9#层一采区运输巷作业规程Word文件下载.docx

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用于9#层一采区原煤及材料运输

三、设计施工长度、服务年限及开工时间

9#层一采区运输巷掘进长度为830米

服务年限：

至9107、9105、9103工作面回采结束；

开工时间：

2012年10月8日

4、巷道平面布置

开口15米做机电硐室，硐室宽度为5.5米；

剩余段宽度为4.5米。

见附图：

巷道布置示意图

第二节依据

一、经过审批的设计及批准时间

本面所掘巷道施工依据是《9#层一采区运输巷设计图》，批准日期为2012年9月。

二、地质说明书

本面所掘巷道地质资料的依据是《9#层一采区运输巷掘进地质说明书》，批准时间为2012年9月。

三、矿压观测资料

1、根据有关资料中矿压观测，9#煤层顶板为泥岩，局部为炭质泥岩，矿压显现较明显，预计在本工作面巷道掘进过程中矿压显现情况较明显。

2、地质构造带围岩应力集中。

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

地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。

表1井上下对照关系情况表

水平名称

720水平

采区名称

9#层

地面标高（m）

井下标高（m）

地面的相对位置建筑物

东部为本矿工业广场，西、北部为丘陵地带，南部为本矿坑口洗煤厂。

掘进对地面设施的影响

掘进对地面设施无影响。

井下四邻采掘情况

9#层一采区运输巷，东、北部为实体煤；

第二节煤（岩）层赋存特征

煤（岩）层赋存特征见表2、表3。

表2煤层赋存特征表

项目

指标

备注

煤层厚度（最小～最大/平均）/m

3.05～4.25/3.38

煤层倾角（最小～最大/平均）/（°

）

2～8.5/4.3

煤层硬度ƒ

2-3

煤层发育（发育程度）

不发育

煤层节理（发育程度）

绝对瓦斯量（m3/min）

0.46

山西省煤炭工业局综合测试中心2011年鉴定

煤层爆炸性

有爆炸性

表3煤层顶底板情况表

顶底板名称

岩石名称

层厚/m

岩性特征

9号煤顶板

泥岩

3.90

黑色，块状构造，含炭质植物茎化石、夹粉砂、薄层

中粒砂岩

2.92

粗粒砂岩

0.43

6.25

9号煤底板

粘土岩

1.11

8.52

黑色块状构造，含炭质，植物茎化石，夹粉砂岩薄层。

第三节地质构造

本工作面地质构造简单，推测无明显断层。

第四节水文地质

本面上覆有8#煤层807采空区，在施工过程中必须进行探放水，发现异常及时向有关部门汇报。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、巷道布置及掘进

