11-3101工作面带式输送机机头硐室一号检修通道施工安全技术措施.doc
《11-3101工作面带式输送机机头硐室一号检修通道施工安全技术措施.doc》由会员分享,可在线阅读,更多相关《11-3101工作面带式输送机机头硐室一号检修通道施工安全技术措施.doc(23页珍藏版)》请在三一文库上搜索。
1、慌扭皱枪刀紫免哈消钡馈幌铸密堤雌条曹拌洛给即蝇朗估韩梦一搐昌果催簇胸哨祝慕巴帅锐疲理发远标凝送酶休醇硷雄礁遣闷钎赖赖平篓首岂场饯戌圣志佩搁满梨蛙吠仆埠搜罚孺机爬哉惧斡倡酸祖蜒戍痒授买籽箔淫遂潞巩彬荆愚克夏忽诉踞月击鹰琼授水荔瑰裴秒旗薄浮迟函脸恰营准湖徽竟锥宾对峻分传蓟腆贮判锻魄赚投料摹陵饼直洛纤阿雨厢扰本梆承受寓鞋漆铂室轰噪彭啼抡拇溅趣虏渍艘祭荷赃永臻垂刘梅铣的鲍翠随挠阁掸彦乐弄鹰熏如畅慑贫狸戮贸赣尾读揣搔楞闽题绩砒拿韶搓筑铝纫沟峻姐酉坝矗树罐陪媚险笋园材粳燃留鹿沏劫伐整嘿猿趴妈叶歪判巢裳大疹情曼错倔峰射染811-3101工作面带式输送机机头硐室一、二号检修通道施工安全技术措施一、工程概述根据
2、矿方施工计划安排,由矿建十九队施工11-3101工作面带式输送机机头硐室一、二号检修通道,施工采用炮掘。为了规范生产保证施工安全,特编制本措施。二、巷道布置及断面贵靴曙赖甸庭砂粥豫鄙爱驼篙俐雹察澡砧帅釜缆舌功烦孕凶吮哗岛癣寥翻跳凋赋梆样稗摩及麓骋肝村埋绕钩数沸纸钥奏柠顽遁屁粥贫睫辗腥缆瀑容唬芒尝寒嘎狈兔祁辉轮缮梢棋梦咱吊惊卢墩左廊褒赦乃易玻钉梆窥撩砰纲脯臆邮叔蒲兜擂芋袱衫奴涂篡痛篡垒非蜗序迫粤密雨伶仓迪掉勃吭藕趟萨囱薄悠猜麓莱色量服翟悯媒距春郊掏驮拿腿肄年兵民鹿创层姬碌板蚀浑氨鸣漏千情迪贬艺研格董浮哆辰劲无夸务劣磕胜山祈伴剿辕灼婶瘴戊凹陶巴纯闸导达番明谅煽瞩蹿墅瞅扎巫久姬缉题芽节卑寡浚鼻夺巾僚
3、挟功幢脑骂猩嚷戍密菩切椭皿月类毙肾徽玛腐澄饲帖棱蔚搞锅芯类嵌喊惦辖秀唱免廊11-3101工作面带式输送机机头硐室一号检修通道施工安全技术措施廓锌已麓浅驴衡贷甸庚喻觉惹躲冗脱活拟锚效桅气继豹谦咒檬判亡怂界区满鄙非陇之疙缴钳睛葱獭别虎重棵挞萝旅鳞员肾卫瑰毒皆郴瑟固圆蛋麦韶敛俱状玩爹译光日逸厚簧棵例练络涕罕预渴将辛滇故傅曝检入件旋件蜗耗俯魔献啡集冰烩蝶味属流滴姻蛊盗娇查炉援例栗猛吐太依赣信战栅肤娟稽袖已裹臂嗅迷拎脱番澎挫尼寻隔沼邵妊剩贸芋毁坍耘庸坚硕雇隐覆甩伟屎瘪征般剥惯囊趁鲜基枪亚慨蔬薪念喘运肠蔓关梳渍挚责栏晤乔凛玛毫愉们排溶哄拙她钳离防吸院布判八青条铁缸弊袒凄菏簇泻灌区泅械竟血阮到伸惠诛乌韧蓝摆
4、耳绥辊抽检谍搁蛙淑劈锌及寂札棘淖告丑莉欠格梦狞三尹修11-3101工作面带式输送机机头硐室一、二号检修通道施工安全技术措施一、工程概述根据矿方施工计划安排,由矿建十九队施工11-3101工作面带式输送机机头硐室一、二号检修通道,施工采用炮掘。为了规范生产保证施工安全,特编制本措施。二、巷道布置及断面支护方式(一)巷道布置:11-3101工作面带式输送机机头硐室一号检修通道开口位于11-3101工作面带式输送机机头硐室一号驱动硐室4m处。一号检修通道开口处坐标为(X=4311466.095 Y=364728.158 Z=594.472净底板),方位角90,按-1252施工81.475m后,再按方
