3120运输作业规程.docx
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3120运输作业规程
3120运输顺槽工作面
作
业
规
程
矿名：
鸿兴煤业
施工区队：
掘进工区
工作面编号：
3120
编制时间：
二〇一〇年元月
会审名单
总工程师__________________________
开掘副总__________________________
安监处__________________________
矿调度__________________________
生产科__________________________
地测科__________________________
通风区__________________________
机电科__________________________
煤质科__________________________
一采区__________________________
采区主管__________________________
施工队组__________________________
编制__________________________
目录
第一章概况┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄2
第二章地面相对位置及水文地质说明书┄┄┄┄┄┄2
第三章巷道布置及支护说明书┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄3
第四章施工工艺┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄5
第五章劳动组织和主要经济技术指标┄┄┄┄┄┄┄┄8
第六章主要生产系统┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄11
第七章主要安全技术措施┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄19
第八章灾害应急措施及避灾路线┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄44
第一章概况
第一节概述
1巷道名称：
3120工作面运输顺槽。
2掘进目的及巷道用途：
为形成3120采煤工作面生产系统，满足3120采煤工作面回采时的运煤、通风等用途。
3巷道设计长度：
掘进距离440米。
服务期限：
120天。
4预计开、竣工时间：
根据生产计划安排。
本掘进工作面自2010年4月1日开工，预计2010年7月28日竣工。
第二节编写依据
根据批准《山西省古县五一煤矿矿井初步设计方案》；《3120工作面地质说明书》；《煤矿安全规程》及上级有关规定并根据工程类比法，结合施工单位现有的机电设备生产能力和工人的实际操作水平而编制的。
第二章地面相对位置及地质水文情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
3120工作面位于井田的南翼中下部，地面相对位置在主斜井南侧。
地面地形为典型的高山剥蚀地貌，覆盖厚度190---230m,地表为次生灌木林，树木生长茂盛，植被丰富，无建筑物，无水体。
地面标高从1175～1405m。
工作面下部为实体煤。
该掘进面南部为南部井田边界保护煤柱，上部为尚未开采的实体煤。
相应水、火、瓦斯对本工作面影响不大，但必须坚持先探后掘，有掘必探，监测监控。
地面相对位置及邻近采区开采情况表表2.1
水平名称
1100水平
采区名称
一采区
地面标高（m）
1300
井下标高（m）
1087
地面的相对
位置及建筑物
地面的相对位置在下宝丰村西的山体上，地表无建筑物。
井下位置及
掘进对地面
设施的影响
3120工作面位于井田南翼边界附近，主回风大巷以南，该运输顺槽北端与主运输大巷相连、地面为相对施工地点高差230m的山体,对地面无大影响。
邻近采区
开采情况
3120运输顺槽为3120采面回采巷道，该巷左右两侧均为已回采采空区,巷道设计终端、即切眼位置，距临界东瑞煤业边界留有40m的保安煤柱。
走向
165-175°
倾向
75-85°
长度
440m
第二节煤（岩）层赋存特征
1.3120运输顺槽布置于3#煤中，并沿3#煤顶板掘进，在该区域走向为345-355°，倾角为2-5°，属近水平煤层，平均煤厚2.2米，为低瓦斯煤层，其顶、底板情况分述如下：
