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    沟门口煤矿掘进工作面作业规程(5304备采)cryc.docx

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    沟门口煤矿掘进工作面作业规程(5304备采)cryc.docx

    沟门口煤煤矿掘进工作作面作业业规程编号掘11003号号掘进工作作面名称称:53304备备采工作作面运输输巷编 制 人人:马朝朝立区 队 长长:孙相相中施 工工 单单 位位:掘进进一队批 准 人人:鲁绍绍玉编 制制 日日 期期: 年年 月 日执 行行 日日 期期: 年年 月 日矿 审 批 意意 见会审单位位及人员员签字:生产科: 年 月 日 地测科科: 年年 月月 日日通风科: 年 月 日 安监处处: 年年 月月 日日机电科: 年 月 日 调度室室: 年年 月月 日日总工程师师: 年年 月月 日日 作业规程程学习和和考试记记录负责人: 传达达人: 班次次:贯彻时间间听传达人人贯彻时间间听传达人人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字第一章概概况第一节概概述一、巷道道名称及及煤(岩岩)层,相相邻巷道道位置。1、掘进进巷道名名称:本作业规规程掘进进的巷道道为53304备备采工作作面运输输巷。2、巷道道位置:巷道位位于53306采采煤工作作面北侧侧,相间间预留220米保安煤煤柱,采采区运输输巷西侧侧,掘进进4500米时与与53004切眼眼贯通,553044切眼与与矿东边边界预留留30mm保安煤煤柱。形形成53304备备采工作作面(掘进工工作面位位置见图图11)。二、巷道道掘进的的目的和和用途。本巷道掘掘进的目目的是形形成533采区004采煤煤工作面面生产系系统,满满足044采煤工工作面运运输、通通风、行行人和管管路敷设设等需要要。三、巷道道设计长长度、工工程量、坡坡度及服服务年限限。巷道设计计长度:运输巷巷4500m。巷道坡度度:按33进行施施工。巷道服务务年限:预计11年四、巷道道开、竣竣工时间间。巷道计划划于20010年年8月115日开开工,预预计20010年年12月月竣工。第二节编编写依据据一、设计计说明书书及批准准时间设计说明明书名称称为553采区区设计说说明书,批批准时间间为20009年年9月。二、本规规程根据据矿产资资源开发发利用方方案,矿矿井储量量核定报报告,本本矿多年年以来开开采揭露露的煤层层地质情情况,矿矿井矿界界为依据据编写。第二章 地面面相对位位置及地地质情况况第一节 地面面相对位位置及邻邻近采区区开采情情况一、巷道道相对位位置本单项工工程掘进进巷道地地面相对对位于老老包寨村村仙人沟沟东侧,地地面标+20118m+20445m。区区域内为为荒山坡坡,无建建筑物和和地表水水体,工工程施工工对地表表无大的的影响。二、巷道道与相邻邻煤(岩岩)层、邻邻近巷道道的层间间关系本掘进巷巷道沿CC5煤层施施工,巷巷道距CC6煤层222.4m。三、老窑窑区水、火火、瓦斯斯对巷道道掘进的的影响。掘进巷道道以下为为本矿已已采区,邻邻近无其其他采掘掘工作面面,无火火区,煤煤层无自自燃发火火倾向性性,查同同煤层巷巷道瓦斯斯涌出量量,预计计本掘进进期间巷巷道绝对对瓦斯涌涌出量00.9mm3/miin,对对巷道施施工无大大的影响响。第二节煤煤(岩)层层赋存特特征一、煤(岩岩)层产产状、厚厚度、结结构、坚坚固系数数和层间间距。本区内煤煤(岩)层层为单斜斜构造,产产状稳定定,煤(岩岩)层厚厚度变化化不大,走走向555°65°,倾向1145°°1655°, 倾角角35°。