11181运输巷作业规程正稿.docx
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11181运输巷作业规程正稿
目录
第一章工程概况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邻近开采情况4
第二节煤(岩)层赋存特征4
第三节地质构造5
第四节水文地质5
第三章巷道布置及支护说明6
第一节巷道布置6
第二节矿压观测6
第三节支护设计7
第四章施工工艺11
第一节施工方法11
第二节凿岩方式12
第三节装载、运输12
第四节管线及轨道敷设12
第六节设备及工具配备12
第五章生产系统14
第一节通风14
第二节压风18
第三节瓦斯防治及防突管理18
第四节综合防尘21
第五节防灭火22
第六节安全监测27
第七节供电28
第八节供、排水系统33
第九节运输34
第十节照明、通信和信号34
第六章劳动组织及主要经济指标36
第一节劳动组织36
第二节作业循环36
第三节主要技术经济指标见(下图)。
36
第七章安全技术措施37
第一节一通三防37
第二节顶板53
第三节防治水54
第四节机电57
第五节运输65
第六节其它70
第八章灾害应急措施及避灾路线74
第九章典型案例分析76
第十章图纸79
第一章工程概况
第一节概述
工程名称
11181运输巷
总工程量(m)
862.3
巷道用途
回风
煤层编号
18号煤层
巷道位置
位于井筒北翼
掘进方式
综掘
装货方式
综掘机三爪式转盘
支护形式
架棚支护
通风方式
局部通风机压入式供风
运输方式
溜子、皮带
煤层厚度(m)
2.11
煤层倾角(°)
22
煤尘有无爆炸危险
有
有无突出危险
有
是否需要先探后掘
是
煤层有无自然发火
Ⅱ级
第二节编写依据
本掘进作业规程依据生产技术科提供的地质资料和设计图,遵照煤矿技术操作规则、煤矿安全规程和公司矿近年来下发的技术管理文件的相关规定,本着科学性、预见性、针对性和可行性的原则进行编制,力求切合实际、指导生产、把握安全,符合安全生产需要。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近开采情况
概况
煤层名称
18#
水平名称
+1721m
采区名称
11采区
工作面
名称
11181
运输巷
地面标
高(m)
+1905-+2085
工作面
标高(m)
+1789-+1793
工作面
位置
工作面坐标为:
X:
2842460-2843150
Y:
35452370-35453070
井下位置及四邻采掘情况
11181运输巷是布置在金一采区北翼18#煤层+1721水平上的掘进工作面。
上覆煤层111811回采工作面已回采结束、下覆煤层11123回采工作面已回采结束。
第二节煤(岩)层赋存特征
煤层情况
煤层厚度(m)
0.6-6.69
煤层结构(m)
煤层倾角(度)
18-24
2.11
夹矸0-2层
22
煤层厚度变化较大,以井田中部较厚,厚度两级值为0.6-6.69米;夹矸0-2层,夹矸为泥岩或灰质泥岩,,煤层较稳定。
煤层顶底板情况
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
粉砂岩
厚度3米左右
灰色,水平层理,中厚层状,部分夹泥岩。
直接顶
泥质细砂岩
0.8-1.2
泥质细砂岩、细砂质泥岩互层,部分夹钙质包裹体。
伪顶
泥岩或灰质泥岩
0.1-0.3
易垮落,遇水膨胀、松软。
直接底
泥岩或灰质泥岩
0.1-0.5
遇水膨胀、松软。
老底
细砂岩
大于3米
细砂岩、泥质细砂岩互层,夹煤线。
第三节地质构造
地质构造情况
该工作面煤层倾角18°-24°,平均22°,煤层厚度0.6~6.69米。
11181工作面为18号层首采工作面,其煤层具体情况有待掘进过程中进一步搜集。
