701运输巷规程.docx
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701运输巷规程
苦李树煤矿掘进作业规程
工作面名称:
10701运输巷
矿长:
总工程师:
编制:
赖根华
编制日期:
2014年9月16日
目录
第一章概况1
第一节概述1
第二节编写依据1
第三节巷道平面位置1
第二章地面位置及地质情况2
第一节地面相对位置及相邻采区开采情况2
第二节煤(岩)层赋存特征……………………………………………4
第三节地质构造3
第四节水文地质6
第三章施工设计6
第一节巷道布置6
第二节支护设计……………………………………………………………7
第三节支护工艺……………………………………………………………7
第四章施工工艺10
第一节施工办法10
第二节掘进方式…………………………………………………………11
第三节爆破作业12
第四节装载与运输14
第五节管线及轨道敷设15
第六节设备与工具配备15
第五章生产系统16
第一节通风16
第二节瓦斯治理18
第三节防治煤与瓦斯突出20
第四节压风30
第五节综合防尘30
第六节防灭火32
第七节安全监控33
第八节供电33
第九节排水34
第十节运输34
第十一节通信35
第十二节煤质管理………………………………………………………35
第六章劳动组织与主要技术经济指标36
第一节劳动组织36
第二节作业循环方式39
第七章安全技术措施40
总则40
第一节一通三防41
第二节顶板47
第三节爆破48
第四节防治水51
第五节机电52
第六节运输53
第七节过老巷、老空措施………………………………………………55
第八节其它56
第八章灾害应急措施及避灾路线57
第一章概况
第一节概述
巷道名称
施工方法
巷道类别
方位
煤、岩类别
坡度
10701运输巷
炮掘
回采
150°
煤
跟煤
一、巷道设计长度和服务年限
设计长度:
500m
服务年限:
24个月以上
二、巷道用途
用于10701回采工作面进风、行人及煤炭运输等。
三、预计开竣工时间
本掘进工作面计划于2014-10-15日开工、2015-1-30日完工。
第二节编写依据
一、苦李树煤矿(9万吨/年生产矿井)《开采方案设计》
二、苦李树煤矿(9万吨/年生产矿井)《安全专篇》
三、《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿防治水规定》、《贵州省煤矿水害防治规定》等
四、地质部门提供的有关地质资料和掘进地质说明书
第三节巷道平面位置
巷道平面位置见附图:
《7号煤层巷道布置示意图》
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及相邻采区开采情况
地面相对位置及相邻采区开采情况见表2—1。
表2—1井上下对照关系情况表
采区
一采区
工程名称
10701运输巷
地面标高(m)
+2050m~2086m
井下标高(m)
+1943~1973
地面相对位置,建筑物、小井及其它
地面为荒山灌木林,无建筑物和水体,上部M6煤层已开采,本煤层1973标高以上已开采。
井下巷道对掘进巷道的影响
本巷道位于主平硐及7号煤运输大巷南翼,均对巷道掘进无影响。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
