6煤南轨道下山规程
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第一章概况第一节概述工程名称一采区运输下山掘进巷道位置+972.3水平,运输大巷往里425开口,方位1400 ,沿煤层掘进,全长约490米。
巷道用途运输、通风、行人。
巷道设计长度490m巷道坡度激光定向指向施工,沿煤层顶板掘进。
服务年限永久开工时间开工时间为2012年7月6日竣工时间预计竣工时间为2013年3月6日附图巷道布置平面、剖面图第二节编写的依据2010年9月由贵州省工学院采矿工程科技咨询服务公司的鉴定永鑫煤矿为低瓦斯矿井。
2008年4月由贵州省煤田地质局实验室做的永鑫煤矿C2煤层自燃及爆炸性鉴定,结束为无爆炸性,自燃倾向性为二类自燃。
2010版《煤矿安全规程》2012年永鑫煤矿实测的相关图纸。
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水平名称皮带运输巷采区名称一采区地面标高1204~1171m 井下标高972.3m 地面相对位置及建筑物无村子、古建筑及坟墓等。
井下相对位置对掘进巷道的影响本工程往右边布置有回风下山,左边布置有回风下山,三条巷道均布置在C2煤层中,同一个方位同时向前掘进。
与运输下山平行相距25米,与回风下山平行相距25米。
邻近采区开采情况本采区为一采区,工作面周边未进行开采第二节煤层赋存特征一、煤层以风斜井口以西474.5m为界,煤层走向北东,向南东倾斜,平均倾角为19º,倾向西南,平均倾角为23 º。
煤层平均厚度为1.38m,煤层结构简单,为黑色半暗——半亮型,呈粉末状构造煤,不稳定。
局部有透镜状夹矸厚度大于等于0.2米。
煤层顶底板均为灰岩,稳定性好。
二、瓦斯等级:根据2010年贵州贵州工学院采矿工程科技咨询服务公司提供的《永鑫煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告》,本矿绝对瓦斯涌出量为0.21m3/min。
本矿区C2煤层自燃倾向性属二类,自燃煤层,且无煤尘爆炸性。
三、煤与瓦斯突出我矿于2010年9月委托贵州工学院采矿工程科技咨询服务公司鉴定结论为低瓦斯矿井本井田属地温正常区,无热害影响。
第一章 管理和监测第七百三十八条煤矿企业必须加强职业危害的防治与管理,做好作业场所的职业卫生和劳动保护工作。
采取有效措施控制尘、毒危害,保证作业场所符合国家职业卫生标准。
第七百三十九条作业场所空气中粉尘(总粉尘、呼吸性粉尘)浓度应符合表26要求。
表26 作业场所空气中粉尘浓度标准最高允许浓度/(mg/m3)粉尘中游离SiO2含量(%)总粉尘呼吸性粉尘<10 10~<50 50~<80 ≥801023.51 2 0.5 20.3第七百四十条煤矿企业必须按国家规定对生产性粉尘进行监测,并遵守下列规定:(一)总粉尘:1.作业场所的粉尘浓度,井下每月测定2次,地面及露天煤矿每月测定1次;2.粉尘分散度,每6个月测定1次。
(二)呼吸性粉尘:1.工班个体呼吸性粉尘监测,采、掘(剥)工作面每3个月测定1次,其他工作面或作业场所每6个月测定1次。
每个采样工种分2个班次连续采样,1个班次内至少采集2个有效样品,先后采集的有效样品不得少于4个;2.定点呼吸性粉尘监测每月测定1次。
(三)粉尘中游离SiO2含量,每6个月测定1次,在变更工作面时也必须测定1次;各接尘作业场所每次测定的有效样品数不得少于3个。
(四)开采深度大于200m的露天煤矿,在气压较低的季节应适当增加测定次数。
第七百四十一条作业场所的噪声,不应超过85dB(A)。
大于85dB(A)时,需配备个人防护用品;大于或等于90dB(A)时,还应采取降低作业场所噪声的措施。
第七百四十二条矿区水源和供水工程应保证矿区工业用水量,其水质应符合国家卫生标准。
第七百四十三条煤矿企业必须按国家规定对生产性毒物、有害物理因素等进行定期监测,并遵守下列规定:(一)三硝基甲苯(生产车间)作业点,每月测定1次。
(二)铅、苯、汞及其他有毒物质,每3个月测定1次,已达到职业卫生标准的可6个月测定1次。
(三)噪声、放射线及其他物理因素每年至少测定1次。
监测结果必须建档,并报有关单位。
猴车操作规程一、上岗条件:1、司机必须经过培训,并经考试取得合格证后,持证上岗,能独立操作。
2、有一定的机电基础知识,熟悉《煤矿安全规程》的有关规定。
3、熟悉设备的结构、性能、技术特征、动作原理、提升信号系统和各种保护装置,能排除一般性故障。
4、没有妨碍本职工作的病症。
二、安全规定:1、上班前严禁喝酒,接班后严禁睡觉,坚守工作岗位,上班时不做与本职工作无关的事情,严格遵守本操作规程及《煤矿安全规程》的有关规定。
2、猴车司机应遵守以下安全守则:严格执行交接班制度,接班后试运行和进行安全保护装置实验;禁止运行过程中处理绳脱轮现象;操作电气设备时严格执行有关规定;不得用身体任何部位接触转动部位;操作时应严格遵守“上”、“下”操作规定及安全注意事项。
3、司机应熟悉各种信号,操作时必须严格按信号执行。
做到:(1)不得无信号动车。
(2)当所收信号不清或有疑问时,应立即用电话与信号工联系,重发信号,再进行操作。
4、猴车司机应遵守以下操作纪律:(1)司机操作时应精力集中,严禁与他人闲谈,开机后不得再打电话。
(2)操作期间禁止吸烟,不得离开操作台及做其他与操作无关的事。
三、操作准备:司机接班后应作下列检查:1、各紧固螺栓不得松动,连接件应齐全、牢固。
2、各种保护装置、声光信号、限位保护都必须灵敏可靠。
3、液压制动系统动作灵活可靠。
4、各种仪表指示应准确,信号系统应正常。
5、检查钢丝绳情况(包括钢丝绳的接头、断丝)及绳轮衬圈、绳槽的磨损情况并检查钢丝绳有无脱槽现象。
检查中发现的问题,必须及时处理并向值班人员汇报。
处理符合要求后,方可正常开机。
四、正常操作:1、猴车严格按规定时间运行,特殊情况下要经调度室及有关领导批准。
2、皮带猴车严禁同时运行。
3、在上下滑头乘车段人员坐稳后,有岗位工按照喊号、吹哨、打点、开机顺序进行开机。
4、在运行时绳道内、乘车点范围内严禁有人。
5、猴车的第一个吊椅到达停车点时及时打点停车,严禁猴车碰到限位开关。
三矿A504综采工作面安装作业规程第一章工作面概况A504综采工作面位于二号斜井井田范围内A5采区西部,工作面运输顺槽以北为已回采完毕的A503综采工作面运输顺槽,间距15 m。
工作面轨道顺槽以南为A5煤层未采动区,以东为A5采区下山。
地面位于124沟东南部。