该采面上部111811采面揭露一落差为1.5米的逆断层,对巷道的掘进可能有影响。
构造名称
走向
倾向
倾角
性质
落差
对掘进影响程度
F1811
断层
51°
30°
逆
1.5米
掘进时顶板破碎,要加强支护
第四节水文地质
该工作面距地表为115-245米,涌水主要为上覆煤系地层和砂岩的孔隙水和裂隙水,补给源为大气降雨,含水性弱,补给途径为风氧化裂隙和采动塌陷裂隙,雨季(5-10月)涌水量大,最大涌水量0.5(m3/min),正常涌水量0.08(m3/min)。
该工作面为一阶段首采面,上部积水主要是111811采面采空区积水。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、施工顺序
1、11181运输巷施工顺序:
11181运输联巷从111811运输联巷矮帮往上38.26m为中心开口,以24°47′29″的方位角、-7°55′37″的坡度掘进至23.7米后以45°4′43″施工11181运输巷。
11181运输巷掘进工作面沿18#煤层顶板掘进(除联巷外),无特殊情况时不得破顶。
工程参数一览表
巷道区段
巷道名称
施工方位(°)
坡度(°)
长度(m)
1~2
11181运输联巷
24°47′29″
-7°55′37″
23.7
2~3
11181运输巷
45°4′43″
沿煤层顶板
838.6
第二节矿压观测
一、巷道表面位移观测
施工过程中,要对巷道表面位移情况及时进行观测。
迎头每掘进50m后设一组检测断面,每组检测断面设4个观测点,即顶、底板及两帮各设一个。
每2天观测一次,并将观测结果记入专用记录本中备查。
每个观测站自设立之日起,连续观测时间不少于5次,之后按每7天观测一次再观测一个月。
二、离层仪的安装和顶板离层观测
在巷道刚掘出时,按规定安装离层仪,离层仪间隔距离不大于50m,每2天观测一次,发现离层及时处理。
三、巷道稳定状况观测
所有在巷道施工及经过的人员,必须时刻注意巷道的稳定状况,发现变形等异常情况,必须及时汇报,以便及时采取措施。
四、矿压观测和数据记录
矿压观测和数据记录必须设专人负责,数据记录必须真实,同时,必须认真观察观测点周围巷道的变化。
并每月对所观察的数据进行分析,掌握好巷道的压力情况,及时修改巷道的支护,确保支护有效。
第三节支护设计
一、巷道规格(详见巷道断面图)
巷道名称
规格(净下宽×净中高)
断面积(㎡)
11181运输巷
4800×3200mm
12.88
11181运输联巷
5200×3700mm
16.33
二、临时支护(详见临时支护平剖面图)
1、每道工序开工前班队长必须安排有经验的工作人员进行敲帮问顶,对巷道的悬矸危岩进行找掉,敲帮问顶人员必须站在支护完好的顶板下方进行,找掉迎头活矸危岩后,采取临时支护。
A、临时支护形式、材料、规格及要求:
1)临时支护采用3米至2米的撞楔(轨道或1.5寸铁管)作为超前临时支护支护顶板,撞楔间距为不大于300mm,详见《撞楔布置示意图》。
2)临时支护后为永久支护。
永久支护距迎头最大控顶距1.8m,最小控顶距不得大于0.8m。
3)临时支护与永久支护的关系:
当控顶距<0.8m时,只采用临时支护;当控顶距≥0.8m时,必须在临时支护的掩护下进行永久支护。
B、顶板破碎临时支护要求:
顶板破碎时循环进度更改1米,棚距600mm。
1)临时支护采用3米或2米的撞楔(轨道或1.5寸铁管)作为超前临时支护支护顶板,撞楔长度根据现场的实际情况给予加工,在顶板破碎时,现场必须有5米长的轨道撞楔备用,且数量不少于5棵。
撞楔间距为不大于300mm,根据现场的实际情况再施工过程中加打撞楔。
详见《撞楔布置示意图》。
2)临时支护后为永久支护。
永久支护距掘进迎头最大控顶距1m,最小控顶距小于0.6m。
3)临时支护与永久支护的关系:
当控顶距<0.6m时,只采用临时支护;当控顶距≥0.6m时,必须在临时支护的掩护下进行永久支护。
2、挂设护壁网的技术要求:
