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运输大巷1

 

贵州黔西化窝煤业有限公司

运输大巷掘进作业规程

 

措施编制:

李红平

编制日期:

2012年2月20日

 

会审意见

地点

主持

 

审批意见

职务

审批意见

签名

日期

技术科

安全科

通风科

机电副矿长

生产副矿长

安全副矿长

通风副总工

总工程师

矿长批示

刘总批示

备注

运输大巷作业规程贯彻和考试记录

贯彻人:

贯彻时间:

贯彻地点:

在册人数:

实到人数:

缺席原因:

队长:

班长:

签字

成绩

签字

成绩

签字

成绩

签字

成绩

目录

第一章编制概况7

第一节编制概述7

第二节编制依据7

第三节地面相对位置及邻近采区情况8

第四节煤岩层赋存特征8

第五节地质构造10

第六节水文地质情况10

第七节施工建议10

第二章巷道布置及支护说明11

第一节巷道布置11

第二节支护设计12

第三节矿压观测13

第四节相关技术要求、质量标准及文明生产标准13

第五节施工方法16

第六节爆破作业16

第三章生产系统19

第一节通风19

第二节运输21

第三节供电21

第四节压风21

第五节供水21

第六节排水21

第七节行人22

第四章劳动组织和主要经济技术指标22

第一节作业形式22

第二节正规循环作业图表22

第四节技术经济指标表24

第五节劳动组织配备表25

第五章技术安全措施25

总则25

第一节打眼措施26

第二节放炮措施28

第三节顶板管理措施33

第四节通风安全措施34

第五节防尘措施36

第六节防火措施37

第七节防水措施38

第八节行人措施39

第九节运输措施39

第十节机电管理措施40

第十一节巷道维修措施44

第十二节材料入井及运输措施45

第十三节煤质管理47

第十四节其它48

第十五节防治煤与瓦斯突出措施48

第六章避灾路线48

运输大巷探防水措施50

第一章组织程序50

第二章安全技术措施50

 

第一章编制概况

第一节编制概述

一、巷道名称:

运输大巷本作业规程掘进的巷道为:

30万吨扩能工程运输大巷及该巷道施工中共用同一生产系统绞车窝、水仓、躲避峒室等。

二、巷道的位置及掘进目的和用途:

巷道位置:

该巷道位于30万吨扩能工程中部,上部为扩能工程上部采区(正在布置),下部为扩能工程下部采区(未布置),走向布置。

掘进目的:

形成30万吨扩能工程生产系统。

巷道用途:

30万吨扩能工程运输系统。

三、巷道设计长度及服务年限:

巷道设计长度:

700m(平距、分段施工),剩余长度:

400m。

服务年限:

30年。

四、预计开工竣工时间:

根据矿井生产作业计划,本巷道自2012年2月开工,分段施工,第一段预计2012年6月竣工。

第二节编制依据

一、巷道设计及批准时间:

化窝煤矿30万吨扩能工程《开采设计》,批准时间为2009年3月。

二、煤矿安全规程、相关技术政策及其它技术规定

第三节地面相对位置及邻近采区情况

一、地面相对位置:

运输大巷地面相对位置:

黄家寨附近。

二、井下相对位置:

巷道位置:

该巷道位于30万吨扩能工程中部,上部为扩能工程上部采区(未布置),下部为扩能工程下部采区(未布置),走向布置。

三、地质层位:

运输大巷在9#煤层顶板中掘进。

四、标高:

地面标高:

1613~1711m。

井下标高:

1365~1369m。

第四节煤岩层赋存特征

九号煤层:

位于龙潭组中部,是区内发育最好的一层主要可采煤层,厚1.0~1.8m,平均1.3m。

煤层结构简单,一般不含夹矸。

层位稳定,属稳定型煤层。

煤层走向北偏东,倾向南东,倾角8~12°,平均10°。

煤层呈粉粒、块状、中细条带状结构,局部见中宽条带。

煤层属半亮型、低硫、低中灰无烟煤。

顶板:

该煤层顶板为细砂岩、泥质粉砂岩、泥岩组成。

泥质胶结,平行层理及波状层理,节理发育。

底板:

该煤层底板为粉砂岩、泥质粉砂岩组成,泥质胶结。

粉砂岩3.5m左右。

瓦斯:

该煤层瓦斯含量1.47ml/g,属高瓦斯煤层,煤与瓦突出危险性鉴定为:

不具有突出危险性,煤尘无爆炸性,煤层自燃倾向性Ⅱ类(自燃)。

煤岩层综合柱状图(见附图一)