据工作面面地层综综合柱状状图(图图12)CC5煤层厚厚度1.82.22m,平平均为22m,硬硬度f=2.55,下距距C6煤层平平均22.4m,伪伪顶为黑黑色碳质质泥岩,厚厚约0.1;直直接顶为为块状泥泥岩、泥泥质粉砂砂岩,厚厚平均33。0mm,基本本顶为黑黑色粉泥泥岩。直直接底为为黑色泥泥岩;基基本底为为深灰灰黑黑色粉砂砂岩来泥泥质粉砂砂岩。二、煤层层瓦斯涌涌出量、发发火期、煤煤尘爆炸炸指数。矿井为低低瓦斯矿矿井;CC5煤层瓦瓦斯绝对对涌出量量1.05mm3/miin;煤煤层自燃燃发火倾倾向为类,不不易自燃燃;无煤煤尘爆炸炸性;地地温200左右。第三节地地质构造造本区内煤煤(岩)层层为一单单斜构造造,走向向55°°655°,倾向向1455°1665°,倾角角35°。产状稳稳定。据据多年年来开采采揭露的的煤层地地质情况况提供供的资料料,本区区没有发发现落差差较大的的断层,没没有岩浆浆岩侵入入。由于于地质勘勘探程度度较低,预预计有一一些较小小的断层层,在巷巷道施工工过程中中注意收收集相关关资料。第四节水水文地质质本区为新新掘进区区,无老老窑及巷巷道积水水问题;巷道顶顶部是一一层黑色色泥岩夹夹粉砂岩岩,具有有良好的的隔水作作用,所所以上部部含水层层对本区区巷道掘掘进无影影响。矿矿井涌水水量预计计最大11.25mm3/h,一一般为00.8m3/h左左右。预预计本掘掘进区域域涌水量0.33m3/h。第三章 巷道道布置及及支护说说明第一节 巷道道布置53044工作面面运输巷巷从533采区运运输巷中中部距553066工作面面回风巷巷25米米(中心心中心)处处开口,由由东向西西沿C55煤层掘掘进运输输巷,施施工方位位2322°,坡度度3°,工程程量4550米。该巷道掘掘进4550米时时,与已已经开掘掘的53304工工作面回回风巷切切眼贯通通,使553044备采工工作面形形成完整整的回风风回采系系统。第二节 矿压压观测每个井下下工程,均均应进行行矿压观观测,其其观测内内容根据据支护方方法而定定,本工工程为全全煤岩掘掘进,锚锚杆支护护,破碎碎地点工工字钢支支护,梯梯形断面面11#工字钢钢支护。本本工程的的矿压观观测内容容主要是是:顶板离离层监测测。顶底板板和两帮帮移近量量监测。矿压观测测目的、内内容及仪仪表序号观测内容容观测目的的观测仪表表备注1巷道表面面位移监测巷道道相对变变形量,从从而判定定稳定性性测标、测测枪测枪4支支2顶板离层层监测顶板板稳定状状况,及及时采取取安全措措施离层指示示仪30套掘进巷道道成巷每每50mm设一测测站,定定期观测测巷道顶顶板离层层;顶底底板和两两邦移近近量。对对矿压观观测,应应成立矿矿压观测测小组,并并有组织织分工,对对观测出出的资料料,加以以收集整整理,得得出结果果,向矿矿长汇报报,并提提出对本本工程支支护的改改进意见见。第三节 支护护设计一、巷道道断面设计巷道道的断面面形状为为矩型顶顶宽2.8m,下下宽3mm,巷道道2.22m,巷巷道毛断断面为SS毛=6.8m22,净断断面S净净=6.4m2,局部部破碎地地点采用用(详见见图3-2)。为梯形形断,顶顶宽2.2m,下下宽3mm,巷高高2.22m,巷巷道毛断断面S毛毛=6.9m2,净断断面S净净=5.72mm2。二、支护护方式(一)放放炮后,采采用吊挂挂式前探探梁及时时护顶(见见图3-3),前前探梁用用两根50mmm钢管管制作,长长度4.0m,用用金属卡卡进行固固定,每每根前探探梁不少少于4个个金属卡卡,将前前探梁悬悬挂在永永久支架架顶梁上上。前探探梁必须须及时跟跟迎头。(二)553044工作面面运输巷巷,均采采用锚杆杆支护为为永久支支护,锚锚杆距8800mmm×8000mm。(三)遇遇地质构构造及顶顶板破碎碎时,利利用梯形形工字钢钢支护。