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2101轨道顺槽掘进作业规程

2101轨道顺槽掘进作业规程
2101轨道顺槽掘进作业规程

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

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

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):

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)

(附:工作面超前钻探布置示意图) 外斜眼

外斜眼安

线中

2

4100004000

3500300001500

500

20000

30000

30000

51

30000

单位:mm 控制线控制线下斜眼上斜眼50050017505003

500

15002150035004000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

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

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)。

(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

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。

(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。

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

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5:2101工作面轨道顺槽支护断面图<二>)

(二)、2101工作面轨道顺槽横贯:

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-φ16-3600-80mm。

锚杆布置:每排5根锚杆,间、排距800×900mm,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4000×1000mm,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:在巷道沿中线单体锚索加强支护,锚索排距为1800mm, 托盘为300×300×16mm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6:2101工作面轨道顺槽横贯顶板支护图)

2、巷帮支护:

金属锚杆: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。

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:每排每帮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,帮部锚杆均与巷帮水平布置。

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7:2101工作面轨道顺槽横贯支护断面图)

第六章矿压监测

第一节观测对象

主要观测对象为矿压显现明显、跨度大的巷道,处于破碎带的巷道,不支护巷道,松软的煤或岩层巷道,以及三软煤层与煤、岩、瓦斯突出的巷道,特殊类型的支护巷道。

第二节观测内容

日常监测包括五部分内容:

锚杆锚固力抽检;顶板离层仪观测;表面位移观测;锚杆预紧力检测;锚索预应力拉拔。

第三节观测方法

一、顶板离层指示仪:开口处及巷道掘进每隔30m时,在顶板钻直径为28mm、深7m的钻孔,巷道正中布置顶板离层仪。在距掘进头50m内,每班观测一次离层值,50m以外,除非离层仍有明显增长的趋势,一般可停止测读具体数据,改为观察两个刻度坠的颜色,频度为每周一次。

二、锚杆锚固力检测抽样率为9%,每100根顶(帮)锚杆抽样三组(每组3根)进行检查。不足100根时,按100根考虑。抽测时只做非破坏性拉拔,拉拔加载至锚杆锚固力设计值的90%为止。若有1根锚杆不合格,要在附近补打锚杆,并且再抽样三组,再不符合要求,就必须向有关部室汇报,并积极组织人员研究锚杆施工质量不合格的原因,采取相应的处理措施。

三、锚杆预紧力检测每小班抽样,抽样率为30%,每根锚杆螺母预紧力矩必须达到300N.m,若其中一个螺母扭矩不合格,将其重新拧紧即可;若有2个或2个以上不合格,应将本班安装的所有螺母重紧一遍。

四、巷道表面位移观测:

采用十字布点法安设表面位移,监测断面。在顶底板中部垂直方向和两帮水平方向钻φ22mm、深400mm的孔,将φ20mm、长400mm的锚杆打入孔内。顶板和上帮锚杆端部安设弯形测钉,底板和下帮锚杆端部安设平头测钉。顶板离层仪测站和表面位移监测断面沿巷道方向间隔0.6~1.0m。

观测方法为:在C、D之间拉紧测绳,A、B之间拉紧钢卷尺,测读AO、AB值;在A、B之间拉紧测绳,C、D之间拉紧钢卷尺,测读CO、CD值;测量精度要求达到1mm,并估读出0.5mm;采用皮卷尺测量监测断面距掘

进头的距离。

测量频度为:距掘进头50m 之内,每天观测一次,超过50m 后,变化

不大时改为每周观测1~2次。

第四节 数据处理

各矿压测站的数据采集由单位技术员或当班验收员负责,并由技术人

员负责将采集的数据记录到矿压监测台帐上,如果矿压显现明显,必须向生产技术部汇报,并提供相关数据和原始记录,由生产技术部负责制定方案变更支护设计。

第七章 掘进施工方式

第一节 工艺流程

一、准备工作:

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,排除隐患后,方可开始施工。

二、施工方法:

1、先向北机掘与下组煤集中辅助运输下山贯通,贯通后,再掉头在

开口处向南机掘。

2、向北机掘按给定的中腰线掘进;向南机掘沿15#煤层底板掘进。

3、在向南机掘期间,每隔50m 炮掘1个横贯及时与2101工作面回风

顺槽贯通。

4、每次炮掘开口前10m 采用放震动炮施工,放炮时用废皮带对附近

10m 范围内的各种线路和设备加以保护。

三、施工工艺:

(一)、炮掘工艺流程:

交接班、安检→打眼→瓦检→装药→洒水降尘→瓦检→爆破→通风吹

C A

D

B

炮烟→洒水降尘→瓦检→敲帮问顶→临时支护→出渣(洒水降尘)→钻装锚杆→永久支护→文明生产→进行下一循环。

1、打眼:采用用28型气腿式风钻,配备Φ22mm×2200mm的中空六角钢钎杆及Φ42mm一字形活钎头湿式凿岩,炮眼孔径为45mm。

2、装药:

使用3#煤矿铵梯炸药,药卷规格为∮32×200mm,重200g,I~V段毫秒延期电雷管引爆,毫秒延期电雷管的最后一段延时不超过130ms。装药时必须使用水炮泥且长度不得小于0.5m,水炮泥之外剩余部分必须用粘土炮泥封实。

3、联线:

采用串联方式联线。放炮必须在距工作面不小于100m的进风流中进行,放炮母线要随用随挂,并经常检查,若有损坏必须立即更换。

4、爆破:

(1)、采用全断面一次起爆的的方式进行爆破。爆破员、班组长、瓦检员都必须在现场执行“一炮三检”制和“三人联锁放炮”制。必须使用合格的发爆器,发爆器的引爆能力不得小于100发。

(2)、一炮三检制:

在装药前、放炮前、放炮后检查放炮地点附近20m以内瓦斯浓度,(瓦斯浓度小于0.8%),瓦斯超限严禁爆破。

(3)、三人联锁放炮制:

①放炮前,爆破员将警戒牌交给班组长。

②班组长派人警戒,下达放炮命令,同时将自己携带的放炮命令牌交给瓦检员。

③瓦检员检查瓦斯合格后,再将放炮牌交给爆破员,爆破员发出放炮口令进行放炮。

④放炮后三牌各归其主。

5、临时支护:

爆破完毕待炮烟吹净后,进行详细的敲帮问顶和工作面瓦斯检查符合规定,除掉活浮矸后,再进行临时支护。

6、出渣:临时支护后再次进行敲帮问顶,确认无问题后进行出渣石,出渣石时由人工用铁锹翻煤渣至40型煤溜(皮带机)上。

7、永久支护:出渣后再次进行详细的敲帮问顶工作,确实安全后,进行永久支护。

(二)、机掘工艺流程:

交接班(安检)→接皮带→延皮带→延架→切割(运输、运料)→敲帮问顶→临时支护→铺网→打锚杆、锚索→永久支护→文明生产→下一循环。

1、接皮带:

检查皮带→开机找口→停机封锁开关→松皮带→拆口→钉口→接皮带→张紧皮带→试运转

2、延皮带、延架:

检查掘进机、皮带机→送电、退掘进机至皮带机尾→放下稳定器→挂上大链、升稳定器→与皮带司机信号联系→拉皮带(皮带司机松皮带)→到位后与皮带司机信号联系→支H架、接连接管、挂托辊→与皮带司机信号联系→涨紧皮带→试运转

3、割煤(岩):

安监(检查掘进机、皮带、瓦斯、支护等)→给皮带司机打信号开皮带→开桥式皮带→切割(按进刀顺序切割)→出煤岩(运料)→铲浮煤(岩)

4、临时支护:

切割出渣后,进行详细的敲帮问顶,除掉活煤(岩)后进行临时支护。

5、永久支护:

临时支护后,再次进行详细的敲帮问顶工作,确无问题后,打设顶、帮锚杆支护和锚索支护,(顶部支护紧跟掘进头,帮部支护可以滞后掘进头2排)。

四、支护工艺:

(一)锚杆施工工艺:

1、顶锚杆施工工艺:

(1)、打眼:掌钎工用左手抓住处于直立状态的锚杆钻机手把,右手将1m钻杆插入钻机夹盘内,操作者抓紧锚杆钻机T型把手,然后顺时针旋转支腿控制钮,直到钻尖对准眼位,然后慢慢给马达控制板加压,当钻尖钻入顶板后,操作者用右手拇指逆时针旋转水控制阀,钻杆同时溢水冲刷清孔,钻孔到位后,下缩钻机并关水。照上述操作程序完成顶钻杆打眼

(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。

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

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

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:

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

掘进作业规程样本

规程编号J2018-XXX-1 保存单位 鹿山矿业有限责任公司 掘进作业规程 鹿西一井 采区:四采区掘进队:021掘进队 施工地点: 8# 层右八片平巷 提报单位 行政井长生产井长安全井长技术井长机电井长段队长编制人 提报日期:2018年4月11日 J-掘进2018-年份 XXX-场子号X 第几份规程 不分采区的此栏可取消

鹿山优质煤有限责任公司鹿西一井(四采区) 右八片平巷规程编号J2018-XXX-X会审时间 施工地点 8#层右八片平巷主持人 会审意见: 以公司实际科室名称为准,副总以公司实际配置的名 称为准 总工程师生产副总安全副总通风副总机运副总地质副总 生产科安监科通风科机运科地测科监测科培训科

鹿山优质煤有限责任公司鹿西一井(四采区) 右八片平巷 目录 第一章概述……………………………………………………………………… 第一节概述………………………………………………………………… 第二节编写依据……………………………………………………………第二章地面位置及地质情况…………………………………………………… 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况……………………………… 第二节煤(岩)赋存情况………………………………………………… 第三节地质构造…………………………………………………………… 第四节水文地质……………………………………………………………第三章巷道布置及支户说明…………………………………………………… 第一节巷道布置…………………………………………………………… 第二节支护设计…………………………………………………………… 第三节支护工艺……………………………………………………………第四章施工工艺………………………………………………………………… 第一节施工方法…………………………………………………………… 第二节凿岩方式…………………………………………………………… 第三节爆破作业…………………………………………………………… 第四节装载与运输………………………………………………………… 第五节管线及轨道敷设…………………………………………………… 第六节设备及工具配备……………………………………………………第五章生产系统………………………………………………………………… 第一节通风………………………………………………………………… 第二节压风………………………………………………………………… 第三节瓦斯防治…………………………………………………………… 第四节综合防尘…………………………………………………………… 第五节防灭火……………………………………………………………… 第六节安全监控…………………………………………………………… 第七节供电………………………………………………………………… 第八节排水………………………………………………………………… 第九节运输………………………………………………………………… 第十节照明、通信、和信号………………………………………………第六章劳动组织及主要技术经济指标………………………………………… 第一节劳动组织…………………………………………………………… 第二节作业循环…………………………………………………………… 第三节主要技术经济指标…………………………………………………第七章安全技术措施…………………………………………………………… 第一节一通三防…………………………………………………………… 第二节顶板………………………………………………………………… 第三节爆破………………………………………………………………… 第四节防治水……………………………………………………………… 第五节机电………………………………………………………………… 第六节运输…………………………………………………………………

轨道下山安全技术措施正式样本

文件编号:TP-AR-L5588 In Terms Of Organization Management, It Is Necessary To Form A Certain Guiding And Planning Executable Plan, So As To Help Decision-Makers To Carry Out Better Production And Management From Multiple Perspectives. (示范文本) 编制:_______________ 审核:_______________ 单位:_______________ 轨道下山安全技术措施 正式样本

轨道下山安全技术措施正式样本 使用注意:该解决方案资料可用在组织/机构/单位管理上,形成一定的具有指导性,规划性的可执行计划,从而实现多角度地帮助决策人员进行更好的生产与管理。材料内容可根据实际情况作相应修改,请在使用时认真阅读。 一采区轨道下山在四联巷口拨门,拨门门点位置坐标为(X:4032326.992,Y:19596236.492),掘进方位角为159?;按中线施工,沿煤层底板掘进,标高为+791。拨门前,先在开门口补打1排锚索加强支护,间距为1.5m,3根。拨门点采用打眼放炮的方法进行,施工前将放炮地点前后10米范围内的风水管路、电缆、皮带机尾用旧皮带、木板等掩护好,将电缆落地。采用锚网喷支护,喷浆时另外编制安全技术措施。在掘进机未安装完毕,仍采用放炮掘进。为确保施工安全,特编制安全技术措施如下: 一、准备工作

