2#上1002回风巷掘进作业规程(2012.7.3).
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会审综合意见…...………………………………………………..…
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第一章概况 (6)
第一节概述 (6)
第二节编写依据 (6)
第二章地面位置及水文地质情况 (7)
第一节地面相对位置及邻近盘区开采情况表 (7)
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)
第三章巷道布置及支护说明............................. ................( 9)第一节巷道布置.. (9)
第二节矿压观测 (9)
第三节支护设计 (10)
第四节支护工艺 (12)
第四章施工工艺 (12)
第一节施工方法 (12)
第二节凿岩方式 (13)
第三节爆破器材、炮眼布置与爆破说明 (13)
第四节装载与运输 (14)
第五节管线布置要求 (14)
第六节设备与工具配备 (15)
第五章生产系统 (16)
第一节通风 (17)
第二节供压风 (18)
第三节瓦斯防治 (19)
第四节综合防尘 (20)
第五节防灭火............ ....... ............. .......... .. (21)
第六节安全监控.... .. (22)
第七节供电系统 (22)
第八节供、排水 (23)
第九节运输 (23)
第十节照明、通讯和信号 (23)
第六章劳动组织与主要经济技标 (24)
第一节劳动组织 (24)
第二节循环作业 (25)
第三节主要经济技术指标 (26)
第七章安全技术措施 (27)
第一节一通三防 (27)
第二节顶板管理 (30)
第三节火工品与爆破 (30)
第四节防治水 (34)
第五节机电 (34)
第六节运输 (35)
第七节其它 (36)
第八章灾害应急措施与避灾路线 (37)
第一节灾害应急措施 (37)
第二节灾害应急预案 (39)
第三节避灾路线 (39)
附:1、作业规程贯彻学习记录、作业规程考试成绩登记
2、作业规程复审记录
2#上1002回风顺槽作业规程
第一章概况
第一节概述
1、地理位置
2#上1002回风顺槽,位于井田中东部区域,2106工作面北面,是开采2#煤层采区二段的集中回风大巷,与2#上1002运输巷平行布置,两大巷之间176m,巷道掘进方位角75°57′,由采区一段专用回风巷443m处拐向东北方向开口掘进,总长度778m。
2、用途及服务年限:
2#上1002回风顺槽,其用途为开采2#上薄煤层1002综采工作面时的行人、回风与轨道运输主要巷道。
服务年限5~8个月。
4、邻近情况:
该掘进巷道东南方为2#上1002运输顺槽,东北方距枣原挤压带212m,其余均为实体区域,无采空区和老窑。
5、巷道布置平面图(附后)
第二节编写依据
本规程编写依据为:
1、《煤矿安全规程2010版》、《煤矿安全技术操作规程》、《GB50213-2010矿山井巷工程质量验收规范》
2、2采区开采设计说明。
3、2采区2#上1002回风顺槽地质说明书。
第二章地面位置及水文地质情况
第一节地面相对位置及邻近盘区开采情况
1、井上、下对应位置:
巷道与地面相对应位置,为乡宁县西交口席家塔村西南方向约280m左右,寨子新村南侧752m,距地面山坡梁下330m~450m,距河沟底平距410m,高差约300m,坡上有不规则块形小麦、玉米植物种植田,其它植物较少,杂草较多。
2、邻近盘区开采情况:
1002回风顺槽邻近无采空区和老窑。
一采区位于专用回风巷南端,一采区1002工作面现未形成。