所施工巷道标高区域未开采,7号煤层其它巷道及6号煤层
第二节煤(岩)层赋存特征
7号煤层位于二叠系龙潭组(P3l)、上煤组标四石灰岩与标五菱铁岩之间,全区为稳定可采煤层,结构简单,上距标四6.00m,下距标五13.00m,为煤矿区最上第二层主要可采煤层,大部分为块煤,强度高,采用厚度0.93~1.90m,平均1.65m,含夹矸0~2层,一般0~1层,结构较简单,全区可采,属较稳定煤层。
项目
指标
备注
煤层厚度(最小~最大/平均)m
0.93~1.90/1.65
煤层倾角(最小~最大/平均)(°)
15~21/17
煤层硬度f
≦5~6
煤层层理(明显程度)
明显
煤层节理(发育程度)
发育
煤尘爆炸性
无
第三节地质构造
苦李树煤矿范围位于三塘向斜北西翼三坝勘探区西段1~5勘查线之间的浅部。
煤矿区内浅部发育有F20、F21、F22共3条断层,无大的褶皱发育,井下见个别小褶皱及小断层。
F20正断层:
分布于煤矿区东北浅部含煤地层内,为一走向断层,切割了2号煤~标五之间地层,延伸长度约0.30km,断层走向北西30,倾向南西,倾角约50~65°,断距小于5m,在地表上,断层附近表现变岩层破碎。
F21正断层:
分布于煤矿区中部含煤地层中,为一走向断层,切割了6号煤及其上下地层,延伸长度约1.45km,断层走向北东45°,倾向南东129°,倾角43°,断距约5m。
地表显示地层缺失,牵引现象明显,破碎带宽1~2m。
F22逆断层:
分布于煤矿区东北部含煤地层内,切割了32号煤及其上下地层,延伸长度约0.25km,断层走向北东35°,倾向南东,倾角约67°,断距小于3m。
矿井构造复杂程度属中等类型。
附图:
《地形、地质平面图》
掘进地质说明书
概
况
煤层名称
M7
水平名称
一水平
采区名称
一采区
工作面名称
10701运输巷
地面标高
2035~2095m
工作面标高
+1943m~1973m
地面位置
地面为荒山灌木林,大部分为山石坡地、无建筑物,无小窑开采。
井下位置及四邻采掘情况
该巷道上部为7号煤采空区,其北翼为7号煤回风巷,南翼为7号煤材料道;正上方为6号煤原生体。
煤
层
情
况
煤层厚(m)
0.93~1.90
煤层结构
煤层倾角(°)
15°~24°
平均1.65
简单
17°
M7煤层形态呈似层状产出,煤层风氧化带深度与M6类似。
煤岩呈黑色,玻璃光泽,以亮煤为主,含少量镜煤,硬度较大。
煤岩崩落后成块性较好,煤层未见矸石夹层,结构简单。
M7煤层属低硫、中低灰分高发热量无烟煤。
煤
层
顶
底
板
情
况
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
基本顶(老顶)
粉砂质泥岩
3.89
灰色,中厚层状,水平层理,透镜状断口,含菱铁矿结核
直接顶
泥岩
2.17
灰色,中厚层状,水平层理,贝壳状断口,含黄铁矿结核
伪顶
炭质泥岩
0.39
浅灰色,中厚层状,水平层理
伪底
泥岩
0.97
灰色、中厚层状,水平层理,贝壳状断口,含黄铁矿结核
直接底
粉砂岩、泥岩
1.27
灰色,中厚层状,平行层理,状断口,有擦痕,含较多黄铁矿
地
质
构
造
情
况
M7煤层层位稳定,煤层总体为倾斜较缓的单斜构造,倾向南东,倾角14°~24°,平均17°,地质构造复杂程度为中等简单型。
预计掘进区域内无大的断层.
