11081运输平巷机掘作业规程正文.docx
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11081运输平巷机掘作业规程正文
11081运输平巷机掘
作
业
规
程
目录
第一章概况1
第一节概述1
第二节编写依据1
第二章地面位置及地质情况2
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况2
第二节煤(岩)赋存特征2
第三节地质构造4
第四节水文地质4
第三章巷道布置及支护说明4
第一节巷道布置5
第二节支护设计5
第三节支护工艺6
第四章施工工艺9
第一节施工方法9
第二节凿岩方式10
第三节装载与运输方式10
第四节管线及轨道敷设10
第五节设备及工具配备11
第五章劳动组织及主要技术经济指标12
第一节劳动组织12
第二节作业循环12
第三节主要技术经济指标13
第六章生产系统14
第一节通风系统14
第二节压风系统15
第三节压风自救系统15
第四节综合防尘15
第五节防灭火16
第六节安全监控系统16
第七节供电系统17
第八节排水系统18
第九节运输系统18
第十节照明、通信和信号18
第七章安全技术措施19
第一节施工准备19
第二节一通三防管理19
第三节顶板管理21
第四节防治水管理21
第五节综合防突管理22
第六节机电管理22
第七节运输管理23
第八章特殊措施24
第九章灾害应急措施及避灾路线33
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称及用途
该巷道在111运输石门落平点往里191.5m处的巷道东帮为11081运输平巷开口中,沿C8煤层的走向定向掘进。
该巷道作为将来11081回采工作面的运输巷,作为11081工作面回采时的运输、通风、行人等用。
二、巷道设计长度、工程量及坡度
11081运输平巷设计掘进长度为960m,从开口位置已炮掘140m,还余820m,巷道方位为87°01′42″。
三、巷道服务年限、预计开、竣工时间
该巷道的务年限须满足11081工作面的回采年限。
根据金益公司有关领导对矿建计划安排决定,于2010年5月7日开工,按每月240m掘进成巷,预计到2010年8月份该巷道将竣工。
四、11081运输巷平面布置图
附图1:
11081运输巷平面布置图
第二节编写依据
1、贵州煤矿设计院完成的贵州金益煤炭开发有限公司木担坝矿井11081运输平巷平、剖、断面图。
2、贵州省地质矿产勘查开发局一○六地质大队2006年12月所编制的《习水县木担坝煤矿勘探地质报告》及一区段总回风石门实际地质素描图。
3、国家、煤炭行业有关政策、法律法规、规程规范标准和文件。
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
一、地面相对位置情况
附表1-1井上下对照关系表
采区
一采区
工程名称
11081运输平巷
地面标高
1269.726m
(回风井)
井下标高
+1170.47m
施工位置
该巷道设计掘进长度约为960m,在111运输巷工作面K140m处开始施工,巷道方位为87°01′42″。
地面相对位置建筑物及其他
该巷道在地面无其他建筑及水体赋存情况,对该巷道施工无影响。
临近采掘情况对巷道的影响
我矿周边无任何矿井建设,与11081运输平巷临近的巷道有:
一区段111运输石门、111联络巷等,但该巷道与各条巷道的距离都达到安全保护岩柱,所以对该巷道的施工无影响。
水、火、瓦斯等对巷道掘进的影响
该巷道掘进范围内无地下水源及火区,但在掘进过程中预防煤与瓦斯突出,因此在掘进过程中必须按“四位一体”进行施工,并作好通风、瓦斯管理和防突管理工作。
第二节煤(岩)赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数预计巷道揭露的主要煤层间距,顶底板岩性及特征
