煤矿运输下山作业规程Word格式.docx
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第八节耙矸机使用管理安全技术措施•••••••33
第九节防治水措施•••••••••••••34
八、灾害预防措施及避灾路线•••••••••••35
九、文明生产•••••••••••••••36
运输下山掘进施工作业规程
第一章工程概况
第一节概述
运输下山为矿井东翼采区的主要运输通道，水平标高-116m（┬）,与轨道下山平行布置，设计长度1100m,坡度为-25°
半圆拱形断面，全岩巷道，锚喷支护。
附：
巷道布置图
第二节编写依据
序号
项目
编写依据
1
《煤矿安全规程》
国家
2
《掘进技术操作规程》
3
交接班制度
鑫泰煤矿
4
工程质量验收管理办法
5
岗位责任制
6
矿井设计
郑州设计院
7
地质说明书
地测科
第二章地质概况
一．地层（岩层）情况详见综合柱状图
二、构造
该矿井田内的地质构造主要以断层为主，影响该井田的主要断层
有两条。
l、魏寨正断层:
该断层为本井田与芦沟煤矿井田的自然边界，该断层伸展方向近EW向，区内伸展长度1500m，倾向北，倾角65~70°
，落差大于200m，区内对该断层控制较严密。
2、魏寨南正断层:
该断层位于鑫泰井田的南部，伸展方向NE82°
，大致与魏寨断层平行，区内伸展长度2200m，倾向S8°
E，倾角65-70°
，落差200~220m,区内对该断层控制较严密。
受两断层的影响，可能会产生派生小断层，生产过程中应加强地质工作。
区内无岩浆岩出露。
三、煤层及其顶、底板岩性
本井田含煤地层共含煤层l3层，其中下二叠统山西组，含煤一层为二1煤（俗称大煤）。
为本区主要可采煤层，区内二1煤层厚度0.95~16.26m平均煤厚5.74m。
该矿煤层结构简单，局部含有夹秆，厚0.05~0.14m。
该矿井田内煤层厚度平均5.61m，倾角12°
。
煤层的可采指数为1，为稳定可采的单斜煤层。
二1煤层顶板:
二1煤直接顶板为砂质泥岩，厚度4.2m左右，老顶为大占砂岩，厚度10.0m左右。
二1煤层底板:
有直接底板和老底板，直接底板为黑色砂质泥岩或泥岩，厚5.85~9.31m，间接底板为L7一L8石灰岩。
四．水文地质条件
鑫泰矿位于任岗井田北部，本井田内主要含水层为顶板砂岩弱含水层、石炭系上段薄层灰岩含水层、石炭系下段薄层灰岩含水层、奥陶系厚层灰岩强含水层。
其中与煤层相近的石炭系上段薄层灰岩含水层水位标高在1984年为均+174~+178m，到2005年降为+105m，任岗矿与鑫泰矿在矿井开拓工程中发现石炭系上段薄层灰岩在本区几乎不含水。
鑫泰矿一九九七年投产至今，对计算区块有影响的采空区面积为19800㎡，采空区高程为-95~150m，矿井涌水量为每小时40m3，水量稳定，跟大气降雨和底板岩溶水无发现有相关性，主要充水水源为顶板砂岩水。
相邻的任岗矿十多年生产情况与鑫泰矿情况相一致，采空区面积为506400m2，采空区高程为-50~260m，矿井涌水量为每个时135m2，水量稳定，与大气降水及底板岩溶水无相关性，该矿井充水水源为顶板砂岩水。
根据以上矿井水文地质情况，河南省煤炭地质勘察研究院用比拟法进行预算，这次技改设计，设计开采水平-230m水平开采区块正常涌水量为129.2m3/h，最大涌水量为207m3/h。
二一下山采区-330水平开采前应由地质部门提供开采区段的涌水量作为设计依据。
五、瓦斯、煤尘、煤的自然倾向性及地温
1、瓦斯
根据本矿及邻近矿井和钻孔资料，根据2004年郑州市矿井瓦斯和二氧化碳鉴定，该矿绝对瓦斯涌出量0.65m³
/min，相对涌出量5.6m³
/t.d，为低瓦斯矿井，但随着开采深度的增加瓦斯含量会有增加趋势。
2、煤尘
根据河南省工业和信息化厅2004年11月对煤尘爆炸性和煤层自燃性鉴定结果，煤尘爆炸指数为18.05%，具有煤尘爆炸危险性。
