轨道上山绞车房工作面作业规程 2Word格式.docx
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煤层层理（发育程度）
不发育
煤层节理（发育程度）
自然发火期/d
具有自燃性
绝对瓦斯涌出量（m3/min）
0.34
绝对瓦斯涌出量（m3/t）
2.86
煤尘爆炸指数（%）
具有爆炸危险性
地温（/°
C）
第3节井田地质构造
井田内多为第四系覆盖，基岩主要出露在陡崖处。
B5煤层在井田西部有少量露头，B5煤层露头在主斜井以西300m至探槽TC1走向呈80°
~260°
左右，在钻孔TJ1及ZK2-1B5煤层走向略微向西南偏转，井田内地层倾向288°
~330°
，倾角35°
~45°
之间，煤层沿走向、倾向角度变化不大，产状较稳定，矿区地表及井下未见断层及岩浆岩侵入，其构造类别属简单。
第4节水文地质
（一）含水层、隔水层分布发育情况及其变化规律：
井田主要出露的地层有第四系和侏罗系，煤层发育于中侏罗系西山窑组地层中，由于这些地层未受到大的构造运动所破坏，地层产状较稳定，地层倾向近西北，倾向288°
-310°
，倾角30°
-45°
，西部地层转为西倾，总体表现为—向近西北倾斜的单斜构造。
区内的碎屑岩建造和含煤建造主要由砂岩、砾岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，地下水赋存于硬脆多孔隙的砂岩和砾岩中，而柔性的泥岩、泥质粉砂岩和炭质泥岩则是相对的隔水层。
根据地质报告该矿井地层划分为2个含水层、2个透水不含水层。
现就各含水层特征分述如下：
1、第四系全新（Q4al+pl）冲红积砂砾石透水不含水层
该层主要分布在矿区北部、南部现代冲沟内，分布面积较小，沿冲沟呈近东西向条带状分布。
其岩性由卵石、砾石、粗砂、亚砂土等组成，厚度10-15m，砾石成分以火成岩、变质岩、砂岩为主，砾石多为次园状-次棱角状，分选差。
该含水层结构松散，厚度薄，孔隙大，其接受雨水、雪水的直接补给，补给量十分有限，属于透水不含水层。
2、第四系上更新统风积层（Q3eol）透水不含水层
该区在矿区内分布较广，大面积分布于山梁和山坡上，有亚砂、黄土构成，松散无胶结，厚度一般5-8米。
由于所处位置较高，不利于地下水储存，加之补给缺乏，只能接受有限的大气降水和雪水的补给，属透水不含水层。
3、侏罗系中统雪水窑组（J2x）裂隙—孔隙承压含水层（H1）
该含水层主要分布在井田外的西北部，岩石多为粗砂岩、中砂岩、细砂岩、粉砂岩等，岩石破碎裂隙发育。
该火烧区主要接受大气降水、高山融化雪水补给，赋存一定量的地下水，属于富水性强的含水层。
4、侏罗系中统西山窑组（J2x）粗砂岩段基岩裂隙-孔隙承压含水层（H2）
该含水层分布在B5煤层顶部，由细砂岩、中砂岩组成，地层厚度约25m，孔隙和裂隙均较发育，为该矿主采煤层B5直接补给含水层，接受高山雪水的补给。
从目前生产矿井开扩情况看，井下排水量一般在20m3/d，经化验，其矿化度为586mg/L，水化学类型为HCO3-—Ca+2、（K++Na+）、Mg+水型，属于富水性弱的含水层。
（二）地下水补给、迳流、排泄条件
井田内的各含水层接受北部高山雪水的补给，地下水多以顺层的形式运移，以泉水和人工排泄（矿坑排水）为主。
总该区构造简单，多以弱的含水层和隔水层为主，从目前生产矿井开扩情况看，矿坑充水水源主要为主采煤层顶板的厚层状粗砂岩裂隙-孔隙水。
矿井涌水量不大，故将矿区水文地质条件划为二类一型，即以裂隙含水层为主，水文地质条件简单的矿床。
（3）矿床充水因素分析
（1）老窑充水因素
该矿区内没有废弃老窑，因此不存在老窑充水问题。
（2）生产矿井的充水特征及排水现状
矿区内现有生产矿井一处，乌鲁木齐得力邦矿业有限责任高山煤矿（原铁热克煤矿）矿主斜井，经垂深80m左右，人行巷为斜井，与B5煤层+2142m运输水平巷相连，年产三万吨。
现已开采一个+2148m水平，主采B5煤层，B5煤层顶板巨厚细-中砂岩有渗水现象，矿坑排水量为20m3/d，补给源为矿区北部高山雪水。