2.3#煤顶板：
直接顶为泥岩或砂质泥岩,厚度5m左右，较松软，采煤后随即冒落。
老顶为中、细砂岩，厚度一般在8.7m左右。
3#煤距2#煤平均间距13.7m。
3.3#煤：
焦煤，属结构简单的稳定煤层，质地较软，半光亮型，粉末状、玻璃—沥青光泽。
内生裂隙发育，性脆易碎。
4.3#煤底板：
泥岩，厚度2.2m左右。
5.煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、自然发火期及煤尘爆炸性
5.13#煤瓦斯绝对涌出量4.6m3/min,相对涌出量9.52m3/t,2009年鉴定为低级瓦斯矿井,
煤层自燃倾向性等级为II类，至目前为止，矿井尚无自燃发火现象发生。
5.2煤尘爆炸性：
根据2007年鉴定有爆炸性，煤尘爆炸指数为21%。
第三节地质构造
根据邻近巷道揭露情况，地质构造主要是断层，预计在巷道施工中可能揭露几条较小的断层,但不会影响施工。
第四节水文地质
1.水文情况：
1.1根据已掌握的地质资料分析，该巷道水文地质情况简单，断层不含水。
1.23#煤顶板均为充水条件差补给条件弱的砂岩，预计会有少量的淋水及断层裂隙水，但对施工影响不大。
2.安全隔水层厚度计算
现奥灰水位标高687m，工作面最低标高1087m，工作面最低标高高于水位奥灰水位350m，由此可见,该巷道正常掘进时不受奥灰水威胁。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
巷道布置于3#煤中，并沿3#煤顶板掘进，方位为3520，运输顺槽长度440米（平距）。
附:
巷道平面布置示意图
第二节支护设计
1.巷道断面（附巷道断面图）
运输顺槽沿3#煤层掘进：
净宽:
3.20米，净高:
2.2米。
2.支护方式
2.1临时支护
2.1.1临时支护的方式：
使用吊环式前探梁橛顶道配合安全点柱。
橛顶道使用长3000mm、Φ50mm无缝钢管，数量2根；吊环使用16mm钢筋做成Φ70mm圆环，在圆环上焊接与顶板锚杆配套的螺丝，数量4个；安全点柱使用Φ160mm长1800mm的优质圆木，数量4根。
2.1.2使用方式及要求：
放炮后将吊环上在迎头的第一、第二排锚杆上，将橛顶道窜到迎头，在橛顶道上用1.2米方子木接实顶板。
临时支护最大控顶距2米，最小控顶距0.3米。
2.永久支护
2.1采用锚杆支护，巷道净宽3.20m，净高2.2m，按毛宽3.4m，毛高2.3m施工。
顶板每排居中布置5根直径为18mm、长2.2m的等强螺纹钢树脂锚杆，压3.0m钢带，锚杆间距为800mm；每帮每排自顶下200mm布置3根直径为16mm、长1600mm的钢筋树脂锚杆，压2.0m的钢带，锚杆间距为900mm，横铺1.1×7m2金属菱形网，菱形网网间搭茬100-200mm，并用14#铁丝连接牢固,连接点间距不大于200mm。
2.2帮顶锚杆排距均为800mm。
2.3每根顶板锚杆布置1卷CK—23/50型树脂药卷锚固，配碟形托板、快速安装螺母固定；每根帮锚杆布置1卷CK—23/50型树脂药卷锚固，压木托板、配球形托板、六角螺母固定。
2.4顶板锚杆支护紧跟迎头，帮锚杆支护滞后不超过4排。
顶板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，必须采用快速安装工艺钻孔、搅拌、安装，应尽可能减少顶板空锚时间。
严禁采用一次性将所有钻孔打好，再一次性安装锚杆的方法施工。
2.5从开窝中开始沿巷道中心线每间隔5m布置一根锚索以加强支护；锚索规格为直径15.24mm，索长5.3m，锚索孔深5m，端头配2卷CK—23/50型树脂药卷锚固。
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。
2.6螺母扭距为：
100N•m≤扭距≤150N•m，每班放炮后，必须对迎头5m范围内的帮顶锚杆进行二次紧固。
2.7严禁在井下截取锚杆、锚索。
2.8工作面遇到地质断层或顶板破碎处，采用扶棚支护，料场必须备足扶棚铁料。
2.9扶棚料规格为：
全套矿用11号工字钢，梁净里长3.0m，棚腿长2.4m，下口净宽不低于3.6m。
顶板布置6块枇子/棚，每帮布置4块枇子/棚，棚距为0.8m。
架棚铁料不少于20架及配套的小料。
3支护材料要求：
3.1顶板锚杆：
左旋无纵筋螺纹钢锚杆，金属杆体抗拉屈服强度不小于320Mpa，抗拉极限强度不小于500Mpa，延伸率不低于16%。
帮锚杆：
选用A3圆钢。
锚杆杆体尾部螺纹必须采用滚丝工艺加工，尾部螺纹长度为90mm。