每循环割完煤后进行帮顶找掉工作→施工临时支护→架设一架U型棚→施工临时支护→挂设护壁网→架设U型棚→帮顶刹背→完成一循环,施工护壁网的相关技术要求详见《护壁网支护图》。
三、永久支护
1、11181运输联巷和11181运输巷均采用架设U型棚进行永久支护,棚子规格为4800mm×3200mm,棚距800mm。
2、掘进后要及时进行永久支护。
四、交岔口支护
11181运输联巷开口位置采用架设转向(5200mm×3700mm)U型棚支护。
第四节支护工艺
一、工艺流程
1、架棚支护工艺:
1)炮后做好敲帮问顶工作,找掉帮顶的活矸闪岩。
2)敲帮问顶结束后,采用撞楔作为临时支护;
3)挖腿窝、立棚腿、棚腿必须与巷道顶板垂直(与巷道的法线方向重和)。
棚距600mm,误差±50mm。
4)认真进行敲帮问顶,检查设计尺寸及棚腿、棚梁架设质量,调整扭矩,棚距,保证亲口吻合严整后,进行背板。
5)架棚时,棚梁必须接顶,不歪扭。
棚间距,符合要求,架棚处巷道中高不低于3.2米。
6)棚间距用拉杆连接,每架U型棚上好3道拉杆。
7)清理浮矸杂物。
二、工程质量管理
1、巷道几何尺寸
巷道高、宽必须按设计断面要求施工,实际巷道高、宽允许范围为-20-+50㎜。
2、架棚支护
1)架设U型棚时,严禁出现里出外进、左右迈步、前倾后仰。
2)棚子架设完毕后,要用刹杆、半圆木将帮顶刹背严实,严禁出现刹杆、背板松动现象。
3)所架设每一架棚子的所有螺丝必须拧紧,不得出现松动。
3水沟规格:
宽×深:
300×300mm,随时清理干净,保持畅通,水沟距迎头的距离不得超过50m。
4、中线管理:
施工巷道掘进过程中,每个点班必须由跟班队长配合验收员校核巷道中心线,技术员每天校核中心线,若发现巷道中心线偏移必须及时汇报技术科,并联系测量人员及时效核中腰线。
5、文明生产
1)风水管路、电缆、通讯线、监测线等必须按质量标准化标准要求吊挂整齐。
2)开关上架,随时保持设备卫生。
3)巷道的浮货必须随时清扫干净,材料、工具、杂物必须归类靠帮码放整齐,随时保证水沟畅通、巷道内无积水、淤泥。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工顺序
先施工11181运输联巷,后施工11181运输巷。
详见工程平面图。
二、掘进方式
11181运输联络巷及11181运输巷采用综掘机掘进、三抓转盘或人工出矸。
三、综掘技术要求
1、综掘机开动顺序为:
油泵电机→开动第一输送机→开动行星轮→开启内外喷雾→开动截割电机。
2、停机顺序:
停止截割头运转→停止内外喷雾→停止耙爪→停止刮板输送机→停止铲板落地→截割臂落地→后支承落地→停止液压泵→切断电气开关箱电源→取下电源开关手柄→停止上一级磁力起动器。
3、巷道掘出后必须及时支护,掘进循环进度为1.6m。
4、下一班到达工作面后,由上一班班队长及综掘机司机现场向下一班班队长及综掘机司机交接清楚,本班出现什么情况,处理结果,目前还存在什么情况需要处理。
5、若上一班未支护完毕,班队长首先安排专人严格执行“敲帮问顶”制度,并按临时支护要求打设好临时支护,待以上工作做好后,方可进行永久支护及对综掘机进行检查检修。
四、施工工艺
交接班→检查瓦斯→准备工作、隐患排查→确认剩余进尺(有)→敲帮问顶→检查瓦斯→割煤→检查瓦斯→临时支护→出矸→永久支护。
交接班→检查瓦斯→准备工作、隐患排查→确认剩余进尺(无)→施工探孔→敲帮问顶→检查瓦斯→割煤→检查瓦斯→临时支护→出矸→永久支护。
第二节凿岩方式
一、凿岩方式
1、11181运输联巷及11181运输巷采用综掘机掘进。
第三节装载、运输
一、装载
11181运输联巷及11181运输巷采用综掘机掘进并出渣。
溜子皮带外运。
二、运输
刮板运输机、皮带运输机运输。
第四节管路及电缆铺设
一、管路铺设
1、11181运输巷风筒、风水管、抽放管布置在巷道矮帮一侧。