（3）矿区充水因素
本区构造简单，煤层大部分赋存于当地侵蚀基准面以下，B5煤层顶板基岩裂隙含水层由硬脆的细砂岩、中砂岩组成，具有一定的孔隙和裂隙。
接受井田北部高山雪水的补给，赋存一定量的地下水。
从目前矿井调查情况看，未来矿坑主要充水水源来自煤层顶板基岩裂隙水。
（四）矿井涌水量预算
1、开采量富水系数比拟法
原矿井年产3万吨每年煤炭量、矿井排水量、预测矿井未来年产60万吨每年煤炭的矿井涌水量
预测公式如下：
Kp=Qo/Po
Q=Kp·
P
式中：
Qo~原矿井平均涌水量20m3/d；
Po~原矿井年产量，取30000吨每年；
Kp~（富水系数）；
Q~（未来矿坑正常涌水量）；
P~技改后产量，取60万吨每年
将以上数据带入上式，得：
Kp=Qo/Po=20/3=6.667
Q=Ko·
P=6.667×
90000=400m3/d
2、面积富水系数比拟法
预测公式：
KF=Qo/Po
Q=KF·
F
KF~面积富水系数
Qo~原矿井日平均涌水量，取20m3/d；
Fo~原铁热克煤矿目前采空区面积，地质报告实测为28000m2；
Q~未来矿坑涌水量
F~矿井一水平开采结束后所形成的采空区面积，361524m2；
将以上数据代入上式得：
Kf=Qo/Fo=20/28000=7.14×
10-4
Q=Kf·
F=7.14×
10-4×
361524=258m3/d
根据上述计算，取矿井正常涌水量为400m3/d，设计中矿井最大涌水量取值为600m3/d。
第3章巷道布置及支护方式
第1节巷道布置
巷道沿轨道上山延伸方向布置，因轨道上山坡度较大，上部变坡线以上设计一段小坡度的过渡巷道。
过渡巷道以上为15米的水平巷道，水平巷道9米处开掘一巷道与+2150m水平轨道运输巷联通。
第2节矿压观测
根据《煤矿安全规程》的要求，煤层巷道必须进行离层监测，采用顶板离层检测仪实施围岩松软监测。
该巷道要进行矿压观测、锚杆载荷监测，观测内容、目的及手段见下表：
矿压观测内容、目的及手段表
序号
观测内容
观测目的
测试手段
1
螺母拧紧力矩
检查锚杆安装质量
扭力扳手
锚杆承载监测设置一处，螺母拧紧监测必须每班抽查，所需仪器数量见表如下：
名称
数量
锚杆拉力计
1把
2
3把
锚杆锚固剂
掘进过程中，每班安装的锚杆都要用扭矩扳手和液压测力计逐根进行检测，凡扭紧力矩达不到120N·
m的锚杆要当班补打安装，并将检测结果记入专用记录本中备查。
第三节支护设计
一、巷道断面
巷道净宽3.0米，净高2.3米，净断面6.9m2（详见巷道断面支护图）
2、支护工艺
煤层掘进时采用锚杆、锚网临时性支护，锚杆间、排距为800*700mm。
为增加顶部控制强度，每掘1.6米时打一锚索，锚索长6米，锚索托板梁采用10#槽钢，长度不得小于800mm。
永久性支护采用料石、水泥砂浆砌筑。
墙体宽500mm，基础深不得小于300mm。
3、支护方式
（一）临时支护
临时支护方式：
采用锚杆、锚网支护，顶部采用￠16×
2000㎜的锚杆支护，锚杆间、排距800㎜×
700㎜。
1、支护方式：
L=K*H+L1+L2
L—锚杆长度，m；
H—冒落顶高度，m；
K—安全系数，取3；
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，取0.3m
L2—锚杆在巷道中的外露长度，取0.1m
其中：
H=B/2f=3/2×
3=0.5
B—巷道掘进宽度，取3m
F—煤层的坚固性系数，取3
则L=3×
0.5+0.3+0.1=1.9m
2、通过以上计算，参照《采矿工程设计手册》，确定支护材料和支护参数：
选用¢
16×
2000mm的锚杆，6000×
1000mm的菱形铁丝网，网格规格为50×
50mm，联网铁丝为12#铁丝，托盘为120×
120×
5mm铁托盘，锚杆间、排距为700×
800mm。
锚杆支护的质量要求
质量验收标准表：
项目
设计尺寸、数量
允许偏差
巷道毛宽（mm）
上
4000
合格
+150~+250
下
4900
优良
0~+150
巷道净宽（mm）
0~300
0~200
锚杆扭矩（Nm）