(A504工作面巷道布臵图附后)A504综采工作面轨道顺槽长度495m,矩形断面,锚网索支护,净宽3.8 m、净高3.5 m。
运输顺槽长486米,矩形断面,锚网索单体工字钢联合支护,净宽4m、净高3.5m。
A504开切巷中对中斜长91m,平均坡度为5º左右,矩形断面,锚网索单体工字钢联合支护,净宽5.5m、净高2.6米。
第二章工作面装备情况第一节主要设备情况表主要设备情况序号名称型号及规格数量功率1 过渡支架ZFG3800-18/32 3架2 基本架ZF3800-17/28 563 前部刮板机SGZ630/132 1部132kw4 后部刮板机SGB420/40 1部40kw5 采煤机MG150/375-W 1部375kw6 刮板转载机SZB730/75 1部75kw7 皮带输送机 DSJ80/40/2×40 1部2×40kw8 乳化液泵WRB200/31.5 2台125kw10 移动变电站KBSGZY-630 1台630KW 表二主要设备机件最大外形尺寸序号名称外形尺寸(长×宽×高 m)备注1 MG150/375-W采煤机3.86×0.95×0.86中部YBZ-75E电动机组2 RWB200/31.5乳化液泵2.3×0.98×1.043 乳化液泵箱 2.656×0.902×1.2154 移动变电站 3.83×1.12×1.475 SGZ630/132前部溜 1.75×0.82×1.10 机头6 SGB420/40后部溜 1.5×0. 77×0.52 机头7 SZB730/75转载机 1.5×0.75×0.85 机头8 ZFG3800-18/32 过渡支架5750×1430×1880 整体9 ZFG3800-17/28基本支架5750×1430×1880 整体第二节主要设备的安装位臵一、A504综采工作面运输顺槽设备安装:1、DSJ80/40/2×40皮带输送机一部,长度455m。
山西xx煤业有限公司皮带下山、轨道下山掘进作业规程二〇〇八年四月十九日第一章概况一、巷道位置、用途及服务年限(附平面位置图)我矿皮带下山、轨道下山位于矿井中部,皮带下山用于南翼原煤运输、进风,轨道下山用于材料运输、回风,两条巷道平行布置,中间开掘专用行人巷;轨道下山设计总长度1692m(现已掘1596m),皮带下山设计总长度为1698m(现已掘1602m),服务年限2年。
图1 平面位置图.二、地质及水文情况工作面煤层厚2—2.4m,夹矸厚8—20cm,煤层倾角00—100,平均倾角50,煤体容量1.4T/m3,煤层硬度1.5。
工作面煤层赋存状态为一单斜构造,煤层走向为北东向,倾向为北西向,煤层构造简单,有少数小断层。
工作面顶板有淋水,局部以裂缝出水,日涌水量1000m3。
瓦斯、二氧化碳涌出量小,绝对瓦斯涌出量为0.2m3/分,煤尘具有爆炸性,煤层自燃倾向性为不易自燃。
图2 地质柱状图第二章施工程序一、施工方法轨道下山、皮带下山同时施工,施工方位为磁方位1850,掘进96m后开掘联络巷,勾成系统。
施工中,均采用煤电钻打眼、爆破落煤、人工大铲装煤、刮板输送机运输,沿煤层底板掘进,一次成巷的施工方法。
掘进过程中,因地质条件或其它因素影响,临时调整作业,确保作业安全、有序。
二、施工程序1、落煤方式选用MZ—12A型手持煤电钻打眼,选用三级煤矿许用硝铵炸药(或乳化炸药),毫秒电雷管1—5段,MFB—100型发爆器,工作面采用反向爆破,全断面一次起爆。
2、炮眼布置炮眼布置必须有利于保持顶帮层面的完整性,确保巷道断面符合设计要求,由于煤层易发生片帮,两帮底眼间距一般控制在3.2m内。
图3 炮眼布置图爆破说明书3、装煤与运输方式采用人工大铲装煤,刮板输送机运输。
4、支护方式及质量要求(1)净断面规格:上净宽2.6m,下净宽3.2m,净高2m。
图4 支护断面图(2)工作面支护采用梯形木棚支护,亲口接合,松木(湿)直径不小于10cm,棚距1m。
轨道下山扩巷维修预防煤体冒落引起突出的安全技术措施目前,***煤矿轨道下山斜巷上段为原矿井生产系统的巷道,巷道坡度-8°,沿煤层布置,工字钢架厢支护,梯形巷道,巷道断面6.1m2,该段巷道长度596m。
根据我矿开采设计,轨道下山设计长度为1187m,半圆拱巷道,锚喷支护,巷道净断面10.3m2。
为了我矿扩建工程有序进行,需要加快工程进度,使轨道下山达到设计要求,结合我矿实际,需要对轨道下山斜巷上段进行扩巷维修改造。
根据《煤矿安全规程》第一百九十六条、《防治煤与瓦斯突出细则》第二十七条规定,突出煤层的采掘作业应当遵守下列规定:在突出煤层的煤巷中安装、更换、维修或者回收支架时,必须采取预防煤体冒落引起突出的措施。
为此,根据我矿实际和相关要求,特编制轨道下山扩巷维修预防煤体冒落引起突出的安全技术措施。
一、工作面概况1、巷道围岩特征施工段轨道下山巷道两帮为M51煤层,净厚1.53~1.94m,平均1.77m。
巷道顶板为砂岩,岩性:以粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩为主;底板岩性:直接底板一般为一层泥岩或粉砂质泥岩,厚度一般0.20m,间接底板为泥质粉砂岩、菱铁质粉砂岩及细砂岩为主。
巷道断面施工前后状态及煤层位置图2、巷道扩巷维修支护情况原巷道工字钢架厢支护,梯形巷道,巷道断面6.1m2。
维修扩巷后,半圆拱断面,施工断面积12.3㎡(施工宽度4.2m、施工高度3.2m)。
先采用锚网+锚索支护,后再进行喷浆支护。
支护后净宽为4m(即刷巷宽度为左帮0.55m,右帮0.55m),净高3.1m(即刷巷高度为1.1m),刷巷断面积为4.8㎡;扩巷后净断面10.3㎡。
见下图示意。
3、该巷原防突实施情况轨道下山上段为原已形成巷道,沿煤层布置,已采取区域防突措施进行消突。
二、防突措施1、由于该巷道为原已形成巷道,原先布置巷道掘进过程中已采取区域防突措施对该巷巷道轮廓线外控制范围内的瓦斯进行了治理及消突,加之该巷已成型多年,煤体暴露时间较长,故现采用四位一体局部防突措施,用钻屑指标法测定K1值对该巷扩巷维修控制范围内煤层的煤与瓦斯突出危险性进行预测。
贵州省兴安煤业有限公司糯东煤矿1260轨道下山揭26煤防突设计编制单位:编制人:编制时间:会审意见:会审人员签字:通防部:施工单位:防突队:通风队:技术部:机电部:调度室:安监部:总工程师:目录一、工作面概况 (5)(一)巷道位置及相邻关系 (5)(二)巷道设计及规格 (5)(三)巷道掘进方法 (5)(四)煤层赋存情况 (5)(五)地质构造及水文地质情况 (5)(六)煤尘及自燃情况 (5)(七)通风系统及其设施 (6)(八)瓦斯抽放系统 (6)二、揭煤防突设计 (6)(一)局部突出危险性预测 (6)(二)局部防突措施 (6)(三)局域防突措施检验 (6)(四)揭煤安全防护措施 (8)三、揭煤安全技术措施 (10)四、揭煤安全保证制度 (16)1260轨道下山揭26煤防突设计一、工作面概况(一)巷道位置及相邻关系1260轨道下山位于矿井南翼1260采区。
