11030运输顺槽作业规程.docx

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11030运输顺槽作业规程

青海海泰煤业铁迈煤矿

11030运输顺槽掘进作业规程

编制人：

潘东海

施工负责人：

游恩荣

编制日期：

2016.4.29

执行日期：

2016.5.26

第一章概况……………………………………………………………………3

第一节概述………………………………………………………………3

第二节编制依据…………………………………………………………3

第二章地面位置及地质情况…………………………………………………3

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况……………………………3

第二节煤（岩）层赋存特征……………………………………………4

第三节地质构造…………………………………………………………5

第四节水文地质…………………………………………………………5

第三章巷道布置及支护说明…………………………………………………8

第一节巷道布置…………………………………………………………8

第二节矿压观测…………………………………………………………8

第三节支护设计…………………………………………………………8

第四节支护工艺…………………………………………………………11

第四章施工工艺……………………………………………………………12

第一节施工方法………………………………………………………12

第二节凿岩方式………………………………………………………13

第三节施工工艺及流程…………………………………………………13

第四节装载与运输……………………………………………………14

第五节管路及轨道敷设………………………………………………14

第六节设备及工具配备………………………………………………15

第五章生产系统……………………………………………………………15

第一节通风……………………………………………………………15

第二节压风……………………………………………………………17

第三节瓦斯防治………………………………………………………17

第四节综合防尘………………………………………………………17

第五节防灭火…………………………………………………………19

第六节安全监测系统…………………………………………………19

第七节供电系统………………………………………………………20

第八节排水系统………………………………………………………21

第九节运输系统………………………………………………………21

第十节照明、通讯和信号……………………………………………21

第十一节压风自救……………………………………………………21

第十二节安全避险六大系统…………………………………………22

第六章劳动组织及主要技术经济指标……………………………………23

第一节劳动组织………………………………………………………23

第二节循环作业图表…………………………………………………25

第三节主要技术经济指标……………………………………………25

第七章安全技术措施………………………………………………………26

第一节一通三防………………………………………………………26

第二节顶板管理………………………………………………………29

第三节掘进机施工技术要求…………………………………………31

第四节探水与防治水…………………………………………………33

第五节机电管理………………………………………………………34

第六节运输…………………………………………………………35

第七节大、重型材料运输管理措施…………………………………38

第八节起吊设备重物管理措施………………………………………38

第九节开口及贯通措施………………………………………………39

第十节过断层、破碎带或地质构造带时的顶板管理措施……………40

第十一节带式输送机的安装措施……………………………………41

第十二节带式输送机运输管理措施…………………………………41

第十三节锚杆机使用安全技术措施…………………………………42

第八章灾害预防及避灾路线………………………………………………43

第九章其它…………………………………………………………………44

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

11030运输顺槽

二、巷道用途、服务年限

1、巷道用途：

通风、行人、运输及敷设管路等。

2、服务年限：

2年。

三、设计长度、工程量、坡度

巷道开口坐标：

X=4143560.180Y=17711313.700H=2998.963

巷道设计长度：

11030运输顺槽设计长度404.6米，现已掘进92米，剩余312.6米，掘进体积：

3501.1m3；

坡度:

11030运输顺槽开口以+15°0′55″掘进39.68米后，再以-16°0′0″掘进至煤层底板后沿煤层底板掘进。

四、开工时间、预计竣工时间

开工时间：

2016年6月1日,预计竣工时间：

2016年7月15日,施工进度指标：

255m/月。

五、巷道布置

附图：

巷道布置图

第二节编制依据

依据《煤矿安全规程》、《作业规程编制指南》、《操作规程》、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》、《11030运输顺槽设计图》、地质说明书等编制本施工作业规程。

