11301096运输掘进作用规程3遍1.docx

1、11301096运输掘进作用规程3遍1 百里杜鹃坤元煤矿1096运输巷掘进作业规程编 制 ：生产技术科生产副矿长：翁孝龙安全副矿长：陈 松机电副矿长：刘 平总 工：张昌桥矿 长：梁克涛 编 制日 期：2015年11月16日 作业规程会审表会审时间会审地点主持人规程名称部 门签 字部 门签 字部 门签 字技术科安全科防突队调度室机电队掘进队会审意见： 年 月 日生产矿长： 年 月 日安全矿长： 年 月 日机电矿长： 年 月 日总 工： 年 月 日矿 长： 年 月 日作业规程复审表规程名称1096运输巷工作面作业规程施工单位复审时间参加复审人员签字技术科通风科安全科机电科调度室地测副总通防副总机电

2、矿长安全矿长生产矿长总工程师矿 长一、 存在的问题：二、 处理意见：三、处理结果：坤元煤矿作业规程贯彻学习表贯彻地点： 贯彻时间：贯彻内容： 贯 彻 人：签字栏备注1183552219365332037544213855522395662340577244158825425992643601027446111284562122946631330476414314865153249661633506717345168 目 录目 录 1第一章 工程概况 2第二章 地面相对位置及地质情况 3第三章 巷道布置及支护说明 5第四章 施工工艺 8第五章 生产系统 13第六章 劳动组织与主要技术经济指标 2

3、3第七章 安全技术措施 24第八章 灾害应急措施及避灾路线 43第一章 工程概况第一节 概 述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为1096运输巷。二、掘进目的及用途掘进目的是为了形成1096回采工作面的生产系统，满足该工作面回采时的运输、通风等需要。三、巷道设计长度及服务年限1、巷道开门点为皮带下山落平P8点处。2、巷道设计长度：350m3、服务年限：12个月四、预计开竣工时间预计开工时间为2015年12月上旬，竣工时间为2016年6月下旬。第二节 编制依据一、编写依据1、黔西县金坡乡坤元煤矿初步设计（变更）安全专篇。2、黔西县金坡乡坤元煤矿初步设计（变更）说明书2、本矿2015年度采掘方案及生

4、产技术部施工通知单。3、煤矿安全规程（2010版）。4、本矿的安全操作规程。5、其他相关的法律、法规 。 第二章 地面相对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本面位于+1516m+1518m水平段矿井西翼，地面对应标高+1643+1700，东邻皮带下山，西部为保护煤界，南部为未开采煤体，设计工程量350m。 本工程对应地表无建筑物、桥梁、河流，地形地貌属于高原山地地形、剥蚀地貌。地表最高点标高为+1700m，最低点标高为+1643m。第二节 煤（岩）层赋存特征煤层特征情况表项目单位指标备注煤层厚度（最小最大/平均）m1.482.82煤层倾角（最小最大/平均）810煤层硬度F23

5、煤层层理发育程度层理发育煤层节理发育程度节理发育绝对瓦斯涌出量m/min1.22煤层爆炸指数%无爆炸危险性煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度特征直接顶砂质泥岩10.5m深灰色，薄层状、缓波状层理，含少量黄铁矿散晶及团块，见滑面及擦痕直接底砂质泥岩13.2m同上工作面地层综合柱状图地层名称层厚柱状层号煤岩层煤层岩石特性备注二叠系龙潭组99.64m10M9/M13/M15煤、泥岩、石灰岩、细砂岩、砂质泥岩第三节 地质构造根据矿井地质说明书分析，该工作面地质结构较简单。第四节 水文地质1、本巷道地面矿井南部斜坡地带含浅部风化裂隙水。上部为m4采空区，应注意观察顶板淋水情况。 坚持“预测预报，有

6、疑必探，先探后掘，先治后采”的探放水原则，按探放水部门的钻探设计进行钻探。 巷道正常涌水量0.4m3/h，最大涌水量0.61.2m3/h二、影响掘进的其他因素影响掘进的其它地质情况表瓦斯 2012年鉴定绝对涌出量为11.67m/min；相对涌出量为18.64m/t；属煤与瓦斯突出矿井。M9煤层属煤与瓦斯突出煤层。煤尘爆炸指数 爆炸指数8.6%，不具备煤尘爆炸危险煤层自然发火倾向性 自然发火期为III级，属不易自然煤层地温危害 无地温异常现象冲击地压危害 预计无冲击地压第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置 1096运输巷开门点为皮带下山P8点处，1096运输巷开门点顶板高程为1

