高源煤矿1301运输顺槽施工作业规程Word下载.docx

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；

煤层平均厚度为2.0米；

煤层结构简单，为单一煤层。

灰分20.04%,属低中灰煤；

硫分1.35%,属中硫分煤。

发热量平均为27.39MJ/kg，属特高热值煤。

第三节煤层瓦斯含量、瓦斯等级，发火期、煤尘爆炸指数

3#煤层瓦斯含量为17.48m3/t。

3号煤层未作煤尘爆炸鉴定，在掘进过程中，须采取综合防尘措施，使井下巷道空气中的粉尘浓度降低到安全标准以下。

煤与瓦斯突出危险性未鉴定，在掘进过程中必须严格采取四位一体防突措施。

第四节地质构造

本巷道掘进过程中地质构造简单,预计无大断层及地质构造影响，掘进过程中预计局部地段受小断层影响，顶板破碎易风化掉顶，但无落差大于1.0米以上的断层影响。

第五节水文地质

本巷道掘进期间水文地质条件简单,无水患影响.

第六节煤层顶、底板特征

直接顶板：

灰色泥质粉砂岩，夹一至三层薄煤层（线）。

间接顶板：

深灰色细砂岩，具水平层层里及微波状层理。

直接底板：

煤层光亮-半亮型煤，常含一至三层粘土夹矸，多至五层夹矸，偶不含夹矸。

间接底板：

浅灰-灰绿色细砂岩，具水平层理及微波状层理。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置及施工顺序

