤层之上山西组砂岩含水层和煤层下伏的太原组灰岩含水层,因为这些含水层的水可以通过冒裂带和底鼓等途径直接进入矿井。

由于太原组以上各含水层大都含水性较弱,—般不会对煤层开采造成威胁。

但考虑到奥灰水位高于煤层底板,如有断层或陷落柱沟通,将对煤层的开采造成威胁。

因此,开采时应防止这两层含水层的水通过冒落带和构造裂隙进入矿井,并应注意周围矿井废弃采空区积水情况,应采取有效的防范措施,避免造成水害事故。

本井田水文地质条件为简单类型。

2-2第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置回风大巷南段设计在5#煤顶板掘进,工程量共计约380m。

平面位置图见图1(1:2000)第二节支护设计一、巷道断面回风大巷南段巷道断面净宽5.4m、荒宽5.64m,净高3.6m、荒高3.72m。

巷道支护断面图见图2(1:50)。

二、支护方式(一)临时支护:1、正常情况下采用吊梁式前探梁支护进行临时支护。

割煤前最大空顶距不大于0.3m,循环进尺1.6m,割煤后最大控顶距不大于1.9m。

采用吊梁式前探梁作临时支护,前探梁使用长度不低于3.6米的3吋钢管或π型钢制成,严禁使用弯曲变形的前探梁;使用4根前探梁,支点数8个,前探梁间距0.8~1.2m之间,前探梁上使用专用方木,使用前探梁时中间锚杆外露丝扣40~80mm,作为吊挂前探梁用。

当原有巷道锚杆不能满足悬吊前探梁要求时,必须单独打设悬挂前探梁的锚杆或用40T 溜子链子绑牢前探梁,锚杆必须留有足够的丝扣,丝扣长度40-80mm,链子之间用溜子螺丝、螺帽固定牢固。

前探梁方木使用两根短方木,使用时方木距帮0.3m,两方木间距0.3m,方木紧贴岩面,空顶处用板枇、木仨接顶、垫实,人员始终在有效支护下操作。

方木规格:长×宽×厚=2.1m×0.15m×0.10m,数量4根。

2、顶板破碎时采用超前锚杆加强顶板支护。

超前支护在每次割煤前,紧贴迎头与顶板45°夹角施工2根直径20mm长度不低于2.0m金属全螺纹钢等强锚杆,锚杆间距0.8—1.2m,锚杆末端用铁锚盘紧固,当顶板非常破碎时,每次施工3根锚杆。

3、临时支护顺序:(1)迎头截割后,洒水降尘;(2)用长把工具(≥2m) 敲帮问顶,摘除迎头危矸悬岩;(3)松前探梁方木木仨,拿下方木;(4)松前探梁木仨,将后面一个前探梁吊环移至前排上紧,前移前探梁,其中一根前探梁端面距迎头不大于300mm,另一根前移至不影响放方木铺网为原则,两根3-1前探梁分别托起两根方木,左右前移前探梁施工程序相同;(5)往前探梁上放后边一根方木;(6)往前探梁上放前边一根方木,往前探梁及方木上铺顶网;(7)前探梁连同方木、网一同托起,将另一根前探梁移至端面距迎头不大于300mm;(8)用板枇、木仨紧好前探梁方木,用木仨固定牢固前探梁。

临时支护剖面图见图3(1:50)。

(二)永久支护:永久支护采用锚网喷支护,喷厚120mm,根据施工需要,先采用锚网支护,掘进完毕后集中进行喷浆支护。

锚网喷支护砼标号C20,水泥标号不低于42.5#水泥,水灰比为0.4-0.5,砼配合比为水泥:细沙:石子=1:2:2,速凝剂用量为水泥重量的2.5-4%。

钢筋网采用直径6mm的钢筋网,网孔规格100×100mm,用锚盘压紧,网与网之间每300mm采用14#铁丝双股扭结一处,网与网之间压茬100mm;锚杆采用直径20mm 长度2.2m的金属全螺纹钢等强锚杆,每根锚杆使用2块药卷,锚固方式为加长锚,锚杆间排距800×800mm。

巷道顶板破碎时采用锚索加强支护,锚索紧跟迎头打设,锚索直径15.24mm,长度为6m,距巷道中心线两侧各1m各布置一根(间距2m),前后间隔2.4m,再布置二根(排距2.4m),锚索打设在顶板两排锚杆之间(具体布置见附图),每根锚索使用5块树脂药卷,锚索最小锚固长度不小于1.5m,锚固方式为端锚。

附:锚杆支护设计1、计算顶板锚杆间距、排距:(1)锚杆间排距几何平均数: d=1/2K锚K护[3I/(2I+1)+(2f-1)/(2f+1)]=1/2×1.04×1×[3×0.75/(2×0.75+1)+(2×4-1)/(2×4+1)]=0.872K锚---锚固方式系数,顶板采用树脂加长锚,取1.04K护---护顶方式系数,钢筋网支护时取1I---围岩完整系数Ⅰ:整体性好取0.9 Ⅱ:整体性较好取0.75Ⅲ:整体性一般取0.6 Ⅳ:整体性较差取0.45Ⅴ:整体性很差取0.33-2根据本矿情况,取I=0.75 f---顶板岩性普氏系数,取f=4则计算d=0.873a、计算锚杆根数: n=B/d=5.64/0.872=6.47 取n=7 B---巷道荒宽,取5.64mb、锚杆间距:D间=(B-0.4)/(n-1)=(5.64-0.4)/(7-1)=0.87 取D间=0.8mC、锚杆排距:D排=d2/D间=0.852/0.87=0.83 取D排=0.8me、校验:D间=0.8≤L/2=2.2/2=1.1m D排=0.8≤L/2=2.2/2=1.1m从而确定顶板锚杆间排距为: 800×800mm2、计算两帮锚杆间排距:a、锚杆间排距几何平均数:d=1/2K锚K护[3I/(2I+1)+(2f-1)/(2f+1)]=1/2×1.04×1.06×[3×0.75/(2×0.75+1)+(2×4-1)/(2×4+1)]=1.01K锚--- 锚固方式系数,两帮采用树脂加长锚,取1.04K护--- 护帮方式系数,钢筋网支护时取1.06I---围岩完整系数Ⅰ:整体性好取0.9 Ⅱ:整体性较好取0.75Ⅲ:整体性一般取0.6 Ⅳ:整体性较差取0.45Ⅴ:整体性很差取0.3根据本矿情况,取I=0.75 f---顶板岩性普氏系数,取f=4则计算d=1.01b、计算锚杆根数:n=H/d=3.72/1.01=3.68,取n=4 H---巷道荒高,取3.72mc、锚杆间距:D间=(H-0.4)/(n-1)=(3.72-0.4)/(4-1)=1.12 取D间=0.8md、锚杆排距: D排=d2/D间=1.012/0.8 =1.28 取D排=0.8me、校验:D间=0.8≤L/2=2.2/2=1.1m D排=0.8≤L/2=1.8/2=0.9m从而确定帮部锚杆间排距为:800×800mm(三)质量要求:1、巷道净宽允许偏差:中线至帮0-+100mm;全宽允许+200mm。

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