构造名称
走向
倾向
倾角
性质
落差(m)
对掘进影响程度
/
/
/
/
/
/
/
水
文
地
质
情
况
及
探
水
措
施
本矿所开采煤层顶底板岩性为中厚层粉砂岩、砂质粘土岩、钙质砂岩、钙质粘土岩、灰岩、炭质页岩及煤层组成,富水性弱。
区内导水裂隙较发育,以裂隙充水为主。
在矿山开采过程中,受上部采空塌陷地表移动影响,产生了导水裂隙带,从而使原有节理裂隙加大,并产生新的裂隙,使地表水通过各种导水裂隙带进入井下,成为矿井充水的间接水源。
区内水文地质条件中等。
水文地质条件类型属Ⅱ类Ⅱ型,故必须坚持“有掘必探,先探后采”的原则,严格执行探放水措施
影
响
掘
进
的
其
它
地
质
情
况
最大涌水量
29m3/h
正常涌水量
7.25m3/h
瓦斯
属高瓦斯矿井
煤尘
无煤尘爆炸性
煤的自燃倾向性
经贵州省煤田地质局113队煤层自燃倾向性检验,M7煤层无自燃倾向性,自燃倾向等级为Ⅲ级,不易自燃。
地温
地温正常
地压
地压较大
问
题
及
建
议
1、围岩稳定性差,顶板岩性脆弱,掘进施工时临时支护必须紧跟迎头。
2、必须抓好“一通三防”和防突瓦斯治理,做到先抽后掘,先治后采,及时消突并作出消突评价报告,无瓦斯突出危险后方可掘进。
3、严格执行探放水制度,做到“有掘必探,先探后掘”,防止透水事故的发生。
4、该煤层底鼓较严重,必须对巷道积水及淤泥及时清理。
柱
状
图
第四节水文地质
本巷道地表为山坡,灌木林,山梁沟谷地形,有山脊水(季节性)沿裂隙渗入,预计地表水对工作面正常掘进无较大影响,地下可能有裂隙水、老空水影响。
见掘进地质说明书。
第三章施工设计
第一节巷道布置
该巷道在7号运输下山+1943标高处开口,以方位角α:
100°沿7号煤层施工。
该巷道总工程量预计500米。
第2节支护设计
一、巷道支护形式及相关参数
根据7号煤层顶、底板岩性及7号煤坚固性系数,
二、相关要求
锚杆的间、排距偏差-100-100mm,锚杆露出螺母长度为10-40mm,锚杆应与井巷轮廓线切线或与层理面、节理面裂隙面垂直,最小不应小于75º,抗拔力、预应力不应小于设计值的90%。
三、临时支护
1、临时支护形式:
掘进工作面临时支护采用单体液压支柱配铰接顶梁,铰接顶梁上端采用厚50mm,长26000mm的木板铺平,木板上面用坑木进行接顶,接顶必须严实,临时支护必须牢固。
铰接顶梁必须及时移到迎头使用,严禁空顶作业。
临时支护平面图
临时支护剖面图
2、临时支护工艺、工序及要求:
(1)掘进(爆破)一个循环进度后,工作人员站在永久支护下,用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活石悬矸(煤),并随时进行敲帮问顶工作。
确保无安全隐患后,人员站在永久支护下前移铰接顶梁。
铺设木板时必须从外向内顺序进行,所有人员必须在有完整支护的地段工作,在临时支护保护下,完成出煤、刷帮、立柱腿、背帮等永久支护工艺过程,临时支护时必须有专人监护顶板及两帮情况。
顶板维护好后,撤出迎头所有人员,由外向里架设永久支护。
临时支护与迎头的最大距离≦0.2m。
(2)加强顶板管理,发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声,要立即停止作业,撤出工作面人员待顶板稳定后方可继续工作。
(二)永久支护工艺及要求
1、待炮掘够一个循环进度→工作人员用长柄工具处理顶帮活矸、活煤,并进行敲帮问顶→前移临时支护→铺木板→接顶严实→永久支护。
每移动一次铰接顶梁都必须检查是否合格。
2、永久支护必须紧跟迎头。
待煤(矸)渣运出后,即可在临时支护下挖柱窝架设永久支护并背帮、顶。
3、使用11#矿用工字钢支护时,棚距为600mm,巷道背帮接顶必须严实。
4、巷道永久支护工程质量及文明生产要严格按《煤矿安全质量标准化掘进质量标准及考核评级办法》执行。
第四章施工工艺
第一节施工方法
巷道采用打眼爆破法掘进,楔形掏槽,全断面一次装药一次起爆(否则必须分次装药分次起爆)。
