11轨皮一号联巷掘进作业规程Word文档下载推荐.docx
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38396330.049Z:
+167.000）巷道布置在二1煤层内，沿二1煤层底板掘进。
二、巷道用途
巷道贯通进行扩修后做紧急避难硐室用。
三、巷道性质
11采区轨皮一号联巷为开拓巷道。
四、巷道设计长度、工程量、坡度
11采区轨皮一号联巷设计长度为33.5m，坡度为3‰。
五、服务年限、开（竣）工时间
1.服务年限：
至11采区回采结束。
2.开工时间：
2013年1月15日。
3.竣工时间：
2013年2月5日。
六、巷道平面布置
附图1：
11采区轨皮一号联巷平面布置图。
第二节编制依据
一、经过审批的设计及批准时间
经过审批的设计是：
《11采区轨皮一号联巷平、断面图》，批准时间为2012年12月10日。
二、地质说明书
11采区轨皮一号联巷地质资料的依据是《11采区轨皮一号联巷掘进地质说明书》。
三、其他依据
1.《煤矿安全规程》（2011年版）及国家有关安全生产法律、法规；
2.《河南省国有煤矿生产矿井安全质量标准化标准及考核评级办法》（2007年版）；
3.《煤矿技术操作规程》；
4.河南煤化集团、永煤公司、永龙公司及新兴煤矿有关制度、规定；
5.《11采区轨皮一号联巷开工联系通知书》。
第二章地面相对位置及地质情况
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井上下对照关系及邻近采区开采情况表
煤层名称
二1煤层
水平名称
+186
采区名称
11采区
巷道名称
轨皮一号联巷
地面标高（m）
+435.5
巷道标高（m）
+166.610
地面的相对位置及其它
该巷道地表为已搬迁村庄和农田。
井下相对位置对掘进巷道
影响
该巷道处于11采区轨道下山、11采区皮带下山之间的保护煤柱内，掘进范围内无采空区、老巷及地质构造。
第二节煤（岩）层赋存特征
煤（岩）层赋存特征见表2、表3。
表2煤层特征表
指标
参数
备注
煤层厚度（最大～最小/平均）m
1.5～3.5/2.5
煤层倾角（最大～最小/平均）°
28～36/32
煤层硬度系数f
0.2~1
煤层层理（发育程度）
不发育
煤层节理（发育程度）
自燃发火等级
Ⅲ类不易自燃
绝对瓦斯涌出量m3/min
0.3
煤尘爆炸指数
17.19%
地温℃
17～19
冲击地压
无
表3煤层顶、底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
基本顶
中粒砂岩
28
暗灰色，中粒长石英石砂岩硅质与泥质胶结，层面含炭质及云母片。
直接顶
细粒砂岩
5.98
暗灰色，细粒长石英石砂岩，硅质与泥质胶结，层面含炭质及云母片，上部覆盖有铝土质泥岩。
直接底
砂质泥岩
2.5
深灰色，含土质，底部为泥岩。
附图2：
地质综合柱状图。
第三节地质构造
矿区位于登封煤田郭沟～新新勘察区浅部二1煤层,属嵩箕构造区。
构造复杂程度确定为中等构造。
区内地层为单斜构造，地层倾向15°
，倾角28～36°
。
根据11采区皮带下山、11采区轨道下山揭露情况，该地区无地质构造。
第四节水文地质
1.水平大巷掘进过程中,局部顶板有滴水现象，涌水量约为0～1m³
／ｈ；
煤层顶板直接充水含水层为顶板砂岩含水层，当直接顶冒落后有滴水、淋水现象。
2.C3t上段L7～L9石灰岩组成的含水层组，其中L7较发育，层位稳定，厚7m左右。
岩溶裂隙发育，具有不均一性。
该层至二1煤层距离一般厚10m左右，属含水性弱～中等的岩溶裂隙承压含水层。
根据以上情况，预计该掘进工作面涌水量为1m³
／ｈ。
掘进时应及时挖掘水沟，以免影响生产。
第五节瓦斯涌出情况
