一采区轨道运输大巷作业规程.docx

1、一采区轨道运输大巷作业规程山西煤炭运销集团阳城四侯煤业有限公司一采区轨道运输巷作业规程编制单位： 陕西华泰矿建工程有限公司 编 制 人： 张玉善 编制日期： 二一一年十一月 目 录第一章 编制依据 3一、前言 3二、编制依据 3第二章 工程概况 4一、巷道名称及位置 4二、开拓巷道的目的及用途 5三、巷道设计长度和服务年限 5四、预计开、竣工时间 5第二章 地面相对位置及地质情况 5第一节 地面相对位置 5第二节 煤层的赋存特征 5一、煤层产状、厚度、结构坚固系数和层间距 5二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤尘爆炸指数 6第三节 地质构造 6第四节 水文地质 6第三章 巷道布置支护说明 7第一节

2、 巷道布置 7第二节 巷道设计 8一、巷道支护设计 8第三节 支护工艺 12一、支护材料 12二、支护的安装工艺 12第四章 施工工艺 17第一节 施工方法 17第二节 掘进方式 18第三节 爆破作业 18第四节 装载与运输 22第五节 管线及轨道敷设 22第六节 设备及工具配备 23第五章 生产系统 23第一节 通 风 23第二节 综合防尘 26第三节 防灭火 27第四节 安全监控 27第五节 供电 28第六节 供、排水系统 29第七节 运输系统 29第八节 通讯系统 30第九节 压风、自救系统 30第十节 防治水 31第六章 劳动组织与主要技术经济指标 31第一节 劳动组织 31第二节 循

3、环作业 32第三节 主要技术经济指标 34第七章 安全技术措施 35第一节 一通三防管理措施 35一、通风管理 35二、监测监控管理 35三、防尘管理 36四、防火管理措施 37五、瓦斯检查 38第二节 顶板管理安全措施 38第三节 爆破管理安全措施 44第四节 防治水管理安全措施 52第五节 运输管理安全措施 52第六节 质量标准及提高质量的措施 54第七节 保证支护工程质量的措施 55第八章 灾害预防措施及避灾路线 60第一节 火灾预防安全措施 60第二节 瓦斯、矿尘灾害预防安全措施 61第三节 冒顶事故的预防措施 65第四节 片帮事故的预防 66第五节 避灾原则 67第六节 避灾线路 6

4、8一采区轨道运输巷作业规程第一章 编制依据一、前言山西煤炭运销集团阳城四侯煤业有限公司属兼并重组整合矿井，矿井建设规模为90万吨/年。为了确保我公司在规定工期内完成各项建设任务，有组织的统筹安排该项目的施工，特编制一采区轨道运输巷掘进施工作业规程。二、编制依据1、晋城市煤田地质队编制的山西煤炭运销集团阳城四侯煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告，批准时间2010年9月30日。2、太原明仕达煤炭设计有限公司编制的山西煤炭运销集团阳城四侯煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计，批准时间2011年2月21日。3、太原明仕达煤炭设计有限公司编制的山西煤炭运销集团阳城四侯煤业有限公司矿井兼并重组整合项

5、目初步设计安全专篇，批准时间2011年3月21日。4、山西煤炭运销集团科学技术研究有限公司2011年8月编写的四候煤业巷道锚固支护方案设计研究项目研究报告。5、山西煤炭运销集团阳城四侯煤业有限公司提供的本单位工程的设计图纸和文件。6、国家有关法规、规范和有关施工技术规范：（1）中华人民共和国安全生产法；（2）中华人民共和国矿山安全法；（3）煤矿安全规程（2011版）；（4）山西省煤矿建设安全规定；（5）矿山井巷工程施工及验收规范（GBJ213-90）；（6）煤矿井巷工程质量验收规范（GB50213-2010）；（7）矿山井巷工程测量规范；（8）有关采矿工程建筑工程手册。7、煤巷锚杆支护技术规范