第二章地面位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

一、地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。

井上下对照关系表　　　　　　　表1

水平、采区

一水平

工程名称

11030运输顺槽

地面标高

+3205.0m～+3280.0m

井下标高

+2998.963m～+3047.771m

地面相对位置建筑物、小井及其他

位于大板山以北，大通河的南侧，地貌单元为门源盆地南缘的山前丘陵地带，地形南高北低，西高东低，平均海拔高度约+3200m。

井下相对位置对掘进巷道的影响

该巷道井下相对位置：

井下位于11030回风顺槽西部，工作面南部为工作面切眼，北部为运输上山、专用回风上山，东部为11050回风顺槽。

对巷道掘进无影响

邻近采掘情况对掘进巷道的影响

邻近存在11050回风顺槽、轨道暗斜井、运输上山、专用回风上山对巷道掘进无影响。

第二节煤（岩）层赋存特征

本工作面掘进煤层为下煤层，煤层厚度0.72～21.66m，平均8.39m，属较稳定煤层。

下煤层结构复杂，含夹矸9～10层，夹矸厚度3.74～5.75m，煤层夹矸及顶板多为油页岩，底板为含鲕粒的杂色泥岩、粉砂岩。

煤（岩）层赋存特征见表2

煤层赋存特征表　　　　　　　表2

指　　标

参　　数

备　注

煤层厚度（最大－最小/平均）ｍ

下层煤

0.72-21.66/8.39

煤层倾角（平均）度

13°-21°/17°

煤层硬度ｆ

2.0-3.0

岩层硬度ｆ

4.0-5.0

自然发火期（月）

≥1

绝对瓦斯量（ｍ３﹒min）

0.9～1.2

相对瓦斯斯量（m3/t）

17.28～22.56

煤层爆炸指数（﹪）

55-70

煤层顶底板情况：

顶板为泥岩，一般厚1.2～4m，向深部有变厚的趋势，岩性为深灰色，中厚层状构造，底板一般有一层0.4～1.5m厚的泥岩伪底，其下为粉砂岩或细粒砂岩，厚度10m以上，向深部变薄，岩性为浅灰—深灰色。