第五节地质构造

化窝井田位于娄山关大背斜南东翼的西南段,区内总体呈一单斜构造,地层走向NEE—SWW向,倾角5—25度,一般10度左右。

区内地面共有断层7条,在矿井一号钻孔发现一小型隐伏断层,断层以正断层为主,逆断层次之,除F1为逆断层外,其余6条均为正断层,其中中兴断层4条,小型断层2条。

矿井范围内断层密度0.27条/km2。

由此说明矿井范围内构造简单,另外在50多年的生产过程中,所揭露的地质资料中未发现有断层破坏迹象。

运输大巷施工过程中不会有断层影响。

第六节水文地质情况

长兴组地层平均厚度30米,含水性较弱,以裂隙水为主,长兴组灰岩层距9#煤层顶55m;茅口组灰岩距9#煤层底60m,均有隔水层隔开。

正常情况下,茅口组、长兴组岩溶水对矿井开采无影响,9#煤层顶板含水,施工过程局部顶板有淋水。

第七节施工建议

1、施工过程中,瓦斯涌出量较大,应加强通风管理和瓦斯监测工作。

2、施工过程中,应加强探放水工作。

掘进过程中,要本着“有掘必探,先探后掘”的原则,时刻注意水文地质变化,发现问题及时汇报,确保施工安全。

第二章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

运输大巷位置:

材料大巷在采区范围中部,以下是下部采区,以上是上部采区,方位角69°(249°),本巷道开口标高1365m,总体平巷施工,巷道长700m(分段施工),剩余长度400m。

巷道布置示意图:

第二节支护设计

一、巷道断面设计:

1、运输大巷断面:

净宽3.24m,净高2.81m;毛宽3.4m,毛高2.89m;净断面8.38m2、毛断面9.06m2;1/4切圆拱断面。

支护方式:

锚(网)喷浆。

2、水沟断面位置:

宽0.3m、深0.2m;位置在巷道下侧。

根据地质资料,巷道顶板岩层稳定,压力不大,上述断面可满足安全生产需要。

附巷道支护断面图。

二、支护方式:

1.永久支护:

巷道永久支护方式采用锚网喷,支护间距800mm,两排锚索间距3米,排距1.5米,错距1.5米。

遇构造带时缩小锚杆支护间距为500—700mm。

2.临时支护:

采用无腿棚,钢梁上必须用50mm以上厚度木板接顶实在,防止顶板脱层垮落发生安全事故。

最大控顶距不超过4m。

临时支护空顶距不大于1m。

第三节矿压观测

巷道表面位移观测:

施工过程中,为掌握巷道相对变形量,判定稳定性,要对巷道表面位移情况及时进行观测,工作面掘出10m后设一组检测断面,两组检测断面的距离为60m,每组检测断面设4个检测点,即顶、底板及两帮腰线各设1个,每3-5天检测一次,并将检测结果记入专用记录本中备查,每个检测点自设立之日起,连续检测时间不少于60天。

第四节相关技术要求、质量标准及文明生产标准

一、技术规定:

1.运输大巷要严格按设计中、腰线施工。

2.巷道要严格按设计断面进行施工,巷道允许误差:

中线至任一帮:

+50mm、-50mm;净高不小于2.8m。

3.严格按爆破图表进行打眼、装药,做到断面规整,不超挖、欠挖,迎头不得使用风镐落煤。

八、水沟、电缆、风水管、风筒设计要求:

水沟尺寸及位置:

水沟位于巷道下侧,宽×深:

300mm×200mm,水沟上沿和底板相平。

允许误差±30mm。

电缆吊挂位置:

电缆在巷道右帮,电缆吊挂后距巷道底板1.5m。

压风、水管路布置:

布置在巷道左帮,供水管直径50mm,风管直径50mm。

吊挂高度距底板高度600mm,正式风水管距迎头不超过20m。

风筒布置:

在巷道右帮,风筒上沿距巷道顶板不大于500mm。

九、质量标准:

轨道质量标准

1、使用15kg/m标准轨道,严禁不同型号钢轨混杂铺设,接头平直,内外错差不得大于±2mm,高低错差不大于±2mm。

2、轨枕间距1.0m,轨枕长度1.2m,宽150mm,厚度100mm。

轨枕间距不大于±100mm。

十、文明生产标准:

1.中线用800m激光指向仪至迎头,每天技术人员到现场效验激光指向仪是否方向正确。

2.风水管路,风筒,电缆,轨道应按设计要求布置,做到整齐成线。

3.巷道保持整洁,无积水,无淤泥,无浮矸,材料分类码放。

浮矸不超过轨枕上平面。

4.材料工具码放整齐,挂牌管理。

支护材料分类码放,上垛,同类支护材料堆放不超过2垛。

支护材料距迎头不超过200m。

材料码放要横竖成线,高度不超过1.5m,距离轨道不小于700mm。

标志牌统一尺寸,除注明材料名称外,钻机要帖帮放置,严禁倒地。

5.作业场所设有施工断面图,炮眼布置图,爆破说明书和避灾路线图,岗位责任制牌板。

牌板表面应保持整洁,无浮尘。

牌板统一规格、悬挂整齐。

牌板应挂在人行道一侧,距离迎头不超过200m。

6.净化喷雾位置距迎头30m~40m,每30m~40m移动一次。

共设三道喷雾,其间距5m,能正常使用,吊挂成线,不出现跑冒滴漏。

7.作业场所必须实行综合防尘,按第六章第五节防尘措施执行。

8.局部通风合理,风筒口距迎头不超过5m。

风筒吊挂整齐,逢环必挂,不漏风,不落地。

第五节施工方法

一、施工方式:

采用“爆破法”施工。

二、本规程所施工的巷道均采用打眼爆破的方法破煤。

1.打眼机具:

炮眼采用7655型风动凿岩机打眼,风源来自地面压风机房。

2.装载、运输:

施工中采用人工装煤、矸砂,1吨U型矿车运输,采用11.4kw调度绞车两台对拉,串车个数:

煤车不得超过3个;矸石车不得超过2个;空车不得超过3个。

严禁超拉超挂。

3.除尘方法:

湿式打眼、水炮泥装药、装煤前洒水、爆破时使用喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕。

第六节爆破作业

一、掏槽方式:

楔形掏槽法

二、爆破材料及器材:

1.矿用PT320型乳胶炸药,直径32mm,长度200mm,重量200g,安全等级三级。

2.MFB-100防爆起爆器。

3.毫秒延期电雷管1~5段。

4.放炮母线≥300m。

5.炮眼封泥:

黄泥。

三、装药结构:

正向装药结构,药卷彼此密接。

四、起爆方式:

起爆使用MFB-100型发爆器起爆,联线方式为串联。

爆破图表

眼号

名称

炮眼深度(m)

炮眼

长度

(m)

装药量

倾角

爆破

顺序

联系

方式

个/眼

总计(个)

水平

垂直

1-4

掏槽眼

2.2

2.2

3

12

82°

82°

 

5-33

辅助眼

(1)

2.0

2.0

2

58

90°

90°

34-53

辅助眼

(2)

2.0

2.0

2

40

90°

90°

54-63

周边眼

2.0

2.0

2

20

90°

90°

IV

合计

126.8

126.8

130/

26Kg

断面炮眼布置及三面投影图附

爆破指标及参数

名称

单位

数量

名称

单位

数量

炮眼利用率

95

每米巷道炸药消量

Kg/m

13.68

每循环工作面进尺

m

1.9

每循环炮眼总长度

m/循环

126.8

每循环爆破实体

m3

17.08

每立方米雷管消耗

个/m3

3.69

炸药消耗量

Kg/m3

1.52

每米巷道雷管消耗

个/m

33

第三章生产系统

第一节通风

一、瓦斯涌出量:

根据回风斜井揭煤瓦斯涌出量可推算出运输大巷掘进瓦斯涌出量为0.45m3/min

二、发火期:

煤层自然倾向性为自燃,但上部开采50多年来从未发生煤层自然现象。

三、煤尘爆炸性:

无。

四、煤与瓦斯突出危险性鉴定:

不据有突出危险性。

五、风量计算:

1.按瓦斯涌出量计算:

Q=100qk

=100×0.45×2.0

=90m3/min

q:

掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量

k:

通风系数k=2.0

2.按同时工作的最多人数计算

Q=4N=4×10=40m3/min

N:

掘进工作面同时工作的最多人数N取10。

3.按局部通风机实际吸风量计算需要风量:

由于该局扇安装在回风斜井外,能满足局扇的吸风量,因此不作计算。

4.按每消耗千克炸药计算需要风量:

因本掘进工作面所用炸药为乳胶炸药,安全等级为三级,因此不作计算。

按风速进行验算:

Q≥15S=15×9=135m3/min

Q≤240S=240×9=2160m3/min

六、局扇的选择:

风筒φ500mm帆胶布风筒。

确定局扇的供风量

Q=q×Qmax=1.2×136=163m3/min

风机选型:

根据风量验算,风机选DBKJ№5.6/2×11kw压入式对旋风机。

其最小风量为200m3/min,能够满足通风要求。

风筒选用φ500mm,双抗风筒。

七、通风系统:

由于是新建矿井,由地面局扇直接供风到迎头。

乏风从迎头→回风斜井→地面

通风系统图附于最后。

第二节运输

1.出煤系统:

煤从迎头装入1吨U型矿车→联络巷→回风斜井→地面。

2.出矸系统:

矸砂从迎头装入1吨U型矿车→联络巷→回风斜井→地面矸石场。

3.运料系统:

物料从副斜井→井底车场→材运联巷→运输大巷→迎头。

第三节供电

地面配电房→中央变电所→联络巷→运输大巷→迎头。

第四节压风

压风从地面空压机房→副斜井→井底车场→联络巷→运输大巷→迎头。

第五节供水

水从地面水池→副斜井→井底车场→联络巷→运输大巷→迎头。

第六节排水

从迎头→回风斜井井底水仓→回风斜井→水泵排出地面。

第七节行人

人员入井→主斜井→材料大巷东段→联络巷→运输大巷→迎头。

第四章劳动组织和主要经济技术指标

第一节作业形式

“三八”制作业形式。

早班:

8点-16点;中班16点-24点;夜班0点-8点。

第二节正规循环作业图表

一、循环方式:

一班一循环,一日三循环组织正规循环作业。

严禁空班作业。

二、循环作业图表如下:

以“一掘一支”为例加以说明正规循环图表

第三节设备工具配备表

序号

名称

规格型号

单位

数量

备注

1

风钻

3

2

绞车

11.4kw

1

3

局扇

DBKJ.№5.6-2×11kw

2

4

手镐

若干

5

大小铲

若干

6

风镐

2

 

第四节技术经济指标表

序号

名称

单位

数量

1

月进度

m

100

2

巷道断面

m2

11.9

3

支护方式

工字钢棚支护

4

每循环进度

m

1.9

5

平均每班循环数

0.67

6

平均班进度

m

1.27

7

日进度

m

3.8

8

炸药消耗

Kg/m3

1.52

9

雷管消耗

个/m3

3.69

10

道板

根/m

1

11

每班出勤人数

7

12

在册人数

24

13

直接工效率

m/工

0.18

14

效率

m/工

0.18

第五节劳动组织配备表

工种

出勤人数

备注

一班

二班

三班

小计

打眼工

3人

3人

3人

9人

支护工

3人

3人

3人

9人

由打眼工兼

装煤工

3人

3人

3人

9人

由打眼工兼

推车工

2人

2人

2人

6人

由打眼工兼

摘挂钩工

1人

1人

1人

3人

由打眼工兼

小绞车司机

1人

1人

1人

3人

班长

1人

1人

1人

3人

放炮工

1人

1人

1人

3人

合计

7人

7人

7人

21人

第五章技术安全措施

总则

1.坚持“安全第一,预防为主”的生产方针。

职工有权制止违章作业,拒绝违章指挥;当工作地点出现险情时,有权立即停止作业,撤到安全地点;当险情没有得到处理不能保证人身安全时,有权拒绝作业。

2.入井人员必须戴安全帽,随身携带自救器和矿灯,不能连续使用11h的矿灯,工人有权要求更换;严禁携带烟草和点火物品,严禁穿化纤衣服,入井前严禁喝酒。

严禁在井下敲打、拆卸矿灯及灯头。

井下施工中必须搞好“自保、互保和联保”。

新员工必须与老工人签订师徒合同和才能入井,老工人必须与新员工同进同出,并且在工作地点严格看管好新员工的人身安全。

3.施工前,由队长负责组织全队所有人员传达贯彻《作业规程》及相关措施,并进行签字、考试,考试成绩合格的人员可下井作业,不合格的人员必须补考且成绩合格后方可下井作业。