6、MT/T-1104-2009;锚杆喷射混凝土支护技术规范GB50086-2001。8、四侯煤业地测防治水科编制的一采区的地质说明书及工作面的地质说明书。第二章 工程概况一、巷道名称及位置一采区轨道运输大巷位于一采区南侧，东西走向开拓布置，开口方位角95度，南部为平行布置的一采区胶带运输大巷、一采区回风大巷和F351断层，北为未开采的一采区实体煤。二、开拓巷道的目的及用途此巷道为一采区轨道运输大巷，满足一采区生产的通风、行人、大型设备及材料运输等需要。三、巷道设计长度和服务年限巷道设计长度为507米，服务年限为6.05年。四、预计开、竣工时间 根据矿有关领导决定，本巷道自2011年11月30日开

7、工，预计2011年12月31日竣工。第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置一采区轨道运输大巷地面相对位置位于阳城县固隆乡东村村东北，我矿工业广场东北山地。地面标高700740 米。地表无河流、塘坝等水体，无工矿厂区。第二节 煤层的赋存特征一、煤层产状、厚度、结构坚固系数和层间距一采区3#煤层为单斜构造，倾向北东，倾角48，煤层厚度4.24.58m,较为稳定。3#煤层位于山西组中部，为无烟煤，似金属、强玻璃光泽，均一或条带状结构，层状、块状构造，内生裂隙发育，硬度f= 34。宏观煤岩组分以亮煤为主，镜煤次之，夹暗煤及丝炭条带，为光亮型煤。煤层属中硬煤层，容重1.45t/m3。3煤层顶

8、板岩层由下至上依次分别为泥岩（伪顶），厚度为00.2米；灰黑色中粒砂岩（直接顶），厚度为3.054.85米；深灰色砂质泥岩（老顶），平均厚度为7.66米；底板下依次分别为灰黑色泥岩、浅灰色细粒砂岩（K7），厚度8.21米。二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤尘爆炸指数1、根据山西煤矿设备安全技术检测中心2011年8月对矿井瓦斯等级鉴定结论瓦斯绝对涌出量为0.96m3/min，绝对二氧化碳涌出量1.23m3/min，确定该矿本年度矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。2、根据山西省煤炭工业局综合测试中心2008年9月对矿井3#煤层煤样检验鉴定结论为煤尘无爆炸性，煤的自燃倾向性为不易自燃。第三节 地质构造一采区3

9、#煤层为单斜构造，倾向北东，倾角48。一采区设计一采区回风大巷南侧约60米为F351正断层，实测落差为65米，不影响一采区轨道运输大巷布置开拓。第四节 水文地质由于一采区为新开拓区，因此不涉及积水巷道和老空问题，只有在局部裂隙发育地段有裂隙水，涌水量一般为35m3/h。本采区煤层埋藏较平稳（煤层倾角为58度），属近水平煤层，无褶曲，煤层结构较简单，煤层层理、节理较发育，大致由六个层面组成，从上至下第五层为0.30.4米厚的夹石。煤质坚硬，含水性弱。附图1：煤岩层综合柱状图岩石名称柱 状层厚（m）备 注*砂岩（老顶）*7.66页岩、粉砂岩（直接顶）3.95泥岩（伪顶）0-0.2煤层4.2碳质泥岩

10、、粉砂岩（底板）8.21第三章 巷道布置支护说明 第一节 巷道布置一采区轨道运输大巷与一采区胶带大巷及一采区回风大巷平行布置，三条大巷之间留有30米宽的大巷保安煤柱，方位角95度。附图2：巷道平面布置图 第二节 巷道设计一、巷道支护设计一采区轨道运输巷设计为矩形断面，因煤层层理发育，因此本次掘进沿煤层顶底板掘进，巷道掘进宽4840mm，高度4200mm,断面20.3m2。1、临时支护（1）采用两根前探梁作为临时支护。每根前探梁用两个吊环与顶板锚杆固定，前探梁采用6.3kg/m的槽钢对焊制成，全长5.0m。吊环为20mm厚钢板加工制成的可调节吊环。前探梁最大控顶距离2.4m。 （2）按设计要求爆