迎头爆破后,及时在有效支护掩护下按由外向里、先顶后帮的顺序找掉活石危岩,然后对迎头暴露顶板、煤壁进行临时支护。
第二节掘进方式
1、掘进施工时采用普通爆破法施工工艺。
即爆破落煤,人工攉煤,人工支护,皮带配溜子运输的掘进作业方式。
2、钻爆掘进工艺流程:
钻眼前的准备(检查瓦斯)→空顶段敲帮问顶→临时支护→钻眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯并撤人设警戒→爆破→检查瓦斯及检查爆破效果→洒水消尘、维护顶板临时支护→出煤(矸)→永久支护。
3、钻爆工序要求:
1)钻眼前,必须详细检查迎头10m范围内的瓦斯及支护情况,发现问题及时处理。
2)必须依据巷道在工作面的位置按规定布置眼位。
3)严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼,并坚持湿式钻眼。
4)爆破要严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。
5)爆破采用正向装药,联线方式为串联,使用毫秒延期电雷管,不低于三级的煤矿许用乳化炸药,第一段与最后一段的间隔时间不得超过130ms,每眼使用1~2个水炮泥。
6)爆破前班长必须派专人在所有通往爆破地点的各个通道口及爆破撤人距离以外有掩护的安全地点设置警戒,警戒位置:
7号煤回风巷与运输斜井交叉口、一部皮带机尾处,每一警戒点安排2人设警戒,设好警戒后,一人负责警戒,另一人返回通知爆破员及班组长,已设好警戒。
只有每个警戒点的警戒员都通知到后才可装药爆破,放炮必须在进风流中进行。
爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒。
第三节爆破作业
工作面采用煤电钻打眼。
掏槽眼装药量为0.45×4=1.8Kg,辅助眼及周边眼装药量0.3×6=1.8Kg,顶眼装药量为0.3×5=1.5kg,底眼装药量0.45×6=2.7kg,循环爆破炸药消耗量为7.8Kg,炮眼布置图与爆破说明书如下:
图4—1炮眼布置三视图(1:
50)
爆破说明书
眼号
炮眼
名称
炮眼深度
(米)
炮泥长度
(米)
装药量
倾角
爆破
顺序
联线方式
个/眼
总计(kg)
水平
垂直
1~4
掏槽眼
1.5
填满
3
7.8
75
0
Ⅰ
串
联
5~6
辅助眼
1.3
填满
2
90
0
Ⅱ
7~10
帮眼
1.3
填满
2
80
0
Ⅲ
11~15
顶眼
1.3
填满
2
90
+85
Ⅳ
16~21
底眼
1.3
填满
2
90
—85
Ⅴ
共计
30.6
图4—2炮眼装药结构示意图
表4—1爆破条件
序号
名称
单位
数量
1
掘进断面
米2
6.3
2
坚固性系数
f
4~5
3
工作面瓦斯情况
m3/min
1.2
4
毫秒雷管
段
1~5
5
煤矿安全炸药
Ⅲ级
表4—2预期爆破效果
序号
名称
单位
数量
序号
名称
单位
数量
1
炮眼利用率
0.85
5
每米巷道炸药消耗量
公斤/米
5.5
2
每循环工作面进尺
米
1.3
6
每循环炮眼总长度
米/循环
32
3
每循环落煤
米3
6.4
7
每米3煤炭雷管消耗量
个/米3
1.64
4
炸药消耗量
公斤/米3
1.0
8
每米巷道雷管消耗量
个/米
22.6
附:
1、发爆器型号MFB-100
2、放炮警戒距离规定:
不小于300米且在10701运输巷防突风门以外的新鲜风流中(主平硐或7号煤运输上山)。
3、一次装药一次放炮,严禁一次装药分次放炮。
第四节装载与运输
一、装载与运输方式
1、炮掘时煤矸采用人工装煤入刮板输送机,经主平硐运至地面。
2、材料及设备运输:
材料及设备采用架子车(矿车)装运,经主平硐运至掘进工作面。
二、运输设备的铺设及安全设施
(一)运输设备的铺设
1、轨道枕木必须铺在实底上,掘进巷道轨道使用15kg/m单轨铺设,轨距0.6m,轨道到人行道一侧不小于700mm,轨道外缘距两帮设备及风水管间距不小于500mm。