第四节 支护护工艺一、支护护材料53044运输巷巷采用锚锚杆支护护,规格格18罗纹纹钢筋,长长度1.8米。二、支护护工艺及及质量要要求严格按支支护断面面图所标标注尺寸寸施工,并并按中、腰腰线架设设。运输输巷上宽宽2.88m,下下宽3.0m,中中高2.2m,锚锚杆距00.8mm。(一)支支护工艺艺1、永久久支护平巷锚杆杆支护前前,先用用细线把把中、腰腰线点拉拉好,用用卷尺量量出每排排锚杆的的位置,再再用卷(直直)尺沿沿巷道顶顶板每根根锚杆的的位置,确确定锚窝窝点。打打眼时,不不得少于于3人,一一人观察察,顶板板及煤壁壁两人打打眼。打打锚杆眼眼时,应应从外向向里进行行,同排排锚杆眼眼先打顶顶眼,按按所使用用锚杆正正规操作作程序及及时打锚锚杆,压压好锚盘盘,托板板并用专专用工具具上紧,预预紧力符符合要求求。(二)质质量要求求1、支护护规格偏偏差:净净高,腰腰线上下下-300+50mmm,净净宽,中中线两侧侧-300+50mmm,支支护梁水水平度小小于等于于50mmm,锚锚杆间距距误差不不超过正正负1000mmm。2、锚杆杆保持一一条线,使使锚杆明明暗一致致。锚杆杆必须打打设在坚坚硬的顶顶板上。第四章 施工工工艺第一节 施工工方法1、本单单项工程程采用一一次成巷巷施工方方式,永永久支护护紧跟迎迎头。2、掘进进采用钻钻眼爆破破,全断断面一次次起爆。3、永久久支护为为金属锚锚杆支护护,放炮炮后,采采用前探探梁及时时护顶。4、按地地测部门门给定的的中、腰腰线,沿沿C5煤层顶顶板掘进进。5、采用用人工装装煤(矸矸),刮刮板机运运输至皮皮带运煤煤。6、接班班后,必必须先进进行(班班长、安安全员、瓦瓦斯检查查员同时时进行)安安全检查查,发现现隐患必必须立即即处理,确确认无安安全隐患患后方可可打眼、装装药、爆爆破等工工作。放放炮完毕毕、工作作面炮烟烟吹散后后,由班班(组)长长、瓦斯斯检查员员和放炮炮员进入入工作面面,由外外向里依依次检查查顶板、瓦瓦斯、煤煤尘和拒拒爆等情情况,确确认安全全后,架架前探梁梁进行护护顶,用用锚杆机机打眼进进行支护护,以此此为一个个循环。第二节 凿岩岩方式一、53304掘掘进工作作面运输输巷为全全煤巷掘掘进使用用DZ-22A型煤电电煤钻人人工打煤煤眼。二、掘进进工序及及工艺流流程53044工作面面运输巷巷掘进:安全检检查打眼装药放炮通风出煤永久支支护。第三节 爆破破作业巷道煤层层硬度ff=2.5,基基本底层层为深灰灰色粉砂砂岩,硬硬度f=6,采采用形掏掏槽,使使用煤矿矿3#煤煤矿安全全许用炸药药;1-3段毫毫秒延期期电雷管管,起爆爆使用MMFD-1000型防爆爆发爆器器起爆,联联线方式式为串联联,炮眼眼布置见见4-11图。一、施工工技术措措施1、爆破破说明书书(1)炮炮眼布置置图(11:500) 单单位:mmm爆破说明明书炮眼编号号炮眼名称称眼深(mm)眼距(mm)抵抗线(m)装药量角度爆破顺序序联线方式式眼数(个个)孔装药量量(kgg)总装药量量运装药重重量水平竖直左度右度仰角零度俯角1掏1.70.1552.510.4553条909022°-23°°11-32槽1.70.1552.510.4553条909022°-23°°24-1113眼1.70.1552.510.4553条909022°-23°°4顶眼1.711-44-52.510.32条90905角眼1.50.1552.510.32条90906帮眼1.50.1552.510.32条90907底眼1.50.1552.510.32条90908底眼1.51m9-85772.510.32条90909底脚眼1.50.1552.510.32条909010邦眼1.50.1552.510.32条909011角眼1.50.1552.510.32条3.755kg9090(2)爆爆破参数数指标名称称单位参数指标名称称单位参数炮眼利用用率%100%单位岩体体消耗Kg/ m3循环进尺尺M1.5单位岩体体雷管消消耗个/ mm31.5/ m3循环实体体岩石M37.933炮眼密度度个/ mm32.1 m2循环炸药药消耗Kg每天循环环数/每每天进尺尺个/ mm33/4.5循环雷管管消耗个月循环数数/月进进尺个/ mm390/1135mm2、循环环图表3、支护护说明书书(1)支支护图(11:500)第四节 装装煤与运运输人工攉煤煤至刮板板机输送送机,经经皮带输输送机至至地面.