该巷道属于顺层巷道,沿C8煤层顶板掘进,煤层产状为87°01′42″/17º,煤层平均厚度为1.42m。
在施工过程中要时刻注意对巷道(煤层)顶板岩层的管理,局部中间夹有薄层矸石,该煤层属于块煤,坚固性系数为4.0。
颜色为黑色,条痕褐黑色,为半亮型-光亮型块煤。
以玻璃光泽为主,少部分金刚光泽和沥青光泽;煤岩具层状和块状构造,条带状和均一结构;以阶梯状、贝壳状断口为主;煤层内生裂隙发育,且多为无机矿物充填,机械强度较高,不易破碎。
煤层直接顶板为炭质泥岩、泥岩、泥质细砂岩;间接顶板为含细砂质泥岩、细砂岩、泥质粉砂岩。
煤层直接底板为炭质泥岩、泥岩、泥质细砂岩;间接底板为炭质泥岩、泥岩、泥质细砂岩、细砂岩。
C8煤层属中等复杂结构煤层,该煤层为中灰中硫低磷高热值无烟煤。
C8煤层距C5煤层垂距为12.9m,距C12煤层垂距为25.78m。
C8煤层无煤层爆炸性,为自燃煤层,CH4平均含量为13.553m3/t,通过煤与瓦斯突出危险性鉴定,该煤层在标高+1140M以上埋深在130M内不突出,其它区域为突出区域。
附表1-2C8煤层特征情况表
指标
参数
备注
煤层厚度(最大-最小/平均)m
1.07-1.75/1.42
煤层倾角(最大-最小/平均)度
17-20/18.5
煤层硬度f
≤4
煤层节理(发育程度)
不发育
煤层层理(发育程度)
不发育
自燃发火期/d
易自燃
煤层爆炸指数(%)
无煤尘爆炸性
地温(0c)
正常
附表2C8煤层顶板情况表
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度
岩性
顶板
直接顶
Ⅴ类
中硬f=4-6
0.5m
泥岩含少量硫铁矿结核
伪顶
/
/
0.3m
泥岩
底板
直接底
Ⅴ类
中硬f=3-5
0.6m
泥岩
第三节地质构造
木担坝井田位于木担坝背斜北翼,该背斜为井田及周边地带主要构造线。
地层走向NW—NE。
根据地质报告及111运输石门实际地质素描图,11081运输平巷巷道范围内无太大的地质构造,但是在掘进过程中要注意小断层等地质构造。
第四节水文地质
从地质报告的水文资料分析,本区内水文地质情况属于简单型,地下水主要为大气降水渗透地下水源,矿床充水方式为顶板间接进水。
由于C8煤层距P2m充水含水层较厚,故P2m充水含水层对C8煤层充水的可能性小,故其矿井涌水量应为T1y2+P3c顶板充水含水层的涌水量,即正常涌水量为为854.72m3/d,最大涌水量为4752.24m3/d,所以在该巷道的掘进过程中仍然坚持“有掘必探,先探后掘”的施工原则,掘进过程中必须认真做好探放水工作。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道布置的层位、底板标高、开口位置、方位角
11081运输平巷为顺层巷道,巷道沿C8煤层顶板顺走向掘进,该巷道开口底板标高为+1170.47m,从111运输巷工作面K140m处进行施工,根据设计,该巷道掘进方位为87°01′42″,按中线定向掘进。
第二节支护设计
一、巷道断面
1、11081运输巷顶板正常时采用矩形断面,掘进断面为:
宽4.5m、全高2.7m,S掘=12.2m²;净断面为:
宽4.3m、全高2.6m,S净=11.2m²;
二、支护方式
(一)临时支护
采用吊挂式前探梁做为临时支护,前探梁采用3根φ×L=3寸×3.2m的厚壁钢管制作,用顶板锚杆和吊环固定,吊环形式为圆形或椭圆形,每根前探梁不少于2个吊环吊起,吊环与前探梁之间用木楔打紧刹牢,以保证吊环的固定。
吊环用配套的锚杆螺母固定,上吊环的锚杆必须留有足够的丝扣,一般不小于40~80mm,以保证吊环的固定。
前探梁上方用方木、枇子、木楔接实顶,方木规格为:
长×宽×厚=1.8×0.1×0.1m方木、枇子、木楔接实顶板。