1、技术科:指定巷道的开口位置,放好巷道的中线,并向施工单位贯彻本措施。 2、施工队:准备好打眼时所用的机具,炸药箱、放炮母线及发爆器,并安装一部刮板机。 3、通风科:在四联巷上侧20m处安装风机,在回风联巷口安装防尘水幕。 4、机电科:将风水管路接到位,安装水泵、排水管路,提前排完开口位置积水。 二、技术要求 1、轨道下山巷开口时掘进方式为炮掘,按技术科给定的中腰线掘进,炮掘50米后,改为综掘,掘进断面为矩形形,巷道毛宽3.8米,净宽3.6米,毛高2.7米,净高2.6米,毛断面面积10.26m?,净断面积9.36m?,巷道掘进时必须保证巷道的毛宽。巷道开口位置在D6点前20米处,巷道方位158°,

(综掘)掘进作业规程

目录 目录--------------------------------------------------- 1 第一章编制概况---------------------------------------- 3 第一节概述------------------------------------------- 3 第二节编写依据--------------------------------------- 3 第二章地面相对位置及地质情况-------------------------- 4第一节地面相对位置及临近采区开采情况----------------- 4第二节煤(岩)层赋存特性----------------------------- 7第三节地质构造--------------------------------------- 8 第四节水文地质--------------------------------------- 8 第三章巷道布置及支护说明------------------------------ 11 第一节巷道布置--------------------------------------- 11 第二节矿压观测--------------------------------------- 12 第三节支护设计--------------------------------------- 12 第四节支护工艺--------------------------------------- 21 第四章施工工艺---------------------------------------- 31 第一节施工方法--------------------------------------- 31 第二节凿岩方式--------------------------------------- 32 第三节装载与运输------------------------------------- 34 第四节管线与轨道敷设--------------------------------- 35 第五节设备及工具配备--------------------------------- 36 第五章生产系统---------------------------------------- 39 第一节通风------------------------------------------- 39 第二节安全避险“六大系统”--------------------------- 43第三节瓦斯防治--------------------------------------- 47 第四节防突管理---------------------------------------- 49

1237切眼下山掘进施工作业规程正式版

Guide operators to deal with the process of things, and require them to be familiar with the details of safety technology and be able to complete things after special training. 1237切眼下山掘进施工作业规程正式版

1237切眼下山掘进施工作业规程正式 版 下载提示:此操作规程资料适用于指导操作人员处理某件事情的流程和主要的行动方向,并要求参加施工的人员,熟知本工种的安全技术细节和经过专门训练,合格的情况下完成列表中的每个操作事项。文档可以直接使用,也可根据实际需要修订后使用。 一、工程概况: 1237切眼下山位于+90北翼三石门,该巷道为1237工作面的开切眼下山全长约80m,与+60北大巷三石门机巷贯通,巷道沿倾斜方向布置坡度24°~26°,巷道布置在Ⅲ煤中。 二、巷道断面设计由于巷道服务年限短,仅作为通风之用,巷道采用梯形断面、木棚支护,巷道掘进断面积:3.0m2,净断面积2.32m2。 三、施工设计巷道采用电钻打眼,爆破落煤、矸、人工将煤、矸,下山采用自制小矿车运输、小绞车提升。

1、扣眼爆破:采用电钻打眼,爆破采用毫秒雷管与煤Ⅲ3炸药。 2、爆破说明书:毫秒雷管使用前5段中任意连续工段,炮眼布置如下图所示:眼号每眼装药量雷管段号连线方式串连1—6 600g 1 □□1 08 方式□□ 3、巷道支护:由于本巷道仅作为掘进回风之用,服务年限短,一般采用梯形木棚支护,梁×腿=1.6×1.6米,棚距0.6米。 四、通风与供电 1、通风:巷道掘进采用局扇送风; 2、由于送风距离不同; 3、故采用5.5kw局扇送风,局扇安装位置+90北大巷三石门外10米以上;

轨道下山联络巷施工安全技术措施示范文本

轨道下山联络巷施工安全技术措施示范文本 In The Actual Work Production Management, In Order To Ensure The Smooth Progress Of The Process, And Consider The Relationship Between Each Link, The Specific Requirements Of Each Link To Achieve Risk Control And Planning 某某管理中心 XX年XX月

轨道下山联络巷施工安全技术措施示范 文本 使用指引:此解决方案资料应用在实际工作生产管理中为了保障过程顺利推进,同时考虑各个环节之间的关系,每个环节实现的具体要求而进行的风险控制与规划,并将危害降低到最小,文档经过下载可进行自定义修改,请根据实际需求进行调整与使用。 根据三采区设计方案,从副平硐掘进一条联络巷与三 采区轨道下山联通,方便以后绞车房和轨道下山掘进的运 输和运料。此巷到从副平硐和主平硐联络巷交叉口以里26 米处以43°方位角开口,预计工程量62米。为确保施工安 全,特编制此安全技术措施,望施工过程中严格执行。 一、支护说明 1、净宽×净高=3.6m×3.0m,半圆拱形状。 2、采用锚杆挂网,喷浆支护,锚杆间距800mm× 800mm,喷浆厚度不小于100mm。 3、喷浆要能覆盖锚杆露头,喷完浆后看不见锚杆露 头,保证巷道壁平滑。

二、施工方法 1、采用凿岩机人工打眼放炮,耙沙机出渣,电机车运输。 2、通风方式:采用局部通风机压入式通风。 3、供电方式:由一采区配电所660V电源供电。 4、爆破:炸材选用煤矿许用三级乳化炸药,煤矿许用毫秒延期电雷管1—5段。 5、防尘:由主井专用防尘管路经¢25管道接入供给。 三、安全技术措施 顶板管理 1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近工作面10m内的支护在爆破前必须检查,无隐患时方可作业。 2、要认真坚持“敲邦问顶”制度,及时用长柄工具找掉危岩,特别是打眼前、放炮后。 3、找顶工作必须遵守下列规定:

6煤轨道上山作业规程2014.8.14

第一章编制概况 第一节概述 一、巷道名称 6煤轨道上山。 二、掘进目的及用途 目的:形成运输系统。 用途:满足井下矿井运输、管线敷设、行人、通风的要求。 三、巷道设计长度和服务年限 设计长度:385.9 m。 服务年限:30年。 四、预计开工、竣工时间 本巷道自2014年5月 29 日开工,预计2014年12月竣工。 五、巷道平面布置 附图(一):6煤轨道上山平面布置图 附图(二):6煤轨道上山剖面图 第二节编写依据 一、编制依据 《6煤轨道上山设计与地质说明》 二、其它技术规范 1、《煤矿安全规程》 2、《煤矿作业规程编制指南》 3、《各工种操作规程》 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本工作面为6煤轨道上山掘进工作面。周边为6煤胶带上山、6煤回