3、水、火等对工程的影响
本工作面邻近无采空区,故无采空区水害,施工前必需坚持“有掘必探、有疑必探、先探后掘”的探放水原则,并预防其它水害。
搞好“一通三防”工作。
4、煤层内瓦斯、煤层自燃等情况:
煤层内含有瓦斯及二氧化碳等有害气体,根据本矿井瓦斯等级签定结果,为低瓦斯涌出矿井,瓦斯相对涌出量为:2.35m3/吨,施工过程中必须要低沼高管,防止局部瓦斯积聚超限,造成事故。
煤尘爆炸指数为22.5﹪,有爆炸性;煤层为自燃发火煤层,倾向性不高吸氧量0.7cm3/g,属Ⅱ级自燃倾向性煤层,燃点381℃。
施工时要特别加强防尘、防火管理和机电设备管理,及时清理散落浮煤,尤其是巷道底板两帮,支架上积落浮煤粉尘,必须定期清扫和冲洗;预防煤层自燃和煤尘遇火源引燃和爆炸,造成大的灾害事故。
第二节煤(岩)层赋存特性
1、煤层赋存情况
根据采区巷道掘进揭露,煤层厚度为0.8—1.2m,属于薄煤层,煤层局部含黑灰色沙质泥岩夹石1层,厚0.1-0.2m,煤层倾角为±(2°-8°),接近枣原挤压带保护煤柱时,煤层倾角预计会逐渐变大,煤层走向方位80°左右。
2、巷道顶底板岩性:
巷道沿煤层顶板卧岩底掘进,煤层顶顶板岩性根据钻孔资料揭示,顶板岩性伪顶为泥岩和砂质泥岩,由一层0.1m煤线与直接顶相接,合计厚:0.2~0.5m,直接顶厚2.5m~4.5m,和老顶均为砂质岩泥,局部为细砂岩互层,合计平均厚9米左右,再上为下1#煤层,平均厚1.0m;2#煤底板为泥岩、沙质泥岩,厚0.6—1.2m,依次往下为下2#煤层厚0.3—0.7m;砂质泥岩厚0.7—1.2m,3#煤厚0.7—1.2m;中、细砂岩0.7—1.8m。
顶板属中等冒落性的Ⅱ类顶板,f为4—6。
第三节地质构造
1、地质构造情况:
根据地质图显示及矿井安全专篇描述,施工巷道区域煤层顶、底板岩层地质构造简单,大致呈单斜构造,由地质图煤层底板等高线显示呈东南高,西北向低。
根据2#下2106和2#下1002运输顺槽掘进揭露,巷道掘进时会遇到数条落差在1.0m以下正断层,拐向东偏北方向,与枣园挤压带相连,预计该大巷向前掘进约200m左右遇见该断层。
第四节水文地质
工作面巷道位于区域上方,地表均为黄土坡垣及V形坡崖沟,地形无断裂痕迹及裂
缝,地面降水顺坡沟排泄较快,少量渗入地表黄土层内及河沟底及两侧岩层裂隙内,对矿井生产、开拓影响不大,上覆岩层有砂岩裂隙含水层和冲击孔隙砂岩含水层、含水量不大,会通过断层裂隙面和岩层裂隙向下渗水,根据已掘巷道揭露,水量也不会太大,所施工区域前进方向及两侧无古空区积水及含水层和大的构造涌水,从现掘巷道所见,基本上无水,局部或断层附近裂隙有淋头水,但为防止意外透水,必须坚持先探后掘的原则。
第三章巷道布置与支护说明
第一节巷道布置
一)、巷道布置形式:
巷道布置在2#煤层内,开口从采区一段专用回风大巷443m处拐向东北方向开口掘进,总长度778m。
,巷道掘进沿煤层顶板掘进,巷道方位角75°57′。
二)巷道断面规格
1、断面形状:为矩形断面(详见附图)。
2、断面规格
巷净宽:3.0m 毛宽:3.2m 净高:2.m 毛高:2.3m
净断面积:6.6㎡;毛断面积:7.36㎡。
第二节矿压观测
1、锚固力监测
严格锚杆锚固力检测制度。
拉拔力检测必须每100m或每300根及300根以下,取样不得少于1组,每组不少于3根;设计或材料变更,应另取1组。
锚杆锚固力试验记录要与现场标记一致,并有记录牌板显示,牌板应有检查人、时间、地点、拉拔力值等。
2、顶板离层监测
采用锚杆(锚索)支护的煤巷及半煤岩巷必须对顶板离层进行监测。
测点布置:盘区巷两测点间距不大于200m,顺槽两测点间距不大于100m。
巷道开口处、交岔点、地质
构造复杂处等特殊地段适当增加测点),并有记录牌板显示,并标明安装日期、初始读数、离层数据和记录人;使用仪表可用机械式监测。