7、484.46米，1096运输巷开门点底板距9#煤层顶板高程为5.624米，1096运输巷掘进30米处揭9# 煤，1096运输巷北部为1096回风巷，南部为未开拓煤体，西部30米处为坤元煤矿矿界，东部为皮带下山，巷道坡度：3，巷道设计方位：270，沿9#煤层顶底板掘进。 工程量平面位置见巷道局部工程平面图。二、巷道断面1、根据设计，巷道施工时严格按中线沿煤层顶底板进行掘进，确定1096运输巷断面尺寸为：净宽3.0m、净高2.0m、净断面积6m2的矩形断面，见顶见底。风袋的吊挂及管线的布置要求等详见支护断面图。（附图）2、巷道毛断面及净断面尺寸计算S毛=3.22.1=6.72m2 S净=32 =6

8、m2第二节 矿压观测一、测站设置（1）巷道表面位移测站：锚杆支护开始设置测站，隔100m设1个测站，连续设3个，岩性或锚杆支护参数发生变化均应设置测站观测。（2）顶板离层监测：每隔50m在顶板中部安设一个离层指示仪。观测方法：直接读取数据。掘进过程中矿压显现不明显可调整为100m。（3）锚杆受力：锚杆支护开始40m设置第一个测站，以后隔100m左右再设一个测站，共设置2个。每个测站1个测面，顶板采用测力锚杆观测、两帮采用锚杆液压枕观测。（4）锚杆锚固力：每300根锚杆为1组，每组测6根，顶板4根、两帮各1根。二、观测要求1、综合监测：（1）综合监测包括巷道表面位移、顶板离层和锚杆受力状况。（2

9、)每根锚杆支护巷道应严格执行规程的规定进行测站的布置和安设，当围岩地质条件发生变化时，应根据变化的情况增加测站的个数。（3）每个测站都应设定专门的编号，以便用于读数识别。（4）观测频度为每周12次，若遇特殊情况，适当增加观测次数，待顶板稳定后可每月12次。（5）监测结果和记录必须由专人保存，方便以后使用。2、日常监测：（1）日常监测包括巷道表面位移和顶板离层。（2）表面位移和顶板离层测站的位置、数量必须严格执行作业规程规定，当地质条件发生变化时应根据具体条件调整测站数，每个巷道交岔点要安设顶板离层指示仪，同一条巷道内只能安设同一种型号顶板离层指示仪。（3）每个测站都应设定专门的编号，以便读数和

10、记录。三、观测频度：（1）巷道表面位移观测频度同综合监测。（2）顶板离层仪在距掘进工作面50m内观测离层值，每班12次，在50m以外，除非离层仍有明显增长的趋势，一般可停止具体数据，改为观测两个刻度坠的颜色。（3）监测结果由专人保存，以备后用。数据的信息反馈要求：在观测过程中，若发现离层值进入警告区内时，要停止掘进，对该测站前后20m范围进行补打锚杆或锚索进行加固，加固后再进行掘进工作。在观测过程中，若发现离层值进入危险区内时，应召集有关人员进行原因分析，并及时采取相应的安全措施。在观测过程中，若发现地质条件变化时，针对观测的矿压数据，及时进行锚杆支护参数的修改。第三节 支护设计一、锚杆支护设

11、计1、依据坤元煤矿初步设计选用182000mm锚杆支护顶板。18mm的等强度全螺纹钢锚杆，锚杆设计：顶部锚杆锚固力100KN，帮部锚杆锚固力70KN，满足强度及安全系数要求。2、由于直接顶为砂质泥岩，按悬吊理论计算：（1）锚杆长度：L=L1+L2+L3=100+1400+300=1800mm 计算锚杆长度为1800mm，采用2000mm锚杆。 式中:L1锚杆托盘、螺帽及外露螺纹长度； L2软弱岩层厚度，可根据柱状图确定； L3锚杆伸入稳定岩层深度，一般不小于300mm；（2)锚固力N：可按锚杆杆体的屈服载荷计算N=/4(d2屈）=0.253.14（0.02）2335106=105KN式中：d杆