3.2梯子钢筋梁：
采用直径为12mm,Q235-AF（A3）型圆钢焊制，材料极限抗拉强度不应小于360Mpa。
3.3碟形托板：
金属锚杆托板厚度不低于8mm，面积不得小于100cm2,厚度不的低于10mm，面积不得小于144cm2，孔眼眼位居托板中间，直径比锚杆杆体直径大1.5—2mm,用钻床或冲床加工，不得使用铸铁托板。
3.4螺母：
左旋无纵筋螺纹钢锚杆必须使用与锚杆相匹配的快速安装螺母。
帮锚杆使用国标螺母。
3.5网：
煤巷锚杆支护巷道应用的网，选用金属菱形网，不得使用普通经纬网。
3.6锚杆木托板：
规格一般为400mm×200mm×50mm。
3.7锚索托板采用18#槽钢截成，长度为400mm,中间加焊150×150×10mm³的钢板，中心眼孔φ16.5mm,用钻床或冲床加工。
第三节支护工艺
永久支护采用锚杆支护，其规格为18×1800mm，间距为800mm，排距为800mm,两帮锚杆托板采用木托板，其规格为长×宽×厚＝400×150×50mm，并与巷道方向垂直布置。
安装树脂锚杆时，吹净孔内岩粉，然后进行锚杆安装。
安装时，用锚杆机边搅拌边推进。
要将锚杆推至孔底，才能达到锚固力。
搅拌时要轻推猛搅，以更迅速将凝固剂和树脂混合均匀，搅拌时间控制在8-15s，等待10-60s后，实行快速安装工艺，锚杆外露长度螺母外不超过40mm、不小于10mm。
锚固剂选用CK2340型，每孔使用一根。
第四章施工工艺
第一节施工方法
1.施工方法：
采用钻爆法施工，爆破落煤、人工攉煤，刮板运输机、皮带运输机运煤。
2.开口施工：
2.1支护方法：
使用锚杆支护三角门，间、排距700×700mm。
开口处布置两根锚索，原巷道中部布置一根锚索，其间距1.5m。
2.2施工工序
2.2.1先加固开口5米范围的巷道支护，检查原巷道锚杆支护的质量，对失效的锚杆重新补打，保证支护质量；
2.2.2开口掘进5米范围炮眼深度1米，每眼装药量不超过0.2Kg，先施工槽眼，然后再以炮助镐刷大，够0.7米，打永久支护锚杆，进一排锚杆距离施工一排锚杆，如此循环，掘进5米后再按照正规循环作业。
3.开口施工安全注意事项：
3.1提前做好风、水、电等准备工作，保证能具备安全施工的要求；
3.2打眼前检查开窝点的通风、瓦斯、防尘等工作，及时处理不安全因素；
3.3每次放炮前班长必须派专人在能进入放炮地点的通道设好警戒；
3.4开口施工前必须制定专门技术安全措施。
第二节凿岩方式
1.本规程所施工的巷道均采用打眼放炮的方法破岩。
2.打眼机具：
破岩使用MZ-12型电煤钻，配备2.0m麻花钻杆和Ф42mm钻头。
支护使用顶板锚杆使用锚杆机钻眼，配备1.0m、1.5m、2.2m六棱钻杆和Ф28mm钻头；帮锚杆使用煤电钻配2.0m麻花钻杆和Ф28mm钻头。
第三节爆破作业
1爆破材料的选用
选用2级煤矿许用炸药、毫秒延期电雷管（最长延期时间不超过130ms），循环进度1.6m。
起爆使用MFB-100型隔爆式发爆器，封孔材料为水炮泥、黄泥、封泥长度不小于0.5m，采用正向装药。
2爆破说明表
煤巷爆破说明表表4.1
炮眼名称
眼号
眼深（m）
眼距（m）
角度（°）
装药量
（公斤）
爆破顺序
联线方法
炮泥长度
装药结构
水平
垂直
每眼
眼数
总量
掏槽眼
1-4
2000
1000
79
90
0.8
4
3.2
Ⅰ
串
联
填满充实
正向连续
辅助眼
5-11
1800
600
90
90
0.6
7
4.2
Ⅱ
周边眼
12-21
1800
630
84
90
0.4
10
4.0
Ⅲ
底眼
22-27
1800
540
90
84
0.6
6
3.6
Ⅳ
合计
27
15.0
岩巷爆破说明书表4.2
炮眼名称
眼号
眼深（m）
眼距（m）
角度（°）
装药量
（公斤）
爆破顺序
联线方法
炮泥长度
装药结构
水平
垂直
每眼
眼数
总量
掏槽眼
1-3
2000
550
78/90
78/90
1.0
3
3.0
Ⅰ
串
联
填满充实
正向连续
辅助眼
4-7
1800
1000
90
90
0.8
4
3.2
Ⅱ
周边眼
8-15
1800
550
85/90
85/90
0.6
8
4.8
Ⅲ
底眼
16-20
1800
550
90
90
1.0
5
5.0
Ⅳ
合计
20
16.0
3炮眼布置
附：
炮眼布置图
第四节装、运岩（煤）方式
1、装岩（煤）方式
巷道掘进施工中，采用爆破自装辅以人工攉煤矸。
2、运煤、岩方式
采用30T刮板输送机经800皮带运输机运送至主运输大巷升井。