安装顶板离层仪后的第一周每班读数记录一次,第二、三周每天一次,第四周(包括第四周)以后每旬一次。
3、巷道位移监测
监测内容包括顶底板的相对移近量、两帮相对移近量、底臌量。
监测方法见下图。
1、2、3、4分别为安装在巷道顶底板和两帮中心的木橛测点,巷道围岩位移监测可通过量取1、2之间距离和3、4之间距离求得。
设巷道掘进宽为S,高为H,测得1、2、3、
4断面处顶板离层量为L,测量得1、2之间的距离H
12,则顶底板相对移近量为H- H
12
;测
量得3、4之间的距离S
34,则巷道两帮相对移近量为S- S
34。
4、锚杆(索)工作阻力监测
采用锚杆(索)测力计、测力锚杆进行。
监测工作从巷道锚杆(索)安装后开始,每天读取一次数据,直至表上显示数据不再变化为止。
观测记录要有安装日期、初始读数和观测时间、地点、距掘进头距离、现读数、记录人。
第三节支护设计
永久支护均为顶帮全锚型锚网梁索永久支护。
一、巷道支护布置:
一)、顶锚:
顶锚一排4根,排距为0.8m,间距为0.9m,锚杆规格:使用Φ20mm直径,高强度螺纹钢锚杆(左旋),长度2.0m。
锚固剂为树脂K2340型锚固剂,每孔两卷;托盘为150×150×10(mm)鼓形钢垫。
二)、帮锚:
帮锚一排4根(一帮2根),排、间距均为0.8m,距顶不大于0.2m,距底不大于0.5m。
锚杆规格:使用Φ18mm ×1800mm ,高强度螺纹钢锚杆,及100×100×5mm 鼓形钢垫托盘,树脂锚固剂K2350型两卷。
三)、铺挂金属网:
巷顶帮全铺挂金属网;金属网规格:为10#铁丝编织的1.0m 宽棱形(4×6)网格金属网,前后、上下搭接压边0.2m ,前后搭接处布置锚杆(顶网与帮网严禁在顶角处搭接),用钢筋梯梁压紧,上下(顶帮)搭接处用16#铁丝,两端双股双道孔孔相连且扭结不得少于3圈,网边不松张。
顶网长度4.6m (与帮网搭接两侧各压边0.2m ),帮网两侧长度一致,长2.8m ,巷道高度超高时,帮网长度加长至巷道净高。
四)、钢筋梯梁布置及规格:
钢筋梯梁为顶梁Φ14mm 直径园钢筋焊接,帮梁为Φ12mm 直径园钢筋焊接,梁宽7cm ,方孔间距尺寸按锚杆布置间距要求焊接,详见钢筋梯梁加工图;顶梁长 3.0m ,帮梁长
2.8m 。
钢筋梯梁布置与锚杆排距一致,前后平行,紧贴金属网,将网压实,用锚杆托盘扣压紧固。
五)、锚索布置及规格
巷道顶板每间隔2.4m ,间距2.0m 布置一行锚索,采用托盘及锁具用张拉千斤张紧;锚索规格:为Φ15.24mm 直径,长5.3m 钢铰线,孔深5m ,外露0.3m ,树脂锚固剂K 2360型不少于4卷,托盘为400mm 长18#槽钢,中间钻孔处加焊120×120×10(mm )钢垫。
(二)、断面支护布置尺寸图:(附后)
(三)、锚杆支护数量与规格选择验算:
1)、锚杆长度L :
L ≥L ′=KH+T+t=2×(0.75×1.2)+0.3+0.1=2.2(m )
取≥2.2m 为2.4m ,〔L=1.1(10
2.41.1 )=1.672m 〕
2)、锚杆间距M: M ≤M ′=r K Q +=4
.29.025⨯⨯=1.08(m ) M ≤0.5L=0.5×2.4=1.2m
3)、锚杆直径d : d ≥d ′=
L ⨯1101=2.21101⨯=20mm. (悬挂计算) d ≥d ′==⨯672.1110
115mm 。
(加固顶计算)(取Φ为20mm ) 第四节 支护工艺
(一)巷道掘进临时支护及控顶距离:
巷道随向前延掘,随及时按断面支护布置尺寸紧跟工作面打设顶锚网梁作为临时支护。
临时支护距工作面控顶距离,放炮前<0.9米,放炮后最大控顶距不超2.7米;掘煤巷帮锚网最大不超4m ,岩巷帮网不超过8m ;巷帮有片帮时,必须和顶锚同时支护,控帮距不大于一个锚距。