12、体直径 屈杆体材料的屈服极限Mpa (3)锚杆间排距锚杆间距D1/2L D0.52000=1000mm设计锚杆间排距为800800mm根据矿井设计及邻近巷道施工经验，锚杆排距800mm，间距800mm。 二、锚索支护设计根据施工设计，采用锚索支护进一步提高顶板支护的安全可靠性。1、锚索长度的确定采用低松弛、高强度、直径为15.3mm的钢绞线，其最低破断载荷为230KN，应用悬吊理论进行参数计算：锚索长度：L=l1+l2+l3L锚索长度l1锚索外露长度，取0.2ml2巷道顶板潜在破坏范围，取2.2m l3锚索伸入老顶长度，即锚固段长度，根据锚固力要求及现场拉拔试验，取1.4m计算得：L=0.2+

13、2.2+1.4=3.8m从以上计算结果，结合邻近巷道的施工情况，1096运输巷选用6m的锚索能达到有效控制顶板的目的。2、锚索排间距及其抗拉拔力的确定根据我矿的支护设计，锚索每5m打设1根，沿巷道中线打设，锚索预紧力为23T。 附巷道支护断面图。第四节 支护工艺一、临时支护1、1096运输巷采用两根11号工字钢，长4000mm 作为临时支护，沿巷道走向在顶部安装，每根前探梁使用3个抱箍固定在顶部三排锚杆上，吊环、金属抱箍采用厚10mm的钢板或用40刮板机链子制作，然后用4块木板（长宽高=2000mm200mm50mm)将顶接实。2、临时支护紧跟迎头，严禁空顶作业，最大控顶距1.2m，最小控顶距

14、0.2m。3、临时支护工艺、工序及要求（1）放炮后，专人用专用敲帮问顶工具开始敲帮问顶，并设专人监护敲帮问顶；敲帮问顶工作应由两名有经验的老工人担任，一人找顶，一人观察顶板，观察顶板的人站在找顶人的侧后面，并且两人都要站在安全地点，要保证后退路线畅通。用专用工具（3.5m长6分钢管，一头尖，一头扁）对顶、帮进行敲击，敲打点与对点的距离不超过600mm，凿掉所有的活煤活矸，发现声音异常必须及时采取对应措施进行处理，在敲帮问顶过程中其他人员不得进入敲帮问顶区，发现问题立即处理。（2）确认无危险后，及时使用前探支护。（3）及时支护，先支护顶板，再支护两帮。二、永久支护形式及参数1、支护形式（1）顶板

15、：4根18,L=2000mm的等强度全螺纹钢锚杆，间排距800800mm，锚杆托盘规格为15015010mm的金属托盘。规格为2.0m1.0m的金属网，横向铺设，压茬100mm，使用14#铁丝每隔200mm连接一扣。锚索每排打设1根，沿巷道中线打设一根，锚索预紧力为23T。（2）两帮使用2根管缝锚杆，锚杆间排距为1.01.0m。锚杆托盘规格为15015010mm的金属托盘。金属网规格为2.01.0m，横向铺设压茬100mm，使用14#铁丝连接。 2、通过地质构造变化带及其它顶板、帮破碎时，采用矿用11#工字钢支护，规格为：上宽2.5m（净）下宽3.0m（净）高2.2m（净）。棚距中中0.7m。

16、 3、顶板局部有复合顶时，使用锚杆+钢带支护顶板。 三、永久支护材料及规格材料名称规格材质用途锚杆20,L=2000mm等强度全螺纹钢护顶45,L=1800mm管锚杆护帮锚杆托盘15015010mm，中心孔30mm钢板护帮、顶网片4,2.01.0m钢筋笆片护顶4,1.61.0m钢筋笆片护帮锚索15.3,L=6000mm钢绞线护顶锚索托盘15015010mm，中心孔30mm钢板护顶钢带5眼10 L=3.6m H型钢带10#圆钢护顶锚固剂Z2360、CK2350树脂锚固 四、锚杆支护工艺 1、使用MQT系列气动锚杆钻机钻孔打眼操作步骤 （1）临时支护后，按巷道中线及设计排间距标定锚杆眼位，并用尖钎

17、刨窝，进行顶板锚杆支护。 （2）检查供水、供风系统，MQT系列气动锚杆钻机风水接头是否连接牢固，并使其开关处于关闭状态。 （3）钻孔前，按孔深要求做好标记，将短节钻杆插入钻套的六方孔中，安装28mm岩石钻头。 （4）打眼时，一人持钻，一人扶钻，一人安眼、接换钻杆，工作人员服装要穿戴整齐，严禁戴手套扶钎杆。 （5）必须按规定角度打眼，不得打穿皮眼或顺层面、裂缝打眼。 （6）将马达控制扳手压下一个小角度，让钻杆缓慢旋转，同时将支腿控制旋钮旋开一个小角度，慢慢升起钻机，注意支腿不可供风太大。(7)钻杆钻头抵达顶板后，先点开马达23次，然后调节水阀、气阀和马达控制扳手，使转速和推进速度逐渐增大。 （8