当工作面遇到地质构造或顶板破碎采用前探梁支护不能正常使用时,必须采用木点柱进行临时支护,木点柱采用直径不小于14mm的优质圆木,长度2.2m至2.6m,当木柱支设在浮矸上时,下部必须穿木鞋(长×宽×厚=400×200×100mm),上部采用木托板(长×宽×厚=600×150×100mm)和木楔接顶;
附图2:
临时支护图
(二)永久支护
1、11081运输平巷顶板采用锚网带、锚索联合支护;两帮采用锚网支护。
顶板布置7棵锚杆,排间距800×750mm;上帮布置4棵、下帮布置3棵,两帮锚杆排间距均为800×800mm;锚索在顶板布置2棵,间距2m,在顶板完整时为2.4m,遇到地质构造或顶板破碎时缩小为0.8~1.6m;
顶板锚网距迎头≯0.8m、顶板锚索距迎头≯3.0m;顶板完整时,机掘一循环后最大控顶距≯2.0m;遇到地质构造或顶板破碎时,机掘一循环后最大控顶距≯1.6m;
2、巷道离层检测
采用顶板离层指示仪检测顶板离层。
离层指示仪每50m安设一组,离层指示仪的安设要及时,安设位置距迎头不大于15m,安设在巷宽的中部。
发现顶板离层指示仪达到临界值时,应立即向矿调度室汇报。
附图3:
支护断面图
第三节支护工艺
一、支护主要参数、支护工序安排及支护要求
(一)锚网带、锚索支护
1、支护材料
(1)锚杆及锚固剂:
锚杆采用φ20mm的左旋无纵筋螺纹钢加工制成,长度按设计为2m;每根锚杆使用树脂锚固剂数量:
顶板3根、两帮2根。
锚杆外露长度为30~50mm;托盘为正方形,规格(长×宽)为120×120mm,用厚10mm钢板压制成弧形;树脂锚固剂直径为20mm,每根长度为350mm;锚杆均使用配套标准螺母紧固。
每根锚杆锚固力:
顶板锚杆不小于70KN、两帮锚杆不小于50KN。
(2)、金属网
采用网格50×50mm的10#铁丝编成的机织菱形网,规格(长×宽)为4.5×1.0m,挂网搭接100mm,金属网搭接位置用14#铁丝进行扭结,扭结间离为200㎜,且扭结距要均匀。
采用锚杆支护巷道顶及煤帮。
(3)“M”钢带为:
GRT–M3–150,宽150mm、长4400mm、厚3mm、高30mm、边孔距200mm、重量4.05kg/m、破断载荷≮190KN;
(4)锚索:
采用Φ15.24mm,L=8.0m钢绞线配合锁头、托盘进行安装;每孔使用7块Φ23mm、长为350mm的树脂锚固剂固定,托盘钢板规格:
300×300×12mm,并在中心钻一个直径Φ16mm的圆孔。
2、锚杆安装工艺
(1)打锚杆眼:
打眼前,严格按中线检查巷道规格,如不符合巷道设计要求必须先进行处理;打眼前要先按照由外向里,先拱后帮的顺序检查巷道顶、帮,处理松动的危岩,确保安全后方可作业。
使用锚杆打眼机由外向里,先顶后帮的顺序施工锚杆眼,眼深不得小于设计长度;退钻时稳住钻机均匀退出。
所打锚杆应垂直于巷道轮廓线,严禁顺着岩层布置锚杆孔。
(2)安装锚杆:
安装锚杆前先使用高压风管冲洗锚杆眼,操作员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人;然后把树脂锚固剂送入眼底。
使锚杆顶住树脂锚固剂,锚杆外端头套上配套的螺帽,用带有专用套筒的锚杆安装机卡住螺帽。
开动锚杆安装机,使锚杆安装机带动锚杆旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌均匀,直至锚杆达到设计深度,方可撤去锚杆安装机。
搅拌旋转约40秒后,卸下螺帽,按设计要求挂好网并上好托盘,拧上螺帽,使托盘紧贴岩石或巷道壁,锚杆预紧力≮400N/M。
3、锚索安装工艺
(1)安装方法:
①当巷道按设计要求支护合格以后,用MQT-85J31型气动锚杆钻机配合S19中空六方接长式钻杆Φ27mm双翼钻头湿式打眼。
为保证孔深准确,必须在起始杆上用白色或黄色油漆(或粉笔)标出终孔位置,眼深不小于5.8m,并用压风将眼内的残渣吹净。
②安注树脂锚固剂前应检查锚固剂质量是否合格,以手感柔软为合格,不合格的严禁使用。