风上山、6煤轨道石门及ZK302水文地质钻孔、陷落柱与F1号断层。 详见附图(三):井上下对照图。 (表一)井上、下对照关系情况表 第二节地质构造 本巷道掘进范围内煤岩层整体为单斜构造,走向25~30°、倾向115~120°、倾角0~13°。根据三维地震报告显示,工作面掘进范围内可能有陷落柱,工作面北侧发育有F1号断层,断层走向260~270°、倾向350~360°、倾角65°、落差约6m。 根据瞬变电磁探测结果,可能发育有X3号陷落柱的掘进范围内没有明显低阻异常区,该陷落柱大量含水的可能性较小,由于物探的局限性和多解性,掘进过程中仍应做好防、排水等相关安全措施,保证安全生产。 由于勘探不足,对地质构造的控制程度不够,掘进前方不排除有小型向斜或断层等地质构造发育,施工过程中如遇异常情况(帮顶淋水、

下山掘进提升运输安全管理规定

斜巷掘进提升运输安全管理规定为加强斜巷掘进时的提升运输安全管理,杜绝安全事故的发生,特制订本规定。 一、斜巷巷道、车场和峒室 1、斜巷巷道、各车场、各甩道及峒室必须有设计,并符合《煤矿安全规程》相关规定。 2、车场具体要求: ①采掘运输斜巷各车场长度不小于一次提升串车长度的1.5倍。 ②主要运输斜巷各车场的长度不小于一次提升串车长度的3倍。 ③上车场不得有向斜巷的倾斜度。 3、斜巷的中部及下部车场甩道的轨道曲率半径,必须满足安设标准道岔的需要。行驶一吨矿车运送材料时,应安设3#道岔,曲率半径不小于6米;运送支架、机组等大件时,应安设4#道岔,曲率半径不小于12米。 4、严禁在斜巷内摘挂钩。摘挂钩地点水平段巷道长度不得小于一次串车长度的1.5倍。 5、轨道和胶带输送机或刮板输送机混合运输巷道,输送机头处必须开凿司机操作室,禁止在轨道侧操作胶带输送机或刮板输送机。 6、斜巷内流水不得冲刷道床。 二、绞车 1、绞车安装要符合设计要求,位置要便于操作,滚筒钢丝绳要排列整齐,做到不爬绳、不咬绳、不跳绳。 2、绞车出绳方向与牵引方向不一致时,必须使用导向轮。导向轮直径不小于钢丝绳直径的40倍,导向不得超过两次。导向轮的固定方式应在作业规程或措施中明确规定。 3、绞车安装基础必须符合设计要求及有关规定,机电部提供基础图纸及固定方式和要求,调度室安排施工。 4、绞车附近30m范围内不得安装风机。 5、绞车由机电工区安装,机电部验收合格并存档,交付掘进工

区使用。掘进工区进行平时的维护保养并记录存档,机电工区进行故障维修。机电运输专职安监员和机电部进行监督检查,每天不低于一次。 三、钢丝绳及连接装置 1、钢丝绳选型必须符合设计要求,由机电部书面通知规格型号,机电工区施工。 2、斜巷运输时,矿车之间的连接,矿车和钢丝绳之间的连接,都必须使用不能自行脱落的连接装置。钢丝绳头应采用插接,插接长度不小于3.5个捻距,由机电工区施工。 3、斜巷采用串车提升时,必须使用保险绳,保险绳长度为略大于一次提升串车的长度(不超过一辆车长度)。保险绳一端必须与主提升绳相连,另一端挂在提升串车尾部车辆连接器上并连接牢固。 4、必须使用车尾。 5、钢丝绳及连接装置施工完毕后由机电部验收存档。掘进工区必须每班对钢丝绳及连接装置进行检查并记录存档,如发现问题及时汇报。机电部专职钢丝绳检查员必须每天对钢丝绳及连接装置进行检查并记录存档。机电运输专职安监员和机电部进行监督检查,每天不低于一次。 四、声光信号 1、信号要声、光兼备,安装布置合理,做到上板上墙(架),线路吊挂整齐。 2、斜巷上车场和绞车房不准共用一套信号装置。 3、信号装置由机电工区安装,并负责延伸和维修。掘进工区负责平时的维护工作。机电运输专职安监员和机电部进行监督检查,每天不低于一次。 五、挡车设施 1、上部平车场入口道岔前1-2m处安设一个能够阻止车辆进入摘挂钩地点的阻车器或挡车棍(包括上部是甩车场的外端也要安设)。 2、在上部平车场接近变坡点处安设能够阻止未连挂的车辆滑入斜巷的挡车栏。

井下变电所安装作业规程

目录 第一章安装工作概述 (2) 第二章安装前的准备工作 (5) 第一节施工前的准备 (5) 第二节耐压试验 (5) 第三节绝缘水平试验 (6) 第三章设备运输 (6) 第一节设备吊运 (6) 第二节设备入井 (7) 第三节设备井下搬运 (7) 第四章设备的安装 (8) 第一节高压配电装置的安装 (8) 第二节移动变电站安装 (9) 第五章劳动组织 (11) 第六章安全技术措施 (11) 第七章安全注意事项 (13)

第一章安装工作概述 一、变电所概况: 采区变电所位于轨道下山底,-110m水平。长度29m,面积90m2。巷道采用混凝土砌硂支护。 二、设备概况: 根据井下工程设计要求,安装井下采区变电所。井下采区变电所设备安装内容:9台隔爆型高压开关,其中变电所配备2台BGP47-10矿用隔爆型高压真空配电装置双回路供电总配电开关。1台PJG47-300/10Y矿用隔爆型高压真空配电装置做为联络开关,1台PJG47-100/10Y矿用隔爆型高压真空配电装置和1台PSG47-300/10矿用隔爆型高压真空配电装置做为2台变压器配电开关。4台QJGZ-50/10矿用隔爆型高压真空启动装置做为高压水泵启动开关。使用1台KBSG-630/10矿用隔爆型干式变压器做为井下掘进动力变压器。1台KBSG-100/10矿用隔爆型干式变压器做为井下局部风机专用变压器。1台KJZ5-1000/660做为低压总控馈电开关。KJZ5-630/660和KJZ5-400/660真空馈电开关各1台。1台ZBZ-4.0隔爆型照明信号综合保护装置做为变电所主接地系统及变电所内的照明及其辅助设施。 三、安装工作概述: 电气设备安装必须台台上架,设备靠墙一侧必须大于0.8米,设备顶部与变电所顶距必须大于1米,设备间距为0.5米左右便于维修,