该巷北部为1260总回风巷,南部为12501工作面。
(附图一、1260轨道下山工程平面图)(二)巷道设计及规格1260轨道下山先按方位角89°2′29″,以-16°下山掘进,揭露26煤。
巷道断面为直墙半圆拱形,全断面采用锚网索+喷浆支护,巷道净宽4200mm,净高3700mm,直墙高度为1600mm。
(三)巷道掘进方法1260轨道下山用钻爆法掘进:采用湿式凿岩机打眼、煤矿许用三级乳化炸药、1-5段毫秒雷管进行爆破,后巷采用综掘机配合溜子运输作业。
1260轨道下山揭露26煤后采用综掘机掘进。
(四)煤层赋存情况26煤平均厚度2.4米,夹矸0-3层泥岩或炭质泥岩,老顶为平均厚度41.56米的泥质粉砂岩。
(五)地质构造及水文地质情况1260轨道下山地质构造简单,仅局部有褶曲构造,该区域水文地质条件较为简单,掘进时不受底板承压水影响,在揭煤前要将排水系统形成。
(六)煤尘及自燃情况26号煤尘无爆炸危险性,为自燃煤层。
(七)通风系统及其设施1260轨道下山在揭煤前已经形成独立的通风系统。
轨道下山清巷卧底方案根据四井田煤矿现场实地测量,现轨道下山巷内铺设的18kg/m轨道,巷道净高1.85米,无法满足支架运输需求,因此需要对轨道下山巷道进行卧底,将18kg/m轨道更换为24kg/m轨道,为确保施工质量能够满足支架运输需求,制定以下安全施工技术方案:一、施工地点轨道下山变坡点至2533甩车场口二、技术要求1、由2533水平甩车场口至轨道变坡点向上清理。
2、卧底后净高不得小于(支架柱腿上口向下)2.3米,且不能将柱腿清理出来,保持15cm的柱窝深度,可根据柱腿长度适当确定卧底高度。
3、卧底时采用爆破方式配合风镐进行卧底。
4、卧底后将18kg/m轨道更换为24kg/m轨道。
5、轨道枕木间距不得小于60cm,枕木使用水泥轨枕。
6、轨枕安设前在每根轨枕前设置两根直径22mm的圆钢进行阻挡,圆钢长60cm,预埋50cm。
7、轨道铺设后,轨道外沿距柱腿间距不得小于60cm。
8、轨道街头处必须安设轨枕,以防支架在轨道上行走时将轨道压断。
9、轨道接头必须平整,不同型号的轨道连接处,必须保证轨道内平同高。
10、两帮露出的墙基和柱腿脚,必须喷浆封闭。
11、在施工过程中,根据现场情况,对影响支架运输的行人台阶也需要进行处理,确保支架能够顺利通过。
12、每根轨道设置拉杆不得少于4个。
13、轨道道夹板螺栓必须安设齐全,并扭紧。
14、从变坡点至2533甩车场口所有管路拆除,码放至安全地点。
卧底完工,应将坡度清理基本一致,以便铺轨道方便。
三、安全措施:1、现场每班施工前,班长必须先检查工作区域的支护、顶板、的完好情况,否则必须加强支护处理然后再进行施工。
2、施工现场要有工段长、或安全员现场跟班,并负责全面安全工作。
3、轨道运输必须有声光信号,确保运输安全。
4、施工时必须注意轨道下山的上下车情况;必须听好绞车信号,当有开车信号时,必须停工离开绳道撤到安全地点,确认绞车不再开动时,再开始施工。
5、要有专人指挥,施工人员必须听指挥从人员的指挥。
第一章概况第一节概述一、巷道名称41、42采区轨道下山二、巷道用途用于矿井41、42采区提升、下放物料的需要。
三、设计长度41、42采区轨道下山全长523.3m,其中下山巷道长497.3m、13个躲避硐室26m)。
四、巷道坡度设计坡度为-20度。
五、服务年限:30年六、计划开工时间:预计2013年9月5日开工第二节编写依据一、地质说明书及批准时间地质说明书名称为《41、42采区轨道下山及41、42采区下部车场地质说明书》批准时间:2013年4月二、矿压观测资料;由神宁集团金能煤业分公司矿压组收集、分析。
第二章地面位置及地质情况第一节相邻采区开采情况相邻采区开采情况见附表1附表1 巷道位置对照关系表水平、采区三水平工作面名称41、42采区轨道下山地面标高+1100m 工作面标高+602~+400m地面位置41、42采区轨道下山及41、42采区下部车场相对地面投影位置:新副井以西215m~920m、新副立井以北488m。
井下位置及四邻采掘情况41、42采区轨道下山及41、42采区下部车场为新采区开拓巷道,位于42采区。
由41、42采区上部车场沿地层倾向由东向西向深部延伸。
以南11m到+600m区段轨道石门;以西为41、42采区待开拓区域、以北97m到32区~31区600中央联络石门。
第二节煤(岩)层赋存特征41、42采区轨道下山及41、42采区下部车场揭穿岩层以页岩、煤线、细砂岩、中粒砂岩、石英砂岩,砂质泥岩为主,煤线及附近岩层中有害气体赋存量大。
煤岩层特征情况表见附表2附表2 煤岩层特征情况表指标参数备注岩层厚度(最小~最大/平均)/m 0.9~2.6/1.75岩层倾角(最小~最大/平均)/(°)18º~22º/20°岩层硬度f 4~6岩层层理(发育程度)较发育岩层节理(发育程度)较发育自燃发火期绝对瓦斯涌出量(m3/min)煤尘爆炸指数(%)地温(℃)15°~17°第三节地质构造1. 本工作面范围内煤岩层走向37º30′~46º、平均43º30′,倾向北西,倾角18º~22º、平均20º。
PMJT―CCKSJ―KT―10―01 (平煤集团朝川矿三井二水平开拓一队2010年第2个开工巷道)平煤集团公司朝川矿三井二水平井巷施工作业规程巷道名称:己一采区轨道下山编制单位:开拓一队技术主管:宋伟强施工队长:林家美编制日期:2010年7月3日目录审批签字及审批意见--------------------------------------------------------------1第一章工程概况--------------------------------------------------------------3第二章地质情况概述--------------------------------------------------------4第三章巷道支护说明书-----------------------------------------------------5第一节巷道压力情况及支护选型-----------------------------------5第二节巷道支护及各种管线设备布置图-------------------------5第三节巷道特征及每米巷道消耗表-------------------------------7第四章施工方法及工作组织----------------------------------------9第一节施工方法-------------------------------------------------------9第二节作业循环图表------ ---------------------------------------10第三节爆破说明书- ---------------------------------14第四节劳动组织图表-------------------------------------------14第五节主要技术经济指标-------------------------------------------15第五章局部通风系统--------------------------------------------------------16第一节通风系统-------------------------------------------------------16第二节通风路线说明-------------------------------------------------16第三节风量计算-------------------------------------------------------17第六章机电运输系统及管理----------------------------------------------------20第一节供电系统简述----------------------------------------------------20第二节运输系统----------------------------------------------------------21第三节机电运输管理----------------------------------------------------22 第七章其它辅助系统--------------------------------------------------------33第八章质量及文明生产标准------------------------------------------------34第一节质量标准及要求----------------------------------------------34第二节文明施工标准及要求----------------------------------------35第九章安全技术措施-------------------------------------------------------36第十章安全监测系统及管理---------------------------------------------46第十一章各种安全及管理制度------------------------------------------48第十二章避灾路线----------------------------------------------------------52第一章工程概况第二章地质情况概述第三章巷道支护说明书第一节巷道压力情况及支护选型计算一、巷道压力情况:围岩稳定,煤层顶板完整,巷道压力较为稳定。
左权盘城岭煤矿井下避灾路线一、瓦斯、火灾事故避灾路线南回风下山:掘进工作面→轨道下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面轨道下山:掘进工作面→轨道下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面皮带下山:掘进工作面→皮带下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面掘进工作面→皮带、轨道下山联络巷→轨道下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面北回风下山:掘进工作面→皮带、北回风下山联络巷→皮带下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面掘进工作面→皮带、北回风下山联络巷→皮带、轨道下山联络巷→轨道下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面高抽巷:掘进工作面→中部车场→轨道下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面掘进工作面→中部车场→北回风绕道→皮带下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面150102运输顺槽:掘进工作面→轨道下山绕道→轨道下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面掘进工作面→皮带下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面150102回风顺槽:掘进工作面→中部车场→轨道下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面掘进工作面→中部车场→北回风绕道→皮带下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面二、水灾事故避灾路线南回风下山:掘进工作面→轨道下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面轨道下山:掘进工作面→轨道下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面皮带下山:掘进工作面→皮带下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面掘进工作面→皮带、轨道下山联络巷→轨道下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面北回风下山:掘进工作面→皮带、北回风下山联络巷→皮带下