9#层一采区运输巷布置在9#煤层的北部，按生技科给定施工中线掘进。

二、巷道规格尺寸

9#层一采区运输巷设计为矩形断面，巷道规格及支护形式见表4。

按比例绘制的巷道预想剖面图见地质说明书

表4巷道设计断面尺寸及合计长度

序

号

井巷名称

煤岩

性质

断面

形状

支护

形式

巷道规格（m）

设计

长度

高

宽

9#层一采区运输巷

煤

矩形

锚杆

3.38

4.5

15.21

830

说明：

具体巷道规格和支护形式见图。

第二节矿压观测

一、观察对象

二、观测内容：

1、每隔50米安装顶板离层观测仪，并设置管理牌板，定期观测

2、验收人员每班对锚杆、锚索进行试拉和预紧力的检测，使锚杆、锚索的锚固力及预紧力不小于设计值，确保巷道的支护质量。

第三节支护设计

一、巷道围岩变形趋势

巷道在开掘以后，巷道围岩将发生如图所示趋向的应力场。

巷道支护的目的就是有效地控制巷道围岩的变形，以达到安全生产的目的。

二、锚杆支护

用解析法确定单体锚杆的支护参数

①锚杆长度L的确定：

L=l1+l2+l3

式中：

l1—锚杆外露长度，考虑钢筋梁支护，l1取65㎜，确定l1取值为65㎜；

l2—l2≥有范围易调查确定的易碎直接顶厚度，9#煤层顶板围岩属于Ⅲ、Ⅳ类中等稳定或不稳定围岩，l2取值范围为500～2000㎜。

l3—深入稳定岩层长度，按锚固粘结力（πdτcl3）等于杆体屈服或拉断承载力（

）而得的公式估算：

l3=

=

=495㎜

d—锚杆直径，18㎜（事先假定使用φ18锚杆）；

σ2—杆体材料的设计抗拉强度，φ18螺纹钢锚杆设计抗拉强度为550MPa。

τc—锚杆与树脂的粘结强度，螺纹钢取5.0MPa。

所以锚杆长度确定为L=l1+l2+l3=65+（500～1700）+495=960～2260㎜取中间值确定锚杆长度2300㎜。

②锚杆直径d的核定

按锚杆杆体承载力与锚固力等强度原则确定锚杆直径d

锚杆锚固力Q等于锚杆杆体承载力P，P=

，由P=Q得：

Q—按通常锚固力拉拔试验数据取7t=68600N；

σt—锚杆杆体材料的设计抗拉强度，按普通低碳钢抗拉强度取值420MPa。

所以锚杆直径选择为18㎜大于14.4㎜可满足支护需要。

③锚杆间、排距

根据每根锚杆悬吊载荷大小确定锚杆间（a）、排距（b），即锚杆悬吊岩石载荷（G=abL2γ）大于或者等于锚杆的锚固力（Q）。

考虑安全系数K的情况下

Q≥Kl2ab·

γ

则：

ab≤

a、b—锚杆间、排距，ｍ；

Q—锚固力，吨。

（根据经验拉拨验试7～10吨，取7吨）

γ—9#煤层顶板泥岩平均容重，吨/ｍ3，查表取2.5

K—安全系数，一般取K=1.3～1.8；

考虑到泥岩较不稳定，K=1.3

l2—巷道顶板岩体潜在破碎带高度，取0.4～1.5ｍ

则：

ab≤

ab≤2.69≈2.0×

1.3ｍ

从计算结果可知，9#煤层顶板为稳定性较差的泥岩类顶板，采用φ18×

2300mm左旋螺纹钢锚杆，间距为1050mm，排距为1000mm，配合8#铁丝网、梯子梁及锚索，树脂药卷加长锚固，每根锚杆用Z2360药卷2支支护9#煤层顶板，可满足支护需要并提高支护安全系数，能够达到预期支护目的。

三、锚索支护

9#煤层顶板为稳定较差的泥岩顶板，顶板破碎、悬顶面积较大，除采用φ18×

2300左旋螺纹钢锚杆外，还必须采用锚索支护。

锚索型号选用φφ17.8×

6000㎜，树脂药卷加长锚固，每根锚索用Z2360药卷3支，配合400×

400mm方型铁托板，外加150×

150mm的方型鼓托板与相应锁具（顶锚索外露长度在150-350mm之间）,顶锚索采用五花形式布置。

四、顶板支护材料及支护参数

9#层一采区运输巷：

巷道规格为：

4500×

3380㎜，顶锚杆布置5排，间距为1050mm，排距为1000mm；

顶板支护材料选用：

锚杆为φ18×

2300mm螺纹钢锚杆，150×

150×

8mm方型鼓托板；

锚索型号选用φ17.8×

6000㎜，配合400×

150mm的方型鼓托板与相应锁具（顶锚索外露长度在150-350mm之间）；

梯子梁采用材质A3圆钢，直径为ф16mm,梯子梁长度为4300mm；

锚网选用由8＃铁丝编制而成，网孔为68mm×

68mm，网与网必须搭接200mm，托板压紧。

五、护帮支护

巷道两帮支护参数

上帮支护采用螺纹钢锚杆，直径ф18mm，长度1800mm，间距为1000mm，排距为1000mm，配与150×

8mm方型鼓托板。

树脂药卷加长锚固，每根锚杆用Z2360药卷2支。

下帮支护采用螺纹钢锚杆，直径ф18mm，长度1800mm，每排布置4根锚杆，间距为800mm，排距为800mm，配与150×

树脂药卷加长锚，每根锚杆用Z2360药卷2支。

配与2.6m梯子梁进行支护并且铺网，网规格长×

宽=2400mm×

1200mm，由8＃铁丝编制而成，网孔为68mm×

68mm，帮网与顶网搭接（顶、帮均挂同等规格铁丝网）。

配合支护规格型号选用φ15.24×

4000的锚索，排距为2000mm、间距为2000㎜，菱形布置，配合400×

8mm的方型鼓托板与相应锁具进行支护（帮锚索外露长度在100-150mm之间）。

六、机电硐室支护

机电硐室支护：

顶梯子梁采用材质A3圆钢，直径为ф16mm,长度为5300mm；

梯子梁与梯子梁之间打3排锚索，锚索排距为1000mm，间距为2000mm，边锚索距帮750mm；

其余支护材料、支护方式均按正常要求执行。

七、锚固力要求：

顶锚杆：

锚固力不小于70kN；

拧紧力矩不小于100N·

m。

帮锚杆:

锚固力不小于50kN；

拧紧力矩不小于60N·

锚索:

预紧力不小于70kN；

承载能力不小于200kN。

八、巷道空顶距要求

通过支护设计确定掘进机切割巷道时的最大空顶距为2.0m，即锚杆支护距工作面的最大距离为2.0m；

若遇顶板破碎段时，适当缩小空顶距。

第四节支护工艺

一、支护工艺及要求

（一）、临时支护

采用4m的12#、14#槽钢配合方型吊环制成的滑移式前探梁作临时支护，每根使用两个方型吊环将前探梁固定在靠工作面的两根锚杆上，每排必须使用一根前探梁，实现工作面无空顶作业，方型吊环用φ20mm的圆钢制成，每根用两个吊环固定，用木料接实顶，至迎头的端面距不大于300mm。

上吊环的锚杆必须留有40-50mm的丝扣。

方型吊环用螺帽固定在永久支护锚杆上，螺帽必须拧紧拧满。

（二）、永久支护

1、锚杆支护工艺

（1）、当巷道空顶距离达到2.0m→退后机组→敲帮问顶→用长柄工具处理危岩、活矸→临时支护→打顶锚杆→紧固螺母→护帮支护。

（2）、永久支护距工作面最大距离

巷道在施工时，永久支护距工作面最大距离为2.0ｍ；

如果空顶距刚好为一个永久支护间距时，则缩小支护间距100～200㎜，补支一排永久支护，支护后的锚杆距工作面最大距离不大于一个永久支护间距。

（3）、护帮支护必须在顶板支护完毕后紧跟工作面。

2、钻眼方法及要求

（1）、顶板支护采用MQT-120型风动气腿式锚杆钻机钻孔，钻头使用φ28mm的羊角钻头，顶锚杆孔深为2250mm，帮网支护使用手持ZQS—50/2.0型风动钻机。

（2）、打眼前检查钻孔周围的顶板情况，及时将顶板零皮、煤壁片帮撬下。

（3）、检查供水、供气系统及钻机情况，钻眼前所有的控制开关应处于关闭位置，连接前必须将管路内的杂物吹干净，接头与钻机连接要牢固可靠。

（4）、钻眼时，要求两人同时操作，一人扶钻安眼，一人开钻。

开钻时，先开水、再开风，最后开钻。

停钻时，先停钻，再停风，最后停水，严禁干打眼。

（5）、安眼时要缓慢升气腿，先将钻杆接顶定好开孔位置后，然后缓慢钻进5～10cm后，再全速开钻，钻眼时推力要均匀，不得顶弯钻杆。

（6）、钻孔深度、角度必须符合设计要求。

（7）、遇裂隙时，钻孔应尽量与岩层层面垂直布置。

（8）、为了防止卡钻和断钎伤人，钻眼作业时，操作人员要站在合适的位置把持摇臂手把，周围5m以内不得有其他人员作业。

（9）、钻眼时不能用手摸旋转的钻杆，不得在钻机下垫木料、托板，操作者的衣服、袖口要扎紧，严禁戴手套扶钎杆。

钻眼完毕气腿收缩时，手不要握在气腿上。

（10）、接换钻杆时，必须停机、不得挪动钻机，以保持钻机与钻孔同心。

（11）、钻孔完毕，用静压水将钻孔冲洗干净。

3、安装锚杆要求：

（1）、锚杆排间距误差不超过±

100mm。

（2）、锚杆外露长度控制在30～50mm内。

（3）、顶锚杆每孔使用Z2360树脂锚固剂2支。

安装锚杆时，用锚杆杆体将树脂药送至孔底，开始边搅拌边匀速推进到孔底，搅拌时间为20±

5s，凝固后取下钻机或锚头，3min用扳手将拧紧螺母。

（4）、安装顶锚杆使用MQT-120型气腿式风动锚杆钻机配套搅拌器，安装帮锚杆使用MQS—0.9型手持式风动钻机配套搅拌器。

（5）、打顶锚杆时必须由外向里逐排进行，打一个眼完毕后，及时安装一根锚杆。

（6）、巷道超挖或片帮超过500㎜时，必须在其顶板上补打一根锚杆支护（托板使用150×

8mm钢鼓托板）。

（7）、锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。

（8）、注帮锚杆前，必须将眼内煤岩粉吹干净。

（9）、钢筋梁（托板）必须垂直巷道中线布置，每排锚杆布置成一条直线，不接顶的地方必须用木楔背紧。

4、挂护帮网要求：

（1）、第一排锚杆距顶板不大于200mm，排间距误差不超过±

金属网的上端与顶网链接。

（2）、帮网短边方向平行巷道铺设，续网用本身网丝相互串连成一个整体。

连接时金属网两边和中间都要连接牢固，要相互对齐，不能有明显的错差和裂缝。

（3）、帮锚杆间排距严格按护帮支护进行布置。

5、安装锚索要求:

（1）、安装锚索每孔使用三根药卷（快速药在上，中速药在下），药卷搅拌时间为20～25s，15min后开始上锚索板张拉钢绞线。

（2）、钢绞线搅注时，先将树脂药用钢绞线顶到孔底，然后用专用连接套将MQT-120型气动式锚杆钻机和钢绞线连接好，开始搅拌转速不要太快，以防甩开伤人。

（3）、帮、顶锚索外露长度分别控制为150mm、350mm，预紧力表值显示必须达到70～100kN。

（4）、采用锚索张拉机进行预紧，张拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线，千斤顶下方45°

范围内所有人员必须撤离到距施工锚索3ｍ以外的地方，严禁站在张拉千斤下方作业。

（5）、如巷道较高需蹬高作业时，作业人员使用的站立工具必须稳设牢固。

三、锚杆巷道支护参数表

锚杆巷道支护参数见表5

表5锚杆巷道支护参数表

质量标准

部位

巷道规格及名称

巷道净宽/mm

巷道中线左、右-50～+200合格0～+150优良

上

4500

中

下

巷道净高/mm

-50～+250合格0～+200优良

全高

3380

锚固力/kN

70

排、间距/mm

±

100

顶锚杆排距

1050

顶锚杆间距

1000

帮锚杆排距

800

帮锚杆间距

角度/（°

≥75

顶、帮锚杆

外露长度/mm

≤50

四、备用材料及存放要求

工作面日常备用物料如：

锚杆、锚索线、皮带架、拉条、托辊、风水管等必须上架管理，并码放整齐。

第四章施工工艺

第一节施工方法

本面所掘的9#层一采区运输巷，掘进机械为EBZ-160型悬臂式掘进机，运输机械为SJ-800胶带输顺机，巷道施工时，沿煤层顶底板掘进。

第二节巷道的施工方式

一、综掘施工方式

1、9#层一采区运输巷采用EBZ-160型悬臂式掘进机沿9#煤层顶底板切割并自行装煤，巷道底板要切割平缓，严禁出现高低不平现象。

2、生产工艺流程：

“三位一体”安全检查→开机前准备→掘进机割、装、运→运料、清浮煤→临时支护→锚杆支护→帮网支护→下一个循环。

3、检修工艺流程：

检修前安全检查、准备→检修掘进机各部位、加油、更换截齿→检修各部输送机→校正中线、检查、处理不合格巷道→延伸皮带及其他工作→正常掘进。

4、掘进机切割工艺：

掘进机采用水平切割方法，将切割头逆时针旋转巷道左下角，开始缓慢进刀钻入800mm后，将铲板放下紧贴底板做为前支承点，将机组稳定器（即后支承）放下做为后支承点，按切割顺序图进行切割，要求顶板水平切割，两帮垂直切割，一次性割成设计要求的矩形断面。

见掘进机切割顺序图

二、掘进运输方式

9#层一采区运输巷采用EBZ-160型悬臂式掘进机切割并自行装煤，由SJ-800胶带输顺机运煤，经9#西胶带运输大巷，转至胶带运输大巷，落入主立井煤仓，提升到地面。