附图：

煤柱状图

第三节地质构造

本区域下煤层走向SE18°，倾向EN18°，倾角13°～21°。

掘进过程中无地质构造。

详见平面图。

第四节水文地质

一、区域水文地质特征

矿区位于门源盆地南侧。

区域内不同的地貌单元有着不同的水文地质特征：

大通河谷两侧低高山区：

含水岩组为碳酸盐岩和变质岩，地下水类型为基岩裂隙水。

风化作用及冰川作用强烈，受大气降水和冰雪融水补给，在出露较低的地方以上升泉或其它方式排泄。

山前的低中山—丘陵区：

中生界碎屑岩含水岩组，地下水类型为孔隙—裂隙水。

其中，三叠系碎屑岩厚度大、出露广，补给条件好，地下水为双层结构，承压含水层为主要含水层；侏罗系下部的泥岩煤层段、上部泥岩段和白垩系上部的泥岩为相对隔水层。

在河流各级阶地下方常出现下降泉或沼泽湿地，在山前地带由高山下渗的大气降水或冰雪融水通过断裂破碎带形成上升泉。

二、地表水

井田内的地表水有磨扇沟河和煤窑沟河。

磨扇沟河发源于南部的大板山主峰，补给来源为冰雪融水和大气降水，经矿区南部向北汇入大通河。

流量受季节影响较大，在夏季和雨季水量大，在冬季冻结。

据以往调查资料，磨扇沟河一般径流量为0.5m3/s。

对矿区煤炭生产工作影响不大。

煤窑沟河源于距矿区西部约2km的煤窑山一带，向东北方向经矿区含煤区后汇入磨扇沟河。

补给来源为三叠系含水层的排泄和大气降水。

是影响煤矿的主要地表水。

在夏季和雨季水量大，在冬季冻结。

经以往观测，煤窑沟河最大流量为0.566m3/s，最小流量0.024m3/s平均为0.167m3/s。

三、主要含水层（段）水力联系

矿区范围内含水层可分为两大类，即：

松散岩类孔隙、裂隙水含水组和基岩裂隙水含水组。

1．松散岩类孔隙、裂隙水含水组：

岩性为第四系的砂砾石层，主要分布在磨扇沟河、煤窑沟河的河漫滩地段，由河流直接补给，水量较大。

2．基岩裂隙水含水组：

按含水层时代主要可划分出以下几个含水层段：

（1）上三叠统上段（T33）砂岩裂隙承压含水层：

本层岩性主要为厚层状—中厚层状中—细粒砂岩，一般为泥质钙质胶结，裂隙较发育，全层厚度大于1000m。

其厚度大、出露范围广，补给来源有：

大气降水、冰雪融水，碳酸盐岩、变质岩回渗水以及地表水。

在有冲沟发育的低洼地段及相对隔水层发育的位置，均形成上升泉出露。

本次施工的N1号孔在深度70m的砂岩中，开始出现自流，经观测自流量为0.135L/s。

另外在N1号孔以北的小冲沟中，由三叠系泉群汇成小溪流量为：

0.16L/s。

该含水层位虽位于煤层下部，但在矿区中部，F2断层使上三叠统推覆于煤系之上，同时受断层影响，煤系地层中次生裂隙、小断层较为发育，地下水沿导水裂隙进入井下，这也是现阶段铁迈煤矿矿井水的主要来源。

该含水层对煤矿生产影响很大。

三叠系泉水也是旱季煤窑沟河水的主要来源，本次在煤窑沟河上游三叠系渗出泉水中采水样一个，测度其矿化度为360mg/L。

（2）中侏罗统窑街组第二段（J2y2）砂岩裂隙承压含水层：

岩性多为灰—浅灰色中厚层状中—细粒砂岩，局部含砾石，胶结松散，孔隙、裂隙发育，岩性的相变引起该层厚度变化较大，在2-1号孔、9号孔厚20～30m，夹于较厚泥质岩层中，富水性较弱，而在1-1号孔，该层总厚度可达120m，夹相对较薄的泥质岩层，该孔在钻探80m至120m深度时，出现自流，流量0.22L/s，初步测量水头高度大于6m。

采样测试矿化度434mg/L。

在矿区范围内未见该层有泉水出露，含水层接受大气降水补给，补给条件好，其富水性主要取决于该段砂岩的厚度。

（3）上侏罗统（J3）砂岩裂隙含水层：

位于上侏罗统（J3）的底部，岩性以灰白色中粗粒砂岩及紫红色砂砾岩、含砾粗砂岩为主，泥质、钙质胶结，厚30m左右，补给来源主要为大气降水，在矿区未见该含水层的泉水等出露，富水性尚不明确，其与J2y2砂岩含水层中间有厚层泥质岩隔水层，与含煤岩系间水力联系不是很密切，对矿井生产影响不大。

四、隔水层

1．中侏罗统窑街组下段（J2y1）泥质岩、煤层

岩性以灰色、绿灰色泥岩、粉砂岩为主，夹油页岩及煤层，局部夹细粒砂岩薄层，泥岩多为薄层状、页片状，小裂隙较发育。

厚度一般50m～75m，全区发育，分布和厚度都比较稳定，为良好的隔水层。

三、主要水源、有影响的含水层厚度、涌水量、补给关系、影响程度等

充水因素为：

（1）大气降水及地表水

区内含水层直接接受大气降水的补给，也是其主要的补给来源，大气降水对矿井的涌水量起着决定性的作用。

（2）构造破碎带及裂隙的发育程度

含煤岩系为一套以泥岩、粉砂岩为主的沉积物，起隔水层的作用，其间发育的裂隙及破碎带是地下水运移进入矿井的主要通道，其发育程度直接决定着矿井的充水量。

从矿区的构造特征看，在井下由F2引起的伴生小断层极为常见，开采范围越向南延伸，这种应力作用就强烈，裂隙越发育。

同时导水裂隙的发育程度与煤层厚度、采煤方法和岩石力学性质等有关，在将来采煤后的放顶过程会引起导水裂隙的形成和扩大，造成矿井涌水量的增加。

四、相关因素，对施工安全的影响程度

1、邻近存在11050回风顺槽、轨道暗斜井、运输上山、专用回风上山对巷道掘进无影响。

2、F2、F4、F5断层可能对巷道掘进造成一定的影响，掘进至附近时要编制有针对性的技术措施。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、层位、水平标高