第五节管管线敷设设1、风筒筒使用6000风筒,逢逢环必挂挂且不得得漏风。风风筒出风风口距工工作面最最大距离离不能超超过5米米。2、压风风管采用用DN775钢管管,距工工作面220m内内使用DDN255胶管。3、电话话接到掘掘进工作作面开口口处。4、煤电电钻电缆缆吊挂整整齐。5、防尘尘水管采采用DNN50钢钢管,距距工作面面20mm内使用用DN225胶管管。6、电缆缆、风筒筒、风管管、水管管须吊挂挂平直,高高度不低低于1.8米,严严禁放炮炮线与电电缆挂在在一起。第六节设设备及工工具配备备设备及工工具配备备情况(见见设备表表4-44)表4-44 设设备及工工具配备备情况表表序号设备工具具名称型号单位数量工作备注1局部通风风机FBD5.66/2××11台32备用1台台2空压机UG555HA台113凿岩机HY200台21备用1台台4煤电钻DZ-222A台32备用1台台5风镐G10台32备用1台台6风筒600mm米500第五章生生产系统统第一节通通风一、通风风方式、设设备及供供风距离离施工中采采用压入入式通风风。矿井井现有FFBDNNO5.66/2××11局局部通风风机及6600mmm抗静静电、阻阻燃风筒筒,局部部通风机机拟安设设在采区区运输巷巷中,距距53004运输输掘进巷巷口大于于10mm处,并并且两台台风机间间距不小小于是110m,最最长供风风距离4470mm。二、掘进进工作面面风量计计算(一)按按瓦斯涌涌出量计计算Q瓦=1100qqK=1100××0.99×1.88=1662m33/miin式中: Q-掘掘进工作作面实际际需风量量, mm3/miin(下下同)q-掘进进工作面面的瓦斯斯绝对涌涌出量,本处取取0.99 m33/miin;K-工作作面瓦斯斯涌出不不均衡系系数,取取1.88(二)按按人数计计算Q人=44N=4×6=24m3/miin式中: N-工工作面同同时工作作的最多多人数,为6人人.(三)按按炸药爆爆破量计计算Q掘=225A=25×3.775=993.225 mm3/miin式中: A-掘掘进工作作面一次次爆破的的最大炸炸药用量量,此处处为3.75KKg。(四)按按局部风风机的实实际吸风风量计算算Q4= Q局IKf式中:QQ4局部风风机的实实际吸风风量;Q局局局部通风风机额定定风量,范范围m33/miin,306-13550m33/miin;I工作作面同时时运转局局部通风风机台数数,台,11;Kf防防止风机机吸循环环风的风风量备用用系数,取取1.22.Q4=3306××1×1.22= 3368mm3/miin;(五)掘掘进风量量确定根据以上上计算,确确定掘进进工作面面实际需需风量QQ=1444 mm3/miin;QQ4大于于掘进工工作面实实际要风风量与风风筒实际际漏风量量之和,需需要实测测确定。