11、破出巷道轮廓，然后找净顶帮危煤，人工及时窜前探梁，在前探梁上铺钢筋网，然后用木板、木刹把前探梁与顶板刹实，并使顶网紧贴顶板；前探梁与吊环之间用木楔刹紧。 （3）前探梁、吊环每移动一次，都要检查它的结构牢固情况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换；在移动前探梁时，要从外向里在支护完好的情况下进行。 附图4:前探梁临时支护示意图2、基本支护方式：锚杆+钢筋焊结网；补强支护方式：快速承载预应力小直径锚索；表面封闭方式：喷射C20混凝土，厚度120150mm。按照施工作业计划，喷浆作业在该巷道掘进完成工后，紧接着对巷道顶帮进行喷浆封闭。锚杆材料：左旋无纵筋高强度螺纹钢(25MnSi)，顶板锚杆

12、222200mm，帮锚杆222000mm；顶板锚杆钻孔深度2100mm，外露100mm，排距1200mm，间距1000mm，靠近两帮的顶板锚杆向两帮倾斜20;两帮锚杆钻孔深度1900mm，外露100mm，排距1200mm，间距1000mm，靠近顶板和底板的帮锚杆向顶底板倾斜20，锚固剂：均采用1卷CK2335和1卷K2360的树脂锚固剂进行锚固。锚杆托盘：厚度为10mm钢板穹形多功能锚杆托盘，规格为15015010mm。锚索材料：7股钢绞线，17.87000mm，钻孔深度6800mm，外露200mm；锚索布置方式：每排2根，间距2200mm，排距2400mm；锚固剂：采用CK2335、K236

13、0和Z2360三种速度的树脂药卷各一卷进行锚固。锚索托盘：厚度为20mm钢板穹形多功能锚索托盘，规格为30030020mm。网：用6.0mm钢筋网片，网片规格为25001000mm，网孔规格为100100mm。特别注意：在遇到顶板破碎或断层等地质构造段以及采空区时，增加1根锚索，即每排3根锚索，排距为2400mm，间距为1100mm。加强围岩稳定性监测，必要时采用注浆锚索、或增加棚式支护加固围岩，缩小循环进尺，以确保安全。第三节 支护工艺一、支护材料序号材料名称材料规格与型号每米巷道消耗量备注1螺纹钢锚杆22mm2200mm4.17根22mm2000mm6.67根2锚索17.87000mm0.

14、83根顶板支护用3树脂锚固剂（CKKZ）2360CK2335K2360（0.830.830.83）个（10.8310.83）个锚索锚固用锚杆锚固用4钢筋网6.0mm6.385锚杆托盘15015010mm10.84块锚杆铁托盘6锚索托盘30030020mm0.83块顶板锚索用二、支护的安装工艺（1）安装临时支护按设计要求爆破出巷道轮廓，爆破完毕后，在永久支护的掩护下及时用钢钎或长柄工具处理顶帮隐患，并将前探梁伸到工作面，保证前探梁距工作面距离为零，在前探梁上铺钢筋网，然后用木板、木刹把前探梁与顶板刹实，并使顶网紧贴顶板；前探梁与吊环之间用木楔刹紧。永久支护每次爆破前距工作面空顶距不得大于600m

15、m。（2）打顶锚杆眼打顶锚杆眼采用MQT-120B型锚杆钻机。临时支护完成，清理煤矸后，在前探梁掩护下，用锚杆钻机钻眼。 （3）安装顶锚杆 顶锚杆眼钻好后，取下钻杆，按顺序装入树脂药卷（由里到外按快、中的顺序装入药卷），用锚杆体将树脂送到眼底后，再开动锚杆钻机，带动锚杆搅拌树脂药卷，边搅拌边往眼底推送锚杆，将锚杆送至眼底后继续搅拌35秒，然后停止钻机等待一会让树脂锚固剂凝固后再开动钻机上紧螺母，从而完成锚杆安装。 （4）安装帮锚杆 安装帮锚杆前要先用风镐或其它工具对巷道两帮进行修整，清除活煤、活矸和片帮伞檐，然后铺设两帮钢筋网，用风煤钻钻锚杆眼，并安装锚杆。 （5）锚杆安装要求 锚杆托板与螺母