1301运输顺槽在现一水平轨道石门内西帮开门，开门点坐标为X=2963418，Y=35533040，Z=+1553⊥，开门后按+5‰坡度、250°

方位角由东往西掘进980米。

第二节巷道断面及支护设计

一、巷道断面

1、皮带机头段（10米）：

S=13.7m2。

。

2、1301运输顺槽断面：

S=11.8m2。

附：

巷道施工及支护断面图

二、支护方式

（一）永久支护及支护材料

1、1301运输顺槽皮带机头段至总回顶部：

采用锚网喷联合支护成巷顶帮皆采用直径为20mm螺纹钢树脂锚杆配合钢筋网进行支护，顶板锚杆长度为2.2米，两帮锚杆长度为2米。

锚杆间排距为700mm×

700mm。

2、1301运输顺槽其它地段顶板采用直径为20mm、长2.2米的螺纹钢树脂锚杆配合钢筋网进行支护，锚杆间排距为700mm×

3、每根树脂锚杆使用树脂锚固剂１支，锚固剂型号为MSK23—60，锚固剂长度为600mm。

喷浆厚度为100mm，喷射混凝土强度不得低于C20，具体水灰比配比（体积）为1：

2.9。

4、树脂锚杆托盘由厚8mm，长×

宽为150mm×

150mm的正方形钢板制成。

锚网采用直径为6.5mm圆钢加工制作，网的规格为长×

宽=2000mm×

1000mm，网格为长×

宽=100mm×

100mm。

5、掘进过程中帮网距离迎头不得超过30米。

（二）按悬吊理论计算锚杆参数

1、锚杆长度计算：

L=KH+L1+L2

式中L——锚杆长度，m；

H——冒落拱高度，m；

K——安全系数，一般取K=2.5；

L1——锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m；

L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m。

其中：

H=B/2f=3.8/（2×

4）=0.48

式中B——巷道开拓宽度，取4m；

f——岩石坚固系数，砂岩取4。

则：

L=KH+L1+L2=2.5×

0.48+0.4+0.1=1.3m

施工中取2.2m。

2、锚杆间、排距计算，令锚杆间排距为a，则：

a={Q/（KHr）}1/2

式中a——锚杆间排距，m；

Q——锚杆设计锚固力，50KN/根；

r——被悬吊岩石的重力密度，取26KN/m3；

K——安全系数，一般取K=2.5。

a={50/（2.5×

0.48×

26）}1/2

=1.6。

通过计算施工中锚杆间排距取700mm×

700m，可以满足顶板支护要求。

放炮前永久支护到工作面距离不大于0.7米，放炮后永久支护到工作面距离不大于3.0米。

（三）临时支护：

1、采用前探梁作为临时支护。

前探梁采用11#工字钢加工制作，单根长4米，间距为0.7米，三根为一组。

安装时先将吊环拧在锚杆外露端，每根前探梁不少于三个吊环，由外向里推移。

吊环采用δ10的钢板、φ20的圆钢加工制作。

2、前探梁必须及时紧跟迎头，其最大空顶距离不得大于3.0米，前探梁上用木板接实顶板。

木板规格为2000mm×

200mm×

30mm。

第三节锚杆安装工艺

一、打锚杆眼

1、打眼前，首先严格按照中线检查巷道规格，不符合设计要求时必须先进行处理；

打眼前先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮、找掉活矸危石，确认安全后方可作业。

2、锚杆眼位要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15°

，锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻杆上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼，顶上锚杆眼深度为2.15m，帮上锚杆眼深度为1.95m。

打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。

3、打锚杆眼使用锚杆钻机（型号MQT—120）），钻头采用PCDφ28合金钢钻头。

二、安装锚杆

锚杆孔钻好后，用锚杆将树脂药卷轻轻送入眼底，再用锚杆钻机进行搅拌，搅拌20s±

5S凝固后取下钻机，10min后将托盘上好，螺母拧紧，要求托盘紧贴岩面，确保支护有效，避免顶板离层。

三、支护质量要求

1、锚杆要求与岩层层面垂直，锚杆与顶板或巷道轮廓线夹角在75°

—90°

之间。

2、锚杆外露长度为30mm～50mm。

3、网片要压茬连接并扭结完好，搭接长度不小于100mm。

4、施工单位每300根锚杆进行一组（一组三根）锚杆拉力试验，锚固力必须达到5t以上，拧紧力矩不小于100N·

m，不合格的必须重新补打,并将拉力实验结果现场做好记录,月底上报生产技术科。

5、每100m巷道安设一组顶板离层仪，并将顶板离层观测牌板悬挂在顶板离层仪附近，由施工单位每旬对离层仪进行观测，将结果填写在观测牌板上，并做好现场记录，月底将观测数据上报生产技术部，由技术部组织对巷道顶板离层情况进行分析。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、施工方法