3、煤的自燃性
根据平煤集团通风实验室2004年11月对二1煤层自燃倾向等级进行鉴定，自燃鉴定为III级，该煤层为不易自燃煤层。
4、地温
通过对钻孔的简易测温,平均地温梯度为1.93℃/100m，未发现地温梯度异常，故本煤矿无地热危害。
5、地震
本区地震动峰值加速度为0.05g，其地震设防应为VI。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1、层位：
二1
2、标高：
-116M—-320M
3、工程量：
巷道全长约1100米。
4、断面为直墙半圆拱（宽*高=4.4*3.4米）
5、开口位置：
按设计方位开口，掘进位于岩层中（煤层顶板）。
6、运输下山与轨道下山平行布置。
第二节巷道断面及支护说明
一、巷道断面特征表
1、运输下山巷道断面为直墙半圆拱。
2、巷道断面特征见下表：
巷道断面特征表
围岩
类型
断面积（㎡）
设计掘进尺寸（㎜）
支护
方式
喷射厚度（㎜）
树脂锚杆（㎜）
净
周
长
㎜
设计掘进
宽
高
外露
排列
间排距
锚深
直径
4～6
11.4
12.8
4400
3400
锚喷
100
<
90
三花
800
2000
18
3、水沟规格尺寸：
净宽*净深=450*500㎜，壁厚：
50㎜，铺底：
60㎜。
二、支护说明
1、临时支护：
采用带帽点柱作为临时支护。
使用带帽点柱进行临时支护，及时打设超前锚杆做超前支护，进行护顶，人员在超前支护下作业，严禁空顶作业。
2、永久支护：
运输下山正常掘进时设计为锚喷支护，采用Ø
18×
2100㎜螺纹钢树脂锚杆，锚杆垫板规格：
长*宽*厚=100*100*10㎜。
每根锚杆两块CK2590树脂药卷锚固，锚杆间排距800×
800㎜，锚杆排列方式为三花布置。
喷射混凝土强度等级为C20，喷射砼厚度为100㎜。
金属网采用Ø
4mm冷拔钢筋焊接网，搭线宽度0.1m搁扣联接。
三、施工中若围岩稳定性差、遇断层、破碎带时，应改变支护参数或支护形式。
（另制定安全技术措施）
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法
巷道采用全断面法炮掘，光面爆破，0.6m3耙矸机装岩，0.75Ｔ非标矿车运输。
二、施工准备
1、测量人员给出中、腰线；
2、施工设备准备并调试完成；
3、风、水、电至施工地点；
4、施工人员学习施工作业规程并考试合格。
第二节施工工艺
一、掘进
钻爆法掘进，光面爆破，采用YTP-28型凿岩机钻眼，钻杆为Ø
22㎜六角中空钢钎，钎头为Ø
42㎜一字型钻头，钻杆长2.2m。
使用煤矿许用三级乳化炸药，药卷规格为Ø
35×
200×
0.2kg，1--5段毫秒延期电雷管，总延期时间不超过130毫秒；
MFB-200型发爆器起爆。
全断面一次起爆，围岩破碎时采用分次装药分次起爆。
为了减少对围岩的震动，拱部周边眼内最多装两块药卷，周边眼间距不超过350㎜。
严格控制装药量，实现光面爆破。
爆破图说明书
二、支护
1、支护材料
锚杆采用全长2100㎜，Ø
18㎜的高强度螺纹钢树脂锚杆，锚深2050，托盘规格100×
100×
10㎜，10㎜的钢板压成弧形，每根为两支CK2590型树脂锚固剂，锚固长度不小于700㎜。
间排距800×
800㎜，三花布置，垂直于巷道周边轮廓，夹角75～90°
外露长度为70～90㎜，锚固力不小于50KN。
砼强度要求C20，喷厚100㎜，采用32.5R普通硅酸盐水泥，石子料径5—15㎜，中细砂，配合比为水泥：
砂：
石子=1：
2：
（体积比），速凝剂量3%-4%，喷拱取上限，淋水区适当加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上口均匀加入。
喷浆时先冲洗岩面，喷头与岩面保持0.8-1m的距离，初喷厚度不小于50㎜。
2、锚杆支护工艺
（1）打锚杆眼，首先要严格按中、腰线检查巷道断面规格，不符合设计要求的必须先进行处理；