16、之间必须使用减摩垫圈。 螺母的拧紧顶锚杆必须采用锚杆钻机、风煤钻等机械设备进行，帮锚杆用风动力矩扳手紧固，且每班必须采用风动扳机对迎头10m范围内的锚杆螺母进行二次紧固，以保证螺母扭矩符合规定要求。螺母扭矩为：150200Nm之间。 托板应紧贴网或巷道围岩表面，锚杆托板处及周围50mm范围内的浮煤矸必须找掉、找平、找实。 安装锚杆必须逐排由外向迎头顺序施工，每排内锚杆必须由中间向两帮顺序施工；实行打一孔及时安设一根锚杆的施工方法，严禁采用一次性将所有锚杆眼打好，再一次性安装锚杆的方法施工。安装一根锚杆必须随着及时紧固，严禁支完几根或全部锚杆再紧固。 作为支护的锚杆安装达到规定的螺母扭矩后，不得

17、由于调整网的压茬等原因卸下螺母重新安装。 锚杆数量严格按设计施工，出现不合格的锚杆、锚索必须及时补打。 网片接茬长度为不小于100mm，且网应压实，紧贴巷道围岩表面，网与网之间必须用不低于14#的双股铁丝连接形成整体，联点间距200mm，巷道两个肩窝必须用网片封闭并按规定压茬联接。两帮必须设底角锚杆，底角锚杆距巷道底板250mm。 铺设钢筋网时，要对称布置，保证钢筋网的两端紧贴岩面，用锚杆托盘和螺母将钢筋网压住，施加一定的预应力。 锚杆间排距允许偏差为50mm，锚杆角度允许偏差为5。锚杆孔深度误差050mm。 施工锚杆孔所用的钻杆长度不得大于所用锚杆的长度。锚杆必须推到孔底，托盘外露锚杆丝扣长

18、度不得超过50 mm。安装前探梁的顶部锚杆螺母丝扣外露宜在3040mm，便于安装吊环。吊环使用螺母厚度不得低于25mm，安装时必须上满丝。螺母不得加封板，且螺母必须穿透吊环环状钢箍体满焊而成，确保焊接强度和质量。 （6）锚索安装要求 必须采用锚索钻机或锚杆钻机钻孔。 锚索孔深度误差为050mm。 锚索应垂直于顶板或巷道轮廓线布置，角度允许偏差为5。 锚索间排距允许偏差为50mm。 钢绞线必须推到孔底，尾部露出锁具不得小于150mm，不得大于300mm。 锚索施工后，必须对锚索进行检查，发现预紧力不足应及时进行二次张拉。 锚索必须滞后迎头五分之四个排距布置，但距迎头最大距离不得超过2个锚索的排距

19、。 必须用钢绞线将树脂送至眼底后，再利用锚杆钻机带动钢绞线搅拌树脂，完成锚索的锚固后，等待30min左右等树脂药卷达到锚固强度后，再进行锚索的张拉和固定，必须张拉至设计预应力值100kN；上紧托盘时，先挂上张拉千斤顶再开泵进行张拉，观测压力表读数，若千斤顶行程不够，应迅速回程，然后继续张拉，直至达到设计预紧力规定要求后再停止张拉，卸下千斤顶，完成张拉工序。 加强锚索预应力值的监测，当预应力降低2030时，可进行锚索的二次张拉，以增加锚索的预应力值。 对孔口部分的钢绞线可预先涂上一层油脂，以防止钢绞线发生严重锈蚀而影响锚索的预应力值和承载力。（7） 施工质量检测 锚杆支护施工质量应及时按设计要求