风水管固定在底板0.5m以上,接头严密,不得出现“跑、冒、漏、滴”现象。
风、水管距迎头20m范围内使用软管连接,并随迎头的推进及时延长4寸风水管。
风筒吊挂在底板0.5m以上。
2、电缆铺设
1、11181运输巷监测线、电缆布置在巷道高帮一侧;监测线吊挂在底板1.2m以上位置,电缆吊挂在底板往上0.8m以上位置,用电缆钩或丝裂膜吊挂,每隔1m一吊挂。
2、所有电缆必须按要求调挂整齐,严禁埋压或落地。
不得悬挂在风水管上,不得与瓦斯管路同侧铺设。
与风水管同侧铺设时,必须铺设在管子的上方,距离不得低于300mm。
不同电压等级电缆同向铺设时,间距不得低于100mm,相同电压等级电缆同向铺设施电缆间距不得低于50mm。
动力电缆间的连接必须采用防爆接线盒进行连接。
第六节设备及工具配备
序号
设备工具名称
型号规格
功率/kw
单位
数量
备注
1
局部通风机
FBK—2×45
45
台
2
2
综掘机
EBZ160
160
台
1
3
刮板输送机
420
55
台
1
4
刮板输送机
40T
55
台
1
5
皮带输送机
SSP-800
55
台
1
6
100D水泵
KWQ-15-2.2
22
台
1
7
风钻
7655
台
6
8
手镐
把
20
第五章生产系统
第一节通风
一、通风系统
1、新鲜风流及线路:
地面→轨道斜井→1810石门→集中运输上山风机→→11181运输联巷→11181运输巷→迎头。
2、污风风流及线路:
迎头→11181运输巷→11181运输联络巷→11181回风联络巷→专用回风上山→回风斜井→地面。
2、详见(通风系统示意图)。
二、通风要求
1、掘进工作面风机必须实行双风机双电源供电,一台正常使用,一台备用,保证工作面在风机出现故障时,另一台风机能及时开启。
2、风筒口距迎头的距离为不得超过5m,严禁采用扩散通风,风机和风筒由迎头瓦检员分班专人管理,所有作业人员必须爱护通风设施,过风门时必须过一道关一道,严禁同时打开两道风门;瓦检员监督跟班队长确保风筒距迎头符合要求后,方准作业。
3、供风、供电必须严格执行“三专两闭锁”规定,且随时保证其灵敏可靠。
4、无风、微风及瓦斯超限时严禁作业,并及时将人员撤到新鲜风流处。
5、每班必须有专职瓦检员、安检员在现场落实当班安全工作。
6、当工作面回风流瓦斯浓度大于1%时,班队长必须及时将人员撤到有新鲜风流的安全地点,同时汇报采区调度室,待查明原因进行处理,瓦斯浓度降到1%以下时,方可进入工作面继续作业。
7、因停电等原因造成掘进工作面瓦斯浓度超限时,必须切断动力电源,停止作业,撤出人员,汇报调度,待采取有效措施处理后,方可恢复作业,当瓦斯浓度≥3.0%时,由救护队排放。
排放瓦斯时必须停电撤人和分级管理,控制排放浓度,使排出的瓦斯在第一汇合点风流中不超过1.5%。
8、安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定:
(1)局部通风机必须指派专人负责管理,保证正常运转;
(2)压入式局部通风机和启动装置必须安装在进风巷道中,距掘进巷道回风口不得小于10m,全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量,局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须大于0.25m/s。
(3)必须采取抗静电的阻燃风筒。
9、使用局部通风机通风的掘进工作面,不得停风,因检修、停电等原因停风时,必须撤出人员,切断电源。
恢复通风前,必须检查瓦斯浓度,只有在局部通风机及其电气设备附近10m以内的风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时,方可人工开启局部通风机。
10、风电、瓦斯电闭锁必须灵敏可靠,每星期试跳一次,并做好记录。
11、风筒吊挂整齐、平直,接头严密不漏风。