由外向里、先顶后帮检查顶帮，找掉危岩，确认安全后作业。
眼位置准确，误差不超过100㎜，眼向误差不超过15°
锚杆深度与锚杆长度相匹配，深度2000㎜，打眼时由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。
打锚眼时应扶稳钻机，钻杆转速不可过快，当钻进孔眼30㎜左右时，方可逐步加快转速，加大推力，进入正常钻孔作业。
（2）锚杆不得沿裂隙布置，不得打穿皮锚杆。
锚杆排列方式：
三花布置。
（3）使用锚固剂固定锚杆时，应将孔壁冲洗干净后方可用锚杆把树脂药卷缓慢推到眼底，使用锚杆安装机将锚杆旋入锚固剂，严禁人工用手直接搅拌眼内药卷。
45秒后卸下安装机，将螺帽上紧，托盘紧贴岩面。
锚杆打设后要及时全断面挂冷拔丝网。
相邻两块网之间要压茬连接，压茬长度不小于100mm,每隔250mm有一个连接点。
（4）东翼运输下山巷道断面周圈布置锚杆为11根。
3、锚喷质量标准净宽4000m，巷道净高3300m，允许误差为：
宽0~±
100mm，高0~±
100mm
4、喷射砼
（1）准备工作：
检查锚杆、金属网铺设是否符合实际要求，发现问题及时处理；
清理好工作点的杂物，接好风、水管路；
检查喷浆机是否完好；
高压水冲洗岩面，两帮拉好铁丝控制喷厚和平整度。
（2）、工艺要求：
①、喷射前，必须由班长负责挂中线的检查定位，先检查巷道毛规格，处理不合格点或突出的岩、煤块，然后再进行喷射。
②、喷射前必须先挖墙基础槽，剁齐底脚岩帮，然后按照“至下而上、先凹后凸、先帮后顶”的顺序分区分段进行喷射。
③、喷射时要严格控制水量，喷面上出现明显的流淌说明水多，出现干斑说明水少，喷射时要认真观察，不断调整。
使水量控制在理想状态。
加入速凝剂，必须随喷随掺，不得提前加入料中。
喷射顺序为先墙后拱自下而上进行，喷头与岩面尽量垂直；
按配比将料拌和均匀；
喷浆机供风压力0.4MPa，水压比风压高0.1MPa左右；
一次喷厚为50～70㎜，并及时复喷，复喷时间不超过2小时，否则用高压水冲洗受喷面；
回弹量不超过15%，喷层连续养护28天，7天内每班洒水一次。
喷射均匀，无裂缝，无穿裙、赤脚现象。
（3）、喷射工作
准备工作就绪，开机时，必须先开水后开风，再开机，最后上料；
停机时，先停料，后停机，再关水，最后关风。
工作时严禁喷头对人，管路堵塞时紧握喷头，并喷头朝下，立即停机、停水、停风。
喷射完后要及时清理回弹料，可将回弹料掺如料中使用，但不超过30%。
三、水沟浇注砼
1、东翼运输下山水沟规格：
净宽*深=450*500㎜，水沟砼壁厚50㎜，铺底厚60㎜。
水沟宽度、深度允许偏差±
20㎜，水沟壁厚不小于设计10㎜，巷道中线至水沟内沿距离允许偏差±
40㎜。
水沟混凝土标号C10，水沟施工好48小时后拆模，拆模后应及时洒水养护，每小班洒水养护不少于2次，养护时间不少于一周。
水沟应严格按设计坡度施工。
2、浇注水沟砼，水泥采用PO.32.5R普通硅酸盐水泥，黄砂采用中粗砂，石子粒径10-30㎜。
3、打水沟时，模板和木撑必须安设牢固，进行灌注时两边同时进行，并及时进行振捣，以保证混凝土表面无蜂窝、麻面。
拆模后，应及时清理水沟模板表面，保证模板表面光滑平整、无灰浆等杂物。
四、施工工艺流程
1、锚喷施工工艺流程：
交接班→安全检查→打眼→装药、连线放炮→通风安全检查→临时支护→出矸→打拱部锚杆→出矸→打帮部锚杆→初喷→复喷成巷
打水沟施工工艺流程：
挖毛水沟→核校尺寸→铺底→稳水沟模板→核校尺寸→灌注混凝土→拆模、养护
掘进时，连水沟一并放出，耙岩机移过后砌永久水沟，随掘进向前砌筑。
五、临时道轨铺设
轨道轨型为24kg/m钢轨，轨距600㎜，误差不大于6㎜，不小于4㎜，轨道接头间隙不大于5㎜，内错差不大于2㎜；
轨枕间距为800㎜，允许误差±
50㎜，轨道附件应齐全紧固有效。
轨道应铺设平直，避免出现阴阳道。