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面掘进工作面→皮带、北回风下山联络巷→皮带、轨道下山联络巷→轨道下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面掘进工作面→北回风下山→北回风巷→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面高抽巷:掘进工作面→中部车场→轨道下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面掘进工作面→中部车场→北回风绕道→皮带下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面掘进工作面→中部车场→北回风绕道→回风联巷→北回风下山→北回风巷→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面150102运输顺槽:掘进工作面→轨道下山绕道→轨道下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面掘进工作面→皮带下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面掘进工作面→回风联巷→北回风下山→北回风巷→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面150102回风顺槽:掘进工作面→中部车场→轨道下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面掘进工作面→中部车场→北回风绕道→皮带下山→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面掘进工作面→北回风绕道→回风联巷→北回风下山→北回风巷→井底车场→行人斜井、主斜井、副斜井→地面。
郑宏鑫泰(新密)煤业有限公司掘进工作面作业规程编号:掘201202号工作面名称:皮带运输下山编制人:施工负责人:总工程师:主管矿长:批准日期:年月日执行日期:年月日目录一、工程概况••••••••••••••4第一节概述•••••••••••••• 4 第二节编写依据•••••••••••••4二、地质概况•••••••••••••••4一.地层(岩层)情况详见综合柱状图••••••• 4二、构造•••••••••••••••• 4三、煤层及其顶、底板岩性•••••••••• 5 四.水文地质条件••••••••••••• 5 五、瓦斯、煤尘、煤的自然倾向性及地温••••••6三、巷道布置及支护说明••••••••••••7第一节巷道布置•••••••••••••7 第二节巷道断面及支护说明••••••••••7 四、施工工艺•••••••••••••••8第一节施工方法•••••••••••••8 第二节施工工艺•••••••••••••9 五、生产系统•••••••••••••••13第一节通风系统•••••••••••••13 第二节监测系统•••••••••••••14 第三节运输系统•••••••••••••14 第四节供风、供水系统•••••••••••15第五节排水系统•••••••••••••15 第六节供电系统•••••••••••••15 第七节通讯、照明和信号系统•••••••••16 六、劳动组织及主要技术经济指标劳••••••••16劳动组织表•••••••••••••••16 循环作业•••••••••••••••16 主要技术经济指标表•••••••••••••17 七、安全技术措施••••••••••••••18第一节施工准备•••••••••••••18 第二节顶板管理•••••••••••••18 第三节爆破安全技术措施••••••••••19 第四节“一通三防”安全技术措施••••••••23 第五节机电安全措施••••••••••••27 第六节运输安全技术措施••••••••••29 第七节喷射施工安全技术措施•••••••••32 第八节耙矸机使用管理安全技术措施•••••••33 第九节防治水措施•••••••••••••34八、灾害预防措施及避灾路线•••••••••••35九、文明生产•••••••••••••••36运输下山掘进施工作业规程第一章工程概况第一节概述运输下山为矿井东翼采区的主要运输通道,水平标高-116m (┬),与轨道下山平行布置,设计长度1100m ,坡度为-25°,半圆拱形断面,全岩巷道,锚喷支护。
XX煤矿发生火灾、瓦斯爆炸、煤尘爆炸和水灾后的避灾路线第一节采煤工作面发生灾害时的避灾路线一、发生火灾、瓦斯爆炸、煤尘爆炸事故时的避灾路线:1、150206回采工作面:150206工作面—150206工作面运输顺槽—150206工作面集中运输巷—1502皮带下山—1502皮带下山上部车场—南进风井筒;2、150207 回采工作面:150207 工作面—150207 工作面运输顺槽—1 50207工作面集中运输巷—1502皮带下山—1502皮带下山上部车场—南进风井筒;3、150401 回采工作面:150401 工作面—150401 工作面运输顺槽—150401工作面集中运输巷—1504皮带上山—1504皮带上山机头通路—1504轨道上山—1504轨道上山下部车场—1050轨道大巷—南进风井筒;上4、250206 上回采工作面线路一:250206上工作面—250205上工作面进风顺槽—2502 采区辅运大巷—+860水平轨道大巷—1502轨道下山—1502轨道下山上部车场—南进风井筒;上上线路二:250206上工作面—250205上工作面进风顺槽—2502 采区辅运大巷—二水平1 号联络巷—二水平北翼皮带上山—1050水平10# 联络巷—1050 轨道大巷—南进风井筒。
