沟门口煤矿掘进工作面作业规程(5304备采)cryc.docx
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1、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
2、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
3、、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
4、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
5、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55565,倾向11451655, 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
6、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55655,倾向向14551665,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
7、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
8、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
9、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
10、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8800mmm8000mm。(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
11、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-30
12、0+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
13、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
14、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
15、条909022-2311-32槽1.70.1552.510.4553条909022-2324-1113眼1.70.1552.510.4553条909022-234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
16、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。
17、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FBD5.66/211台32备用1台台2空压机UG555HA台113凿岩机HY200台21备用1台
18、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FFBDNNO5.66/211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=11000.991.88=1662m33/miin式中: Q-掘掘进工作作面实际
19、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=46=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=253.775=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/m
20、iin,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=330611.22= 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=1156.44=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
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