掘进作业规程

林西富源矿业有限责任公司 掘进工程作业规程 主管经理 总工程师 安全主管 林西富源公司技术科 2013年8月20日一、工程环境概况:

该沿脉工作面位于十三中段,坐标N4840792、E39602102。70线附近运输巷道,在此运输巷道60米处为该沿脉30m处有空采区因上下中段贯通,必须设立警示牌,距十三中段放矿溜井240m。距十三中段安全出口260m,距十三中段回风巷道150m。该沿脉为独头掘进巷道,相邻20m 内无平行巷道掘进及其他爆破工程。掘进方向15m 以内无其他爆破工程,十三中段工作区域内,入风和回风巷道工程已完成,达到爆破施工要求。安全行人通道工程已完成。防、排水工程前期已完成。二、地质概况: 该沿脉围岩已用150水平钻在水平掘进方向前期探明。且以砂岩、板岩为主,硬度系数f=8-10。水文地质:无含水层和断层水。80m 内无破碎区,岩性稳定。设计沿脉掘进方位325°。60m处有破碎,节理发育,裂隙明显,(中)薄层状结构,结构,整体性较差,岩体破碎,无支护情况下(极)易发生坍塌f=4.5-5.5 三、掘进工程断面 三、掘进工程断面 断面尺寸的大小,既要满足安全使用要求,又要减少不必要的开挖量。根据通过巷道中运输设备的类型和数量及各种安全间隙来确定断面尺寸。即2.2m×2.3m 四、掘进工序 掘进工程主要工序为:凿岩、爆破、装运,此外还有支护、撬浮石、通风、接管线等辅助工艺。平巷掘进为掘进支护铺轨架线依次成巷方式,即:掘进工程结束后,进行铺轨架线,如遇破碎需先进行支护,经验收合格后,掘进工程结束。 平巷掘进必须做到符合以下规定:

(1)断面应符合设计要求,严谨欠挖超挖, (2)平巷的方向和坡度应符合设计要求; (3)爆破的岩块粒度均匀不得超过直径40cm,爆堆集中; (4)在保证爆破效果的前提下,爆破器材消耗要小; (5)炮眼利用率要在0.8-0.9; (6)支护材料与支护方式要符合安全规程及实际工程需要; 五、凿岩 (1)、凿岩工具:使用气腿式风水联动7655式凿岩机,选用适应岩性的钎头和钎杆,风源自地表压风机房由主斜井经中段口介入,水源自于主斜井经中段口接入。 (2)、凿岩工艺:爆破凿岩严格按照中线腰线施工,按照控制爆破要求,在井巷断面上合理布置掏槽眼,辅助眼及周边眼。断面炮孔布置。详见爆破设计。 (3)、根据岩石的易爆性,选择适宜的凿眼爆破参数,尤其要选择适应的掏槽方式。允许周边眼向外偏2~3度的角度。 (4)、打眼时严格按照凿岩技术、炮眼排列技术和控制爆破技术进行施工。在无设计变更的情况下不得更改设计规定的断面尺寸,掘进规格不得小于设计断面尺寸。电缆风水管和风筒吊挂眼必须按设计规定及时打好跟进。 (5)、打眼时必须两人,分工明确,助手要为主机手凿岩做好一切准备工作。 (6)、吹炮眼时,吹眼人不要对着炮眼,主机手和助手两人要配合好,以免失误伤人,严禁工作时嬉笑打闹。 (7)、在不安全的作业地点禁止两台(或多台)凿岩机同时作业。禁止在一个工作面内同时进行凿岩与装药作业。

轨道下山规程

第一章概况 第一节概述 一、概述 金河煤矿位于贵州省盘县柏果镇小寨村境内,距县城60公里。 金河煤矿1022运输下山从变坡点坐标为х=2873810.48 у=35499431.906 Z=1449.5。掘进方位角95°,以-19°倾角掘进,总长度639.5米 二、掘进目的及用途 矿井主要运输。 三、巷道设计长度及服务年限 1、巷道设计长度:639.5m。 2、服务年限:15年。 四、预计开工竣工时间 预计2011年6月1日开工,预计2012年3月底竣工。 附图:巷道布置平面图。 第二节依据 一、工作面设计图纸及说明 设计图纸及说明名称为《盘县柏果镇金河煤矿(整合)施工设

计》。审批时间为:2010年7月 二、地质说明书 无地质说明书,掘进过程中根据实际探钻情况做好地质素描(巷道编录)。 第二章、巷道地理位置及水文地质情况 第一节地面相对位置及及周围开采情况 本工程对应地表为陡坡地形,无大的水体及重要建筑物。 本工程井下位置:本工程为金河煤矿主要材料运输系统,左面30米为矿井回风下山(已施工),右面25米是轨道下山下段(已施工)。 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、层间距离 井田及外露地层有二叠系上统峨眉山玄武岩组(P2β)和龙潭组(P2I)三叠系下统飞仙关组及第四系。与下部岩层为假整合接触。 二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级,发火期、煤尘爆炸指数 本矿井相对瓦斯涌出量107.3m3/t,绝对瓦斯涌出量为14.90m3/min。属于高瓦斯矿井。

第三节地质构造 该巷在掘进过程中勘探区内没有发现较大断层,有可能受到小断层的影响,需在今后掘进时进一步探明。。 第四节水文地质 掘进期间的地下水主要来源于大气降水,另外一部分是地表浅层潜水及风化裂隙水,多数不产生深部迳流循环,而是以下降泉的形式排入大河中,预计最大水量为4m3/h。 第三章巷道布置及支护说明 第一节巷道布置及施工顺序 运输下山上段开口位于联络巷49米处,掘进方位角95°倾角-19°,掘进639.5后触底。 第二节支护设计 一、巷道断面 S毛=12.5m2,S净=11.5m2。 附:巷道施工及支护断面图 二、支护方式 (一)永久支护 25U型钢+网喷U型钢的间距是600