锚索距工作面距离不大于6m ,顶板压力明显时,不得大于一个索距。
(二)超前支护:
巷道每次放炮后,在安全检查完毕,及时先进行超前支护。
超前支护形式为滑移式超前梁支护。
即在靠近工作面第一排和第三排对称巷中最近的14根锚杆上,在螺母下端外露锚杆上,各安装一滑移架,顺巷方向前后两个为一组,共七组,每一组在架内穿插一根10#槽钢梁,长4.0米;伸延推至放炮后的工作面顶板下、梁上用半园木呈井字形搭架与顶板刹紧背实,用木楔打紧,即为超前支护。
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
1、巷道掘进
采用打眼、装药爆破法落煤(岩)掘进;遇到过断、岩石时,使用7655型气腿式风动凿岩机凿岩眼,并装药放炮掘进;
2、巷道支护打眼
采用风动锚杆钻机、打顶锚杆、锚索眼、煤电钻或手持式风动钻打帮锚杆眼,包括上锚杆搅拌锚固剂,紧固螺母。
3、开口掘进施工方法
巷道开口掘进,为防止开口断面超宽及放炮崩坏开口巷稳装运行的电气设备,必须先采用多打眼、少装药,循环进度小于1.0米,巷宽两帮各缩减0.5m,进行打眼爆破,每次放炮不超两孔,掘够一定深度,再扩帮达到设计断面宽度,且在每次放炮前,对皮带头及巷帮吊挂电缆,监控及信号线、风水管路进行维护,即:在距皮带架0.2米靠放炮一侧打设一排戗柱,柱距小于0.5米,下侧用旧皮带钉严实,高度不小于1.3米,并将电缆、监控信号线、风水管路放在维护侧下方,将掘进面供风的风筒摘开移至两侧安全处,放炮后立即将风筒接住,恢复回风下山工作面送风;其维护长度两侧各不少于10m。
第二节凿岩方式
1、凿岩方式
巷道岩石使用7655型气腿式风动凿岩机凿岩眼,并装药放炮掘进放炮落煤岩
2、施工工艺
使用P—30B型耙岩机装岩,至DTL65/20/40×2运输皮带机上运出至煤仓。
采用MQT—120/0.75型风动锚杆机打眼支护顶锚杆;帮锚采用手持式风动钻打眼支护。
3、工艺流程
检查工作面顶板及两帮情况→打炮眼→装药→放炮→超前支护→出矸石→打顶锚杆眼→支护顶锚杆→打帮锚杆眼→支护帮锚杆
第三节爆破器材、炮眼布置及爆破说明
1、爆破使用煤矿安全许用2#乳化炸药爆破,煤矿安全许用瞬发电雷管,或毫秒延期电雷管引爆,矿用安全型FB—100型放炮器启爆;采用正向方式装药,使用木质炮棍
推送装药,黄土炮泥加水炮泥一卷充填封堵严实,长度不小于0.5m。
2、炮眼布置:
采用楔形掏槽法掏槽,顶帮眼加辅助眼进行装药爆破,全断面分四次爆破,一次成巷。
3、降尘方法:
打眼前进行洒水湿润煤体,水炮泥装药,爆破前后及出货过程中洒水,爆破时使用水雾。
喷射混凝土时利用净化水幕降尘。
4、炮眼布置图及爆破说明:
详见炮眼布置图及图表附后。
第四节装载与运输:
1、装载
放炮落煤岩,使用耙岩机出煤岩。
巷道掘进施工中,用P—30B型耙岩机装岩(煤)耙岩机机尾位置应高出岩堆800~1000mm以上,尾轮用钩挂在固定楔上,固定楔长度为600~800mm,固定楔的孔深度不小于600mm,眼距不小于1m。
耙岩机在施工时,除了用4根地锚固定外,在机身支设2根顶牢两帮底角的斜撑柱子,撑柱为直径不小于180mm的优质圆木或单体支柱,插入各帮岩石不小于300mm。
2、运输
用P—30B型耙岩机装岩(煤)至DTL65/20/40×2运输皮带机上运出至煤仓,向前继续延掘,每掘50米,延长一次皮带,直至掘到设计位置。
第五节管线布置要求:
1、电缆、信号、监控、通讯、光缆均使用电缆钩,吊挂在右巷帮,高度不低于1.7m。
2、风筒沿巷道右帮吊挂,高度不低于 1.8m,拐弯处使用胶质弯风筒。
局扇供风必须达到双电源双风机自动切换。
3、风水主管路4〞钢管,支管2〞钢管法兰盘连接,沿巷左帮吊挂,挂在位于风筒下方0.2m处,高度不低于1.4m。