③用棉丝将锚索锚固段的水、煤粉等擦干净,用塑料封箱胶带将树脂锚固剂与锚索粘接定位。
④两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔,确保锚固剂全部送到孔底。
安注药卷时必须快凝药卷在上,缓凝药卷在下,然后用锚索钢绞线顶住树脂锚固剂轻轻送入,注意不要用力过猛及不能反复抽拉锚索,以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。
⑤锚索下端装上专用搅拌驱动器,再将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆钻机上。
⑥一人扶住机头,一人操作锚杆机,边推进边搅拌,前半程用慢速旋转,后半程用快速搅拌,搅拌时间控制在20~30s,确保搅拌均匀。
⑦停止搅拌后,必须保持锚杆机的推力约3min,然后收回锚杆机。
⑧10min后先卸下专用搅拌驱动器,装上托盘、锚具并将其托到紧贴顶板的位置。
⑨两人一起张拉千斤顶套在锚索上用手托住。
然后开泵进行张拉,并注意观察压力表读数,达到设计预紧力或千斤顶行程结束时,迅速换向回程。
⑩卸下张拉千斤顶(注意用手接住,避免坠落),完成锚索的安装。
4、技术要求:
①锚索矩形布置,布置在顶板锚杆空挡内。
②锚索应在迎头施工时与锚杆同时安装。
③锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿,要一气呵成,绝对不能反复搅拌,否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏,导致锚固失败。
④搅拌树脂药卷后10~15min张拉锚索,张拉预紧力控制在60~80kN。
⑤锚索安装48h后,如果发现预紧力下降,必须及时补拉。
(四)、质量标准
1、锚杆安装质量标准:
(1)锚杆间排距±100mm;
(2)(3)锚杆孔深度0~+50mm;
(4)锚杆方向与巷道轮廓线夹角≤15º;(5)锚杆外露长度30~50mm;
2、锚索支护质量标准:
①锚索孔深误差控制在0~+200mm。
②锚索外露长度控制在小于或等于200mm。
③锚索锚固力不低于200kN.
④锚索孔距误差±150mm
3、锚网支护巷道质量标准:
(1)宽度偏差:
中线至任一帮0~150mm;
(2)高度偏差:
腰线至顶板0~200mm。
二、在巷道岩层不稳定或过破碎带施工时,当以上支护不能有效支护顶板时,再另编写支护措施,进行加强支护。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道开口施工方法
由测量人员标定好巷道中线方位,在施工前准备好施工所需要的设备、工具及各种材料等,严格按巷道中线施工。
二、巷道掘进方法:
巷道采用EBZ132悬臂式掘进机掘进,使用掘进机切割时,自左帮至右帮呈“S”型切割,先割出毛巷道,再根据中线及设计断面尺寸割出荒断面,掘进机切割完煤岩后,首先退出掘进机,进行临时支护,除净迎头截割下的煤矸,准备好锚网机具及支护材料,对顶板进行支护,支护完成后,进掘进机,进行下一循环的工作。
施工顺序:
掘进机切割→临时支护→除净迎头煤矸→顶板永久支护→两帮永久支护。
第二节凿岩方式
一、采用EBZ132悬臂式掘进机掘进巷道
1、打眼机具:
岩层打眼采用YT-28型风钻进行打眼施工;煤层打眼采用风煤钻进行打眼。
拱部锚杆采用MQT-120/1.0S型风动锚杆机打眼;安装锚杆时使用锚杆安装机进行锚杆的安装;压风来源于地面压风机房。
2、施工过程中的降尘方法:
打眼采用湿式打眼,封孔采用黄泥炮泥进行封孔,在巷道中按相关煤矿相关规程及规定安设防尘系统。
第三节装载与运输方式
一、装载方式
工作面掘进机切割完的煤矸,通过自带溜子、转载皮带至11081运输巷皮带。
二、运输方式
在11081运输巷铺设皮带,带式输送机型号为DSJ65/20/2×40,皮带机头与111运输石门皮带机尾搭接,随着工作面往前推进,应及时往前延皮带。