机巷掘进工作面作业规程

机巷掘进工作面作业规程

目录 封皮―――――――――――――――――――――――――― 审批意见―――――――――――――――――――――――――― 作业规程审批记录―――――――――――――――――――――― 贯彻记录―――――――――――――――――――――――――― 正文 目录――――――――――――――――――――――――――――.1 第一章工程概况――――――――――――――――――――――.2. 第一节概述――――――――――――――――――――――――.2. 第二节编制依据――――――――――――――――――――――.2. 第三节煤层特征及地质情况―――――――――――――――――.2. 第二章巷道布置及支护设计―――――――――――――――――.4. 第一节巷道布置――――――――――――――――――――――.4. 第二节施工方法及施工工艺―――――――――――――――――.5 第三节支护方式――――――――――――――――――――――.9. 第四节装、运岩(煤)方式―――――――――――――――――.11. 第五节管线吊挂及轨道铺设―――――――――――――――――.12. 第六节通风设计――――――――――――――――――――――.12. 第七节安全监控的选型和管理制度――――――――――――――.14. 第八节掘进工作面隔爆设施设计―――――――――――――――.15. 第三章劳动组织、循环作业图表及主要技术经济指标――――――.16. 第一节劳动组织――――――――――――――――――――――.16 第二节循环作业图表――――――――――――――――――――.16. 第三节技术经济指标――――――――――――――――――――.17. 第四章生产系统――――――――――――――――――――――.18. 第一节运输系统――――――――――――――――――――――.18. 第二节供应系统――――――――――――――――――――――.18. 第三节压风系统――――――――――――――――――――――.19. 第四节排水系统――――――――――――――――――――――.19. 第五章安全避灾――――――――――――――――――――――.20. 第一节灾害预防和处理―――――――――――――――――――.20. 第二节安全避灾――――――――――――――――――――――.20. 第六章安全技术措施――――――――――――――――――――.21.

煤矿掘进作业规程

第一章工程概况 第一节概述 一、巷道名称: 本作业规程掘进巷道为煤 1 一采区1108工作面运输巷及切眼。 二、掘进目的及巷道用途: 掘进目的是为形成1108工作面生产系统,满足1108工作面回采时的通风、行人、运输、管线敷设的需要。 三、巷道设计长度及服务年限: 巷道设计长度:运输巷(B-E’)长度为米(平距);切眼(F’-E’)长度为米(平距)。 服务年限:年。 四、巷道类别、巷道层位及巷道坡度: 巷道类别:回采巷道。 巷道层位:1108运输巷由B点开口施工4米平巷后,按6°下山预计施工米(平距)后进入煤 1 施工层位,进入施工层位后沿煤 1底板施工;切眼沿煤 1 顶板施工。

巷道坡度:材料巷为0°~-6°;切眼坡度约为11°。 五、通风方式:局扇压入式。 六、使用机械: 耙装机、调度绞车、喷浆机、风煤钻、风钻、水泵、局扇、综掘机、胶带运输机、刮板运输机。 七、预计开工和竣工时间: 根据采掘接续要求,经研究决定自2013年8月开工,预计2014年2月竣工。 第二节编写依据 一、采面设计及批准时间: 该工作面设计名称为《1108工作面设计》。 二、地质说明书及批准时间: 地质说明书名称为《龙口煤电有限公司梁家煤矿1108工作面掘进地质说明书》。 三、矿压观测资料:

依据同煤层已施工及回采的1103工作面、1106工作面掘进支护经验,1109材料巷掘进期间矿压观测资料,以及煤2一采区巷道、煤2集中片巷道成功支护经验。 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 附表1 地面相对位置及临近采区开采情况表 表一地面相对位置及临近采区开采情况表

掘进作业规程范例

附件十一掘进工作面作业规程样本 煤矿掘进工作面作业规程 编号:掘xxxx号 工作面名称: 编制人: 施工负责人: 总工程师: 主管矿长: 批准日期: 执行日期:

会审意见 会审单位及人员签字 生产:年月日通风;年月日机电:年月日运输:年月日地测:年月日安全:年月日劳资:年月日供应:年月日技术:年月日总工程师:年月日

一.存在主要问题二.处理意见

目录会审意见 第一章概况 第一节概述 第二节编写依据 第二章地面位置及地质情况 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 第二节煤(岩)层赋存特征 第三节地质构造 第四节水文地质 第三章巷道布置及支护说明 第一节巷道布置 第二节矿压观测 第三节支护设计 第四节支护工艺 第四章施工工艺 第一节施工方法 第二节凿岩方式 第三节爆破作业 第四节装载与运输 第五节管线及轨道敷设 第六节设备及工具配备 第五章生产系统 第一节通风 第二节压风 第三节瓦斯防治 第四节综合防尘 第五节防灭火 第六节安全监控 第七节供电

第八节排水 第九节运输 第十节照明、通信和信号 第六章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织 第二节作业循环 第三节主要技术经济指标 第七章安全技术措施 第一节一通三防 第二节顶板 第二节爆破 第四节防治水 第五节机电 第六节运输 第七节其他 第八章灾害应急措施及避灾路线 作业规程学习和考试记录 作业规程补充学习和考试记录 作业规程复查记录

第一章概况 第一节概述 巷道名称、用途、设计长度、工程量、坡度、服务年限、开竣工时间等。 附图:巷道布置平面图。 第二节编写依据 一.经过审批的、设计及其批准时间等 二.地质部门提供的地质说明书 三.说明有关矿压观测资料 四.其他技术规范 第二章地面位置及地质情况 第一章 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况巷道相应的地面位置、标高,区域内的水体和建构筑物对工程的影响等。 巷道与相邻煤(岩)层、邻近巷道的层间关系,附近已有的采掘情况对工程的影响。 分析老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。 井上下对照关系表

轨道下山安全技术措施标准范本

解决方案编号:LX-FS-A10362 轨道下山安全技术措施标准范本 In the daily work environment, plan the important work to be done in the future, and require the personnel to jointly abide by the corresponding procedures and code of conduct, so that the overall behavior or activity reaches the specified standard 编写:_________________________ 审批:_________________________ 时间:________年_____月_____日 A4打印/ 新修订/ 完整/ 内容可编辑

