1165底板运输巷掘进作业规程Word格式.docx
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作业规程月复查记录
作业规程名称
施工单位
复查时间
参加复查人员签字
一、存在问题:
二、处理意见:
备注:
目录
第一章概况-1-
第一节概述-1-
第二节编制依据-1-
第二章地面位置及地质情况-2-
第一节地面位置及相邻位置情况-2-
第二节地质基本情况-2-
第三章巷道布置及支护说明-3-
第一节巷道布置-3-
第二节巷道支护-4-
第四章施工方式及工艺流程-5-
第一节施工方法-5-
第二节施工工艺流程-5-
第五章主要生产系统-8-
第一节通风系统-8-
第二节压风系统-10-
第三节运输系统-10-
第四节防尘及排水系统-10-
第五节安全监测监控系统-11-
第六节供电系统-12-
第七节照明、通信及信号-12-
第六章劳动组织及主要技术经济指标-12-
第一节劳动组织-12-
第二节循环作业-12-
第三节主要技术经济指标-13-
第四节主要设备及工器具……………………………………………………………………………-13-
第七章安全技术措施-14-
第一节一通三防-14-
第二节顶板管理措施-18-
第三节爆破-18-
第四节保证工程质量的措施-19-
第五节机电与运输-20-
第六节防治水-21-
第七节其他-23-
第八节职业病防治………………………………………………………………………………………24
第九节避灾路线-24-
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
1165底板运输巷掘进工作面。
二、巷道用途
预计开工时间2016年8月15日,竣工时间预计为2015年10月30日;
该巷道形成后,是四采区三区段进风、行人、运输的主要通道。
三、工程概况
1.工程量
1165底板运输巷200m,工程量924m3。
2.巷道坡度
1165底板运输石门设计坡度+3‰。
3、巷道服务年限3年。
第二节编制依据
一、《井田勘探(精查)地质报告》、《1165底板运输巷掘进工作面地质说明书》、《设计说明书)。
二、《煤矿安全规程》(2016年版)。
三、二00九年六月编制的煤矿初步设计说明书》、《煤矿初步设计安全专篇》。
四、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法(试行)》中掘进工作面质量标准化的规定。
五、《矿井设计规范》。
六、掘进工作面各工种操作规程及其它有关安全、技术管理的规定。
七、煤矿相关管理规定。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面位置及相邻位置情况
该巷道布置在+70m水平,属11采区,巷道布置在6煤层底板中。
巷道对应地面为丘陵、坡地,无河流、公路、水塘、居民建筑等,施工时对相邻巷道及地表无影响。
第二节地质基本情况
一、煤、岩层特征
主要含煤断层为二叠系上统龙潭组上段,厚140-250m;
含煤6-7层,其中6煤层为矿井主要可采煤层,2、3、5煤为局部可采,其它煤层为不可采;
6煤层上距5煤层30-40m;
根据钻孔资料,煤厚0.28-3.96m,平均厚1.9m;
根据井下巷道实测,煤厚1.65-3.79m,平均厚2.83m;
综合钻孔和井下实测,平均煤厚按1.9m;
属较稳定的中厚稳定。
6号煤层为灰黑色,玻璃光泽、条痕黑色,硬度较低,多呈粉末状,少数为块状、棱角状断口;
煤岩的原生结构一般已遭到破坏;
容重1.53t/m³
.6煤属低灰、特低硫、低磷、高发热量无烟煤。
6煤层直接顶为粉砂岩、砂质泥岩或炭质粘土页岩,粉砂岩厚0.8-15m,一般8m左右,岩石抗压强度10.8-16MPa,抗拉强度0.82MPa,属中等冒落二级顶板;