12、割煤过程中及时进行洒水灭尘工作。
三、掘进工作面所需风量的计算
1、巷道掘进期间均采用压入式通风方式。
2、通风线路:
1)11181运输巷通风系统
新鲜风经地面—轨道斜井—集中运输上山—局部通风机—800mm风筒—11181运输巷迎头;
污风经工作面—11181运输巷—11181运输回风联络巷—回风斜井—地面。
3、掘进工作面所需风量的计算:
1)按瓦斯涌出量计算
Q掘1=125qb×Kb
=125×1.6×1.6
=320m3/min
式中:
qb—掘进工作面回风流中的瓦斯的平均绝对涌出量,m3/min;
11181工作面与下保护煤层22#煤层层间距14.8m。
已开采了下保护层22#煤层11223采面,以及上部181#煤层的111811采面,根据《防治煤与瓦斯突出规定》、根据AQ1024-2006《瓦斯涌出量预测方法》附录保护层保护范围的确定规定推算出11181工作面全部处于卸压区范围。
预测掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量qb=1.6m3/min。
Kb—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,它是掘进面最大涌出量与平均涌出量之比,一般对于18#煤层工作面Kb为1.2~1.8,本工作面为综掘,取Kb=1.6。
2)按局部通风机实际吸风量计算需要风量:
Q掘2=Q扇×Ii+60×0.25×S
=350×1+15×13
=545m3/min
式中:
Q扇-局部通风机实际吸风量,m3/min。
安设局部通风机的巷道中的风量,除了满足局部通风机的吸风量而外,还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速:
煤巷不得小于0.25m/s,以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞,造成瓦斯积聚;
Ii-掘进工作面同时通风的局部通风机台数,台。
3)按工作人员数量计算
Q掘3=4Nb
=4×50
=200m3/min
式中:
Nb—每个掘进工作面同时工作的最多人数,人;
4—每人每分钟4m3的供风标准。
4)按风速进行验算
根据规定,对于煤巷掘进工作面的风量为:
Q掘≥15×Sbm3/min
Q掘≤240×Sbm3/min
式中:
Sb—掘进巷道平均断面积,m2;
工作面运输巷断面积为Sb=11m2。
故:
Q掘≥15×Sb=15×11=165m3/min
Q掘≤240×Sb=240×11=2640m3/min
根据以上计算:
Q掘=max(Q掘1,Q掘2,Q掘3)=545m3/min,掘进工作面设计需风量为545m3/min,符合掘进工作面的风速验算要求。
4、根据计算11181工作面运输巷选用型号为FBK—2×45对旋式的局部通风机进行供风,共安设2台,其中一台工作,一台备用。
初期开一台局扇供风,可满足要求,风筒选用直径为800mm的抗静电、抗阻燃的风筒。
运输巷风机安设在集中运输上山。
现场的风机安设,风筒吊挂必须严格按照金佳矿“一通三防”设施现场施工标准要求执行。
5、为确保巷道掘进期间通风系统合理、稳定、可靠,通风区每天及时的对11181运输斜巷防突风门进行检查。
第二节压风
一、压风线路
1、11181运输巷压风系统:
金一压风机房→轨道斜井→1810石门→集中运输上山→111811运输斜巷→11181运输联巷→迎头;
2、在掘进期间,风水管铺设过程中必须每隔50m设一个三通。
3、详见(供风、水系统示意图)。
第三节瓦斯防治及防突管理
一、掘进期间的防突管理
11181运输巷掘进过程中严格执行区域综合防突措施先行,局部综合防突措施补充的原则进行掘进,严格按照通风区编制的11181工作面综合防突措施执行。
1、区域防突措施
1)采用开采上、下保护层作为11181运输巷工作面掘进的区域防突措施。