第六节设备与工具配备
设备及工具配备表
设备名称规格型号
功率
(kw)
数量
(台)
备注工具名称数量
皮带运输机DTL65/20/40×240×2 1 钻机钻杆二套
刮板运输机SGB—62/40T 40 1 六棱空心钻杆1.2m、2m 各2根
耙斗装岩机P—30B 17 1 麻花钻杆2m2根局扇FBD—6对旋2×11 2 备用一台风镐 1 探水钻TXU—75 7.5 1 大铁锹 6 煤电钻MZ—1.2 1.2 2 备用一台手镐 3 潜水泵QB50—75 7.5 1 三角橹耙 3 综合保护开关MZZ—4KV A 1 大锤 2 皮带开关QBZ—120 1 斧子 2 刮板机开关QBZ—120 1 倒链 1 局扇开关QBZ2—120×2 3 备用一台撬棍 2 水泵开关QBZ—80 1 长尖板钎 2 钻机开关QBZ—80 1 大锯 1
风动锚杆机MQT—120/0.75 2 木炮棍 3 风钻7655或YT29A型各1 气腿式拉炮线200m 锚杆拉力计LDZ—200 2 火药箱一个手持式风动钻 2 雷管箱一个液压张拉千斤 2 锚索张紧工具箱一个矿用放炮器MFB—100 2 备用一台
第五章生产系统
第一节通风
1、通风方式:风机稳设位置
采用矿井主扇副立井抽出式全风压(负压)通风系统,在采区运输进风巷或车场进风巷口外15m处右帮稳装二台FBD—6轴流式对旋风机,采用QBZ-2×120切换开关,
自动切换,其中备用检修一台,一台运行,接直径Φ600mm阻燃胶石棉风筒沿巷顶帮敷
设经联络巷和煤仓上掘进面供风,风机吸风量:250—350m3/min,工作面配风量经计算
取Q=200m3/ min。
2、通风系统
进风:地面新鲜风流→主斜井→暗斜井→下部车场进风巷→采区运输进风巷局扇→风筒→采区联巷→风筒→至掘进工作面
泛风:工作面泛风→掘进巷→总回风巷→副立井→地面
3、风量计算
1、掘进工作面风量计算
掘进工作面实际需要风量,根据瓦斯、二氧化碳涌出量,炸药用量,同时工作的最多人数,局部通风机的实际吸风量等因素分别计算,并选取其中最大值。
(一)按瓦斯涌出量计算:
Q=100qk =100×0.49×1.5=73.5m³/min
式中Q——掘进工作面实际需要风量,m3/min;
100——单位瓦斯涌出量配风量,以回风流瓦斯浓度不超过l%或二氧化碳浓度
不超过1.5%的换算值;
q—一掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min;
k一掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,应根据实际观测的结果确定,一般可取1.5—2.0。
(二)按炸药量计算
Q=25A =25×3.025=75.6m³/min
式中Q——掘进工作面实际需要风量,m3/min;
25——每千克炸药爆炸不低于25 m3的配风量;
A——一掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,kg。
(三)按人数计算:
Q=4n =4×15=60m3/min
式中 Q—一掘进工作面实际需要风量,m3/min;
4——每人每分钟不低于4 m3/min的配风量;
n—一掘进工作面同时工作的最多人数。
(四)按局部通风机的实际吸风量计算:
Q= Q
局
Ⅰ =60×1=60m3/min
式中Q—一掘进工作面实际需要风量,m3/min;
Q
局
——掘进工作面局部通风机的实际吸风量,m3/min;
Ⅰ——掘进工作面同时通风的局部通风机台数;
Q大于或等于掘进工作面实际需要风量与风筒实际漏风量之和,需实测而定。
2、掘进工作面风量验算。
(一)按最低风速验算。
l 岩巷掘进工作面的最低风量Q