一、发生水灾事故时的避灾路线:1、150206回采工作面:线路一:150206 工作面—150206 工作面运输(回风)顺槽—150206工作面集中运输巷—1502皮带下山—1502皮带下山上部车场—南进风井筒;线路二:150206 工作面—150206 工作面运输(回风)顺槽—150206车场煤门—1502轨道下山—1502轨道下山上部车场—南进风井筒;2、150207回采工作面:线路一:150207 工作面—150207 工作面运输(回风)顺槽—150207工作面集中运输巷—1502皮带下山—1502皮带下山上部车场—南进风井筒;线路二:150207 工作面—150207 工作面运输(回风)顺槽—150207车场煤门—1502轨道下山—1502轨道下山上部车场—南进风井筒;3、150401 回采工作面:150401 工作面—150401 工作面回风顺槽—1504回风上山—1062回风大巷—北翼回风上山—1187回风大巷、石门T 1187进回风联络巷—南进风井筒;上4、250206 上回采工作面:线路一:250206上工作面—250206上工作面回风顺槽—2502 采区回风大巷—二水平回风上山—1050水平10#联络巷—1050轨道大巷—南进风井筒;线路二:250206上工作面—250206上工作面回风顺槽—2502 采区回风大巷—二水平北翼皮带上山—1050水平10#联络巷—1050轨道大巷—南进风井筒;第二节掘进工作面发生灾害时的避灾路线一、发生火灾、瓦斯爆炸、煤尘爆炸事故时的避灾路线:1、150207 回风顺槽:150207 回风顺槽—150207 工作面1#联络巷—150207工作面集中运输巷—1502皮带下山—1502皮带下山上部车场—南进风井筒;2、150207 运输顺槽:150207 运输顺槽—150207 工作面集中运输巷—1502皮带下山—1502皮带下山上部车场—南进风井筒;3、150208 回风顺槽:150208 回风顺槽—150208 工作面1#联络巷—150208工作面集中运输巷—1502皮带下山—1502皮带下山上部车场—南进风井筒;4、150208 运输顺槽:150208 运输顺槽—150208 工作面集中运输巷—1502皮带下山—1502皮带下山上部车场—南进风井筒;5、150401 运输顺槽:150401 运输顺槽—1504 皮带上山—1504 皮带机头通路—1504轨道上山—1504轨道上山下部车场—1050轨道大巷—南进风井筒;6、150401 回风顺槽:150401 回风顺槽—1504 轨道上山—1504 轨道上山下部车场—1050轨道大巷—南进风井筒;7、二水平快速行人通道I 段:106车场—南进风井筒;8、二水平快速行人通道II 段:二水平1 号联络巷—2502 采区辅运大巷—+860车场—1502轨道下山—106车场—南进风井筒;9、二水平快速行人通道III 段:二水平7 号联络巷—2502 采区辅运大巷—+860车场—1502轨道下山—106车场—南进风井筒;10、2301 工作面准备巷道:掘进工作面—2502 采区辅运大巷—+860车场—1502轨道下山—106车场—南进风井筒。
煤矿巷道掘进施工作业规程一,巷道压力概况该工作面位于三水平戊一采区西翼最上部,东邻戊一西翼回风下山,轨道下山,皮带暗斜井,西至二水平戊二采区下山煤柱,北邻戊8—31040采空区及煤柱,南邻戊8—21180采空区。
该面上分层戊8—31020已回采(其中有275m由于遇到断层影响末开采)该巷东部沿戊10煤顶板掘进,西部沿戊9煤顶板掘进,直接顶为灰及深色泥岩,含植物化石碎片,岩石中部夹有砂质泥岩及细沙岩层,属11类稳定围岩。
在掘进期间主要受采东压力影响。
二,支护形式1,临时支护;采用液压支柱或前探梁。
2,永久支护;该巷优先采用锚,网,梁支护,若顶板破碎不适合打锚杆时,采用大拱型或梯形工字钢支护。
三,支护选型计算锚杆支护参数计算;根据工程需要支护断面为3,6X2,7m 矩形断面。
利用工程类比法及现场经验选择端锚固法加固顶板,按加固拱原理计算;1,锚杆长度;L=N(1,1+B/10)=1,0X (1,1=3,6/10)=1,46m,取2,0m.式中;N—围岩稳定性影响系数,取1,0m;2,锚杆直径;D=L/110m=0,018m=18mm,取20mm.3,锚杆间距;d<0,5L=0,5x2=1m,间距取700mm;4,锚杆排距;d<0,5L=0,5x2=1m,排距取700mm;由于戊组煤层顶板存在不稳定岩层,不稳定顶板受节理影响,容易形成块状和条状冒落,对此应采用组合梁原理,进行校核检验。
L=0,612B KKDP式中B-——巷道毛宽3,7m;K-——安全系数.综合KP-——软岩或动压巷道围岩荷载增大系数.选2;∮——组织梁层数相关系数,选用0.75;P¡——组合梁垂直荷载;P¡= Y!Xb!=2.7X3=8.1MPa/m2∑¡——岩体抗拉强度,选1,4MPan——岩体抗拉强度析减系数选用0,8则L=0,612X3,7 3X20,0810,75X0,8X1,4 =1,717m结合以上计算,锚杆支护长度为2m.按组合梁层间不发生滑动,并保证下面一层岩层的稳定,锚杆间距为;D≤1,63Xh! nιX O 1K1X kpxy1xh1式中;h1——最下一层岩层厚度,选用0,2m;n1 ——最下一层岩层的抗拉强度折减系数取0,4;0L1——最下一层的抗拉强度,取1,4MPa;ki——动压系数取9;KP——动压巷道围岩2;YI——最下一层岩层的容重量取2,5T/m3D≤1,63X0,2X0,4X1,49x2X2,5X0,2=0,813m综合考虑,锚杆间距D=0,7m,排距取0,7m,根据以上计算,顶部锚杆选用φ20X2000左旋高强锚杆。
采区通风设计一、通风系统一采区通风利用集中轨道上山、集中运输上山两巷进风,集中回风上山回风,三条上山都可以行人。
回采工作面采用U型通风方式,掘进工作面局部通风机接风筒压入式通风,风流路线如下:6#煤层:新鲜风流:副斜井、行人斜井 6#煤运输大巷、轨道大巷6#煤运输、轨道下山工作面运输顺槽回采工作面污风:回采工作面回风顺槽 6#煤回风上山上组煤回风大巷回风立井9+10#煤层:新鲜风流:主斜井、副斜井、行人井一采区集中运输上山、一采区集中回风上山工作面运输顺槽回采工作面污风:回采工作面工作面回风顺槽一采区集中回风上山下组煤回风大巷回风立井二、采区风量确定(1)按瓦斯涌出量计算Q采=100Kg其中:Q:回采工作面实际需要风量m3/ming:回采工作面的绝对瓦斯涌出量m3/minK:回采工作面通风系数,取1.2-1.6,此处取1.6根据《矿井瓦斯涌出量预测报告》和6#煤、9+10#煤的产量,6#煤回采工作面绝对瓦斯涌出量为0.57m3/min。
9+10#煤回采工作面绝对瓦斯涌出量为5.90m3/min例:Q采(6#)=100×0.57×1.6=91.2m3/minQ采(9+10)=100×5.90×1.6=944m3/min(2)按工作面人数计算Q=4N根据《初步设计》中回采6#煤时工作面同时工作人数为20人,9+10#煤采煤工作面同时工作人数为23人。