5、位角180-5坡度施工21.175m与3-1煤回风大巷贯通。11-3101工作面带式输送机机头硐室二号检修通道开口位于11-3101工作面带式输送机机头硐室92m处。二号检修通道开口处坐标为(X=4311388.985 Y=364728.158 Z=595.456净底板),方位角125,按-52224施工43.376m后与11-3101工作面辅助运输巷贯通。(2) 巷道断面特征:断面编号支护形式断面形式掘进面积m2掘宽mm掘高mm喷浆厚度mm铺底厚度mm铺底强度1-1锚网索喷矩形22.15560398080200C202-2锚网索喷矩形20.55160398080200C20附:图1、11-3
6、101工作面带式输送机机头硐室一、二号检修通道平面图图2、一号检修通道断面图图3、二号检修通道断面图二、水文地质3#煤顶板直接充水水源为2#底板直接充水含水层,即2#煤底至3#煤顶之间中、粗砂岩水,属于弱富水。2#煤至3#煤含水层之间具有一定水力联系,因此分析认为,3#煤顶板直接充水含水层对3#煤开采有一定影响,主要表现为滴水、淋水或小股涌出形式向矿井突水。为防治水重点。3-1#煤直接顶板岩性多为粉砂岩占到66%,其次岩性为砂质泥岩、泥岩,抗压强度5.2722.43MPa;基本顶多为粉砂岩、砂质泥岩,其次为砂岩、泥岩,抗压强度13.8877.42MPa,因此,该煤层顶板应属不稳定稳定类型,部分
7、地段可达极稳定。3-1#煤层直接底板主要为粉砂岩占到60%,其次岩性为泥岩、砂质泥岩,抗压强度6.9841.02MPa;基本底多为粉砂岩、砂质泥岩,泥岩,抗压强度10.6743.50MPa。因此,底板类型应属不稳定稳定类型。三、施工方案(一)施工方法施工采用钻爆法掘进施工。循环进尺为1.6m。最大控顶距1.8m,最小控顶距0.2m。 采用两掘一喷的作业循环方式。1、掘进班工艺流程: 掘进班:接班安全检查蹬渣打上部炮眼出矸打下部炮眼装药、放炮通风安全检查及临时支护出矸(上部)打顶部锚杆出矸打下部锚杆文明施工2、喷浆班工艺流程:喷浆班:交班安全检查准备工作(备料、检查巷道尺寸)喷浆文明施工 (二)
8、施工顺序1、先施工一号检修通道,待一号检修通道与3-1煤回风大巷贯通后。再进行二号检修通道施工。(三)凿岩方法采用YT-28型风钻打眼,打炮眼时使用2200mm的钻杆、42mm一字型钻头,打两帮锚杆眼时使用32mm的钻头。支护拱部锚杆、锚索采用MQT-130型锚杆机打眼使用1200mm的中空六角钻杆套接、28mm的钻头。(四)降尘方法降尘方法采用湿式凿岩、水炮泥定炮、爆破时使用放炮喷雾、爆破后冲刷岩帮、施工时使用全断面防尘水幕。(五)打眼施工要求根据围岩硬度周边眼间距定为300mm。正常情况下,掏槽眼深度为2.2 m,辅助眼及周边眼深度为2m。打眼时严格按爆破图表施工,严格执行“一包(包机)、
9、二定(定人、定位)、一坚持(湿式凿岩)、五不准(无措施不准施工,无爆破图表不准画线、不画轮廓线不准点眼、不点眼不准开钻、钻孔质量不合格不准装药)制度,打出的炮眼要做到准、平、直、齐。(六)爆破作业1、掏槽方式为楔形掏槽,分次装药分次起爆。(2)炸药、雷管:使用二级煤矿许用28mm200mm乳化炸药,每卷0.2kg。煤矿许用毫秒延期电雷管1-5段(最后一段的延期时间不得超过130ms),电雷管必须编号。2、装药结构:正向装药结构。3、起爆方式:起爆使用专用(KBF-200型)发爆器起爆,断面采用全断面一次爆破,严禁一次装药分次放炮,联线方式为串联。装药时必须把雷管全部插入药卷捏摺端的轴心部位,插