三、掘进进工作面面风量验验算1、按最最低风速速验算煤巷掘进进工作面面最低风风量为Q低qqS=115×6.44=96 m3/miin式中: Q低-煤巷巷掘进工工作面允允许最低低风量;q-按煤煤巷掘进进工作面面最低风风速的换换算系数数,q=15;S-巷道道掘进断断面,SS=6.4 mm22、按最最高风速速验算煤巷掘进进工作面面最高风风量为Q高2240SS煤=2440×6.44=15536 m3/miin式中: Q高-煤巷巷掘进工工作面允允许最高高风量;240-按掘进进工作面面最高风风速4mm/s的的换算系系数;S-巷道道掘进断断面,SS=6.4 mm23、按掘掘进工作作面温度度和炸药药量验算算按掘进工工作面温温度、炸炸药量和和需风量量关系,炸炸药量33.755Kg,温温度为220,需要要风量为为60 m3/miin。表5-11 掘掘进工作作面温度度、炸药药量和需需风量关关系表炸药量<55200温度<61622223226<161622223226需要风量量m3/miin4050605060804、按掘掘进工作作面有害害气体浓浓度验算算Q掘qq瓦/11%=00.9/0.001=90m3/miinq瓦-掘掘进工作作面的瓦瓦斯绝对对涌出量量,为00.9 m3/miin;根据以上上验算计计算,确确定掘进进工作面面实际需需风量为为1622 m33/miin,符符煤矿全全规程要求。四、局部部通风机机选型、风风筒规格格选型本设计局局部通风风机选型型按有效效风量率率确定风风机吸风风量,风风筒有效效风量率率按风风筒有效效量率及及漏风率率参考表表查取取。1、局部部通风机机吸风量量的确定定Qf= QJ/C=1662/00.777=2110 mm3/miin式中: Qf-局部部通风机机吸风量量, mm3/miin;QJ-掘掘进工作作面需风风量, m3/miin;C-风风筒有效效风量率率,取777%.2、根据据以上计计算,局局部通风风机的吸吸风量2210 m3/miin,查查局部部通风机机吸风量量参考表表,选选用FBBDNaa5.66/2××11局局部通风风机,抗抗静电直径为为600mmm阻燃燃风筒,可满足足掘进通通风要求求.3、局部部通风机机安装地地点局部通风风机的安安设在采采区运输输巷中部部的新鲜鲜风流中中距53304运运输巷掘掘进回风风口大于于10mm处,风风筒要吊吊挂平直直,缓慢慢拐弯,保保证风流流畅通。(见见图5-1)第二节压压风利用矿现现有UGG55HHA型空空压机供供风。空空压机安安设在地地面行人人井北侧侧15米米处。(见见图5-2)。第三节 瓦斯斯防治1、根据据瓦斯鉴鉴定资料料,矿井井为低低低瓦斯矿矿井,没没有高瓦瓦斯区域域和瓦斯斯异常区区,施工工过程中中不需要要进行瓦瓦斯抽放工作作。2、瓦斯斯监控系系统应专专人管理理,244小时不不间断监监控井下下各作业业点和回回风系统统中的瓦瓦斯变化化情况,发发现超限限,立即即报告矿矿调度室室。3、监控控系统井井下应设设分站,监监控信号号线路应应整齐悬悬挂在巷巷道距底底板1。8m高的帮上,瓦斯监测仪甲烷传感器,应悬挂在距迎头5m内的回风侧,距帮不低于0。3m,距梁不超过0。2m。4、工作作点瓦斯斯超限,甲甲烷传感感器报警警,立即即停止工工作,撤撤出人员员切断电电源,报报告值班班队长进进行处理理待风流流中瓦斯斯浓度降到到“规程”允许范范围时,再再恢复工工作。5、凡入入井人员员,必须须按规定定携带甲甲烷监测测报警仪仪和自救救器,违违者入井井,检身身处不予予以放行行,强行行入井者者,按违违规严处处。第四节综综合防尘尘防尘水源源来自地地面消防防水池。自自地面消消防水池池风井总回风风巷、运输巷53004工作作面运输输巷,分分别用DDN500T和DDN255铁管路路送到掘掘进工作作面。采采用静压压向井下下各用水水地点供供水。在在巷道中中每1000m设设一组节节伐;在在距工作作面515mm内安设设喷雾。采用湿式式打眼、使使用水炮炮泥、爆爆破喷雾雾、装岩岩洒水、冲冲刷岩壁壁、净化化风流和和个体防防护等综综合防尘尘措施。防防尘系统统示意图图(见图图5-33)。第五节 防防灭火该工程及及相邻煤煤层无自自燃发火火倾向和和火区,防防火的重重点是电电缆、机机械摩擦擦和人为为火灾。