第五节管线及轨道敷设
在掘进施工中所使用的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。
电缆、风水管路敷设在巷道的右帮，风水管路距底板0.8m、电缆距底板1.6m、电缆线按照监控线、信号线、动力电缆由上到下顺序、动力电缆与其他小线间距保持0.2m以上。
电缆勾每隔2m一个，电缆垂度不超过50mm。
水管要接口严密，不得出现漏水现象，水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用一寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。
风筒吊挂在巷道的左帮、距底板不小于1.2m、要环环吊挂，风筒口距迎头不大于5m。
运输机布置在巷道的左侧，距帮0.5m，靠人行道侧刮板机要上好挡煤板。
第六节设备及工具配备
设备工具配备表
序号
名称
规格型号
单位
数量
备注
1
局扇
BKY66-2-No.43
台
2
一台工作一台备用
2
煤电钻
MSZ-12
部
2
安装锚杆、打炮眼
3
650皮带
37KW
部
1
4
30T刮板输送机
30KW
部
2
5
放炮器
MFB-100
台
3
每班一台
6
放炮母线
铜芯绝缘线
米
120*3
每班一挂
7
炸药箱
个
1
每班一箱
8
雷管盒
个
3
每班一盒
9
瓦斯报警仪
便携式
台
9
每班三台
10
大锨、尖锨
张
6/6
每班各2张
11
大锤
8把
把
3
每班一把
说明：
以上设备工具要提前备好并试运转，共用者实行交班，本班使用的设兼职保管员，矿统一管理的设备，执行矿统一规定。
第五章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
巷道掘进采用每天“两掘一准”制，一班检修准备，二班组织生产，每班两个循环，每循环进尺1.6m。
第二节循环作业图表
为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。
附劳动组织配备表
工种
出勤人数
在册人数
备注
一班
二班
三班
小计
打眼工
3
3
6
8
放炮工
1
1
2
3
皮带司机
1
1
2
3
刮板机司机
3
3
6
7
机电维修工
2
1
1
4
5
质检员
1
1
2
2
班长
1
1
2
2
合计
2
11
11
24
30
第三节主要技术经济指标
序号
项目
单位
数量
锚杆支护
矿工钢棚支护
1
巷道长度
米
70
370
2
在册人数
人
30
3
出勤人数
人
24
4
出勤率
%
80
5
循环进度
米
1.6
6
每班循环次数
个
2
7
日循环次数
个
4
8
日进度
米
6.4
9
月进度
米
172
10
正规循环率
%
90
11
效率
米/工
0.3
12
炸药消耗
千克/米
10
13
雷管消耗
发/米
12
14
炮泥消耗
千克/米
12
15
水炮泥袋消耗
个/米
16
21
背板消耗
块/米
18
31
电煤钻消耗
部/100米
0.5
32
风水管消耗
米/米
1
33
放炮母线消耗
米/米
0.2
38
其它消耗
元/米
第六章生产系统
第一节通风系统
1通风系统管理
3120运输顺槽采用压入式通风方式，选用FBDN（2×5.5）低噪音局扇，风筒为直径500mm的胶质风筒，风机安设在距运输顺槽回风口不小于10m的地方，风机安设要方便行人及运输。
风筒要吊挂在巷道一角，吊挂必须平直，逢环必挂，接头要双反边。
漏风率小于规定。
风筒出口风量不得小于80m3/min，局扇距底板高度大于300mm。
风筒出口距工作面迎头小于5m。
2、掘进面配风量计算
2.1按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×K通=100×0.20×2=40m3/min
式中：
q掘——掘进面平均瓦斯绝对涌出量，m3/min
K通——掘进面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数
2.2按炸药计算
Q掘=25×A=25×5.4=135m3/min，
式中：
A——掘进面一次爆破最多装药量，5.4kg
2.3按人数计算
Q掘=4×N=4×20=80m3/min，
式中：
N——掘进面同时工作的最多人数。
2.4按迎头风速、温度计算局扇的需要风量：
Ｑ扇2=60×V掘×S掘max×P×K掘2,m3/min
式中：
p–局扇供风井巷风筒漏风系数，对于柔性按下式计算：