工作面煤矸→掘进机自带溜子、转载皮带→11081运输巷皮带→111运输石门、运输上山皮带→煤仓→主井底联络运输巷、主斜井皮带→地面。
第四节管线及轨道敷设
一、管线布置
在巷道掘进施工过程中,所有电缆敷设在巷道的左侧用电缆钩固定在巷道底板上1.0m处,每隔1m设置一个电缆钩,电缆垂度不超过50mm;风水管、风筒敷设在巷道的左侧且水管固定在巷道底板上0.2m处,风管固定在巷道左侧底板上0.3m处,接口严密,不得出现漏水、漏风现象。
水管的安装保持在距工作面20m范围内并使用一寸胶管连接至工作,随工作面及时延长安装,以备工作面正常用水。
风筒吊挂在右帮底板上1.8m处,逢环必挂且吊挂平直,风筒口距工作面保持在5m左右。
第五节设备及工具配备
一、设备及工具配备见下表
表4:
设备及工具配备表表4:
设备及工具配备表
序号
设备工具名称
型号规格
单位
数量
备注
1
溜子
SGB420/40T
部
1
共用
2
皮带
DSJ65/20/2×40
部
1
共用
3
锚杆套筒
个
5
共用
4
手持式风煤钻
ZQS-35/2.0
台
1
共用
5
钻杆
根
4
共用
6
钻头
金刚石合金
个
4
7
活动扳手
12寸
把
1
每班
8
钳子
把
1
每班
9
风钻机
YT-28
套
3
共用
10
钎头
Φ42
个
4
11
钎头
Φ28
个
4
12
钎杆
2.2M
根
4
共用
13
钎杆
1M
根
10
共用
16
大锤
18号
把
2
共用
17
锚杆打眼机
MQT-120/2.3
台
2
共用
18
尖镐
个
2
共用
21
光学瓦检仪
台
2
22
便携瓦查仪
台
5
23
局部通风机
FBDNo6.3-2×15
台
2
共用
24
掘进机
EBZ132悬臂式
部
1
共用
说明:
以上工具设备共用部分,必须爱护使用,自备工具必须依旧换新,托善保管。
第五章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
11081运输平巷掘进采用“三八”制(一天三班,每班8小时)组织生产。
附表5:
劳动组织表
工种
备注
一班
二班
三班
小计
打眼支护工
6
6
6
18
迎头工
运料工
2
2
2
6
迎头工(兼)
机电维修工
1
1
1
3
专职(持证上岗)
胶带(刮板)输送机司机
2
2
2
6
迎头工(兼)持证上岗
局部通风机司机
1
1
1
3
瓦检员(兼)
安全员
1
1
1
3
副队长(兼)
质量验收员
1
1
1
3
专职
卫生清理工
2
2
专职
掘进机司机
1
1
1
3
专职
队长
2
2
2
6
正副队长各一名
特殊工种
1
1
1
3
瓦斯管理员
合计
14
12
12
38
出勤人数
第二节作业循环
根据工艺流程,正规循环作业方式(日、班正规循环个数),在顶板完整时,每班两个循环,日进六个循环,循环进度1.6m;在顶板破碎时,每班三个循环,日近九个循环,循环进度0.8m;编制正规循环作业图表,采用正规循环作业,提高工时利用率。
附表6:
循环作业图表
第三节主要技术经济指标
附表7:
主要技术经济指标表
序号
项目
单位
半煤岩巷
1
巷道总长度
米
960
2
在册人数
人
38
3
出勤率
%
85
4
循环进度
米
1.6
5
每班循环次数
个
2
6
日循环次数
个
6
7
日进度
米
9.6
8
月进度
米
240(考虑到工作面打瓦斯预测孔影响)
9
效率
米/工
0.25
10
锚杆消耗
套/米
16.3
11
树脂锚固剂消耗
个/米
48.8
12
钢带消耗
Kg/米
4.05
13
金属网消耗
m2/米
13.0
14
锚索消耗
套/米
1.25
15
风钻消耗
部/百米
0.25
16
风钻钎子消耗
根/米
0.11
17
风钻钻头消耗
个/米
0.3
18
风煤钻消耗
部/百米
0.2
19
风水管消耗
米/米
0.3