在在采区运运输巷、机机电设备备集中点点、液压压泵站均均备有砂砂子、灭灭火器材材,可直直接灭火火。防火火水流来来自地面面防尘水水池风井总回风风巷、运运输巷53004工作作面运输输巷,用用DN225铁管管路送到到掘进工工作面。第六节安安全监控控一、便携携式瓦斯斯报警仪仪的配备备和使用用矿管理人人员、技技术员、爆爆破工、班组长和电钳工等下井时,必须携带便携式报警仪,对所经过的路线和地点随时进行瓦斯监测。放炮员每每次放炮炮时必须须进行“一炮三三检”工作,并并做好记记录。班班组长应应把常开开的便携携式瓦斯斯报警仪仪悬挂在在掘进工工作面55m范围围内无风风筒一侧侧,随时时对工作作地进行行瓦斯监监测。瓦瓦斯检查查员检查查放炮地地点附近近20mm范围内内检查瓦瓦斯浓度度,有报报警信号号时必须须停止作作业,进进行处理理。二、瓦斯斯传感器器的配备备和使用用。1、监测测仪表的的数量和和型号。每每个掘进进工作面面采用KKG30019型型瓦斯传传感器22台,每每台局部部通风机机各安设设KP110055型远程程断电器器一台。2、布置置位置。由由于本矿矿为低瓦瓦斯矿井井,设22台瓦斯斯传感器器在掘进进工作面面。一台台安设在在回风巷巷口处,一一台安设设在距迎头不得得大于55m。瓦瓦斯传感感器垂直直吊挂在在顶板完完好地方方,距顶顶板不大大于0.2m,距距巷壁不不小于00.3mm。监测测电缆铺铺设在动动力电缆缆上方00.1mm处。3、瓦斯斯传感器器的断电电浓度及及范围。工工作面瓦瓦斯传感感器的断断电浓度度为CHH4浓度1%,断断电范围围为工作作面及附附近200m范围围内全部部非本质质安全型型电气设设备。4、瓦斯斯传感器器复电瓦瓦斯浓度度,当CCH41%以以下时,方方可为断断电备用用复电,局局部通风风机因故故停转,恢恢复运转转时,必必须严格格按煤煤矿安全全规程第第一百四四十一条条规定执执行。瓦瓦斯监控控系统示示意图见见图5-4。第七节 供电电掘进工作作面供电电电源由由采区配配电硐室室供给。掘掘进工作作面局扇扇选用QQBZ-1200型真空空电磁起起动器作作为设备备起、停停控制。煤煤电钻选选 用BBZZ-2.55煤电钻钻综合保保护装置置供电;压风机机选用配配套设备备供电。(见见图5-5)。 第八节 运输输一、运料料系统运输巷掘掘进工作作面:空空车(或或材料车车)由地地面主斜井井主运输输巷采区运运输巷人工运运送到553044工作面面掘进运运输巷。二、运煤煤矸系统统运输巷道道掘进工工作面:掘进工工作面采区运运输巷主运输输巷地面。运输系统统示意图图(见图图5-66)第十节 通讯讯在距每个个掘进工工作面碛碛头后方方1000m处安安装防爆爆电话一一台,直直接与矿矿调度室室联系(见见图5-7)。第六章 劳动动组织与与主要技技术经济济指标第一节 劳动动组织采用“三三·八”制循环环作业,每每班工作作8小时时,每班班定员88人。详详见表66-1。表6-11 劳劳动人员员组织表表工种出勤人员员备注早班中班夜班班长(兼兼安全员员)111打眼工(兼兼支护)222爆破工(兼兼支护)111装煤矸(兼兼运输工工)333瓦斯检查查员111合计888第二节 循环环作业一、正规规循环作作业合理安排排各道工工序,进进行交叉叉交行操操作。每每班一个个循环,日日三个循循环(见见表6-2)。运运输巷循循环进度度1.22m,日日进度33.6mm。表6-22 作作业循环环图表二、打乱乱正规循循环的补补救措施施(1)提提高效率率,缩短短循环时时间,赶赶上正规规循环作作业;(2)适适当调整整循环进进度,组组织力量量突击,力力争在本本班内抢抢回,力力争尽快快恢复正正常循环环进度;(3)本本班内抢抢回循环环有困难难,可为为下班多多做一些些准备工工作,保保证下班班顺利完完成循环环。