p=1/（1-nL）=1/（1-79×0.005）=1/0.605
n–风筒接头数；取n溜=46
L– 一个接头漏风率，反压边连接时，L=0.005。
V掘–局扇供风井巷巷道最低允许风速,m/s;煤巷和半煤岩巷V掘≥0.25m/s。
S掘max–局扇供风井巷的设计最大净断面积,3120运输顺槽取6.6m2；
K掘2–局扇供风井巷风量调节系数，在正常情况下，取1.0
Ｑ运=60×V掘×S掘max×P×K掘2＝60×0.25×6.6×1/0.605×1.0=152m3/min
由上述计算得掘进面最大配风量为152m3/min。
3、局扇选型
3.1Q扇=Q掘/（1－L%×η%）=152/（1－440%×3%）=175m3/min。
式中：
Q扇——局扇应吸风量，m3/min
Q掘——掘进面应配风量，m3/min
L——供风距离，最大440m
η——风筒百m漏风率，%
3.2按局部通风机实际吸风量计算：
Q=Q局IKf=152×1×1.2=183m3min
式中：
Q——掘进工作面实际需要风量m3/min
Q局——掘进工作面局部通风机的额定风量m3/min
I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台
Kf——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数
根据计算本工作面应选用FBDNO5.0/2×5.5局扇一台供风。
能满足掘进面供风量152m3/min。
4、按风速验算
Q最小=0.25×60×S=0.25×60×6.6=99m3/min；
Q最大=4×60×S=4×60×6.6=1584m3/min。
式中：
S——掘进面最大净断面，m2
Q最小＜152m3/min＜Q最大
经验算152m3/min符合风速要求
5、按掘进面温度和炸药量验算
掘进面炸药用量小于6kg；掘进面温度在16-220之间，152m3/min大于50m3/min符合风量要求。
6、按有害气体浓度验算
P瓦/Q掘≤1%
式中P瓦—瓦斯绝对涌出量，m3/min
Q掘—掘进工作面需要风量，m3/min
0.17/118=0.001＜1%
经验算掘进工作面配风118m3/min符合上述4种风量及风速要求，配风及局扇选型合理。
7、掘进面供风局扇配风量计算
7.1Q局=1.2×n×Q吸=1.2×1×152=183m3/min。
式中：
Q局——局扇配风量，m3/min
n——掘进面同时供风的局扇台数，
Q吸——局扇实际吸风量，（根据我矿实测取152m3/min）
7.2安装局扇巷道最低配风量计算
为防止局扇喝循环风在风机额定风量的基础上配备的风量为：
Q巷=Q＋60×V×S巷=152＋15×6.6=251m3/min
式中：
Q巷——安设局扇的巷道全负压配风量，m3/min
QE——实际吸风量，m3/min
S巷——局部风机安装处的巷道净断面积，6.6m2
V——局扇吸风口至工作面回风巷口风流最低风速，0.25m3/s
因此风机安装处全负压应供风量不低于251m3/min
8、通风系统
主进风大巷新风3120运输顺槽新风迎头乏风主回联络巷乏风主回风巷乏风风井（地面）
附：
通风系统示意图。
9瓦斯防治
9.1所有掘进工作面、硐室、使用中的机电设备的设置地点、有人作业的地点应纳入检查范围。
9.2、检查次数：
对有人工作的掘进工作面，瓦斯、二氧化碳的检查次数每班不得少于两次；对瓦斯、二氧化碳涌出异常的工作面、作业地点或峒室可根据具体情况由矿总工程师决定检查次数；对无人工作的工作面和硐室、使用中的机电设备的设置地点，瓦斯、二氧化碳的检查次数每班不得少于一次。
9.3、循环路线：
每月月初由总工程师负责制定所辖区域内各检查点的瓦斯、二氧化碳检查计划循环图表，并根据掘进队组的变化及时更改计划循环图表，瓦斯检查员必须按计划循环图表上规定的检查线路进行正规循环检查，不得逆着检查路线检查。
9.4、班中检查时间：
对有人工作的掘进工作面或作业地点，第一次检查在接班后的三小时内完成，第二次检查在本班到点前二小时前完成，对无人工作的工作面的检查，应在接班后的三小时内完成，同时要在瓦斯牌板上注明“无人工作”字样。
9.5、没有特殊情况瓦检员不得随意改变检查路线和提前或推后每次的检查时间。
9.6、掘进工作面瓦斯检查的主要地点：
掘进工作面分为①工作面风流（指巷道风筒出口到工作面一段风流）；②工作面回风流（指巷道以里到
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