则:Q采(6#)=4×20=80m3/minQ采(9+10)=4×23=92m3/min(3)按工作面气候条件计算采煤工作面应有良好的气候条件,它的气温与风速要符合《规程》规定的对应关系。
Q采=60V采S采K采式中:V采:采煤工作面适宜风速m3/min,6#取1.1,9+10取1.3 S采:采煤工作面平均有效断面积,m2,按最大和最小控顶有效断面平均值计算。
K采=Kc.KgKc:工作面采长调整系数 6#取1.0 9+10#取1.1Kg:工作面采高调整系数 6#取1.1 9+10#取1.56#煤:Q采=60×1.1×4.09×1.0=276.54m3/min9+10: Q采=60×1.5×9.24×1.2×1.1×70%=768m3/min根据此上几种情况计算取最大值。
措施名称:一采区下部探巷揭5-2、5-3煤层施工安全技术措施编制单位:发耳煤业有限公司掘进二区编制人:2009年08月11日一采区下部探巷揭5-2、5-3煤层施工安全技术措施一、概况1、矿井开拓方式及采区巷道布置矿井多煤层可采,煤层走向近东西(90°/270°),向北倾斜。
主、副井采用斜井开拓,回风井采用平硐开拓,主井负责进风和煤炭运输,副井负责进风和提升运输,回风平硐负责回风。
主副斜井通过两条石门与大巷相连,通过联络巷或集中巷进入采区。
矿井开拓及巷道布置祥见《发耳矿井----采掘工程平面图》---附图一。
2、揭煤巷道施工情况一采区下部探巷在轨道大巷开口,往北侧下山施工。
巷道开口点位于5-3煤层底板,经平石门穿过5-3煤层、5-2煤层,揭露3煤后沿煤层顶板掘进,预计平巷段总长约154.5m。
揭煤段巷道设计为半圆拱,锚网喷支护,掘进断面S1=14m2,净断面S2=13.1m2;巷道施工采用钻爆法施工,光面爆破,全断面掘进,一次成巷的施工方案。
巷道布置详见《一采区下部探巷---平、断面图》----附图二。
3、周围开采情况一采区下部探巷在轨道大巷835m处(以回风平硐中线为起点)开口,南侧轨道大巷与胶带大巷间10302工作面运顺联络巷正在掘进;东部10102采煤工作面目前正在生产;矿井南部发耳矿井三采区正在生产。
具体情况详见《发耳矿井----采掘工程平面图》---附图一。
4、地质及瓦斯情况一采区下部探巷施工范围内地质条件复杂,根据地质剖面图显示:巷道开门后将揭露F11断层(逆)和F3断层(正),断层落差分别为1~12m和1~25m。
5-3#煤层情况:根据轨道大巷揭露情况显示该煤厚1.5m左右,有2个下分层,分别厚400mm,煤层黑色、玻璃光泽,由亮煤、暗煤、镜煤及少许丝炭组成,为半暗-半亮型煤层。
5-2#煤层情况:根据轨道大巷揭露情况显示该煤厚1.6m左右,有2个下分层,分别厚400mm,煤层黑色、玻璃光泽,由亮煤、暗煤、镜煤及少许丝炭组成,为半暗-半亮型煤层。
1 地质概况根据设计要求及实际施工的需要掘进6#煤轨道下山,以保证二采区首采工作面布置的采区巷道的安全顺利施工,特编制本掘进作业规程。
1.1 巷道穿越的煤(岩)层和围岩特征及其柱状图1.1.1 巷道穿越煤层特征6#煤轨道下山位于石炭系太原组6#煤层,煤层厚度1.02~1.96米,平均厚度为1.66米, 煤层倾角为2°~8°,平均为5°,煤层稳定结构较简单。
为稳定可采近水平薄-中厚煤层。
1.1.2 煤层顶、底板情况伪顶缺失。
直接顶为石灰岩,含大量腕足类化石,厚度 1.3-4.07m,平均2.9m。
老顶为K3砂质泥岩或细砂、粉砂岩,灰白色,厚6.10~7.36m, 平均6.52m。
直接底为K2细砂岩,厚12.54-17.34mm,平均13.43m。
1.1.3 煤层综合柱状图附图1-1:煤层综合柱状图1.1.4 地面位置本巷道对应地表位于我矿工业广场及以南,地形以山沟及其两侧黄土山坡为主,盖山厚度为200-235m。
1.2 地质构造及其平、剖面图本巷道地质构造简单,预计无大的断层出现,对掘进无影响。
1.3 掘进工作面周围的采掘情况本巷道开口于6#煤回风大巷,自(2490.135, 6985.520)坐标点,以180º的方位角沿6#煤层跟顶拉底向南掘进至井田边界。
因6#煤尚未开采,周围无其它已开拓巷道。
1.4 掘进工作面周围的预计水文地质条件该区水文地质为中等型预计最大涌水量3m3/h,需做好排水设施、设备及排水工作。
1.5 掘进工作面周围煤(岩)层预计瓦斯涌出量、煤层发火期、煤尘爆炸性本矿以往开采4#煤层,瓦斯涌出量不大,据历年的瓦斯等级签定报告为低瓦斯矿井。
由于井田西侧朱家店煤矿为高瓦斯矿井,故要严格通风瓦斯管理。
相对瓦斯涌出量:不详;属自燃煤层,发火期:3-6个月;煤尘爆炸指数:不详。
1.6 重要地质情况预报及提示1.6.1 顶板淋滴水较大时,注意及时排出迎头积水。
2 工程概况2.1 巷道用途6#煤轨道下山:6#煤轨道运输和回风。
2.2 巷道平面布置图附图2-1:6#煤轨道下山平面布置图2.3 巷道工程量6#煤轨道下山:470m。
2.4 工程施工安排施工顺序:6#煤轨道下山→边界。
2.5 矿压观测为更好地了解我矿矿压显现及支护形式的合理性,矿压观测使用顶板离层指示仪,安装一个,安在巷道中部。
3 巷道断面及支护形式3.1 巷道断面6#煤轨道下山采用矩形断面。
毛断面:10.5 m2,宽4.2m,掘进高度2.5m;净断面:9.6m2,净宽4.0m,净高2.4m。
沿6#煤层跟顶拉底掘进。
附图3-1 : 6#煤轨道下山支护断面图。
3.2 永久支护3.2.1 永久支护形式⑴顶板稳定完整(破碎)时采用“螺纹钢加长锚固树脂锚杆+钢筋钢带+(金属菱形网)+锚索”联合支护。
锚杆间³排距=1000³1000mm,呈“五²五”排矩形布置;每 3.0m在相邻两排顶锚杆巷道中心位置施工一根锚索,锚索长度为 5.3m。
锚杆规格为∮³L=20³2000mm,钢带规格:L³B=4000³50mm,钢带为∮14mm圆钢经弯曲焊接的平面闭合体,要求搭接处的长度≦70mm,双侧连续焊接。
⑵两帮采用两排端头锚固树脂锚杆配木托盘并加挂金属菱形网联合支护;锚杆间距³排距=1000³1000mm,顶排锚杆距顶板500mm。
锚杆规格为∮³L=16³1800mm,木托盘规格为L³B³H=300³150³50mm。
3.2.2 顶锚杆施工⑴使用端头锚固树脂锚杆。
锚杆规格为∮³L=18³2000mm,其中有效锚固长度1.90-1.95m,外露长度≦50mm,用2个K2455型树脂锚固剂端头锚固,设计锚固力不低于90KN(100N²m)。
⑵使用MQT系列气动锚杆钻机,∮28mm钻头、B19mm系列中空六角内丝、外丝接长钎杆打锚杆孔,孔深1.90-1.95m。