轨道下山安全技术措施标准范本 使用说明:本解决方案资料适用于日常工作环境中对未来要做的重要工作进行具有统筹性,导向性的规划,并要求相关人员共同遵守对应的办事规程与行动准则,使整体行为或活动达到或超越规定的标准。资料内容可按真实状况进行条款调整,套用时请仔细阅读。 一采区轨道下山在四联巷口拨门,拨门门点位置坐标为(X:4032326.992,Y:19596236.492),掘进方位角为159?;按中线施工,沿煤层底板掘进,标高为+791。拨门前,先在开门口补打1排锚索加强支护,间距为1.5m,3根。拨门点采用打眼放炮的方法进行,施工前将放炮地点前后10米范围内的风水管路、电缆、皮带机尾用旧皮带、木板等掩护好,将电缆落地。采用锚网喷支护,喷浆时另外编制安全技术措施。在掘进机未安装完毕,仍采用放炮掘进。为确保施工安全,特编制安全技术措施如下: 一、准备工作

掘进作业规程范本3

国投新集能源股份有限公司新集矿 掘进工作面作业规程 施工地点——————————————————————————施工单位————————————————————————— 单位负责人—————————————————————————技术负责人———————————————————————— 规程编制人————————————————————————— 编制日期————————————————————————— 会审单位、人员及日期:

施工队长: 技术员: 总工办: 生产办: 安监科: 调度室: 通风科: 机电科: 分管副总: 分管矿长: 安全副总: 安全矿长: 总工程师: 掘进工作面作业规程审批意见

规程名称: 收到日期:年月日审批日期年月日审批意见: 目录

第一章:概况 (5) 第二章:巷道布置 (8) 第三章:施工方法 (10) 第四章:支护方式及施工工艺 (12) 第五章:主要生产系统及施工设备 (14) 第六章:劳动组织及正规循环作业 (18) 第七章:安全技术措施 (21) 第八章:文明生产 (29) 第九章:避灾路线 (30) 第一章概况

一、工程概况 (1)编制作业规程的依据:(2)工程名称及开凿目的: ( 3 ) 工程概况: 1、简要文字说明: 2、工程概况表: 二、地质及水文地质情况

(1)地质及水文地质情况说明: (2)掘进范围内,巷道的充水因素、预测涌水量,瓦斯涌出情况,煤层自燃情况。 (3)掘进范围内,采掘情况、火区、老空、老硐位置等及其与所掘巷道的相互关系。 (4)围岩特性分析,地质构造分析及其平、剖面图

青松岭煤矿煤下山掘进作业规程

青松岭煤矿 2346工作面煤下山掘进作业规程编制:刘长春 生产矿长:华秀全 安全矿长:刘长春 防突组长:毛得意 矿长:万三卿 二0一三年四月六日 2346煤层下山及下、上煤平巷掘进作业规程

一、概况: 2346 作面位于切眼22采区南边+215m水平,介于原2252工作面在推进过 程中遇到一走向逆断层,落差较大(原资料不详)。该逆断层从原2252工作面 一直延伸至工作面边边界,造成工作面无法向下正常布置一个正规水平开采, 经矿安全生产有关人员共同研究决定方案为:先沿原2252工作面边界掘切眼下 山预先掘出与石门巷道贯通前后10米范围的煤层,然后再掘进下平巷和风巷, 为确保掘进过程中的安全,现编制掘进作业规程如下,希严格贯彻执行。 二、施工目的和作用: 1、该巷为开采2水平南大巷225大巷~215水平的煤炭资源,为2346工作面内块段的5煤工作面做准备。作为工作面采煤时运料、行人、通风之用。 2、巷道类别:回采巷道。 3、计划工程量:300米。 4、服务年限:1年。 5、巷道起止位置与四邻关系及地质条件: 1)、该煤层下山起于2水平南大巷边石门见煤平巷的罗4点,在煤平巷的下帮开门,按2650的方位,预计下山掘进工程量为45米。 2)、地质条件:地层走向NE400 SW,倾向NW,倾角150~200,为单斜构造。 矿井内有金盘轮断层和大成坪断层,金盘轮断层为一条压扭性逆断层,断层 上盘褶曲发育,上断地层重复加厚,对煤层的破坏性很大,3煤层被断失。 矿矿井构造程度为中等。 1、煤层情况:五煤结构简单,煤层厚度平均为1米,倾角落5~20度。 2顶底板岩性:直接顶下部为黑灰色泥岩,水平层理,或团块状,含大量 的植物化石和炭屑及蚕虫大小的菱铁矿结核,上部为灰白色细沙岩,水平层 理,厚度约有0~20/8米。底板上部为砂质泥岩,夹鸡蛋大小的菱铁矿,下为 薄至中厚层状砂岩,鳞木化石,厚度5。5~19/10。 瓦斯:为四级突出矿井,有严重的突出危险,必须按突出煤层工作面进行 管理。 三、巷道设计主要参数: 1、巷道断面图(比例:1:30):见附图1。 净断面: 3.6m2

轨道下山卧底整道安全技术措施示范文本

轨道下山卧底整道安全技术措施示范文本 In The Actual Work Production Management, In Order To Ensure The Smooth Progress Of The Process, And Consider The Relationship Between Each Link, The Specific Requirements Of Each Link To Achieve Risk Control And Planning 某某管理中心 XX年XX月

轨道下山卧底整道安全技术措施示范文 本 使用指引:此解决方案资料应用在实际工作生产管理中为了保障过程顺利推进,同时考虑各个环节之间的关系,每个环节实现的具体要求而进行的风险控制与规划,并将危害降低到最小,文档经过下载可进行自定义修改,请根据实际需求进行调整与使用。 由于受采动及来压影响,二采轨道下山巷道局部变形 严重,底板鼓起,为确保二采轨道运输系统的正常运行, 经研究决定对变形段进行卧底、轨道整改,为确保施工安 全顺利进行,特编制本安全技术措施。 一、劳动组织 施工负责人:安全负责人: 二、施工地点 经生产科及工区现场查看,确定如下施工范围: 1、93#~97#风管处对副道进行下卧,平均下卧 200mm。 2、102#~105#、110#~113#风管处副道变形,进

行整平,平均下卧200mm。 3、113#~129#风管处对主、副道进行下卧,平均下卧300mm。 4、132#~142#风管处对主道进行下卧,平均下卧300mm。 5、142#~153#风管处对主、副道进行下卧,平均下卧500mm。 6、157#~161#风管处对主、副道进行下卧,平均下卧200mm。 7、191#~193#风管处对主道进行下卧,平均下卧200mm。 三、施工前准备工作 1、备齐锨、风镐、手镐、撬棍、扳手、大锤、风管等施工工具,施工所需压风由二采轨道下山风管预留三通直接供给。