岩
(单位:m3/min):
Q
岩≥9S
岩
Q
岩
=9×7.36=66.3m3/min
式中 9——按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数;
S岩——岩巷掘进工作面的断面积,m2。
2 煤巷掘进工作面的最低风量Q煤(单位:m3/min):
Q
煤≥15S
煤
Q
煤
=15×7.36=110.05m3/min
式中 15一按煤巷掘进工作面最低风速换算系数;
S 煤—一煤巷掘进工作面的断面积,m 2。
(二)按最高风速验算。
岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量Q (单位:m 3/min ): Q ≤240S
Q ≤240S ≤240×7.36≤176.6m 3/min
式中240——按掘进工作面最高风速 4m/s 的换算系数; S ——掘进工作面的断面积,m 2。
(三)按掘进工作面温度和炸药量验算,见表l 。
表1 掘进工作面温度和炸药量
(四)按有害气体的浓度验算 。
回风流中瓦斯或二氧比碳浓度不得超过1%;其它有害气体浓度应符合《煤矿安全规程》中的有关规定。
P 瓦/ Q 掘≤1% 0.49/250=0.019%≤1% 式中 Q 掘——掘进工作面需要风量,m 3/min ; P 瓦——瓦斯绝对涌出量,m 3/min 。
第二节 供压风
工作面所使用风钻、风动锚杆钻机、喷浆罐所用压风,均从地面空压机房安装的两台型号LGFD (132/015)螺旋式空气压缩机接4″送风钢管由主、暗斜井至回风大巷,在二采区回风巷口设4″变2″三通出-2″支管加控制阀门,由2″支钢管至掘进巷内再加设2″阀门及分风器向各使用机械设备的橡胶高低压软管供风。
详见供水、供压风系统线路布置图。
炸药量/kg <5 5~20
>20
温度/℃ 16以下 16~22 23~26 16以下 16~22 23~26 16以下 16~22 23~26 需要风量/ (m 3
/min)
40
50
60
50
60
80
60
80
100
第三节瓦斯防治
1、巷道掘进设置专职瓦斯检查员。
检查瓦斯等有害气体,每班一人,负责巷道工作面掘进瓦斯检查和“一炮三检”以及回风路线巷道的瓦斯巡回检查,并负责巷内风筒敷设,吊挂、破口漏风的修补及更换。
2、井下管理人员、跟班队长、班长、放炮员、电钳工、技术通风负责人下井必须携带便携式甲烷检测仪,瓦检工必须使用光学甲烷检测仪检查瓦斯。
安全监测员必须携带便携式甲烷检测报警仪。
3、瓦斯检查次数规定及要求
a、掘进工作面,每班检查次数不少于2次。
b、回风流中及运输沿线巷道每次瓦斯检查不少于一次;
c、工作面放炮必须在打眼前,装药放炮前和放炮后进行一炮三检。
4、瓦斯检查人员必须将每次检查结果记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌
板上,并通知现场工作人员,出井后认真填写瓦斯检查报表,及时送交有关部门和主管领导,有异常情况及时用通讯电话向矿调度值班领导和总工汇报。
5、瓦斯浓度检查的有关规定
a、掘进工作面及其它作业地点风流中,电动机或开关设备地点附近20m内风流中的瓦斯浓度达到0.8%时停止电钻打眼;爆破地点附近20m内风流中瓦斯浓度达到0.8%时,严禁爆破。
b、掘进工作面及其它作业地点风流中,电动机或开关安设地点附近20m内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,或二氧化碳浓度达到1.2%
时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,查明原因,制定措施,进行处理。