要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效,接头间隙不超过10mm,内错差不超过5mm,道枕间距不大于1000mm,并且轨枕必须垫实。
2、不同轨型要集中铺设,严禁不同轨型钢轨混用。
3、运输沿线及上、下平车场要保持清洁无异物,并且要保证道岔使用灵活可靠。
(二)安全设施及要求
1、倾斜巷道运输安全防护设施必须齐全有效,防跑车装置和跑车防护装置必须灵活可靠。
2、斜井提升运输,下部车场必须设置躲硐。
3、绞车钩头和插销,必须使用试验合格的产品,严禁使用不合格的连接装置。
4、绞车运输保险绳、车尾刹等安全设施必须齐全有效。
(三)装载设备运输方式
1、人工攉煤→刮板输送机→7号煤运输下山→主平硐→地面。
2、材料及设备运输:
材料及设备采用架子车(矿车)装运,运输斜井绞车提升及下放。
附:
《运输系统图》
第五节管线及轨道敷设
各类管线、运输设施的布置及要求
1、风筒、风管、水管、抽放管、电缆、枕木及轨道按巷道断面图布置。
2、风筒吊挂靠下帮,瓦斯探头吊挂靠上帮,要求做到逢环必挂,不得转急弯。
风筒出风口距工作面迎头距离不大于5m。
3、风管、水管、瓦斯抽放管用铁丝吊挂捆绑在巷道支架上,每隔3~5m捆一道,悬挂高度不低于0.5m,距工作面不超过20m,必须吊挂牢固。
4、各类电缆必须悬挂在电缆钩上,且每钩只准挂一根电缆。
电缆、监控线、通信电缆、信号线及放炮线不能挂在一起,其间距必须符合《煤矿安全规程》第四百六十九条的规定。
第六节设备与工具配备
机械设备配备表
序号
名称
型号、规格
使用台数
在籍台数
备注
1
风钻
YT24
2
3
2
综保
P280—2.5Z
2
3
3
局扇
2×30KW
2
2
4
电话
CB—20
1
2
5
发爆器
MFB—100
2
3
6
风镐
FG-8
1
2
7
探水钻
ZDY-620
1
2
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式
采用压入式通风,用对旋式轴流局部通风机送风。
供风距离550m。
二、掘进工作面风量计算
1、按瓦斯涌出量计算:
Q=100×q×k=100×1.4×1.4=196m3/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,以回风流瓦斯浓度不超过0.8%的换算值;
q——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,1.4m3/min;(根据掘进工作面瓦斯涌出量最大值计算)
k——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.4。
2、按炸药量计算:
Q=25A=25×7.8=195m3/min
式中:
Q——掘进工作面实际需要风量,m3/min;
25——每千克炸药不低于25m3的配风量;
A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量,kg;
3、按人数计算:
Q=4×n=4×9×2=72m3/min
式中:
Q——掘进工作面实际需要风量,m3/min;
4——每人每分钟不低于4m3/min的配风量;
n——掘进工作面同时工作的最多人数。
4、确定掘进工作面实际需要风量:
确定掘进工作面实际需要风量:
200m3/min。
5、掘进工作面风量、风速测算:
(1)根据巷道断面积和掘进工作面实际需要风量,验算煤巷风速为:
V=Q/S=200/(6.5×60)=0.52m/s>0.25m/s
式中:
V——巷道风速,m/s;
Q——巷道风量,m3/min;
S——巷道净断面,m2;
(2)根据《煤矿安全规程》中第一百零一条规定:
掘进中的煤巷、半煤巷最低允许风速为0.25m/s,最高允许4m/s,以上计算出的巷道风速为0.52m/s,符合《煤矿安全规程》规定。
附:
《通风系统示意图》