第三节装载与运输

一、装载与运输方式

1、装煤、运煤：

巷道施工时，由掘进机转载部自行装煤，通过掘进机小溜、桥式转载机转载，胶带输送机运煤。

2、材料及设备运输：

材料及设备装车后由副立井下至井底车场，由9#轨道运输大巷→9#西轨道运输下山→9#层一采区运输巷工作面。

3、人员行走路线；

人员乘坐副立井罐笼至井底→9#层井底车场→9#胶带运输大巷→9#西轨道运输下山→9#层一采区运输巷工作面。

二、运输设备的铺设及安全设施

1、皮带输送机铺设

（1）皮带输送机的稳装必须平直、构件齐全，输送带松紧适宜，

（2）机头、机尾距巷帮位置不小于700mm。

2、安全设施及要求

（1）机头必须安装防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触的防护栏，机尾必须有护罩。

（2）皮带输送机的综合保护灵敏可靠、齐全有效。

（3）皮带输送机机头必须用地锚固定，机尾必须用丝杠戗好。

（4）巷道内行人跨越皮带处必须设置过桥，每300m设置一道行人过桥，皮带大架后及机组跑道处必须设置一组行人过桥。

第四节巷道施工要求及管线布置

一、巷道施工要求

巷道施工必须沿9#煤层底板掘进，巷道中线至任何一帮的距离分别与设计中线的误差在允许的-50mm～+100mm之间。

二、各类管线设施的布置及要求

1、风筒、风管、水管、电缆按巷道断面图布置。

2、风管、水管必须吊挂在专用锚杆上，压风管、静压水管挂在排水管的上方，相互之间距0.2m，距工作面不超过30m。

3、管路必须按质量标准化要求吊挂。

4、电缆必须采用电缆钩吊挂，且每隔1m吊挂一次并符合《煤矿安全规程》要求。

第五节设备及工具配备

配备下列设备及工具

表6设备及工具配备表

机械名称

型号

功率

数量

工具名称

单位

掘进机

EBZ-160

60KW

1

铁锹

把

6

转载机

DZQ80/30/11

大锤

2

胶带输送机

SJ-800

2×

40KW

吊链

套

局部通风机

FBD-Z-NO7.1

30KW×

专用工具

风动锚杆钻机

MQT－120

铁镐

水泵

潜水泵

18.5KW

4

张拉千斤

台

信号综保

BZZ-4KVA

扳手

手持风动钻机

MQS—1.9

风动紧锚索机

开关

QBZ-80

信号线

m

探水钻机型号

ZLJ-350

5.5KW

2台

电话

激光指向仪

平板车

辆

第五章生产系统

第一节通风

一、通风方式与供风距离

施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设在西胶带运输下山，距巷道回风口不得小于10ｍ的新鲜风流中，最长供风距离830m。

二、掘进工作面风量计算

9#层一采区运输巷掘进工作面实际所需风量的计算：

1、按瓦斯涌出量计算

Qhf=100×

Qhg×

Khg=100×

0.3×

1.6=48m3/min

Qhg——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.3m3/min

Khg——掘进工作瓦斯涌出不均匀的备用风量系数取1.6

2、按二氧化碳涌出量计算

Qhf=67×

qbc×

Khc=67×

0.12×

1.6=12.864m3/min

qbc——掘进工作面回风流中绝对二氧化碳涌出量，0.12m3/min

Khc——掘进工作面二氧化碳涌出量不均匀的备用风量系数取1.6

3、按局部通风机实际吸风量计算

设计选用FB№7.1/30x2型局部通风机，该风机风量范围为410～640m3/min；

Qhf=Qaf×

I+60×

0.25Shd=600×

1+60×

0.25×

14.91=824m3/min

Qaf—局部通风机额定吸风量，取600m3/min

I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数1台

Shd—局部通风机安装地点及回风口间的巷道最小断面积14.91㎡

4、按工作人员数量验算

Qaf≥4·

Nhf=4×

18=72m3/min

Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数18人

取上述风量计算最大值，掘进工作面需风量为Qhf=824m3/min

5、按风速进行验算

1.验算最小风量

Qaf≥60×

0.25Shf=60×

18.59=278.85m3/min

Shf=掘进工作面巷道的最大净断面积18.59㎡

2.验算最大风量

Qaf≤60×

4.0×

Shf=60×

4×

14.91=3098.4m3/min

Shd=掘进工作面巷道的最小净断面积14.91㎡

根据《煤矿安全规程》规定，煤巷及平煤岩巷掘进工作面风量应满足60×

Shd≤Qhf≤60×

Shf

278.85≤824≤3098.4

经验算，掘进工作面满足风速要求。

矿井掘进工作面风量为：

Qhf=824m3/min

三、局部通风机安装地点和通风系统

1、局部通风机安装地点：

掘进9#层一采区运输巷时，局部通风机安设在距回风口不小于10m的进风风流中。

巷道的风速不得低于0.25ｍ/s。

2、通风系统：

新鲜风:

地面→主立井→9#胶带运输大巷→9#西胶带运输大巷→9#层一采区运输巷。

污风:

9#层一采区运输巷掘进工作面→绕道→9#西回风下山→回风暗立井→8#总回风→回风立井→地面。