顶
>
150
符合设计
帮
100
锚杆间排距（mm）
700*800
-100~+100
700*801
-50~+50
锚杆角度（°
见图
±
5
锚杆外露长度（mm）
露出托板≤50
L≤50
L≤30
（2）、永久支护
两帮的墙体采用料石、水泥砂浆砌筑，墙体宽500mm，基础深不得小于300mm。
墙体砌筑高度为2.6米，净高为2.3米。
巷道净宽为3.0米。
巷道顶部采用9#工字钢作顶梁，顶梁间距0.6米。
顶梁上部使用木板接顶。
第4节支护工艺
一、支护材料：
1、锚杆及锚固剂：
锚杆采用优质钢筋锚杆规格Ø
×
L=16×
2000mm，每根锚杆均用2块MSK2830树脂锚固剂锚固，锚杆托盘为正方形，规130×
130mm，用50mm钢板压制而成。
锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚杆外露长度为30~50mm。
2、金属网为10#铁丝编制，规格为长×
宽=5000×
1500mm，网孔规格为50×
50mm；
网与网之间采用搭接，搭接宽度100mm，用手拉起不得超过50mm。
二、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；
打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可作业。
锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，锚杆必须垂直于顶板，锚杆眼向误差不得大于15度。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，锚杆眼深度应保证锚杆外露丝长度为30—50mm，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水处理干净。
打眼时，必须在前探支架的掩护下操作。
打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。
2、安装锚杆
（1）安装前，应先检查眼孔布置形式，孔距、孔深、深度以及锚杆部件是否符合作业规程要求，不符合规定的要进行处理和更换。
（2）安装前，应将眼孔内的积水，煤岩粉用掏勺或压风清除干净。
吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼口方向下不得有人。
（3）根据规程要求的锚固剂型号、数量，将锚固剂依次放入眼孔内，并用锚杆体将锚固剂缓缓推至孔底。
旋上螺母，用带套筒的风煤钻专用机具套好后，边搅拌边向上推进，搅拌时严禁中途停顿，搅拌时间15-20秒，用力托住或顶住杆体5秒钟，即可取下套筒，用木楔或小块矸石塞卡住杆体，不允许出现杆体下滑现象。
（4）锚杆装完后，用平顶螺帽配金属托盘支护，锚杆外露丝不大于30-50mm。
15分钟以后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不得小于200N·
M。
（5）铺网时要拉直、张紧，使锚网紧贴煤岩面。
网用手拉时，离开岩面不得超过50mm。
三、墙体施工要求
1、料石采用已加工成型岩石，料石中间使用水泥砂浆固结，水泥砂浆的标号不得低于415#。
2、墙体的基础深不得低于0.3米，宽不得低于0.6米。
基础槽沟必须挖到实底上。
3、砌墙时要注意接茬、错缝，避免重缝现象。
4、料石间的砂浆必须饱满，严禁“瞎缝”。
第4章施工工艺
第1节施工方法
1、施工采用炮掘工艺、全断面一次成巷的施工方法，锚网支护；
巷道掘进的循环进尺为1.0m，一个生产班完成1个循环，日进2.0m。
2、施工采用煤电钻打眼，人工装运矿车转载工程煤，经由轨道上山转入B7运输巷后由副主井罐笼提升至地面；
锚杆支护采用MQT-120型气动锚杆钻机打眼并安装锚杆。
3、掘进工作面每放一炮，完成通风排炮烟、安全检查和洒水降尘工序后，先进行临时支护，并在出煤工序完成后，及时完成锚网支护的安装。
4、巷道掘进、临时性支护到3米后永久性支护一次。