(3)三、设备选型及局部通风机的安装地点
根据以上计算,选用FBD-N0:
6.3/2×15局部通风机两台,风量280~
190m3/min,采用Φ600mm的阻燃柔性风筒导风。
局扇通风机必须实现双风机、双电源、自动切换和风电、瓦斯电闭锁的控制方式,一台工作,一台备用。
局部通风机安设在防突风门外的7号煤运输下山中,不影响绞车提升和刮板输送机运行。
局扇安设高度离地面不低于0.35m。
7号煤运输下山(新鲜风流)→导风筒(经过防突风门)→10701运输巷(导风筒)→掘进工作面
掘进工作面(乏风)→10701运输巷→10701回风联络巷→7号煤回风大巷→风井→地面。
第二节瓦斯治理
1、必须加强局部通风机的使用管理,掘进头停工时不准停风,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,只有在局部通风机及其开关附近10米以内风流中瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工开启局部通风机。
必须加强风筒的使用管理,风筒不能出现漏风,风机进风口和风筒出风口不能有阻碍物,保证迎头的风量,以防发生瓦斯积聚。
2、因停电或其他原因停风时间较长时必须及时封闭巷道,作业前必须先进行瓦斯排放,只有待瓦斯浓度降到1.0%以下,确认无危险后,方可恢复工作。
3、瓦斯排放规定:
停风区瓦斯最高浓度在3.0%以下由瓦检员按矿制定的瓦斯排放措施进行排放。
停风区内瓦斯浓度超过3%时,必须制定瓦斯排放措施,报经矿技术负责人批准,由矿辅助救护队和矿安全科组织人员进行排放,瓦斯排放必须切断回风流中的所有电源,并撤出迎头作业人员。
4、作业时,每班每个作业点必须配备瓦检员,瓦检员必须携带光学瓦检仪。
同时必须坚持“一炮三检”“一检三点”“一点三检”的瓦斯检查制度,并填写好瓦斯检查记录,巡检员对作业点瓦斯检查记录进行监督、检查、审核、并签字。
跟班矿长、队长、班长必须随身携带便携式瓦斯报警仪。
5、每班每个作业点瓦斯检查不少于3次,迎头瓦斯浓度达1%时,必须停止作业,采取措施,使瓦斯浓度降到1%以下时,才能进行作业。
瓦斯浓度达到或超过1.5%时,必须立即停止作业,切断电源,撤出人员,报告调度室,待有关部门采取措施,经处理后才能作业。
6、该掘进工作面必须安设二个瓦斯监测监控探头一个一氧化碳监控探头。
瓦斯监控一个探头安设在风筒另一侧的巷道顶部,距迎头退后5米范围内,另一个探头安设在该巷道距回风口10~15米处;一氧化碳监控探头与回风侧瓦斯监控探头并列吊挂。
迎头监控探头随工作面的推进由瓦检员前移,放炮时必须同电器设备一起撤到安全地点。
迎头瓦斯探头设定报警浓度≧0.8%,断电浓度≥1.2%,复电浓度小于1.0%,断电范围:
掘进工作面除风机外的所有电器设备(如下图示)。
回风流中瓦斯探头报警浓度≧0.8%,断电浓度≥1.0%,复电浓度小于1.0%。
第三节防治煤与瓦斯突出
经鉴定,7号煤在+1990标高以上时无突出危险性,该工作面在突出危险性鉴定标高以下,施工时严格执行两个“四位一体”综合防突措施。
一、区域防突
(一)区域防突措施
区域防突措施分为开采保护层及穿层钻孔预抽煤层瓦斯两类,该工作面区域防突措施适应于开采保护层。
7号煤层距6号煤层20米,10701采面上部为10603采空区,10701采面煤层在10603采空区卸压带范围内,故该区域7号煤层属被保护层。
(二)区域突出危险性预测
该工作面区域突出危险性预测预报采用测定煤层瓦斯吨煤含量或煤层压力。
测定煤层吨煤瓦斯含量及压力时,在迎头施工3个深度不少于60米的预测孔,分别在20米、40米、60米深度时取煤芯,测定其吨煤瓦斯含量W(m3/t)及压力P(MPa)。
若W﹤8及P﹤0.74,则预测结果为无突出危险性,在保留20米预测孔超前距前提下可进行施工,否则必须采取补充防突措施。
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- 701 运输 规程