但当煤层直接顶板为厚度不大的砂质页岩、炭质粘土页岩时,因其质软、遇水后容易膨胀,属易冒落得一级顶板,支护较困难;
老底中厚粒厚层状石英砂岩,厚15-20m,岩性坚硬,碎胀性小,岩石中次生裂隙发育,多为石英脉充填;
岩石抗压强度104.4-146.6MPa,抗拉强度4.87-5.26MPa,直接底为粉砂岩为主,厚度较稳定,但受构造作用,常容易破碎,机械强度中等,一般较好维护。
二、地质构造
根据井田勘探(地质报告》及已经布置好的1163工作面和1161工作面揭露情况来看,该1165底板运输巷布置区域无大的地质构造。
三、瓦斯、煤尘情况
湘煤行【2009】第26号«
关于2008年矿井完善等级、煤尘爆炸性及煤层自然性鉴定结果的批复»
,矿井相对CH4涌出量为13.56m³
/t,绝对CH4涌出量0.79m³
/t,相对CO2涌出量13.05m³
/t,该矿井属高瓦斯矿井。
1165底板掘进工作面属于布置在煤层的底板当中,所以在掘进中,不存在瓦斯涌出,但根据图纸资料显示,在该区域存在原国矿采空区及老巷,掘进中可能会受到老巷及采空区内的有害气体威胁,所以掘进中还应加强通风瓦斯管理工作,严格按照规定对作业点进行瓦斯检查。
四、水文情况
该巷道底板标高+70m—+73m之间,其对应地面为丘陵、坡地,无河流、公路、水塘、居民建筑等,施工时对相邻巷道及地表无影响。
该巷道的地表经调查相邻区域无大的水体、构造相通,所以掘进时局部地段可能会有滴水或淋水现象,但对巷道掘进不会造成透水威胁。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道布置
1、1165底板运输巷在+70m运输巷指定位置开口,开口坐标:
X=2899854.187,Y=38391415.371,Z=++69.7m,α=206º
26´
34"
,巷道坡度3‰。
属全岩巷。
掘进200m,达到设计的位置,形成1165底板运输巷。
2、巷道平面示意图及剖面图。
二、巷道断面设计
根据围岩情况,采用梯形断面形状。
1、梯形断面施工:
巷道净宽1.5m,净高2.0m,下净宽2.5m。
断面:
S毛=4.62m2,S净=4㎡。
2、水沟位于巷道迎头右(西)帮下角,水沟为矩形水沟,宽0.3m,深0.3m,混凝土浇筑,水沟。
第二节巷道支护
一、临时支护
1、根据巷道围岩性性质及矿设计方案,断道断面为梯形断面,采用矿工钢梯形梯棚作永久支护,棚子间距为中对中0.5米,当巷道改向转弯时,以宽的一帮为准(即宽边不超过0.4米),靠近棚子采用小板作背接材料,小板后面采用刹杆作背帮接顶材料,第一层小板间距为12公分,背帮接顶必须严实,棚子之间设置撑杆,两帮各2根,顶上3根,撑杆直径不得小于5公分。
撑杆规格:
长X直径=0.6米X0.05米;
小板规格:
长X宽X厚=1.2米X0.12米X0.03米;
遇顶、帮松软易漏冒段,需在小板后铺设竹笆。
2、临时支护(前探支护)。
(附图)
(1)空顶距不能大于1.5米,顶板破碎段不能大于1米;
(2)前探梁采用无缝钢管:
规格为:
长X管外径X壁厚=4.0米X0.06米X0.006米;
。
(3)支护木板规格:
长X宽X厚=1.5米X0.12米X0.06米;
(4)前探梁与棚子顶梁连接采用钢丝绳绑扎;
丝绳直径为6mm;
捆扎的钢丝绳束每扎不得少于6根钢丝绳;
钢丝绳打接要牢固,最好采用相应的绳卡压接。
二、永久支护
1、1165底板运输巷掘进工作面采用矿工钢梯形棚支护
1)支架由梁、腿组成,架设时形成梯形棚,辅助材料有撑杆、背板(小板)、背帮接顶材料(圆木、半圆木等)。
2)架棚施工操作顺序:
巷道按规定断面成形→刨腿窝→立腿→上梁→背小板
→打撑杆→背帮接顶,整个操作过程要安排专人观山.