11030运输顺槽开口以+15°0′55″掘进39.68米后，再以-16°0′0″掘进至煤层底板后沿煤层底板掘进。

巷道掘进方位：

173°23′26″。

11030运输顺槽开口底板标高+2998.963米。

二、巷道布置说明

1、巷道形状：

11030运输顺槽为矩形。

2、巷道规格断面：

净断面：

净宽：

3.8m、净高：

2.7m；

毛断面：

毛宽：

4.0m、毛高：

2.8m；剩余长度312.6米，掘进体积：

3501.1m3。

第二节矿压观测

一、锚杆锚固力检测。

锚杆为端头锚固，锚固力不小于60KN，扭紧力矩不小于300N·m。

锚索锚固力不小于150KN。

对锚杆的锚固力检测工作实行施工单位自查，锚杆拉拔力每班自测一组，每组三根。

监理部门每月组织专人进行抽查,每300根取样不得少于1组，每组3根。

对锚固力不合格的锚杆、锚索应立即补打，确保锚杆、锚索支护效果。

二、顶板离层监测，顶板安设离层仪。

在巷道内每50m安设一顶板离层仪，工作面50m范围内每天至少观察一次，50m外每周观察不少于1次。

发现问题及时处理并汇报调度室跟安全科。

三、施工单位必须落实专人监护巷道支护状况，发现断锚、断索、退索、围岩异常等现象，要及时汇报生产技术部门以及有关领导，以便及时采取措施确保安全。

四、当地质条件变化时，要及时采取相应措施，立即修改支护参数或改变支护形式。

第三节支护设计

各类支护工艺及要求

一、临时支护

1、临时支护采用φ68mm×3500mm钢管及固定卡子及木板制作的金属前探梁。

每根金属前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的锚杆上，每根前探梁上固定不少于2根锚杆，两根前探梁间距1.8m，割煤后将前探梁前移至迎头，前探梁与顶板之间掩好两块木板，木板长不低于3m，宽度300mm，厚度不小于100mm，木板与顶板间用木楔子背牢背实。

附临时支护平断面图。

2、上前探梁时，不少于3人，1人观察顶板并协调指挥、2人穿前探梁。

3、前探梁移至工作面后，在最后一个吊卡上面用木楔与钢管背紧。

4、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，撤出工作面人员至安全地点，待顶板稳定后，由外向里加强支护后方可继续施工。

5、顶板较破碎时，打设超前锚杆作超前支护。

6、综掘时工作面最小控顶距不大于0.2m，最大控顶距不大于2.0m。

7、巷道顶板破碎时必须掘一排支一排，最小空顶距不大于0.2m，最大空顶距不大于1.1m。

二、永久锚网支护：

11030运输顺槽永久支护方式采用低松弛七股钢绞线锚索+螺纹钢锚杆、W钢带、菱形网、塑料网联合支护；锚杆为φ20mm×2000mm的螺纹钢锚杆，每根锚杆使用CK2335×1+K2335×1锚固剂，锚杆间排距：

顶部间排距900mm×900mm，帮部间排距1000mm×900mm成行成排布置，托盘为150mm×150mm×8mm钢托盘，帮部加装300mm×275mm×2.5mm的W钢带托盘；W钢带规格为：

3700mm×275mm×2.5mm，网片为1000mm×3100mm网片；锚索采用φ15.24mm×7300mm，每根锚索使用CK2335×1＋Z2350×2锚固剂，锚索排间距为1800mm×1800mm成（2—1—2）布置，托盘为300mm×300mm×10mm。