下平巷及切眼上山掘进作业规程

青山实业有限公司 青山矿1316下平巷及切眼上山掘进作业规程 编制、审批单位及审批人: 编制人:刘建涛时间:2012年3月29日生产科:时间:2012年3月日通瓦科:时间:2012年3月日安全科:时间:2012年3月日矿总工:时间:2012年3月日

青山矿1316下平巷及切眼上山掘进作业规程 第一章巷道概况 一、施工目的和作用: 1、1316、1336工作面按开采方案:在1316底板运输巷每隔100米分别掘石门至3煤、1煤层,再在各块段石门分别掘下平巷及切眼上山,作为工作面各块段采煤时运料、通风、行人之用。 2、巷道类别:回采巷道。 3、计划工程量:每块段总计约185米(下平巷20米、开切眼50米、溜煤切眼及联络巷50米、沿煤回风65米)。 4、服务年限:半年。 5、巷道起止位置与四邻关系: A:1316第一石门已掘至1煤层(3、1煤层合槽),先在第一石门见1煤层处跟1煤层底板向东沿1煤层掘下平巷,再沿1煤层正倾向跟底掘切眼上山与1316回风巷贯通。每采完一个块段,再分别开掘第二、第三切眼上山与1316回风巷贯通。 B、1316工作面上为已开采的1314工作面,同水平为已开采的1346工作面、下4煤层工作面已开采至-158水平;西为已开采的1345、1347工作面。 C:瓦斯情况:根据上水平1314、1334工作面的开采资料,瓦斯卸压解放效果好,瓦斯涌出量小,无突出威胁,无瓦斯超限现象。13采区西翼的4煤层已开采至158水平(该工作面运输巷标高为-70),预计解放效果较好,但在掘进过程中由通风科进行突出危险性预测,如水柱超标,则严格按防突措施进行管理。 6、地质概况: (1)、1煤层:平均厚1~1.5米左右,较稳定,煤层结构简单,煤层中含

煤矿掘进作业规程

煤矿掘进作业规程 Hessen was revised in January 2021

第一章 工 程 概 况 第一节 概 述 一、巷道名称: 本作业规程掘进巷道为煤1一采区1108工作面运输巷及切眼。 二、掘进目的及巷道用途: 掘进目的是为形成1108工作面生产系统,满足1108工作面回采时的通风、行人、运输、管线敷设的需要。 三、巷道设计长度及服务年限: 巷道设计长度:运输巷(B-E ’)长度为米(平距);切眼(F ’-E ’)长度为米(平距)。 服务年限:年。 四、巷道类别、巷道层位及巷道坡度: 巷道类别:回采巷道。 巷道层位:1108运输巷由B 点开口施工4米平巷后,按6°下山预计施工米(平距)后进入煤1 施工层位,进入施工层位后沿煤1底板施工;切眼沿煤1顶板施工。 巷道坡度:材料巷为0°~-6°;切眼坡度约为11°。 五、通风方式:局扇压入式。 六、使用机械:

耙装机、调度绞车、喷浆机、风煤钻、风钻、水泵、局扇、综掘机、胶带运输机、刮板运输机。 七、预计开工和竣工时间: 根据采掘接续要求,经研究决定自2013年8月开工,预计2014年2月竣工。 第二节编写依据 一、采面设计及批准时间: 该工作面设计名称为《1108工作面设计》。 二、地质说明书及批准时间: 地质说明书名称为《龙口煤电有限公司梁家煤矿1108工作面掘进地质说明书》。 三、矿压观测资料: 依据同煤层已施工及回采的1103工作面、1106工作面掘进支护经验,1109材料巷掘进期间矿压观测资料,以及煤2一采区巷道、煤2集中片巷道成功支护经验。 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 附表1 地面相对位置及临近采区开采情况表

和达运输作业规程和安全措施

山西汾西矿业集团正新煤焦有限责任公司和善煤矿和善煤矿运输作业规程和安全技术措施 编制:武树军 2011-6-16

和善煤矿运输作业规程和安全技术措施 编制:武树军 审核:××× 机运区: 安全部: 调度室: 机电矿长: 总工: 施工单位: 施工负责人:××× 批准日期:2011年 6 月 20日 编制依据:《煤矿安全规程》、汾煤办发{2010}第102号文规定、《矿井运输技术管理规程》、“焦煤集团有关矿井运输工作安排” 、《煤矿工人技术操作规程》。 总则 1、斜巷运输必须坚持“行车不行人、行人不行车”制度。 2、斜巷运输车辆与钢丝绳间的连接,车辆与车辆间的连接必须使用不能自行脱落的连接装置,并加装保险绳。 3、斜巷运输时,巷内安设的安全设施必须灵活有效,不能甩掉不用。

4、斜巷运输“四超”物料车辆时,必须制定专项安全技术措施。 第一章运输系统概况 运输系统简介:和善煤矿主斜井坡度为19°,斜长为620m,主提升绞车为JPT16×15,电机功率为132KW,钢丝绳直径为21.5mm,最大提升能力为4.5吨,使用“V型1吨矿车。” 井口、绞车房、井底车场安装有声光语音信号装置,轨道为30kg/m 的标准轨道。 第二章绞车及安装 绞车型号为JPT16×15,绞车安装为水泥混凝土基础,基础牢固可靠,安装位置在主井口对面,距离为20m,并有倒车道岔。 第三章车辆的连接方式 一、绞车钩头制作及与车辆连接 依据汾煤办发{2010}第102号文规定 1、钩头必须使用套环,钩头固定套环采用绳卡固定时,绳卡规格必须和钢丝绳相匹配。 2、钢丝绳绳卡数量:绳卡数量根据钢丝绳直径大小定(当钢丝绳直径≤18mm时,绳卡数量至少为3个;当钢丝绳直径>18~26mm时,绳卡数量至少为4个),绳卡间距为6~7倍钢丝绳直径,绳卡方向应一致,绳卡的U形环内上部为钢丝绳工作段,下部为尾段,紧固绳卡时须考虑每个绳卡的合理受力,离套环最远处的绳卡不得首先单独紧固,第一个绳卡应尽可能靠近套环,但必须保证绳卡的正确拧紧,不得损坏钢丝绳的外层钢丝。

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