与上保护层181号煤层平均间距为4米,与下保护层22号煤层平均间距为18.4米,上保护层111811采面和下保护层11223采面已开采,而11181运输巷工作面是布置在保护区域内。
111811工作面于2012年10月回采结束,11223工作面于2011年4月回采结束。
2、局部防突措施
11181运输巷掘进过程中严格执行“区域防突措施先行,局部防突措施补充”的原则。
掘进过程中当区域验证(工作面预测预报)出现有突出危险或施工的钻孔出现喷孔、卡钻、顶钻等突出明显现象时必须严格采取局部综合防突措施进行消突。
1)局部防突措施:
掘进过程中区域验证(工作面预测预报)出现有突出危险或施工的钻孔出现喷孔、卡钻、顶钻等突出明显现象时采用150钻机施工抽放孔作为局部防突措施,在掘进巷道内施工的抽放孔最少为15个,控制巷道轮廓巷左右20m,且抽放孔超前距不得小于20m。
施工的钻孔出现喷孔、卡钻、顶钻等明显突出预兆时,必须在有异常显现孔周边1m范围内至少加密4个同等深度的抽放孔,直至无喷孔等异常显现为止。
2)局部防突措施效果检验:
选用钻屑瓦斯解吸指标法作为局部防突措施的措施效果检验。
钻孔每进1m测定该1m段的全部钻削量S,每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解析指标k1值(kmax定为0.4ml/g.min1/2,Smax定为3.2Kg/m,每次测定的kmax大于等于0.4或Smax大于或等于3.2Kg/m时,认为工作面有突出危险性当每次测定的kmax小于0.4且Smax小于3.2Kg/m时认为工作面无突出危险性)。
如果在施工抽放孔期间出现异常或效果检验出现有突出危险性时,采取加密抽放孔或抽防孔,施工抽放孔时,进行措施效果检验必须是所有抽放孔单孔瓦斯浓度降到10%以下后方可进行验证工作。
只有当措施效果检验无突出危险后且采取的安全防突措施到位后,方可按效果检验孔最短投影孔深减去2m超前距控制进尺。
3)在实施局部综合防突措施后,若预测指标为无突出危险,则只有当上一循环的的预测指标也是无突出危险时,方可确定为无突出危险工作面,并采取安全防护措施、保留足够的预测超前距的条件下进行掘进作业;否则,必须继续进行一次工作面防突措施后效果检验无突出危险后控制进尺完毕后的第二循环还必须在执行一次局部防突措施和效果检验工作。
只有在第二循环无突出危险后,方可按照区域防突措施要求控制进尺,直至完成该区域控制范围后继续实施区域防突措施。
3、防治煤与瓦斯突出现场管理
1)掘进期间在距掘进作业面回风流第一交汇点10米以外的进风巷道中施工两道反向风门,人员进入工作面时必须把反向风门打开并顶牢(风门之间的距离不得小于5米),工作面放炮和无人时,必须把反向风门关闭,回采时严禁回风系统内出现通风设施,风门的水沟、溜槽孔、调节窗、通风风门的风筒必须安设防逆流装置。
2)掘进过程中放炮时。
放炮前必须撤出该巷道内的全部人员和回风系统中的人员,同时切断掘进工作面及回风系统中的电源,关闭好反向风门和溜子孔反向防突装置,然后按技术措施规定进行站岗截人。
3)距工作面25—40m的巷道内、需要放炮时的放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置、回风道有人工作地点必须设置至少1组压风自救系统,每组压风自救系统装置应可供5—8人使用,且每人供风量不得小于0.3m3/min。
二、抽放系统
根据煤层预存瓦斯量进行分析计算,11181运输巷在巷道中铺设一趟8寸的瓦斯抽放管即可满足本煤层瓦斯抽放工作,预计主管负压13kpa,混合
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- 11181 运输 作业 规程
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