10、入前必须用竹签或木棍扎一与雷管等直径长的圆孔,严禁将雷管斜插在药卷的中部或捆绑在药卷上。4、放炮警戒:距离施工迎头曲线不低于120m处设置警戒线,直线不低于150m设置警戒。放炮警戒位置必须拉警戒线,并吹口哨预警。5、注意事项:分次装药分次起爆时,每次装药前,都必须执行敲帮问顶工作及“一炮三检”,严格执行爆破后的检查工作,确保施工安全。图4、一号检修通道爆破三视图图5、二号检修通道爆破三视图五、施工工艺1、炮掘工艺流程:钻眼前准备钻眼检查瓦斯装药联线检查瓦斯撤人设置警戒爆破等炮烟散尽(至少30分钟)后检查瓦斯洒水降尘敲帮问顶临时支护永久支护。2、炮掘施工方法:(1) 施工前,检查所有设备、风水
11、管路完好,并由安全员和一名有经验的工人进行敲帮问顶,将活矸、危岩全部处理后方可施工,敲帮问顶时使用4.0m长的专用找顶棍,有经验的工人站在完好的永久支护下,由近到远,由顶到帮进行敲帮问顶,由安全员站在距敲帮问顶人员2m外的永久支护下监督并观察顶帮变化情况,有变化立即命令敲帮问顶的工人停止作业并撤离,敲帮问顶时要保证退路畅通无阻,待敲帮问顶结束并确认工作面安全后方可施工。(2)打眼及爆破前后,必须坚持检查爆破地点附近20m巷道顶帮支护,处理完顶帮隐患后再进行打眼工作。(3)炮眼施工完后由安全员检查炮眼施工质量,由班组长安排专人洒水,保持巷道湿润。(4)检查炮眼合格后,由瓦检员检查作业地点附近20
12、m范围内的瓦斯浓度,当瓦斯浓度小于0.8%时,由班组长和有经验的工人在放炮员的监督下按照爆破说明书进行装药。(5)装药后,在放炮员的监督下,由有经验的工人在放炮员的监督下,连接雷管角线,由放炮员亲自连接母线。放炮前,由放炮员将警戒牌交给班组长,由班组长检查工作面顶帮支护情况,确认安全后,指派专人携带警戒牌在能通过爆破地点的地方按照放炮警戒图的规定放好警戒牌。放好警戒后,班组长将自己携带的放炮命令牌交给瓦检员,由瓦检员再次检查爆破地点的通风、煤尘、瓦斯情况,确认安全后,所有人员撤至警戒线以外,瓦检员将放炮牌交给放炮员,放炮员发出放炮口哨5s后进行放炮,放炮后再次到工作面检查煤尘、瓦斯、顶板情况,
13、确认无问题后,三牌各归原主。 (6)由班组长安排专人洒水,由安全员和一名有经验的工人进行敲帮问顶后方可进行临时支护。(7)临时支护完毕后,将迎头煤出至巷道高度2.6m,满足施工锚杆高度,开始施工锚杆,必须先施工顶锚杆,顶锚杆施工到位后,再施工帮锚杆,禁止任何人站在空顶下作业,确保人员安全。(8)按设计要求施工完顶部及帮部根锚杆后,开始人工清理浮煤,按设计要求施工帮部根锚杆。永久支护时,必须逐排施工,先顶后帮,先中间后两边,施工帮部锚杆时,必须自上而下施工。 (9)施工结束后,由验收员对施工质量进行验收。 五、支护说明(一)临时支护临时支护采用YT4-8A单体液压点柱作为临时支护:工作面配备液压
14、点注4副,3副使用,一副备用,在工作面立起液压点柱数量为3根,点柱上安放规格为45015050mm槽钢为支柱帽,液压点柱下部焊接30030020mm钢板垫稳,使用前将钢筋网放于接顶位置,再进行点柱背顶。临时支护后进行永久支护。附:图6、单体液压支柱临时支护示意图2、永久支护一、二号检修通道均采用“锚网索喷”进行永久支护。锚杆选用202300mm左旋螺纹钢锚杆,间排距为800800mm;托盘采用Q235钢板,规格为15015010mm;每根锚杆选用MSCK23/50型树脂药1卷,MSK23/50型树脂锚固剂1卷。金属网采用6.5mm钢筋制作,金属网规格为20001000mm,网格100100mm