循环掘进，支护。
第二节凿岩方式
1、本规程所有巷道均采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。
2、打眼使用MZ-1.2煤电钻打眼。
第3节爆破作业
一、钻眼机具的选择
选择ZMS---1.2型煤电钻，共配备两台，一台使用，一台备用。
2、爆破器材的选择
1、炸药：
选用3级煤矿许用乳化炸药，规格型号为200mm×
200g。
2、雷管：
选用国产煤矿许用瞬发电雷管。
3、起爆器：
采用MFB—100型发爆器。
4、放炮母线：
两芯放炮母线。
5、封泥材料：
水炮泥和黄泥。
封孔时要先封200mm黄泥，再装1节水炮泥，剩余部分用黄泥封满填实。
三、连线方式及起爆顺序
连线方式为串联，采用全断面两次爆破。
正向装药。
4、掘进工作面装药、封泥要求：
1、炮眼深度小于0.6m，不得装药、爆破；
在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m，但必须封满炮泥。
2、炮眼深度为0.6~1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2.
3、炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。
4、炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。
5、光面爆破时，周边光爆破眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。
6、工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。
五、爆破说明书
（一）炮眼布置
全断面共布置炮眼15个，分述如下：
1、掏槽眼布置：
采用楔形掏槽的方式，布置4个掏槽眼。
2、周边眼布置：
周边眼7个，以保证巷道成形。
3、底眼布置：
底眼4个。
（二）装药量、联线起爆顺序和方式
1、掏槽眼单空装药量为3卷炸药（0.6kg），底眼装药量为3卷（0.6kg），周边眼装药量为2卷（0.4kg）。
2、联线方式：
串联。
3、起爆顺序：
掏槽眼（1—4）→底眼（5—8）→周边眼（9—15）按顺序分3次起爆。
六、爆破作业图表
1、炮眼布置图如下图：
2、预期爆破效果表:
单位
炮眼利用率
%
90
每米巷道炸药消耗量
kg/m
4.17
每循环进尺
m
1.44
每循环炮眼总数
个
15
每循环爆破实体量
m3
8.55
每立方米雷管消耗量
个/m3
1.5
炸药消耗量
kg/m3
0.7
每米巷道雷管消耗量
9
3、装药量及起爆顺序表
眼号
眼深（米）
数量（个）
装药量
倾角
爆破顺序
连线方式
卷
小计（卷）
重量（kg）
水平（度）
垂直（度）
1—4
掏槽眼
1.8
4
12
2.4
7
串联
5—6
底眼
1.6
9—15
周边眼
14
2.8
合计
38
7.6
第4节装载与运输
1、装岩方式
本规程轨道上山绞车房爆破落煤后，使用人工攉煤的装入矿车。
2、运输方式
1、爆破落煤后，人工装车，用临时性绞车将矿车沿轨道上山下放至B7运输大巷，然后进入井底罐笼提升至地面。
2、绞车房使用的支护材料由地面装入材料下放到井底车场，然后由机车拉至B7大巷，最后由临时性绞车拉入工作面。
第五节管线机轨道敷设
在掘进施工中，所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路均应按断面图中规定的位置吊挂整齐。
1、风、水管理路接头要严密，不得漏风、漏水，供风使用D56×
4铁管，排水管路使用D76×
4铁管，供水管路使用2寸铁管，距工作面20m范围内使用6分胶管进行洒水降尘。
2、风筒用直径500mm的软胶风筒，必须做到“逢环必挂”且不得漏风。
风筒口到工作面的距离不得超过5m。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备情况见表3.