c、掘进工作面及其他巷道内,体积大于0.5m3的空间内,积聚的瓦斯浓度达到2.0%时,附近20m内必须停止工作,撤出人员切断电源,进行处理。
d、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降低到1%以下时,方可通电开动。
e、瓦斯检查浓度超过本规程有关规定时,瓦检工有权责令现场人员停止工作,并组织撤到安全地点。
f、工作在停电停风后,瓦斯浓度超过2%及以上时,严禁直接开启风机。
送风必须制定排放瓦斯专项措施进行排放瓦斯。
第四节综合防尘
一)、概述:矿井内、采区、相邻煤层、邻近所有巷道均无火区,但现施工和已施工巷道煤层为可燃性煤层,煤巷掘进和装运时所产生的悬浮煤尘及遗留浮煤,具有烧燃和爆炸性,故巷道掘进作业必须做到要超前预防,制定可靠的防范措施。
二)、防范措施
1、巷道掘进、装煤运输,必须设置洒水、喷雾,敷设供水管路系统,供灭火、综合防尘用水。
2、从回风大巷静压洒水2″管路,在巷口出一支管加阀门控制,沿回风巷右帮,敷设至掘进巷内,供打眼降尘,出煤碴洒水降尘,刮板机头卸煤点喷雾降尘和巷内设净化喷雾等供水。
3、随巷道延掘敷设管路每间隔50m出—3/4″管接头加控制截门,备一吋软胶管2
根(一根20m长),对已掘巷道及运输沿线巷道定期每周洒水冲洗一次。
4、支管路到位,加阀门出一多头分水器,为工作面使用煤电钻、风钻、风动锚杆机上水湿式凿岩钻眼作业和喷浆用水,同时提供水源。
5、耙岩机头上方安设一组洒水喷雾装置,喷咀不少于3个,开机运煤时喷雾降尘,工作面外30~40m巷内安设一组净化水幕,喷咀不少于6个,喷雾要封闭全面断;放炮、装运煤时,开启喷雾降尘,净化风流,减少回风流中的悬浮粉尘,浮煤要及时清理。
6、在巷口200m以内,设隔爆水棚,水袋蓄水量40L/袋,根据规程要求每m2断面不少于200L计算:7.36×200=1472L÷40=37个,挂水袋量37个,每排3个,计13排,排间距1.5m,隔爆水棚长度20m。
水棚距底板高度不低于1.8m,对称巷中吊挂。
7、综合防尘系统图(附后)。
第五节防灭火
1、概述
矿井内、采区、相邻煤层、邻近所有巷道均无火区,但现施工和已施工巷道煤层为可燃性煤层,煤巷掘进和装运时所产生的悬浮煤尘及遗留浮煤,具有烧燃和爆炸性,故巷道掘进作业必须做到要超前预防,制定可靠的防范措施。
2、防灭火设施
皮带机头及施工巷道开口位置灭火沙箱1个内装沙子不少于0.3m3,完好的灭火器2台,消防沙袋4个,消防锹2把。
消防设施严禁挪做其它用途。
第六节安全监控
1、掘进工作面,距迎头3~5m风筒对帮设置吊挂瓦斯监测监控甲烷传感器一台,距顶帮分别为30cm,放炮时,向外移至安全点,放炮后,及时回移至规定地点吊挂好,监测监控工作面瓦斯变化情况。
2、在风机处设置一局扇开、停传感器。
工作面甲烷传感器,局扇开、停传感器必须与工作面刮板运输机、煤电钻综保开关等电气设备相联,必须设置风电、瓦电闭锁装置,在风机停风,瓦斯浓度超过规定值时,能及时切断工作面电气设备电源,并在距回风巷口15m处设CO、温度、风速、风筒传感器,各机电设备开关及风门设开、停传感器。
3、甲烷等传感器、风机等开、停传感器均由采区运输巷设置的监测监控分站,输出光缆至吊挂安装地点并接受传感信号,反馈至地面监控总站及上级监管部门。
4、监控系统:(KJ-78N)
工作面甲烷传感器瓦电闭锁装置
馈电断电器(GKD-A)→采区监控分站→地面监控室
风机停开传感器风电闭锁装置
5、安全监控仪器布置示意图(附后)。
第七节供电系统
巷道掘进电气设备供电,耙斗装岩机,煤电钻,水泵均由井下采区联巷安装的KBSGY —1250/10型移变输出660V电压至200A分路馈电开关,接50平方橡胶电缆沿采区运输巷机头至掘进工作面巷帮吊挂,送至上述电气设备开关供电;局扇直接由井下中央变电所。