20、进行检测。检测结果不符合设计要求，应停止施工，进行整改。施工质量不达标的，应及时采取补救措施。 采用锚杆拉拔计进行锚杆锚固力检验。锚杆锚固力检验抽样率为3%，每300根顶、帮锚杆抽样一组（共9根）进行检查，不足300根时，按300根进行；同时抽查一组锚索，每组不少于2根。锚杆锚固力不低于杆体屈服力的80%为合格。若被查的3根锚杆只要有1根不合格，再抽样一组（3根），再不符合要求，由矿井有关领导或部门组织调查分析不合格的原因，指导施工单位采取措施进行处理。 锚杆安装几何参数检测：锚杆安装几何参数检测内容包括锚杆间距、排距、锚杆安装角度和锚杆外露长度等；锚杆安装几何参数检测范围不小于15m，检测点

21、数不应少于3个；采用钢卷尺测量呈四边形布置的4根锚杆之间距离；采用半圆仪测量钻孔方位角；采用钢板尺测量测点处一排锚杆外露长度最大值。 锚杆预紧力矩检验：锚杆预紧力矩检验抽样率不低于5%，每300根顶、帮锚杆抽样一组（共15根）进行检查，不足300根时，按300根进行；锚杆预紧力矩不低于设计预紧力矩的90%为合格。 组合构件和网安装质量检验：网与煤巷表面紧贴程度用现场目测法检测，网与煤巷表面贴紧长度不低于70为合格；网片搭接长度用钢卷尺测量。锚索安装质量检测：锚索安装间距、排距、安装角度和锚索外露长度的检测方法和间隔时间，同锚杆监测方法；锚索预紧力的检测用张拉设备进行，锚索预紧力最低值应不小于设

22、计预紧力的90%。 第四章 施工工艺 第一节 施工方法该巷道采用光面爆破的方法爆破落煤，锚网索喷支护，SGB-S420/30型刮板输送机运输，FBD6.0 211kW对旋式局部通风机压入式通风，循环进度为2.4m，每班一个循环。 第二节 掘进方式 1、本施工巷道采用打眼爆破的方法进行掘进。2、钻眼使用ZQS-50/1.6型气动手持式风煤钻进行打眼。3、必须采用湿式打眼。第三节 爆破作业巷道所在的岩层为3#煤层，为中硬岩层，均采用锥形掏槽，炸药使用煤矿许用3级乳化炸药，毫秒延期电雷管起爆。起爆使用MFd100型防爆发爆器起爆，连线方式为串联，全断面一次起爆。见爆破说明书。一采区轨道运输大巷掘进炮

23、眼布置图表1 爆破原始条件名称单位数量名称单位数量巷道掘进断面m220.3炮眼数目个38岩石坚固性系数f34雷管数目个30表2 装药量及起爆顺序炮 眼炮眼名称眼深(m)炮眼角度（度）装 药 量联线方式装药结构封泥长度起爆顺序水平垂直每 眼小 计编号个数块kg块kg155掏槽眼2.585852.50.517.52.5串联正向连续式1.0m1672掏槽眼2.587852.50.52111.0m281710辅助眼2.5909020.4841.0m31825313816周边眼2.5908510.210.51.61.0m426305顶 眼2.5908520.4821.0m4合 计1026511.1表3

24、预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率93每米巷道耗药量kg/m4.6循环进尺m2.4每循环炮眼总长度m95每循环爆破实体煤m320.33雷管单位消耗量个/m30.67单位炸药消耗量kg/m31.83每米巷道雷管消耗量个/m12.52、爆 破爆破采用煤矿许用3级乳化炸药，直径35的药卷，连续正向装药结构。采用毫秒延期电雷管引爆，串并联方式联线一次起爆，小于0.6米的炮眼或抵抗线小于0.5米时，必须采取以下安全措施： 1、每次的装药量不得超过0.15kg。2、炮眼必须将封泥装满。3、爆破前要洒水降尘，瓦斯不超过规定。4、加固爆破地点的支架。5、保护好各种线路和管路。6、爆破时必须由班组长