第三节 主要要技术经经济指标标主要技术术经济指指标见表表6-33。表6-22 主主要技术术经济指指标序号项目单位数量运输巷开切眼1工作面长长度m450802掘进毛断断面m26.43.6333在册人数数人24344出勤人数数人885出勤率%71716循环进尺尺m1.21.47日进尺m/日3.64.28月进尺m/月1031209正规循环环率%959510炸药消耗耗Kg/mm6.43.211雷管消耗耗发/m157.866第七章 安全全技术措措施第一节 一通通三防一、通风风管理1、瓦检检员必须须在井下下指定地地点交接接班,并并详细记记录,严严禁空班班、漏检检和假检检。2、瓦检检员应将将每次瓦瓦斯检查查的结果果填写在在现场“瓦斯检检查记录录牌”上,将将将结果果告诉现现场工作作人员;当瓦斯斯浓度超超限时,瓦瓦检员应应立即责责令现场场人员停停止工作作,撤离离现场。严严禁瓦斯斯超限作作业。3、加强强对通风风设施、构构筑物的的维护管管理。4、严格格通风系系统管理理,确保保采区和和各工作作面的通通风风流流稳定,不不得任意意调整通通风系统统或风量量分配。5、风筒筒出风口口距碛头头的距离离不得大大于5mm,风筒筒必须做做到逢环环必挂,对对破损的的风筒必必须及时时修补或或更换,风风筒吊挂挂做到“两靠一一直”靠帮、靠靠顶、平平直,不不得挤压压或损坏坏,转变变处使用用硬弯头头。6、每旬旬对全矿矿进风,采采区,水水平和总总回风测测一次,掌掌握全矿矿风量情情况。二、防尘尘管理1、采用用湿式打打眼,工工作面所所有人员员都必须须佩戴防防尘口罩罩2、定期期清扫巷巷道积尘尘,管好好、用好好防尘洒洒水系统统和设施施。3、施工工中应采采取定期期冲洗巷巷道(顶顶、帮),装装矸、爆爆破时喷喷雾防尘尘。三、防火火管理1、入井井人员严严禁携带带烟草或或点火物物品,严严禁穿化化纤衣服服下井;2、加强强机电维维护与管管理,杜杜绝失爆爆,不带带电检修修,搬迁迁电气设设备,防防止引起起电火花花,产生生火灾;3、加强强通风管理理,杜绝绝瓦斯聚聚积和煤煤尘堆积积;4、加强强放炮和和火工产产品的管管理; 5、巷道道每隔550m设设置一个个消防栓栓;6、当发发生火灾灾时,首首先切断断所有设设备电源源,并立立即采取取直接灭灭火,无无法直接接灭火时时,现场场人员必必须立即即按避灾灾路线迅迅速撤离离,并通通知和撤撤出火灾灾点回风风侧全部部人员,同同时报告告矿调度度室。第二节顶顶板管理理1、严格格执行矿矿和本规规程有关关“顶板管管理”的各项项规定和和措施。2、要认认真坚持持“敲帮问问顶”制度,作作业人员员进入工工作地点点后,必必须首先先由安全全员检查查作业点点及附近近巷道的的顶、底底板情况况 ,检检查有无无片帮、顶顶板破碎碎和抽心心、掉矸矸的可能能,进行行认真细细致的敲敲帮问顶顶工作,如如有隐患患必须及及时进行行处理,敲敲帮问顶顶时应注注意自己己的排斥斥和他人人的安全全,特殊殊地点班班长应指指派专人人安全检检查和处处理。3、前探探支架必必须及时时紧跟碛碛头,出出矸、打打眼等工工作必须须在前探探 支架架的排斥斥下作业业,严禁禁空顶作作业,永永久支护护必须紧紧跟碛头头。4、因放放炮崩倒倒、损坏坏的临时时支架必必须及时时加固、修修复,否否则不得得作业,修修复或加加固支架架时,应应先检查查顶、帮帮,并及及时清除除危岩、活活石。支支架加固固、修复复必须由由外向里里逐架进进行,并并指定专专人看安安全为作作业人员员找好安安全退路路。5、每个个掘进迎迎头每班班必须保保证至少少2-44架临时时支架是是否存放放位置距距迎头不不大于330m。6、支架架必须背背帮、接接顶牢实实,支架架间撑木木位置和和数量符符合要求求。7、施工工中,遇遇顶板破破碎带、断断层带等等特殊地地质条件件时,根根据现场场情况,适适当加密密支架。