1、掘进采用风钻配合煤电钻钻眼，全断面一次爆破成巷。

2、工艺流程：

安全检查→打眼→检查瓦斯→装药→撤人警戒→检查瓦斯→放炮→检查瓦斯（撤警戒后）→敲帮问顶→临时支护→出货→永久支护（打锚杆）。

第二节凿岩方式

本规程所施工巷道均采用爆破的方法破煤（岩）。

打眼机具：

采用三台ZYP-7655型风钻，其中两台工作，一台备用，六角方钢钎（2.5米），一字型合金钻头。

另配备两台电煤钻配合风钻进行钻眼，其中一台工作，一台备用，钻杆使用麻花钻杆。

支护采用两台锚杆钻机（型号MQT—120）配合两台帮锚杆机进行，其中两台工作，两台备用。

第三节爆破作业

掏槽方式采用楔式掏槽法。

一、爆破器材

1、爆破炸药选用三级煤矿许用乳化炸药，药卷规格为φ32mm×

200mm,重200g；

雷管选用1～5段毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不得超过130ms；

发爆器选用MFB-100电容式发爆器。

2、发爆器选型验算：

⑴、放炮阻值计算

R母线=p*t/s

R母线=（0.0184×

500×

2）/6，R母线=3.1（欧）

R总=N*r+R母线，R总=（47×

4）+3.1=191.1（欧）

式中：

N——使用雷管的最多个数。

r——每个雷管（康铜桥丝）的全电阻，一般为2—3欧。

R母线——放炮母线电阻。

p——放炮母线的电阻系数，铜丝为0.0184欧*m㎡/m

s——放炮母线断面积6mm2。

⑵、准爆电流的计算

根据规定，毫秒延期电雷管（康铜桥丝）直流准爆电流为2A，每个电雷管的电阻为4欧，为保证串联电雷管群准爆必须满足下列公式：

I=E/（Nr+r0）≥I0

E≧I0（Nr+r0），E≧2×

195=390（V）

则I=E/（Nr+r0），I=1800÷

191.1=9.42（A）

E——放炮电源电压，V。

I0——准爆电流，A。

I——通入电流值，A。

N——雷管总数，发。

R——每个雷管电阻，欧。

r0——放炮电源和放炮母线电阻，欧。

9.42A大于它的准爆电流2A

⑶、放炮器的选型

经过以上计算，放炮器的最小电源电压大于195V，故选用MFB—100型放炮器，其峰值电压为1800V，发爆能力为100发，允许最大电阻为300欧，能满足掘进工作面全部雷管群爆，符合要求。

二、装药结构

全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时要小心用竹制或木制炮棍送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用水套，以免受潮拒爆。

三、起爆方式

爆破网络采用大串联全断面一次起爆。

四、另附炮眼布置图、装药结构图及爆破说明书

临时支护平、剖面图。

安全检查→打眼→检查瓦斯→装药→撤人警戒→检查瓦斯→放炮→检查瓦斯（撤警戒后）→敲帮问顶→临时支护→出货→;

永久支护（打锚杆）。

五、施工质量技术要求

1、打眼前必须由验收员画好施工临时中线，并找出巷道轮廓标出炮眼位置，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。

2、严格按预留松动圈爆破进行施工。

根据巷道的岩性及时调整外圈周边眼与两帮的距离，炮后刷到设计断面，保证巷道成型。

3、施工必须按设计要求掘进巷道，严格按照中线施工。

4、中线至任何一帮的距离偏差必须在允许的-100mm≤X≤100mm之内。

第四节装载运输

一、装载工具

采用P60B型耙装机一部，SSD-650/55皮带输送机一部。

二、装运要求

1、耙装机必须必须完好，所有零部件必须齐全。

2、耙装机司机必须经专门培训取得合格证的人员担任。

3、输送机头、机尾和耙装机两侧及巷道两帮浮煤，每班要及时清理干净。

4、耙装时严禁撞坏风筒及管线。

5、耙装时，耙装机前方不得有人员，所有人员必须撤到耙装机后方。

第五节管线及风筒布置

在掘进巷道中所敷设的电缆、风水管路以及吊挂的风筒，均应按照施工断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐，电缆敷设北帮，风水管路等敷设在南帮，风筒吊挂在南帮。