六、临时风水管路、电缆的吊挂
掘进时设一趟Ø
800㎜风筒，风筒吊挂在巷道右帮中上部，距巷道底板1800㎜；
风筒下布置一趟Ø
108㎜风管和一趟2寸水管；
电缆吊挂到巷道左帮，距轨面2000㎜的位置吊挂牢固整齐。
第五章 生产系统
第一节 通风系统
一、通风方式及距离
巷道施工过程中采用压入式通风,最长供风距离1500m,皮轨联络横贯掘出后风机可前移。
二、掘进工作面风量计算
1、按瓦斯涌出量计算Q=100qCH4×
K
式中：
qch4----掘进工作面瓦斯绝对涌出量取1.0m3/min
K----通风不均衡系数K=2
则：
Q=200m3/min
2、按工作面同时工作的最多人数计算：
每人每分钟需风4立方米，工作面交接班时人数最多22人。
Q=4Ν则：
Q=88m3/min
3、按炸药量计算
Q=25AQ=275m3/min
A---掘进工作面一次起爆的最大装药量，m3/min
4、工作面实际需风量确定
根据上式计算，该工作面的实际需风量为275m3/min
5、风速验算
按《煤矿安全规程》规定，巷道风速必须满足以下要求
即VminS≤Q≤WmaxS
Vmin=0.15m/sVmax=4m/sSmin=11.4m2Smax=12.8m2
则:
Qmin=0.15×
11.4×
60=102.6m3/min
Qmax=4×
12.8×
60=3072m3/min
由上可知东翼运输下山掘进工作面通风设一台FBDNO6.3/2×
30KW局扇，完全满足要求。
三、通风线路：
1、新鲜风:
井底车场新鲜风流→运输下山局部通风机→工作面。
2、乏风:
工作面→运输下山→回风巷→总回风巷→主井→地面。
附:
通风系统示意图
第二节 监测系统
1、安全监测设备：
KJ—95N型监测系统布置在地面调度室中心机房；
KJF16A型分站一台，布置于井底车场。
2、探头位置：
（T1）距掘进正头不超过5m。
（T2）距回风巷口10---15m，悬吊位置距顶不大于300mm,距帮不小于200mm。
3、报警断电点：
（T1）报警点为0.8%、断电点为1.0%，（T2）报警点断电点均为0.8%。
4、断电范围：
（T1）、（T2）断电范围均为本巷道内所有非本安型电器设备。
5、矿管理人员、队长、技术员、爆破工、维护工、每班的班长必须携带便携式瓦斯检测仪上岗。
监测系统布置示意图
第三节 运输系统
1、矸石运输
由工作面安装0.6m3耙矸机一台，利用其装岩，0.75T非标矿车运输，东翼运输下山、井底车场用调度绞车运输，由副立井提升至地面。
运矸路线：
工作面→运输下山→井底车场→副立井→地面
2、材料及设备运输
（1）、材料及设备运输线路：
地面料场→副井→井底车场→运输下山→工作面。
（2）、运输系统安装维护按照《煤矿运输系统文明生产实施细则》要求，实现标准化及文明生产。
第四节 供风、供水系统
供风、供水分别从东大巷各引接一趟Φ108mm（风）、一趟2寸钢管到工作面。
第五节 排水系统
掘进工作面→东大巷水沟→中央水泵房→副井→地面
第六节 供电系统
1、动力电源：
由平地变电所→运输下山→工作面设备。
2、风机专用线：
由平地变电所风机专用变压器→运输下山→风机。
3、供电系统按要求实现双风机、双电源、自动倒台、风电、瓦斯电闭锁。
供电线路及设备做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。
4、电气设备及电缆安装要求按照《国家煤矿安全规程》要求，实现标准化及文明生产标准。
附:
供电系统图。
第七节 通讯、照明和信号系统
1、通讯、
值班室安设调度电话和行政电话各一部，可直拨矿内各单位，24小时有专人接听；
工作面安设一部防爆电话，可直拨矿内各单位。
2、照明
耙矸机装设127V矿用防爆照明大灯；
运输枢纽，繁杂区设防爆照明灯。
3、信号
下山施工时，每隔40m要在行人侧施工一躲避硐，绞车房、躲避硐均应安设声光信号和行车红灯。