18、)接换钻杆时，不得挪动钻机，以保持钻机与钻孔同心。 （9）钻孔深度达到要求后，先关闭支腿风源，然后关闭水阀，同时使支腿回落。 （10）严禁在钻机下垫木料托板等，严禁用手触摸旋转的钻杆，同时操作者必须远离钻孔中心线，其他人员站于操作人员左侧并远离中心线5m以外。 2、锚杆（锚索）施工工艺 （1）顶锚杆施工工艺 锚杆应紧跟掘进头及时支护，最大控顶距1.2m。打锚杆前按规定敲帮问顶并打设临时支护。 锚杆孔采用MQT130风动锚杆机完成。用1.0m的钻杆，采用28mm钻头。钻孔时锚杆机升起，使钻头插入相应的金属网孔中，然后开动锚杆机进行钻孔。孔深深度符合要求，允许偏差0+50mm，锚杆外露长度1040

19、mm，并保证钻孔角度不小于75，遇裂隙时，锚杆要尽量垂直于裂隙面，帮锚杆垂直于巷帮布置。钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。 具体安装步骤 安装锚杆时用杆体顶住药卷送入孔底，启动搅拌器，边旋转边匀速推进到孔底，搅拌时间按药卷说明书搅拌时间操作，（中速型树脂锚固剂为3045s)。搅拌停止后，等待90180s，卸下搅拌器上托板、拧紧螺帽。 （2）锚索的安装 钻孔深度大于锚索长度（从托盘到锚索前端的距离）3050mm。钻孔打好后，轻轻将选定的锚固剂推入钻孔，启动搅拌器，边旋转边匀速推进到孔底，锚固剂搅拌时间为3045s，搅拌锚固剂停止时要确保锚索托盘靠近岩面。用锚索涨拉器拉紧锚索

20、，锚索锚固力要达到200KN。锚索外露长度要控制在150250mm之间。 （3）帮锚杆施工工艺 用YT28气动凿岩机或ZQS50/1.6风煤钻，28mm合金钻头钻眼，锚杆孔深要符合规定，每根锚杆安装2支Z2360树脂锚固剂，锚杆扭矩力不小于100N.m，锚固力不小于70KN。帮部支护滞后工作面不超过35m；巷帮松软、节理发育时，距工作面不超过2m。3、锚杆安装质量检查标准： （1）锚杆排间距误差不超出+100mm。 （2）顶锚杆与顶板夹角不小于75，倾斜锚杆角度符合规定。 （3）锚杆孔应避开围岩层理、节理、裂隙面。 （4）锚杆孔深要符合规定，锚杆外露（锚杆末端螺母上面）长度1040mm。 （5

21、）用扭矩扳手检验，顶锚杆扭矩不能低于100N.m，帮锚杆扭矩不能低于70N.m。巷道支护参数表（正常掘进时）项目设计允许误差值优良品合格品巷道规格掘宽mm0+150mm-50+150mm净宽mm0+150mm-50+150mm掘高mm0+150mm-50+150mm净高mm0+150mm-50+150mm锚杆排距mm100mm间距mm100mm锚固力KN0-6KN预紧力N.m/N.m0第四章 施工工艺第一节 施工方法一、采用爆破掘进 1、1096运输巷设计长度为350米，严格按测量给定的中线进行施工。 2、1096运输巷掘进采取锚杆+锚网支护+锚索联合支护，每班进尺1m，最大控顶距1.2m。

22、3、采用矩形断面，净断面积：净宽3.0米，净高2.0米，巷道全部设置在9#煤层中。 4、临时支护紧跟迎头。二、炮掘工艺流程安全检查延伸溜子打眼装药、放炮敲帮问顶临时支护打设顶、帮锚杆收尾、整理、质量检查验收合格后进入下一循环1、安全检查：对工作面的支护情况、瓦斯、通风进行检查，无异常后方可施工。2、延伸溜子：用人工延溜子。3、打眼：打眼工按规定程序，根据巷道设计断面尺寸进行打眼。4、装药、放炮：放炮工按规定程序，进行装药、放炮。5、临时支护：巷道成型后，人员站在安全地点，用专用工具敲帮问顶，及时处理活煤活矸，确认无危险后，方可进行临时支护。6、打设顶、帮锚杆：用专用工具量取距离后，首先打设中部