三、支护参数确定

11030运输顺槽锚杆锚固力不小于60KN，扭力矩不小于300N·m，锚索预紧力不小于120KN，锚固力不小于150KN。

1、采用计算法校核支护参数

锚杆通过加固作用，达到支护效果的条件，应满足：

L≥L1+L2+L3

式中L——锚杆总长，mm

L1——锚杆外露长（托盘厚度+螺母厚度+螺纹外露10～40mm，取70mm），mm

L2——有效长度（顶锚杆取煤破碎深度b,帮锚杆取煤帮破碎深度c），mm

L3——锚入岩（煤）层内深度（取700mm），mm。

b=[B/2+Htan（45°-ω帮/2）]/f顶

式中B、H——巷道掘进跨度和高度，B=4000mm，H=2800mm；

f顶——顶板煤层普氏系数，f顶取3；

ω帮——两帮围岩的内摩擦角，ω帮取63.43°。

b=[4000/2+2800×tan（45°-63.43°/2）]/3=887.0mm

C=2800×tan（45°-63.43/2）=661.0mm

依据上述公式计算得出：

顶锚杆长L顶≥1657.0mm；帮锚杆长L帮≥1431.0mm。

所选锚杆长度φ20mm×2000mm均能满足计算要求。

2.按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排拒；

每根锚杆悬吊煤体重量G=γL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。

为安全起见，在考虑安全系数k,取k=2.

kG

式中：

a--锚杆间排距；

L2--普氏免拱压高度；

γ--煤体容重，15.68KN/m3；

根据L2=B/2fr

B--巷道掘进跨度，B=4.0m；

Fr--顶板岩石普氏系数，fr=2.5

计算得，L2=0.8m

a2<[Q/（k•γ•L2）]1/2所选顶锚杆的锚固力Q≥60KN，

计算得a2<[60/（2×15.68×0.8）]1/2=1.20m

a<1.20m

因此，间、排距参数能满足计算结果。

3.悬吊理论校核锚索间距：

为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落，用Φ15.24mm、L=7300mm的钢绞线，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。

L=n•F2/[B•H•γ-（3F1•sinθ）/L1]

式中L——锚索间距，m

B——巷道最大冒落宽度，4.0m；

H——巷道冒落高度，按最严重冒落高度取5.29m；

γ——岩体容量，26.46KN/m3；

L1——锚杆排距，0.9m；

F1——锚杆锚固力，60KN；

F2——锚索极限承载力，取230KN；

θ——角锚杆与巷道顶板的夹角，75°；

n——锚索排数，取3。

L=3×230/[4.0×5.29×26.46-（3×60×0.97）/0.9]=1.89m

通过上述计算，11030运输顺槽锚索间距L小于1.89m。

所选锚索参数满足设计要求。

根据以上计算确定11030运输顺槽的支护参数为：

锚索采用Φ15.24mm×7300mm的钢绞线；间排距为1800mm×1800mm，以2—1—2布置；锚杆采用Φ20mm×2000mm的螺纹钢锚杆；锚杆顶部间排距为900mm×900mm；塑料网采用网片为1000mm×3100mm的网片，搭接长度不少于100mm，每隔300mm用12#双股铁丝绑扎。

第四节支护工艺

锚杆眼使用MQT-120型锚杆钻机打设，锚杆眼必须垂直顶板，边两排锚杆与顶板夹角不低于75°，其余锚杆眼与顶板夹角不低于87°，严禁斜打眼，锚杆机必须带水作业，严禁干打眼，锚杆眼深度比所使用的锚杆长度少70mm，锚固剂用锚杆顶入孔底，用锚杆机旋转搅拌10-20秒钟后，卸下锚杆钻机，待到3分钟锚固剂全部凝固后，方可上托盘。

要求托盘垂直巷道中心线方向，横竖成行，用力矩扳手将螺母拧紧，锚杆螺纹外露长度为10mm～40mm，锚索外露长度150～250mm。

1、支护工艺

（1）前探梁临时支护：

支护前由班队长、安全员检查工作面安全情况，处理顶帮活矸后，再进行支护；安装时先将移动圈用螺帽固定在靠工作面的两排锚杆上，然后将穿梁插入移动圈，掘进前呈后悬臂式，掘进后将穿梁前移呈前悬臂式，用刹顶木将梁与顶之间刹紧，刹顶木不少于两排。