本矿井为低瓦斯矿井，根据2011年瓦斯等级鉴定报告，二1煤层瓦斯相对涌出量为0.42m3/t，绝对涌出量为4.06m3/min。
二1煤层煤尘爆炸指数为17.19%，有爆炸危险性，煤层属Ⅲ类不易自燃煤层，预计本工作面瓦斯绝对涌出量为0.3m³
/min，为瓦斯工作面。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
11采区轨皮一号联巷位于11采区+166.610m水平，巷道沿二1煤层走向布置，掘进巷道断面为梯形，开口位置在11皮带下山P上3点处，沿287°
35′23″方位角施工，开口处底板标高为+166.610m。
第二节支护设计
一、巷道断面
11采区轨皮一号联巷断面形状为梯形（附图3）。
二、巷道规格及支护：
1.11采区轨皮一号联巷采用矿工钢对棚支护，支架为梯形。
巷道设计净宽（上宽）2.0m，下宽3.2m，净高2.1m，柱窝深200mm，内扎角为75°
，净断面5.46m2；
掘进宽度（上宽）2.3m，下宽3.6m，掘进高度2.3m，掘进断面积6.8m2；
棚距：
600mm。
2.背帮背顶：
采用塑编网（6000mm×
800mm）及背木（小头直径不小于50mm，长700mm）背帮背顶。
顶帮有空洞时，可用荆笆或编织袋装煤填实背严。
背木间距：
顶部为200mm，两帮为300mm。
三、临时支护
临时支护：
采用2根前探梁，前探梁由π型钢梁加工制成，配合固定器作为临时支护，前探梁长2.4m（前探梁支护见附图4），最大控顶距离1m。
1.安装前探梁前，要对前探梁及固定器进行检查，发现有裂缝、焊缝断开现象不得使用。
2.安装固定器：
两人配合举起固定器，将两侧的挂钩挂在顶梁上，旋转拉紧螺丝，使固定器固定牢固。
3.固定前探梁：
固定好两个固定器，两人配合抬起前探梁，将前探梁窜入固定器（前探梁支护距离不得大于1m），一人扶好，一人旋转顶紧螺丝，使前探梁固定牢固。
前探梁固定后，安装矿工钢棚顶梁，并按规程要求背顶。
4.移动前探梁：
一人扶好前探梁，一人旋转顶紧螺丝，使前探梁松动，两人配合移动前探梁；
移动至需要位置，一人扶好，一人旋转顶紧螺丝，使前探梁固定牢固。
5.拆卸前探梁：
一人扶好前探梁，一人旋转顶紧螺丝，使前探梁松动，两人配合抽掉前探梁，并放置在巷道一侧。
6.拆卸固定器：
两人配合举起固定器，旋转拉紧螺丝，使固定器松动，去掉固定器，并放置在巷道一侧。
四、工程质量标准与要求
1.巷道净宽：
中线至一帮误差为0～＋50mm；
净高：
误差0～＋100mm。
2.塑编网搭接宽度不小于100mm，并用塑编网带联结牢固，逢孔必联，每二孔连一个死结，连结间距为100mm，严禁串连。
3.背木小头直径不小于50mm，并穿过柱梁中心；
背木要垂直于支架布置，且不得松动（松帮卸压不受此限）。
4.柱窝深度为200mm。
5.柱梁接口：
严密合缝。
柱腿要站在硬底上，严禁站在浮煤（矸）上；
遇到煤岩突然变化或底板松软时，支柱要穿鞋。
6.支架两端扭距不大于80mm，两端高低差不大于50mm。
7.支架不得前倾后仰、扭斜迈步（1m垂线误差不大于17mm）。
8.巷道干净整洁卫生，无杂物，无浮煤（矸），无积水；
管线吊挂整齐。
9.架棚时顶梁与柱腿之间的接触面必须垫肩口垫（旧皮带制作）。
第三节支护工艺
一、支护材料
1.11#矿工钢支架（梁，腿）
2.矿工钢、塑编网，荆笆，背木，圆木（处理冒顶时用）
3.支护材料规格：
支护材料规格表
序号
材料名称
规格
单位
数量/m
1
矿工钢棚
2300mm×
2400mm
架
4
2
塑编网
6000mm×
800mm
张
3
荆笆
400mm×
700mm
块
18
背木
Φ50mm×
根
24
4.巷道特征
巷道特征表
巷道
名称
煤岩
类别
断面
形状
掘进断面（m2）
净断面
（m2）
坡度