第六章劳动组织及主要技术经济指标
劳动组织：
掘进时采用“三八”工作制，两掘一喷、一次成巷的作业方式，正规循环作业，正规循环率达85%以上。
劳动组织表正规循环图表
劳动组织表
工种
出勤人员/人
备注
八点班
四点班
零点班（喷浆班）
打钻架棚工
喷浆工
杂工
运料工
装岩机司机
拌料工
绞车司机
机电工
推车工
班长
电钳工
班长
合计
10
合计
9
循环作业
1.合理安排各道工序，进行平行交叉作业。
2.打乱正规循环的补救措施：
提高效率，缩短循环时间，赶上正规循环作业：
适当调整循环进度，力争本班内抢回，在正规循环后再恢复循环进度：
组织力量确保正规循环：
本班内抢不会可多做一些准备工作，保证下班顺利完成循环。
附正规循环作业图表
主要技术经济指标表
项目
单位
参数
工程量
m
1100
岩层硬度
普氏系数
4-6
掘进断面
m2
净断面
支护形式
循环进度
日循环个数
个
8
日进尺
班进尺
1.5
月进度
81
按27天
11
全员工效
m/工
0.1
12
每米巷道炸药消耗
Kg/m
16.6
13
每米巷道雷管消耗
发/m
30
14
日出勤人数
29
15
循环出矸量
m3
第七章 安全技术措施
第一节 施工准备
1、施工前，由队长负责组织技术人员传达贯彻《作业规程》及相关措施，并进行考试、签字，考试合格后方可下井作业。
2、施工前地测科必须提前给出开口位置，标好中、腰线，施工单位严格按线施工。
3、开工前必须对支护和环境进行检查、加固和清理。
4、施工前按设计要求，形成正规的通风系统和其它系统，并能正常的使用。
5、开工前必须经相关科室检查同意后，并且持有批准的开工报告方可施工。
第二节 顶板管理
1、严格执行敲帮问顶制度。
用长柄工具在安全地点将顶帮的活矸、马棚、片帮、伞檐等一切不安全隐患处理掉，确保安全无误后，方可开工。
2、锚杆、锚索必须按规定角度打眼，不得穿皮或顺层、裂隙打眼。
3、必须严格按设计规定施工，保证锚杆的施工质量，每班设专人进行验收。
4、遇断层等地质构造或顶板破碎时，将地质变化情况汇报矿技术科，以便及时确定确实可行的支护方案。
5、打锚杆时必须及时，严禁空顶作业。
6、有下列情形之一的立即停止打眼：
1）、顶板压力大，临时支护未跟上。
2）、巷道有挂红、挂汗、空气变冷等透水预兆时。
3）、眼内有瓦斯涌出，有响声，瓦斯超限时。
4）、严禁打眼与装药平行作业。
5）、风钻打眼时必须严格按《操作规程》第223条至230条规定执行。
第三节爆破安全技术措施
1、所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员，必须熟悉爆破材料性能和《煤矿安全规程》规定。
2、井下爆破工作必须由经过专门培训，有两年以上采掘工龄并取得合格证的专职爆破工担任，爆破工必须持证上岗，依照爆破说明书进行爆破。
3、爆破时，瓦斯检查员、爆破工、班组长都必须在现场执行“一炮三检”和“三人联锁放炮制”。
4、爆破工必须把炸药、电雷管分别存放在专用的爆炸材料箱内并加锁，严禁乱扔、乱放。
爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备的地点。
爆破时必须把爆破材料箱放到警戒线以外的安全地点。
5、爆破采用2号煤矿许用乳化炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管。
使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段延期时间不超过130ms，并不得跳段使用。
6、从成束的电雷管中抽出单个的电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。
抽出单个电雷
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