25、现场指挥，设好警戒，安全员监督。第四节 装载与运输装载为人工装载，运煤为SGB-420/30T刮板输送机运输，运料为轨道、矿车运输。 第五节 管线及轨道敷设 1、在消防洒水主管道上每隔50m设一支管，并加装闸阀和消防快速接头各一只，用于冲洗巷道。2、电缆必须悬挂整齐，符合质量标准化要求。电缆悬挂要符合标准要求：悬挂点间距不得超过3m；电缆与风、水管敷设在同一帮时，电缆必须在风、水管上方0.3m以上；通信、信号电缆与电力电缆敷设在同一帮时，通信、信号电缆应在电力电缆上方0.1m以上；高低压电力电缆敷设在同一帮时，其间距应大于0.1m，高压电缆之间、低压电缆之间距离不得小于50mm 。 第六节 设

26、备及工具配备名称型号数量用途锚杆钻机MQT-120B4台钻凿顶板锚杆眼中空六角钻杆B19mm1000mm30节钻凿顶板锚杆眼合金钢锚杆钻头27mm30个钻凿顶板锚杆眼风煤钻4台钻凿两帮锚杆眼麻花钻杆26mm2200mm20根钻凿两帮锚杆眼双翼煤钻头28mm30个钻凿两帮锚杆眼钻杆钻头连接套，组合钻杆连接器，风煤钻机连接套等与钻机、钻杆及钻头配套若干连接钻杆与钻头，钻杆与钻杆，钻机与钻杆等锚杆、锚索搅拌器与锚杆、锚索配套若干锚杆、锚索的搅拌和安装锚索张拉机具MSY-1803台张拉锚索气动锚杆安装机MQS-90J23台施加锚杆预紧力扭矩扳手量程大于200N.m4套检测锚杆预紧力矩锚杆拉拔计MLJ-

27、201套检测锚杆锚固力顶板离层指示仪LBY-3或LBY-3B1套/50m最短钢丝2.2m，最长钢丝7m锚杆测力计MCJ-166套/50m顶板、左帮、右帮各2套 第五章 生产系统 第一节 通 风轨道大巷掘进工作面采用型号为FBD6.0，核定风量为170-340 m3/min，核定风压为650-4200pa的211kw对旋式局部通风机2台，安装在距回风口大于10米处的进风巷道内，一台运行一台备用，并安装“三专、两闭锁”。1风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q掘=100qCH4K掘 式中：Q掘掘进工作面配风量（m3/min）qCH4掘进工作面瓦斯绝对涌出量（m3/min）： 0.96 m3/min（根据2

28、011年瓦斯等级鉴定） ， K掘掘进工作面瓦斯涌出不均匀系数。取2.0Q掘=1000.962=192 m3/min2、按人数计算实际需风量Q掘=4NQ掘掘进工作面实际需风量，m3/minN掘进工作面实际工作的最多人数,取30人430=120 m3/min3、按炸药消耗量计算：Q掘25A式中：A一次放炮的最多炸药量，取11.1kg；2511.1278m3/min4、按局部通风机的实际吸入风量计算：Q4= QtIkt式中：Q4掘进工作面实际需要的风量，m3/min；Qt掘进工作面实际使用局部通风机的实际风量，取286m3/min；（FBD6.0 211kw实测吸风量）I掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台；kt防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2。28611.2=343 m3/min5、按最低风速计算Q掘min600.25S600.2520.3=304.5m3/min按最高风速计算Q掘min604S60420.3=4872m3/min式中：Q掘掘进工作面配风量m3/minV煤矿安全规程规定的掘进工作面最低风速，煤巷0.25m/s，最高风速4m/s。S掘进工作面最大