棚距
（mm）
11采区轨皮一号联巷
煤
梯形
6.8
5.46
3‰
600
5.备用支护材料
备用支护材料表
数量
10
70
200
5
圆木
Φ160mm×
二、架棚支护
（一）安全规定
1.施工中不得使用下列支护材料及支架：
（1）不符合作业规程规定的支护材料。
（2）腐朽、劈裂、折断、弯曲的坑木。
（3）严重锈蚀或变形、焊接的金属支架。
2.施工时，必须按照作业规程规定采用前探梁支护，严禁空顶作业。
其支护材料、结构形式、质量要符合作业规程规定。
3.支护过程中，必须对工作地点的电缆、风筒、风管、水管及机电设备妥善加以保护，不得损坏。
4.严禁将棚腿架设在浮矸浮煤上。
5.放炮崩倒崩坏的支架要及时修复或更换。
修复支架前，应先清除危煤活矸，架设好临时支护；
正棚或更换支架时，必须从外向里逐架进行。
6.支架必须架设符合标准要求。
7.架棚后应对以下项目进行检查，不合格的应进行处理。
（1）梁和柱腿接口处是否严密合缝；
（2）棚梁及棚腿两端至中线的距离；
（3）腰线至棚梁及底板的距离；
（4）支架有无扭斜迈步，前倾后仰现象；
（5）支架帮顶是否按规定背紧、背牢。
8.背帮背顶材料要紧贴围岩，不得松动。
顶部和两帮的背木应与巷道中线或腰线平行，其数量和位置应符合作业规程规定，背木两头必须超过梁柱中心。
9.底板松软时，要采取防止柱腿钻底的措施。
在柱腿下加垫块时，其规格、材质必须符合作业规程要求。
其垫块为硬木垫块，规格：
长×
宽×
厚=200mm×
150mm×
50mm。
10.上梁时，必须手托棚梁，稳抬稳放，不得将手伸入柱梁接口处。
（二）架设矿工钢支架
1.放炮前加固工作面10m内的支架，防倒器上齐。
放炮后由外向里逐棚检查、整修。
2.放炮后将前探梁前移至工作面固定牢固，上好需要架设的棚梁，调整好中腰线，并背实顶板。
3.挖柱窝：
先量取棚距，按中线和下宽定柱窝位置，按腰线确定其深度。
控制好顶帮后，再把柱窝挖至设计深度（200mm）。
挖柱窝时，须由专人监护顶帮安全情况。
4.合棚梁：
棚腿栽入柱窝与前探梁上的棚梁合口，符合质量标准要求后,将支架找正。
5.全面检查支架架设质量，背帮背顶，楔紧打牢。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道施工方法
1.采用爆破落煤（岩），风镐配合手镐挑顶、卧底、刷帮。
人工装煤，配合刮板输送机运输。
2.爆破时，必须对周围的电缆、设备及风水管路等加以妥善保护，防止爆破崩坏。
3.联巷开口前，先加固开口位置，用两根矿工钢配以卡缆、U型丝将U型棚的顶梁弯弧段卡紧，加固牢靠；
然后松连板卡缆螺丝去掉U型棚两根柱腿。
5.开口应打浅眼、少装药、放小炮，眼深不大于0.8m，每眼装药量不超过1卷。
6.爆破时，11采区皮带下山的带式输送机必须停止运转并闭锁，爆破后及时清理带式输送机上下的浮煤，确保安全后，方可开启11采区皮带下山的带式输送机。
每次爆破前将爆破位置附近10m范围内的风、水管路、电缆、带式输送机等用旧皮带进行保护好，在每次爆破前、后对附近的风水管路、电缆、刮板输送机、带式输送机等各进行一次检查，发现问题及时处理。
7.前6m采用人工出煤（矸），施工6m后，安装刮板输送机（使刮板输送机与11采区皮带下山的带式输送机搭接）。
当掘进至适合长度后，将刮板输送机前移，实现联合运煤。
8.每次接班后，首先安排人员进行安全检查，确认安全后，将刮板输送机机尾延长至工作面，然后开始进行打眼、装药爆破，最后进行支护顶部和帮部。
正常掘进每循环进尺1.2m，临时支护最大控顶距为1m。
9.遇断层或其他地质构造时应及时汇报生产科，并编制施工安全技术措施。
二、施工工艺流程
交接班→安全检查→延长刮板输送机→打眼→装药爆破→敲帮问顶→临时支护→出煤→架棚→质量检查→清理。