1、电缆上严禁悬挂任何物件。

2、电缆垂度不超过50mm。

3、风、水管要接口严实，不得出现漏风、漏水现象。

风、水管距工作面20m范围内使用1寸胶管，20m外用4寸或2寸铁管，要随着工作面前进及时延长，以备工作面正常使用。

4、风筒应吊挂平直，距离巷道底板高度不低于1.8米。

第五章生产系统

第一节通风系统

一、需要的风量计算

1、风量计算

根据风量计算规定：

煤与瓦斯突出矿井风量计算只采用绝对瓦斯涌出量进行计算。

由于1301运输顺槽的绝对瓦斯涌出量参照5#煤层的瓦斯含量为依据，1301运输顺槽的绝对瓦斯涌出量预计为0.9m3/min。

按绝对瓦斯涌出量计算：

Q=100q绝k=100×

0.9×

2.1/0.8=236m3/min

Q——风量

q绝——绝对瓦斯涌出量

k——瓦斯涌出不均衡系数1.2—2.1，取2.1

0.8——回风瓦斯按0.8管理。

2、风速验算

v=Q÷

S=236÷

10.7÷

60=0.37m/s

v——风速

S——巷道净断面

根据验算，0.25m/s<

0.37<

4m/s，计算风量符合《规程》规定。

二、局部通风机选型

根据风量计算及各种功率局部通风机性能，选用2×

22KW的局部通风机。

其额定风量为300m3/min—600m3/min。

三、局部通风机安装地点及需要风量的要求

1、局部通风机安装地点：

副井轨道巷进风侧南帮。

2、需要风量的要求：

局扇安装地点风量核算

安装地点实测全负压风量：

1298m3/min

副井轨道巷安装一台2×

22KW局部通风机，其最大吸入风量为600m3/min

局部通风机安装地点富余风量为1350－600=750m3/min。

富余风量风速验算：

S净÷

60=750÷

12÷

60=1.04m3/s。

v>

0.25m3/s，局部通风机安装地点风量符合要求。

通过以上两方面核算，矿井需要风量及副井轨道巷全负压风量均满足掘进头需要风量要求。

四、风筒的选择：

选用抗阻燃、抗静电的胶质风筒，其直径为600mm。

五、风机和风筒的安装及使用要求

（一）风机的安装要求

1、风机必须安装在顶板完好的地方，且不得阻碍正常的通车及行人。

2、凡施工人员必须听从负责人的指挥，不得到处乱串，相互打闹。

3、风机安装前必须对风机及开关进行检查，确认完好后方可运下井。

4、风机安装前的基础必须找平、牢固，其部件及螺栓必须齐全，完好无损伤。

5、电工必须持证上岗，严格按接线工艺要求施工，电气设备严禁进水，严禁失爆，严格执行停送电制度。

电工必须清楚供电线路。

6、风机安装高度不得低于0.3米。

7、按设计必须安装“三专两闭锁”装置。

8、安装过程中，应全面检查风机，确认完好后方可进行试运转，先空试，再带负荷运转。

9、安装过程中，应作到稳拿稳放，严禁猛烈撞击。

10、试运转过程中，如遇紧急情况，应立即停机。

（二）风筒的安装要求

1、风袋与局扇连接处必须使用铁风筒作过度接，接触严密不漏风。

2、吊挂风袋前先拉直大线，在直巷段必须吊挂平直，逢环必挂，拐弯处必须使用弯头，严禁拐死弯。

3、风袋的吊挂高度尽量与巷道底板保持同一高度。

4、风袋的吊挂严禁使用铁丝进行吊挂。

5、风袋之间的连接处必须采用双反边连接。

6、需处理钻场、高顶处的瓦斯时，必须接风袖，严禁割破风筒处理瓦斯。

7、风筒出口距迎头的距离不大于5米。

8、风袋进行编号管理。

六、三专两闭锁

按《煤矿安全规程》规定，在该掘进工作面必须安装“三专两闭锁”装置，即对1301运输顺槽的局扇采用专用变压器、专用电缆、专用开关进行供电，风机停风后能自动切断该头所有动力电源、掘进工作面（T1）或回风巷瓦斯（T2）超限后能自动切断掘进工作面的一切非本质安全型电器设备电源。