设备及工具配备情况表表3
设备名称
型号
+2162组
煤电钻
MZ—1.5
台
备用一台
局部通风机
YBT51-2
煤电钻综保
ZBM—2.5
起爆器
MFD—100
第5章生产系统
第1节通风
施工过程中采用压入式通风方式。
联络上山掘进工作面的局部通风机安设在B7煤层+2162m运输大巷距溜煤上山以外10m原的地方。
再用导风筒把风送到上山掘进工作面。
一、掘进工作面风量计算
独立通风的掘进工作面世纪需要的风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算，并选其中最大值。
1、按瓦斯涌出量计算
Q=100×
q×
k=100×
0.34×
1.8=61.2m3/min
Q—掘进工作面实际需要的风量（m3/min）；
q—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量（m3/min）；
K—掘进工作面的瓦斯绝对涌出不均匀的备用风量系数，此处取1.8.
2、按炸药量计算
Q=25×
A=25×
6.6=165m3/min
25—每1kg炸药爆炸不低于25m3的配风量。
A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，此处取车场的炸药用量，A=6.6kg。
3、按人数计算
Q=4×
n=4×
12=48m3/min
4—每人每分钟不低于4m3的配风量。
n—掘进工作面同时工作的最多人数。
4、按局部通风机的实际吸风量计算
Q=Q局×
I=180×
1=180m3/min
Q局—掘进工作面局部通风机的实际吸风量m3/min
YBT51—2实际吸风量为145~240m3/min，取180m3/min.
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，本矿均为1台。
所以掘进工作面实际需要风量以上计算最大值180m3/min.
2、局部通风机、风筒规格选型
1、局部通过通风机吸风量的确定
Qf=Qj/（60×
Φc）=3.57m3/s=214.2180m3/min.
Qf——局部通风机吸风量m3/s
Qj——掘进工作面需要风量m3/s，按炸药计算为165m3/min。
Φc——风筒有效风量率%取Φc=77%
2、根据局部通风机吸风时14.2m3/min，选用FBD№4.0（kw）型局部通风机可以达到要求。
3、风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径为Φ400mm。
风筒要吊挂平直，必保逢环必挂。
缓慢拐弯，保证风流畅通。
三、掘进工作面的风量验算：
1、按最低风速验算
岩巷掘进工作面最低风量为Q岩≥q，S岩=9×
4.6=41.4m3/min
q——按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数取q=9
S岩——掘进断面积
2、按最高风速验算
岩巷掘进工作面最高风量。
Q岩≤240×
S岩=240×
4.6=1104m3/min
240——换算系数
S岩——断面积m2
3、按掘进工作面温度和炸药验算
炸药量
<
5
5~20
温度（°
6以下
16~22
23~26
16
需要风量（m3/min）
40
50
60
80
温度为16~22度时炸药量在5kg以下时风量为60m3/min
4、按有害气体浓度验算
回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%。
即Q=P瓦/Q掘≤1%
Q——掘进工作面需要风量m3/min
P瓦——瓦斯相对涌出2.86m3/t，新疆宝山矿业有限责任公司矿矿井瓦斯绝对涌出量为0.34m3/min。
则Q掘≥P瓦/1%=0.55/0.01=6m3/min
掘进工作面需要180m3/min满足以上4个条件，所以选用YBT51—2（11kw）型风机。
第2节压风
风源来自地面空压机房，选用L—22/7压风机，分别用D56×
4铁管为6MPa，工作面风压不小于4MPa。
压风系统：
地面空压机房→副立井→+2160m石门→+2162m运输大巷→上山掘进工作面
第3节综合防尘
防尘水源：
来自地面消防火水池。
地面消防水池水源来自专用供水井。
地面消防火水池水经消防火管路经东区集中运输巷至井下各工作面。
采用湿式打眼，使用水炮泥，爆破喷雾，装岩洒水，冲刷岩壁，净化风流等综合防尘措施。
防尘系统：
地面专用供水池供水→副立井主水管→+2160m石门主水管→+2162m运输大巷支管→上山支管→掘进工作面.
第4节防灭火
该矿井井下没有火区，防火的重点是电缆，机械摩擦和人为火灾，消防管路与防尘管路共用一趟。
消防系统：
地面专用供水池供水→副立井主水管→+2160m石门主水管→+2162m运输大巷支管→上山支管→掘进工作面。
第5节安全监控
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用
矿安全生产管理人员、技术员、爆破工、安全员、瓦检员、班组长和电钳工下井时都必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。
放炮员、瓦斯检查员每次放炮时必须进行“一炮三检”和“三人连锁”放炮
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