⑶锚杆安装A、检查锚杆孔深度和锚固剂质量。
B、用锚杆将2个树脂锚固剂推入孔中,人工缓慢将锚杆锚固剂推到位。
C、将锚杆套入内丝外六方套搅拌钻杆中,利用MQT系列锚杆钻机进行安装,使锚杆机顺时针旋转,随搅随推进,直到将锚杆推到孔底为止。
搅拌时间20秒,搅拌后锚杆钻机要停留10秒后方可放下,防止锚杆固化前位移。
D、5-15分钟后上网和托盘,并用扭力扳手检查紧固力,要求紧固力不低于100N²m,外露长度不大于50mm。
3.2.3铺顶网工艺在顶板与钢带之间铺设单层金属菱形网,规格L³B=8.0³1.1m,金属网用10#铁丝编织,长边垂直巷道掘进方向铺设,网短边至巷道两帮垂至底板;两张网之间长边重叠搭接100mm,用双股14#铁丝呈“三花”型连接,连接扣间距300mm,排距100mm。
要求菱形网铺设平整、拉紧、贴顶、不留网包。
3.2.4 锚索施工⑴使用MH-100型端头锚固预应力锚索。
钢绞线规格为∮³L=15.24mm³5300mm,钢绞线结构为7³5mm。
其中有效锚固长度 5.0-5.15m,外露长度150-300mm,用3个K2455型树脂锚固剂端头锚固。
⑵使用MQT系列气动锚杆钻机,∮28mm钻头、B19mm系列中空六角内丝、外丝接长钎杆打锚索孔,孔深5.0-5.15m。
⑶锚索安装A、检查锚索孔深度和锚固剂质量。
B、用钢绞线将3个树脂锚固剂推入孔中,人工缓慢将钢绞线锚固剂推到位。
C、将钢绞线套入搅拌钻杆中,利用MQT系列锚杆钻机进行安装,使锚杆机顺时针旋转,随搅随推进,直到将钢绞线推到孔底为止。
搅拌时间40秒,搅拌后锚杆钻机要停留30秒后方可放下,防止锚索固化前位移。
D、1小时后上锁具,上锁具时将张拉装置套在钢绞线上,利用千斤顶对锚索进行预应力张拉,达到30Mpa后停止张拉,张拉过程中,人员不能在锚索下方,并要躲开高压管波及范围,以防崩管伤人。
3.2.5 帮锚杆支护⑴端头锚固树脂锚杆支护巷道两帮采用双排端头锚固树脂锚杆配木托盘加挂金属网支护,锚杆规格为∮³L=16³1800mm,锚固剂为一个K2455型树脂锚固剂,搅拌时间20秒,帮锚杆设计锚固力不低于30KN(80 N²m)。
打眼使用ZMS-1.2型煤电钻或YPT-26型高频风钻或ZMS-60型风煤钻、∮28mm钻头,∮28mm长1.8m中空麻花水钻杆,眼深1.70-1.75m,打眼要湿式打眼,且要做好控制眼深的标记。
装锚杆时,使用煤电钻或风煤钻或高频风钻配内丝外六方套搅拌树脂锚固剂,搅拌时间20秒,锚杆安装5-15分钟后必须紧固,并用扭力扳手检查紧固力,要求紧固力不低于80N²m,外露长度不大于50mm。
在煤帮与木托盘之间铺设金属菱形网,金属菱形网为煤壁垂下的顶网;要求铺设平整,紧贴煤帮,相互拉紧,不留网包。
3.3 临时支护3.3.1 临时支护形式掘进工作面到永久支护之间,必须使用戴帽点柱临时支护,严禁空顶作业。
放炮后,首先进行敲帮问顶打戴帽点柱;然后打注锚杆,锚杆由外向里,从顶板开始向两帮打注支护形式。
点柱采用∮160³2400mm 优质红松园木;柱帽规格为600³200³100mm。
3.3.2 临时支护、永久支护与工作面关系⑴顶板完整采用1.5m循环进度时,永久支护顶锚杆距工作面最大距离1.7m,最小距离为0.2m;锚索距工作面的最大距离为4.7m,最小距离为0.7m。
帮锚杆距工作面最大距离为1.7m,最小距离为0.2m。
⑵顶板不完整或压力较大采用1.0m循环进度时,顶锚杆排距缩小为0.8m,永久支护顶锚杆距工作面最大距离为 1.8m,最小距离为0.2m。
帮锚杆距工作面最大距离为1.8m,最小为0.2m。
⑶两帮煤体松软有滑面、滚帮情况时,帮锚杆距工作面最大距离为1.2m,最小距离为0.2m。
⑷顶板破碎出现局部冒顶或遇断层等地质构造不能采用全锚支护时,采用1.0m棚距的锚杆套棚联合支护,循环进度1.0m,永久支护铁棚距工作面最大距离为 1.4m,最小为0.4m,永久支护顶锚杆距工作面最大距离为1.9m,最小距离为0.9m。
⑸无论采用哪种支护形式,掘进后要及时进行临时支护,严禁空顶作业。
⑹施工至打锚索的位置时必须打锚索。
3.4 支护材料的材质、规格及其它设计参数支护材料表4 掘进方式4.1施工工序:炮掘→临时支护(打点柱)→出渣→顶锚杆→帮锚杆→(锚索)。
4.2 作业方式巷道:采用钻爆法炮掘,“三²八”制作业方式,作业循环为“两掘、两支、一锚索”的循环作业方式,即每个班:掘进两次、初支两次、打注顶、帮锚杆两次、锚索一次;每个班两个小循环,进度3.0m。
一个圆班、六个大循环,进度9.0m。
本巷道沿6#煤层顶板掘进,拉底保证巷道高度,巷道为半煤岩巷。
施工中可组织如下平行作业:⑴交接班、安全质量检查与打眼准备可平行作业。
⑵打眼与备料、加工引药可平行作业。
⑶装药与掩护工具、设备可平行作业。
⑷扒迎头碴与出碴可平行作业。
4.3 煤岩爆破:4.3.1打眼打眼采用ZMS-1.2型手持式电煤钻钻孔,眼位严格按照炮眼布置图进行。
并根据煤层实际爆破效果,由技术员进行炮眼和爆破参数的修正。
附图4-1:6#煤轨道下山炮眼布置图4.3.2 爆破炸药使用煤矿许用3#抗水硝铵炸药,药卷直径∮35mm,雷管使用Ⅰ-Ⅴ段毫秒延期电雷管,起爆利用发爆器。
4.3.3 爆破参数的确定(1)炮眼深度的确定根据“一掘一初喷”循环作业制,循环进度为 1.5m,炮眼深度为1.7m,炮眼直径为∮42mm。
(2)爆破参数表:附:爆破参数表4-2(3)爆破法:采用掏槽眼→周边眼→底眼;一次装药一次起爆分段爆破。
(4)装药结构:采用正向连续装药,水泡泥封口。
4.3.4 封眼、联线工作封眼采用黄土水泡泥封堵,封泥长度不得小于0.5米。
联线采用大串联一次起爆分段爆破。
起爆使用MFB-50发炮器起爆。
装药、联线工作的质量将直接影响爆破效果和作业人员的安全,所以放炮员必须认真做好这项工作,严格按照放炮操作规程作业。
4.3.5 钻眼爆破工作巷道为提高进度,可同时使用2-3台煤电钻进行打眼作业。
为确保打眼质量和爆破效果,由专职打眼工进行打眼,并设专职放炮员。
打眼实行定人、定机、定眼、包钻质量的管理方式,钻工打眼要熟练掌握钻眼技术,严格按照炮眼布置图规定作业,钻工打眼过程中,要时刻注意周围的相互关系,保证安全作业,打完一个眼后要用楔子堵好。
5 运输方式及运输管理5.1 煤(矸)的装、转、运方式30型刮板机 30型刮板机6#煤轨道下山────→6#煤轨道大巷────→6#煤南皮带下山(联络巷)DSP皮带箕斗───→风井────→地面。