因事不能及时参加考试的,必须进行补充贯彻和考试,成绩合格后方可下井作业。

4.施工前,技术部门必须提前给出开口位置,并标好中线,施工单位严格按中线施工。

5.开口前必须对开口附近的巷道进行检查加固和清理。

6.开口前应提前按设计要求,形成正规的通风系统和其他系统,并能正常使用,同时准备好各种支护材料和所需工具。

7.开工前必须经相关职能科室检查验收后,并且持有获批准的开工报告方可施工。

第一节打眼措施

1.打眼前必须对迎头的支护及顶板情况进行检查,严格执行“敲帮问顶”制度,及时清除帮顶的危岩活石。

2.打眼前检查迎头的通风情况,若风筒口至迎头距离超过5m、风量不足、工作面粉尘浓度超限时不得开钻。

3.打眼前检查迎头有无瞎炮,未查清和处理好瞎炮时不准开钻。

4.供水压力不得小于0.15Mpa,如管路漏水应及时处理。

5.开眼时,手扶钎杆处要配钎套,严禁戴手套,工作服袖口必须扎紧,脖子上的毛巾由头部必须塞到领口里面并系好钮扣,防止钎杆转动而缠裹伤人。

6.打眼、引钻人员,要躲开眼口方向,站在钻机侧面。

7.打眼时,要严格按照标定的眼位和爆破说明书规定的炮眼角度、深度、个数进行打眼。

凡出现掏槽眼相互钻透或不合格的炮眼,必须重新打眼。

8.打眼时,要随时注意煤帮、顶板等情况,发现有片帮、冒顶等安全隐患时,必须立即停止工作,撤出人员,并由后向前进行处理,确认无危险后再恢复施工。

9.开眼时,如发现煤层有出水异状,温度忽高忽低,有明显瓦斯涌出时,煤体松散等情况,要停止打眼,但不能抽出钎子,应立即向上级汇报并撤出人员。

10.打眼过程中,出现粉尘飞扬时要停止钻进,检查水管是否有水,钻头、钻杆中心孔是否畅通,处理后再进行打眼。

11.打眼过程中,发现钻眼机具的零部件、设施等出现异常情况时,必须停钻处理。

12.打眼时,钻杆不要上下、左右摆动,以保持钻进方向,钻机前方、钻杆下方不要站人,以免钻杆折断伤人。

13.迎头装药时,打眼工作不能同时进行,以免发生意外爆炸事故。

14.必须采用湿式打眼,禁止干式打眼。

15.打眼工应站正,扶稳风钻,两腿前后岔开,不得扶气腿打眼。

16.当眼位过高时,应必须搭设稳定的工作台或蹬碴作业。

第二节放炮措施

1.爆破工作必须由专职爆破工担任。

爆破工作必须实行“一炮三检”制和“三人联锁放炮制”。

爆破工必须依照爆破说明书进行爆破。

2.爆破作业使用的煤矿许用毫秒延期限电雷管最后一段延期限时间不得超过130ms。

3.不得使用过期或变质的爆破材料,不能使用的爆破材料必须交回火药库。

4.掘进工作面采用台阶式施工法,每个爆破面必须使用一次打眼、一次装药、一次起爆的爆破方式。

5.放炮及警戒地点必须设在距爆破地点≥300m以外的坚固支护体下且在新鲜风流中,或在运输大巷躲避硐室中放炮。

严禁在回风流中放炮。

6.装配引药时必须设在顶板完好,支架完整,避开电器设备和导电体的地点进行。

并符合下列规定:

6.1严禁在爆炸材料箱上装配起爆药卷。

6.2装配起爆药卷数量,以当时当地需要的数量为限。

6.3装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层。

6.4电雷管只许由药卷顶部装入,严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。

电雷管必须全部插入药卷内。

严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。

电雷管插入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线连接成短路。

6.5剩余炸药和雷管必须及时分别装入箱中并上锁。

7.炮眼内的岩粉必须掏净,装入座底泥,再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实。

炮眼内的药卷必须彼此密接。

装药后炮眼封泥应用水炮泥,水炮泥外剩余部分炮眼必须用粘土填满封实,对无封泥,封泥不足或不严的炮眼都严禁放炮。

8.装药后,必须把电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线爆破母线与电器设备,运输设备以及掘进机械等导电体接触。

9.眼深度及炮眼封泥量必须符合要求:

9.1眼深大于0.6m,小于1m时,封泥长度不小于炮眼深的二分之一;

9.2炮眼深超过1m时,封泥长度不小于0.5m。

9.3严禁裸露爆破。

9.4工作面有2个或2个以上自由面时,在煤层中最低抵抗线不得小于0.5m。

9.5对于眼深小于0.6m的炮眼,进行爆破必须符合下列规定:

9.5.1要严格控制炮眼的装药量,每个炮眼的装药量不得超过200g。

9.5.2每个炮眼装药后,炮眼必须封满炮泥。

9.5.3每次爆破前必须在爆破地点附近洒水降尘并有瓦斯检查员检查瓦斯,当风流中瓦斯浓度超过1%时严禁爆破。

9.5.4每次爆破前,要检查爆破地点的支护情况,若巷道采用架棚支护时,要同时加固爆破地点附近的支架。

9.5.5每次爆破前,当班班队长必须亲自布置专人,在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作,警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳等标志。

本规程中规定的放炮地点在两道防突风门外。

9.5.6爆破前,当班班队长必须清

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