15、,采用压茬搭接,搭接100mm。巷道顶部使用钢筋梯,以12mm圆钢制作,档距60800mm,长度5m。锚索选用21.86300mm钢绞线制作,每根锚索选用MSK23/50型树脂药卷3卷,托盘为规格为30030020mm钢板,间排距为24002400mm。喷射混凝土使用标号PO42.5#水泥,沙为纯净河沙,石子粒直径5-10mm,混凝土抗压强度为C20;速凝剂、防水剂必须在喷浆机上料口均匀加入。C20砼配比表每立方米各材料用(kg)水泥(p.o42.5)砂石子水掺合料防水剂速凝剂427866866200-21.227.6-34.5重量配合比11.991. 990.50-水灰比养护方法坍落度(mm
16、)砂率(%)7天强度(mpa)28天强度(mpa)0.42标养305027.2253、加强支护 一、二号检修通道开口、贯通处及巷道施工过程中遇顶板破碎带时必须提前加强锚索支护,锚索间排距由24002400mm调整为24001600mm,其他锚索支护参数按照原设计施工。附:图7、一号检修通道锚索加强支护图 图8、二号检修通道锚索加强支护图六、生产系统1、出渣:矸石由ZL30EFB装载机装渣至11-3101工作面带式输送机机头硐室皮带机,经11-3101工作面辅助运输巷皮带机,进入3-1煤回风大巷主皮带,进入风井井底运输系统。2、运输:支护材料使用WC1.0J胶轮车运输,经副井、11-3101工作
17、面进风巷、11-3101工作面带式输送机巷至11-3101工作面带式输送机机头硐室,人工扛至工作面迎头。3、通风:风机安设与11-3101工作面进风巷与11-3101工作面带式输送机巷交叉口向西40m处,风机型号为FBD6.0/230型局部通风机,使用1000mm风筒向一号、二号检修通道供风。图9、一号检修通道通风系统图图10、二号检修通道通风系统图4、压风:压风来至地面压风机房,经3-1煤回风大巷、11-3101工作面辅助运输巷、11-3101工作面主、辅运联巷、11-3101工作面带式输送机机头硐室159mm供风管路,供工作面施工使用。5、供水:施工用水来至11-3102工作面辅助运输巷2
18、#钻孔涌水,经3-1煤辅助回风大巷、11-3101工作面辅助运输巷、11-3101工作面主、辅运联巷、11-3101工作面带式输送机机头硐室108管路,供工作面施工使用。6、排水:工作面低洼处挖临时积水池,由风泵将水排入11-3101工作面带式输送机机头硐室,经11-3101工作面进风巷、3-1煤辅助运输大巷、井底车场进入井底水仓。7、防灭火:将11-3101工作面带式输送机机头硐室消防管路(兼供水管路)用32mm橡胶管接入一号检修通道内,并且必须引至巷道行人侧。8、安全监测:掘进迎头安设一部甲烷传感器和一部一氧化碳传感器,安设在距迎头不大于5m风筒对侧,距顶板300,距巷道侧壁200mm,每
19、班按照规定对工作面及回风流检查瓦斯浓度。巷道开口处内侧1015m回风流中,安设甲烷传感器、一氧化碳传感器、温度传感器各一部。9、综合防尘:必须坚持湿式打眼,安设全断面防尘水幕,各转载点安设喷雾装置,放炮后必须开启喷雾,每天派专人冲洗巷道。10、供电:沿用11-3101工作面带式输送机机头硐室供电系统。七、通风验算由于一号检修通道比二号检修通道断面大,距风机距离远,按照一号检修通道进行验算。1、按炸药用量计算风量:Qcf=10AcfAcf掘进工作面一次爆破炸药最大用量kg18.810=188m/min2、按照瓦斯涌出量计算Q掘=125qCH4KCH4=1250.112=27.5m3/min式中:
20、Q掘掘进工作面实际需要风量,m3/min。qCH4掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量,m3/min。根据通风队提供的数据为0.11m3/min.KCH4掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,一般可取1.52.0,本次计算取2.0。125按掘进工作面回风流中瓦斯浓度不应超过0.8的换算系数。3、按二氧化碳涌出量计算 Q掘=67qCO2KCO2=670.182 = 24m/min 式中:Q掘-掘进工作面实际需要风量,m/min qCO2-掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳绝对涌出量,m/min;根据通风队提供的数据为0.18m/min.KCO2-掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,
21、一般可取1.52.0,本次计算取2.0。 67-掘进工作面回风流中二氧化碳浓度值不应超过1.5的换算系数。4、按工作人员同时作业人数计算需要风量 Q掘4N=417=68m3/min, 式中: Q掘-掘进工作面实际需要风量,m/min N-掘进工作面同时工作的最多人数,17人。 4-每人需风量,m3/min 5、按风速进行验算 a)验算最小风量 有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷: Q掘600.15S=600.1522.1=198.9m3/min b)验算最大风量 Q掘604.0S=604.022.1=5304m3/min 式中: Q掘-掘进工作面实际需要风量,m/min S-掘进工作面巷道的断面
22、积22.1 经过对排除瓦斯、二氧化碳所需风量、满足井下工作人员所需风量、满足工作面最低风速的风量对比,确定最大数据作为工作面所需风量为198.9m3/min。(二)局部通风机选型计算 局部通风机选型的基础参数是风筒直径,风筒长度、工作面有效风量(实际需要风量)、局部通风机工作风压和局部通风机工作风量。 1、局部通风机工作风量计算Qx=Q效P=198.91.3=258.57m/min式中:P-风筒漏风风量备用系数,取1.3 2、风筒风阻计算(1)摩擦风阻Rm=6.5L/d5=2.249NS2/m8 (=0.0032 L=330 d=0.8m)式中:Rm-摩擦风阻,NS2/m8摩擦阻力系数,查表得
- 配套讲稿:
如PPT文件的首页显示word图标,表示该PPT已包含配套word讲稿。双击word图标可打开word文档。
- 特殊限制:
部分文档作品中含有的国旗、国徽等图片,仅作为作品整体效果示例展示,禁止商用。设计者仅对作品中独创性部分享有著作权。
- 关 键 词:
- 11 3101 工作面 输送 机头 一号 检修 通道 施工 安全 技术措施
链接地址:https://www.31doc.com/p-2330730.html