23、顶锚杆，然后打设其它顶锚杆，挂好并联好顶网。打设帮锚杆、挂网，固定中部顶锚杆后，打帮顶锚杆、锚索可平行作业。7、验收：对工程质量进行全面检查，合格后进行下一循环。第二节 凿岩方式 一、工艺流程 1、炮掘：安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）打眼装药放炮敲帮问顶临时支护施工帮锚杆收尾、整理、质量检查。 2、作业工具 （1）炮掘：采用风煤钻进行打眼，打完眼后由放炮员按规程规定进行装药、放炮。 二、作业程序 交接班后，跟班队长、班长、安全员、瓦检员共同进入工作面联合进行安全检查，发现问题及时处理汇报，确定工作地点安全可靠后，进行以下检查：1、洒水喷雾、电气系统、机械运转是否正常。2、校对中线

24、是否有偏差，工作面是否有丢帮落底现象，确认无误后，进入下一个循环。3、每小班必须完成1个循环，每天完成3个循环，每循环进尺1m，每天进尺3m。4、每个小班结束后，永久支护必须达到最小控顶距要求，不准遗留空顶或隐患。因故未能处理的问题必须向下班交代清楚，下班处理上班遗留问题后仍按以上流程进行作业。附：炮眼布置图第3节 爆破作业1096运输巷为沿煤层、见顶见底掘进，巷道断面为矩形，通风方式采用局部通风机压入式通风。每小班为1循环，每循环进尺1m。掏槽方式为斜眼掏槽法。1、炸药：1096运输巷使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药。2、雷管：1096运输巷使用毫秒爆破。工作面采用全断面一次起爆，

25、3、装药结构：正向装药结构。附图 4、起爆及联线方式：使用MFB-100型发爆器起爆，6mm两芯胶质专用放炮电缆作放炮母线。附图第4节 装载与运输1096运输巷工作面迎头严格执行“敲帮问顶”制度，严禁出现活矸、活煤，如有时要及时处理。放炮完成后，应尽可能将浮煤、矸清理干净，特别是两帮附近的浮煤、矸，以防造成底角锚杆安装困难，煤矸装运用人工攉上溜子，再运至皮带运走。运煤（矸）路线为：1096运输巷工作面迎头1096运输巷皮带下山煤仓主平硐地面装载、运输设备及运输方式表序号设备名称型号数量安装位置运输方式运输距离备注1刮板输送机SGB-4201工作面溜子100米2带式输送机DSJ-800/2901

26、沿主运输大巷安装皮带500米第五节 管线敷设1、管线风、水管、监测线、电缆布置在巷道人行道一侧（南帮），风袋、放炮母线布置在巷道非人行道一侧（北帮）。监测线固定在顶板往下0.2m处，电缆固定在顶板往下0.3m处，用崩直的8#铁丝吊挂，每隔3m一吊挂，电缆垂度不超过50mm。风管固定在顶梁往下0.8m处，水管固定在风管往下0.3m处，接头严密，不得出现“跑、冒、漏、滴”现象。水管距迎头20m范围内使用4分胶管，20m外水管使用2寸铁管；风管距迎头20m范围内使用6分胶管，20m外水管使用4寸铁管；并随迎头的推进及时延长。风袋吊挂应靠帮靠顶，风袋出口距迎头不得超过5m。放炮母线吊挂在顶板往下1.0

27、m。第六节 设备及工具配备序号设备工具名称型号规格功率（kw）数量备注1局部通风机FBDN05.62112备用1台2刮板输送机SGB-42040KW13锚杆（锚索）MQT-13034激光指向仪YBJ-600(I)15真空启动器QBZ-12016风电闭锁开关QBZ-8027液压钻机ZDY-75018.5KW18电话KTH-1119风泵QYW30-80210风动钻ZQS系列111风动凿岩机YT28(29)型2第5章 生产系统第一节 通风 一、该掘进工作面风量计算1、按工作面绝对瓦斯涌出量计算 Q1100q绝 K掘通 =100 1.22 1.6=195m3/min 式中: Q1-该掘进工作面实际需要风量 q绝-该工作面绝对瓦斯涌出量，取1.22m3/min K掘通-该掘进工作面通风系数，取1.6（取值范围1.5-2）2、按工作面使用炸药量计算 Q225 A=25 8.7=217.5m3/min 式中: Q2-该掘进工作面实际需要风量 A-该工作面一次爆破所需最大炸药量3、按工作面最多工作