前探梁为2根。

移梁时必须等前一排锚杆支设好，并固定上移动圈后，将刹顶木打松，把梁拉后，再穿入新移动圈背紧刹顶木，操作人员必须在支护齐全的地方工作，且必须由专人监护。

（2）支设锚杆：

先打设锚杆眼，按规格掌握好眼深、眼距，安装时，用锚杆将锚固剂推入到眼底，再用锚杆机（风煤钻）搅拌10-20秒左右将杆体锚入眼底，取下锚杆机（风煤钻），3分钟后安装托盘，用机械或力矩扳手拧紧螺帽。

2、锚杆的孔位、孔深和孔径应与锚杆类型、长度、直径相匹配等要求；

（1）打设锚杆必须严格按照规程中规定，间排距误差为±100mm。

（2）锚杆与巷道轮廓线夹角不小于75°，锚索不小于80°。

（3）锚杆必须拧紧螺母，螺纹外露长度为10—40mm，托盘紧贴岩壁。

（4）锚杆锚固力必须达到60KN以上，不合格必须重新补打。

（5）紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手，拧紧力矩不小于300N·m。

（6）打锚杆眼：

打锚杆眼用锚杆机，掘进后先进行敲帮问顶工作，确保安全无误后，方可进行打设锚杆眼。

（7）锚杆安装方法：

锚杆孔钻好后，用锚杆将锚固剂轻轻送入眼底，再用锚杆钻机进行搅拌，搅拌时间为10-20秒；凝固后取下钻机，3分钟后将托盘上好，拧紧螺母，要求托盘与煤、岩石贴紧，确保支护效果，避免顶板离层。

3、支护网片的铺设、连接要求

（1）塑料网规格为1000mm×3100mm；8#铁丝菱形网规格为1000mm×4200mm。

（2）安装锚杆后，开始铺挂支护网片。

塑料网和菱形网搭接宽度为100mm，每隔300mm用12#铁丝扎牢，网与网链接绑扎必须牢固，压茬要好，同时紧贴岩壁。

（3）铺网时要将锚杆的托盘凸面朝外上好，托盘要压在钢筋网上使托盘密贴岩壁，用机械或力矩扳手将锚杆螺母上紧。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、巷道开口施工方法。

1、施工前必须提前标定开口位置，标定巷道中腰线，严格按中腰线施工。

2、开口前，必须对开口左右各10m巷道及预计贯通点左右各10m巷道支护进行检查加固，并将各种管路、电缆落地，用铁板或旧胶带掩护好。

3、开口前，应提前按设计要求，安设局部通风机，接好风筒，准备好各种支护材料。

二、掘进施工方法

1、11030运输顺槽采用EBZ-75C型综掘机截割并自行装煤、采用掘支单行，一次成巷的作业方式按设计和标准化要求施工。

2、按照生产技术科标定中腰线进行施工。

3、采用短掘短支法进行掘支作业。

第二节凿岩方式

11030运输顺槽掘进时采用EBZ-75C型综掘机截割落煤。

第三节施工工艺及流程

一、工艺流程

1、机掘：

安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）→综掘机切割出货→敲帮问顶→临时支护→施工顶、帮锚杆、锚索、综掘机检修→收尾、整理、质量检查。

二、机掘作业方式：

1、截割方式

11030运输顺槽采用EBZ-75C型综掘机掘进。

2、截割方法

截割头由巷道一侧底部进刀，进刀深度500mm，后在巷道内水平截割，周边留200～300mm，每水平摆动一次抬高300～500mm，按照截割运行曲线示意图连续摆动截割至初步成形，截完一个循环后，修周边达到设计要求。

3、截割工艺流程

进刀截割修边成形。

4、截割质量要求

必须严格按照中腰线掘进，严格按设计