2)支护材料要有备用,备用支架的数量为一天的用量:
棚子6架及相应的辅助材料。
备用支护材料要分类别、分规格整齐码放于工作面20米之外,且不得影响行人、运输、通风、施工。
2、工程质量控制
工程质量要求见表3-2
项次
项目
标准
合格(mm)
优良(mm)
净
宽
上净宽(设计1.5m)
-30~+50
0~+50
下净宽(设计2.5m)
净高
净高设计2m
棚距
棚距为0.5m
-50~+50
-50~0
迎山角
迎山角3~5°
偏差+1°
偏差+0.5°
撑筒
6个
撑筒不齐超过2处
全部符合要求
背板
背紧、背牢
80%符合设计
全部符合设计
柱窝
150mm深
三、巷道断面及支护图(附图)
第四章施工方式及工艺流程
第一节施工方法
1165底板运输巷掘进采用钻眼爆破法一次成巷施工,掘进与支护顺序作业方式。
第二节施工工艺流程
一、施工工艺流程为:
交接班→安全检查→处理安全或临时支护→打眼→装药联线→布岗放炮→通风→处理安全→临时支护(前探支护)→出矸→找掉成形、做好临时支护、架好工字钢梯形双台棚→打水沟→钉道。
二、打眼:
1165底板运输巷采用YT-7655型号气腿式凿岩机打眼;
钻杆为2m的六角空心钻杆,“一”字形钻头,钻头直径40mm。
打眼工必须严格按照“炮眼布置图”所示眼位、角度、深度进行打眼,根据理论计算,该掘进工作面煤岩层共布置7个炮眼。
(炮眼布置详见“断面炮眼布置图”)
3、装药:
使用3#煤矿乳胶炸药,采用正向装药方式,1—5段毫秒延期电雷管,每眼装黄泥不得少于0.5m,使用水炮泥一条、并且用黄泥封口,详见装药结构图。
该碛头断面较大,采取一次打眼、分次装药,分次放炮方式,全断面共放三次,掏槽眼与中部辅助眼为第一次,帮眼为第二次,顶眼为第三次。
四、联线:
采用两根单股铜芯线或双芯铜芯线作为放炮母线,放炮母线必须设在规定的启爆点位置(四采区避难所内),且距巷道顶板500-800mm,母线连接与悬挂必须符合《煤矿安全规程》中的第334条规定,全断面均采用串联联线方式,接头必须用绝缘胶布包好,放炮母线随放随收,敷设放炮母线时,放炮母线不得与金属导体、电缆线接触,放炮母线在与雷管脚线连接时,必须先对敷设的放炮母线先进行全面检查,并作通电试验。
五、爆破:
MFB—200型发爆器,分次装药,分次起爆。
(装药量及爆破顺序见下表)
爆破原始条件
单位
数据
掘进断面
平方米
4.62
煤、岩层坚固系数
f
煤f=1~2岩f=4~6
炮眼数
个
总装药量
㎏/循环
4.2
平均炮眼深度
米
1.58
瓦斯情况
高瓦斯矿井
雷管类型
1-5段毫秒雷管
炸药类型
3#煤矿乳胶炸药
预期爆破效果表
炮眼利用率
%
94
循环进尺
m
循环出矸量
M3/循
循环炸药消耗
㎏/循
每米炸药消耗
㎏/m
2.38
循环雷管消耗
发/循
每米雷管消耗
发/米
1.42
六、装运:
掘进矸石采用人工装入1吨“U”型矿车。
七、管轨线敷设
1.压风、防尘水管:
压风管和防尘水管主管路采用直径50mm的无缝钢管,支管路采用直径20mm的铁管或胶质高压软管,高压软管长度25~30米,在迎头放炮时,能够随放随收。
主管路随迎头向前延伸,进行逐步延伸,主管路挂设在巷道右(东)帮上,用凿岩机打眼设置挂桩进行悬挂,挂桩间距2米/个,悬挂时,风管在上,水管在下,相距200mm,悬挂位置距离巷道底板1000mm。
2.铺轨:
(1)巷道铺设15kg/m轨道,轨距600mm,轨道距离巷道右帮(非行人侧)750mm,距离巷道左帮(行人侧)1150mm。
(2)轨枕用200mm×
140mm×
1200mm的方木,轨枕中到中间距800mm。
(3)轨道接头间隙不大于5mm,接头高低差不大于2mm。
严禁铺设齐头道,两根轨道接头错距不得小于1.5m。
要求轨道铺设严格执行质量标准,轨道接头必须平整,构件齐全,螺栓牢固。
(4)轨道铺设不得有浮离道、悬空道、杂拌道,道床平整,道床渣面与枕木面相平。
3.风筒:
风筒布置于巷道右(东)侧,紧贴巷道右弧形拱处,悬挂高度不得低于1.6m,要求悬挂平直,反边连接,接头严密,逢环必挂,破口风筒和沙眼风筒及时粘补,保证百米漏风率不得大于5%。
4.通讯、信号线缆:
甲烷传感器线、电话线和动力线悬挂于巷道左(西)帮,悬挂高度不得小于1800mm,信号线位于动力线上方,距离不得小于100mm。
第五章主要生产系统
第一节通风系统
一、通风方式
1165底板运输巷掘进采用压入式通风(正压通风方式),风筒出风口距迎头距离不超过5m,局部通风机安装在+70m水平运输巷岔口处,该掘进工作面风筒供风的最大距离为250m。
二、风量计算
1.按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×
QCH4×
Kg=100×
0.8×
2=160m3/min
式中:
Q掘—掘进工作面排除瓦斯所需风量,m3/min;
QCH4—掘进巷道绝对瓦斯涌出量,0.8m3/min;
Kg—瓦斯涌出不均匀系数,取1.5—2.0,该工作面取1.5;
2.按同时工作最多人数计算:
Q掘=4×
N=4×
8=32m3/min
Q掘—掘进工作面同时工作最多人数所需风量,m3/min;
N—掘进工作面同时工作最多人数,人;
4—《煤矿安全规程》规定作业人员需风量,4m3/min。
3.按一次起爆炸药量计算:
Q掘=25A=25×
4.2=105m3/min
A—一次起爆炸药量,kg。
4.按局部通风机的实际吸风量计算:
Q掘=Q局×
I×
kf==220×
1×
1.2=264m3/min
式中:
Q局—局扇风机的吸风量,此处选择的局部通风机吸风量范围为220~115m3/min
,因此处供风距离短,计算风量取较大值为220m3/min
I—工作面风机台数;
kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,进风巷中无瓦斯涌出取1.2;
经以上计算,初步确定1165底板运输巷掘进工作面最小需风量为160m3/min,局扇风机处的供风量最小为264m3/min。
此处选择风机为2×
5.5KW的对旋式局部通风机供风,风筒选择为直径400mm的矿用双抗风筒。
根据本矿实际。
选择两台FBD№5.0/2×
5.5型局扇风机作为该处掘进的供风局扇。
5.局部通风机安装地点的供风量计算:
Q供=Q吸+9S=220+9×
3.64≈253m3/min。
三、风量验算
1.按最低风速验算:
Q掘>
15S=15×
4=60m3/min
2.按最高风速验算:
Q掘<
240S=240×
4=960m3/min
式中:
Q掘—掘进工作面实际需要风量,m3/min;
S—工作面最大断面,m2;
该工作面取4m2
3.结论,根据验算60m3/min<
Q掘=160m3/min<
960m3/min,符合《煤矿安全规程》的规定,因此选用2×
5.5kw的FBL№4.0型局扇风机,风筒直径为400mm,选取220m3/min作为该工作面的风机吸风量,局部通风机处的供风量不得小于253m3/min。
能够满足该掘进迎头供风需求,并符合相关规定。
四、局扇风机安装位置见通风系统示意图。
五、通风路线:
1.新鲜风流路线:
主井口→主斜井→+70运输平巷→1165底板运输巷掘进工作面。
2.工作面回风路线:
1165底板运输巷掘进工作面→回风上山→回风联络巷→+128m回风巷→总回风斜井→地面。
(详见《通风系统及避灾路线示意图》)
六、1165底板运输巷掘进通风系统及避灾线路图(附图)
第2节压风系统
1、工作面迎头钻眼作业所需风动压力来自于地面空压机房,以管道向迎头供风,管路随迎头推进同时延伸。
2、压风主管路采用直径Ф87*5的无缝钢管,供风距离长400m,分支管路从+70运输大巷主管路连接,支管采用Ф57*3,连接凿岩机具的管路采用直径36mm的高压软管。
3、在避难所内安装有压风自救袋,自救袋数量为10个,供该迎头及整个采区紧急避难之用,压风取自初期取自地面空压机房。
第三节运输系统
1、该迎头采用人工装砂,装入MG1.1“U”型固定矿车,剩余矸砂,用人工掏扒、拙箕装入矿车内,由人工运至主斜井车场由主斜井绞车提出。
2、重车由人工推至+70m运输大巷内。
具体运输线路:
(1)、空车、材料设备运输线路:
地面→主斜井→+70主运输平巷→1165底板运输巷掘进工作面。
(2)重车运输线路:
1165底板运输巷掘进工作面→+70运输大巷→车场→主斜井→地面矸石场
第四节防尘及排水系统
1、防尘水源:
该作业点防尘水源取自地面防尘水池。
2、主供水管路为Ф57*3无缝钢管,从地面防尘水池,顺主斜井至+70m水平。
分管路由+70m水平车场叉口处连接。
迎头用水支管也采用橡胶管Ф25mm连接至掘进工作面,工作面凿岩机具采用高压软质水管连接。
3、供水路线:
地面防尘水池→主斜井→+70m车场→+70m运输巷→1165底板运输巷掘进工作面。
4、工作面涌水通过水沟自流出井,排水路线:
1165底板运输巷掘进工作面→+70主运输平巷→+70m水仓→主斜井→地面。
5、防尘水幕:
在距迎头30m的位置,安设一组防尘水幕(每组防尘水幕由四个防尘喷头组成),防尘水幕随碛头推进同时前移。
6、隔爆、抑爆设施:
1165底板运输巷掘进60m后,在距回风口10m的位置安设一组集中式水袋棚,水袋采用规格为40L,水袋棚总容量不少于1200L。
水袋外边缘距两帮,顶板之间的距离≥100mm,水袋的排间距为1.2m≤L≤3m。
水袋在巷道中安装方式采用吊挂式,并呈横向布置,巷道布置隔爆水袋长度不小于20米。
8、防尘措施:
保证水管供水,采用湿式钻眼;
装药时使用水炮泥;
在放炮前,开启防尘水幕;
放炮后,用水管冲洗岩帮,装岩期间,必须先对爆落矸堆进行洒水降尘;
作业人员佩戴防尘口罩。
第五节安全监测监控系统
1、主机,矿井在地面监控室安设一组KJ70N监测主机。
2、该工作面安设监控分站,安设在+70m运输巷内。
3、该掘进工作面按照《煤矿安全规程》和《煤矿瓦斯监测监控AQ1029》要求进行布置与安设,安设GJC4甲烷传感器2台,其中掘进工作面1台,安设在距离碛头5米处,工作面回风流甲烷传感器安设在距离回风口10~15米处,工作面回风与全风压风流汇合后10米处,安设一台甲烷传感器,监测汇合风流瓦斯深度,开停传感器2台,风筒传感器1台。
各处甲烷传感器设定的预警值、报警值和断电值设定如下表:
安设地点
传感器种类
预警值
报警值
断电值
复电值
掘进工作面
0~4%甲烷传感器
0.7%
1.0%
1.5%
0.9%
工作面回风流
10%
回风合流后10米处
0.5%
0.4%
4、监控系统通讯传输路线:
工作面→分站→井口监控室。
5、上述甲烷传感器设置值、监控设备的型号、缆线规格、长度等参数见附图《供电及安全监测设备图》。
第六节供电系统
一、矿井采用双回路供电,10kv电源入井,在+70m水平水泵房建立了机电房。
二、1165底板运输巷掘进工作面使用的各种设备电源来自于机电房,供电系统简图见附图。
第七节照明、通信及信号
一、在距掘进迎头50m的位置安设一台KJT101-16型矿用防爆数字电话机,并随迎头推进而前移。
通讯路线:
工作面→调度室(或各主要生产作业地点、地面各主要科室)。
二、该掘进工作面不安设照明和其它信号设备。
第六章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
本掘面采用专业工作组作业,打眼、支护作为一个工作组进行作业,装岩、钉道一个工作组,三个工作组共同完成该掘进巷道的主要工作内容。
安全管理方面,该掘进工作面设班长一名,负责该掘进工作面人员调配组合,工作协调及劳动纪律管理,生个小组设置一名小组长,负责每个小组的具体工作分配与安全;
放炮员编制在打眼支护组内,实行专职管理,每个小班配置专职瓦斯检查员一名,由矿统一调配,不列入班组工资考核范畴。
详见劳动组织表。
第二节循环作业
1、循环作业方式,采用正规循环作业方式。
班组采用“三八作业制”形式组织生产作业,早班8时至16时,中班16时至24时,夜班0时至早上8时,以打眼、放炮、支护、装岩为主要施工工序循环,每天完成1.5个循环,日循环进度3m,月进度78m。
详见劳动组织与循环作业图表
第三节主要技术经济指标
主要技术经济指标表
项目
指标
巷道长度
200
巷道坡度
‰
巷道掘进断面
㎡
巷道净断面
巷道支护方式
矿工刚
日进尺
日出勤
人
在册人数
掘进工效
m/工
0.143
正规循环率
80
昼夜循环数
1.5
月循环数
25.5
月进尺
78
㎏
3.76
发
发/m
2.3
枕木消耗
M3/m
0.036
矿工刚消耗
套/米
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