20
风筒消耗
米/百米
23.8
21
油脂消耗
Kg/米
0.3
22
配件消耗
元/米
7.75
23
其它消耗
元/米
26
第六章生产系统
第一节通风系统
一、通风方式及供风距离
11081运输巷采用安装局扇对工作面进行通风,通风方式为压入式通风;局扇安装在111联络巷单向风门以外10m处。
风筒直径为Φ800mm,局扇距巷道开口位置约160m,随着工作面往里推进而供风距离逐渐增大。
风筒出口距掘进迎头不大于5m。
二、风量计算
(一)按人数计算
Q掘=8×n(m3/min)
式中:
n—掘进工作面同时工作的最多人数,取16人。
Q掘=8×16=128(m3/min)
(二)按瓦斯涌出量计算
Q掘100×q×k(m3/min)
式中:
Q掘—掘进工作面实际需要的风量,(m3/mim);
q—掘进工作面绝对瓦斯(二氧化碳)涌出量,取1.2m3/mim(根据实测);
k—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,即掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。
通常,机掘工作面取k瓦斯=1.5~2.0;
Q掘=100×1.2×2.0=240m3/mim
根据以上计算结果,取Q=240m3/min作为该工作面需要风量。
三、按风速进行验算
煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足:
15×Sj≤Q掘≤240×Sj
式中Sj—掘进工作面巷道过风断面,m²
15×11.2≤240≤240×11.2
168≤240≤2688
经验算风量满足要求,故确定:
该工作面的供风量为:
240m3/min。
四、局部通风机的选型
根据该掘进巷道的断面、供风距离及供风风量要求,经过计算,选用2台FBD№6.3-2×15KW对旋隔爆轴流式局部通风机,局部通风机的工作风量为375-240m³/min。
一台使用,一台备用。
五、通风系统图
附图4:
通风系统示意图
第二节压风系统
风源来主斜井地面压风机房,经过主斜井、运输上山、主井联络平巷、111运输石门至11081运输平巷掘进工作面。
压风系统:
主斜井地面压风机房→主斜井→主井联络平巷→运输上山→111运输石门→11081运输平巷掘进工作面。
附图5:
压风系统示意图
第三节压风自救系统
在巷道施工中,随着工作面的往前推进,压风管路每50m安设一个三通,并从三通接出一趟压风自救管路,在风筒的另一侧距工作面25~40M的巷道内安设2组压风自救系统,每组安设8个压风自救袋;
第四节综合防尘
防尘水源来地面高位水池,在该巷道开工前,先在开口处10m范围(回风流巷道)内设置一组净化水幕,巷道在掘进过程中每隔50m设置一个三通并安装一组防尘喷雾系统。
掘进机在工作面开始切割时,开启掘进机内外水幕。
在皮带运输机溜子转载点安设喷雾。
防尘系统:
回风斜井地面高位水池→回风斜井→111斜回风眼→111运输石门→11081运输巷→11081运输巷掘进工作面。
附图6:
防尘系统示意图
第五节防灭火
防火的重点是防设备、机械摩擦生热、电缆线和人为火灾。
在11081运输巷转载点和距30m范围内备足灭火器和灭火用的沙子等。
防火水源来自地面水池。
防灭火系统:
回风斜井地面高位水池→回风斜井→111斜回风眼→111运输石门→11081运输巷→11081运输巷掘进工作面。
第六节安全监控系统
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用:
1、班长、安全员、瓦检员及跟班领导下井时必须携带便携式甲烷报警仪,对施工巷道内的甲烷进行不间断的监测,如有报警现象(甲烷报警点为0.8%)必须进行处理及汇
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