七、双风机、双电源

为保证该掘进工作面局部通风的可靠性，在该掘进工作面开口前即安装双风机双电源装置。

即对该头的风机供电采用两趟电源供电，当一趟电源故障或停电时，使用另一趟电源进行供电；

在副井轨道巷进风侧南帮安设两台2×

22KW同等能力的局扇进行供风，当一台局扇停止运转时自动切换启动另一台局扇，风机出风口均安设风流自动切换装置。

从而防止掘进工作面瓦斯的积聚，减少或杜绝无计划排放瓦斯。

1301运输顺槽通风系统图

一、压风线路：

地面压风机房（4寸铁管）→副井轨道巷（4寸铁管）→轨道下山（4寸铁管）→一水平车场（4寸铁管）→1301运输顺槽（2寸铁管、1寸胶管）→工作面。

二、压风自救系统的安设

副井轨道巷放炮地点安设一组，距离迎头25—40米安设一组，工作面内每隔50米安设一组。

21044运输顺槽压风自救系统示意图

第三节安全监控系统

一、安全监控装置布置

1、1301运输顺槽掘进工作面必须配备两台瓦斯传感器。

2、瓦斯传感器安装位置及断电范围：

T1（型号46A01）—1301运输顺槽掘进工作面风流瓦斯传感器，安装在距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，距工作面迎头不大于5m的地点。

放炮时由瓦检员撤回，炮后由瓦检员恢复。

瓦斯传感器报警浓度≥0.8﹪，瓦斯传感器断电浓度≥1.0﹪，复电浓度﹤0.8﹪。

断电范围：

1301运输顺槽、轨道下山内全部非本质安全型电器设备电源。

T2（型号46A02）—掘进工作面回风流瓦斯传感器，安装在1301运输顺槽开口点往里10—15米处，距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm的位置。

瓦斯传感器报警浓度≥0.8﹪，断电浓度≥0.8﹪，复电浓度﹤0.8﹪。

3、1301运输顺槽局部通风机设置开停传感器两台（型号46D03及46D04），被控设备开关的负荷侧设置馈电传感器（型号16D05）。

在备扇处设置开停传感器一台46D06。

4、安全监控的安装、使用、维护严格按《煤矿安全规程》规定执行。

二、便携式甲烷报警仪的配备和使用

矿长、副矿长、工程师、爆破工、班组长、流动电钳工等下井时都必须携带便携式甲烷报警仪对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。

第四节供电系统

一、供电系统

1、动力电源：

21采区水泵房变电所移变（5018#）→213车场（KBZ—200F）闭锁开关→21044运输顺槽动力馈电设备（650皮带、30Kw耙装机等）。

2、主扇电源：

21采区水泵房变电所移变（5013#）→21采区水泵房（KBZ—200F）（2106#）馈电开关→213车场QBZ—120F（7111）风机转换开关→213车场21044运输顺槽主扇风机专用转换开关QBZ—120（7048）。

3、备扇电源：

21采区水泵房变电所移变（5106#）→21采区水泵房（KBZ—200Z）馈电开关→213车场QBZ—120F（7111）风机转换开关→213车场21044运输顺槽主扇风机专用转换开关QBZ—120（7042）。

1301运输顺槽供电系统方案图

第五节供、排水系统

1、供水系统：

21地面500m3水池（加压泵4寸铁管）→副井轨道巷（4寸铁管）→轨道下山（4寸铁管）→1301运输顺槽（2寸铁管、1寸胶管）→工作面。

2、排水路线：

迎头工作面→1301运输顺槽（2寸排水管）→轨道下山→副井轨道巷（水沟）→地面（污水处理站）。

第六节运输系统

运输

先期采用耙装机出煤，矿车运输。

后期采用耙装机及皮带运输。

矸石运输路线为：

工作面迎头（耙装机）→1301运输顺槽→轨道下山→副井轨道巷→地面。

二、材料运输：

工作面所需材料、设备运输路线：

1、由地面经副井轨道巷→由轨道下山→一水平车场到→1301运输顺槽开口点→迎头工作面。

2、材料、设备使用花车、圆宝车（1.0吨）、平板车等装载。

第九节通讯系统、照明

一、照明

采用矿灯照明

二、通讯

第七章安全技术组织措施

第一节一通三防管理

一、通风瓦斯管理

1、局部通风机必须由专人负责管理，保证正常运行，其他人员不得随意停开。

2、使用局部通风，无论工作或交接班，都不准停风。

因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员、切断电源进行处理，恢复通风前检查瓦斯浓度，检