8、更换换支架时时,必须须加固邻邻近100m范围围内的支支架,拆拆除支架架后必须须凿净顶顶、帮危危岩活矸矸。架支支护时,支支护必须须跟拢碛碛头,严严禁空顶顶作业。9、每班班指定专专人负责责看安全全,发现现有来压压或冒顶顶征兆时时,立即即撤人到到安全地地点,待待来压稳稳定后,再再采取措措施进行行。10、下下列情况况立即停停止打眼眼进行处处理顶板压压力大,支支护未跟跟上;巷道有有挂红、挂挂汗、空空气变冷冷、发生生雾气、水水叫声、淋淋水增大大、顶板板来压、底底板鼓起起或产生生裂隙发发生涌水水、水色色变浑有有臭味等等透水征征兆时;电钻温温度超过过规定和和漏电时时;眼内有有瓦斯涌涌出、有有响声、瓦瓦斯超限限时;风钻打打眼无水水时;严禁打打眼和装装药平行行操作。第三节爆爆破1、打眼眼前,必必须由当当班瓦斯斯检查员员对工作作点200m范围围进行瓦瓦斯检查查,由电电工对电电器设备备进行防防爆性能能和漏电电检查,由由班长负负责对工工作面支支护、顶顶板、通通风等情情况进行行全面检检查,确确认无隐隐患、或或将隐患患处理完完毕后,方方可进行行钻眼工工作。2、钻眼眼和爆破破工作必必须按炮炮眼布置置图与与爆破破说明书书中的的规定进进行。3、严格格执行“一炮三三检制”和“三人连连锁放炮炮”的规定定,作到到有记录录可查。4、放炮炮前,必必须切断断工作面面所有电电源,钻钻眼设备备撤放到到40mm外巷道道中,并并进行可可靠掩护护。5、放炮炮点和警警戒点距距离:转转变巷不不少于1100mm,直线线巷不少少于1550m。6、装配配引药和和进行炮炮眼的装装填工作作,必须须遵守煤煤矿安全全规程第第3255-3229条的的规定,爆爆破作业业处理瞎瞎炮必须须执行煤煤矿安全全规程第第3311、第3333-3422条的规规定。7、每次次放炮后后,必须须等足115分钟钟以上,先先通风,待待炮烟散散尽后,由由瓦检员员首先检检查瓦斯斯和COO2深度,只只有当瓦瓦斯浓度度1.00%时,人人员才准准进入工工作面。8、工作作面爆破破必须坚坚持一次次装药一一次起爆爆,严禁禁一次装装药分次次起爆,严严禁边打打眼边装装药。9、不准准使用变变质炸药药和失爆爆的放炮炮母线。10、严严禁将不不同厂家家、不同同规格、不不同批次次的毫秒秒延期电电雷管同同时混合合使用,且且毫秒延延期电雷雷管总延延期不得得超过1130mms。11、每每次放炮炮时,警警戒范围围内的所所有人员员都必须须全部撤撤离到安安全地点点,并在在相关地地点安好好岗哨。警警戒由当当班班长长负责指指定专人人负责并并负责撤撤除。12、起起爆器保保证起爆爆电流不不小于11.5AA-2.0A,并并定期对对起爆器器参数进进行检查查和更换换电池,保保证有足足够的起起爆电流流。13、放放炮母线线必须远远离导体体、电源源,并悬悬挂,放放炮后必必须纽结结成短路路,将母母线内的的余电释释放。放放炮钥匙匙随身带带。14、严严禁采用用大地、水水、轨道道、钢管管、金属属网等作作回路放放炮。第四节防防治水掘进过程程 中必必须坚持持“有疑必必探,先先探后掘掘”的原则则,施工工过程中中遇到下下面任何何一种情情况,必必须立即即停止工工作,撤撤出所有有人员,汇汇报调度度室,听听候命令令一、发现现煤帮变变松,片片帮、支支架折断断,外移移量大,底底鼓,顶顶板压力力骤增。二、钻孔孔中有压压力抵钻钻、钻孔孔涌水是是球状在在或压力力突然增增大、有有水叫声声,淋水水增大。三、顶板板挂红、挂挂汗、空空气变冷冷,巷道道出现雾雾气。四、回风风平巷以以上为本本矿采空空,有无无积水应应探明,有有水应编编制控放放水专项项措施,按按专项措措施对回回风平巷巷进行施施工。五

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