第二节凿岩方式
一、施工方式
采用ZQHS-20/1.1型手持式风动钻机打眼，破岩时使用YT-28风动凿岩机打眼，钻爆法掘进，手镐作业。
二、运输方式
物料采用轨道运输与人工辅助运输相结合；
煤（矸）采用人工配合刮板输送机及带式输送机联合运输。
工作面爆破工作结束，首先在煤堆上进行洒水和冲洗巷帮降尘，然后将工作面所有人员撤到安全地点，点动刮板输送机将工作面的一部分煤运走，再将刮板输送机闭锁，执行敲帮问顶，使用好临时支护，最后用铁锨挖出机尾压柱窝，打好机尾压柱。
三、设备布置
附图5：
设备布置示意图。
第三节爆破作业
一、打眼
打眼时，必须根据爆破说明书（附图6）上注明的炮眼深度、角度进行打眼，采用楔形掏槽，煤巷打眼选用ZQHS-20/1.1气动手持式钻机人工打眼,配1m长Φ32mm型空心麻花钻杆和Φ38mm空心钻头打眼。
半煤岩巷道打眼时，将掏槽眼布置在煤层中，采用楔形掏槽，岩石眼采用YT28型气腿式凿岩机配合2m长钻杆和Φ36mm“一”字型钻头打眼。
打眼顺序：
先打上部眼，后打下部眼，先掏槽眼后周边眼。
二、爆破
装药时必须根据爆破原始条件表，炮眼布置及装药量表，预期爆破效果表进行装药爆破。
选用三级煤矿许用乳化炸药（药卷规格：
长200mm，直径32mm，重量200g），8号煤矿许用毫秒延期电雷管（毫秒延期电雷管延期量与段别标志见表），FD100XS-A型连锁数显遥控发爆器（双闭锁），爆破母线必须使用铜芯绝缘线。
毫秒延期电雷管延期量与段别标志表
段别
延期量
（ms）
<
13
+10
25
-10
50
+15
75
110
脚线标志
灰红
灰黄
灰兰
灰白
红绿
（1）联线方式：
串联，严禁并联或串并联爆破。
（2）装药方式：
正向装药。
炮眼打好后及时装药，没有爆破的炮眼必须将雷管脚线扭结成短路，塞进炮眼内。
待爆破时再将雷管脚线串联起来。
（3）装药结构：
每个炮眼装一卷炸药后（400g），先封100mm长粘土封泥，再充填一支水炮泥（200mm），最后用粘土炮泥封孔，把炮眼填满（详见爆破装药结构图附图6）。
（4）脚线的连接工作可由班长协助爆破工进行，但爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。
（5）爆破警戒线位置：
警戒安全距离为44m，警戒人员警戒位置①11采区轨道下山上部车场②轨回联巷与11采区轨道下山交岔点③二联巷与11采区皮带下山交岔口④主井清煤斜巷与11采区皮带下山交岔口；
爆破时,爆破警戒线处要设置爆破警戒牌及警戒绳,警戒人员必须在安全地点警戒,严禁任何人进入爆破地点（爆破警戒图见附图7）。
爆破原始条件表
项目名称
掘进断面积
m2
6.2
煤岩硬度系数f
CH4绝对涌出量
m3/min
0.30
炸药类型
三级煤矿许用乳化炸药
雷管类型
煤矿许用毫秒延期电雷管（8号）
6
发爆器类型
FD100XS-B
炮眼布置及装药量表
炮眼
编号
眼深
（m）
角度（°
）
雷管
个数
封泥
长度
装药量
装药
方式
连线
方式
起爆
顺序
垂直
水平
每眼（卷）
总量（kg）
掏槽眼
1-4
1.4
≥0.5
2.4
正向装药
串联
Ⅰ
辅助眼
5、7
1.2
0.8
Ⅱ
85
0.4
底眼
8-12
80
2.0
Ⅲ
合计
12
5.6
预期爆破效果表
炮眼利用率
%
90
每循环掘进进尺
m
每循环实体煤量
m³
7.44
每m³
炸药用量
kg/m³
1.32
雷管用量
个/m³
0.62
每m炸药用量
kg/m
4.66
7
每m雷管用量
个/m
第四节装载与运输
一、装载与运输方式
1.物料运输：
采用轨道运输与人工辅助运输相结合。
首先将材料及设备运至东翼联巷与11采区转载巷交岔点，卸载后利用人工运到施工地点。
2.煤（矸）运输：
采用人工装煤（矸）配合刮板输送机及胶带输送机运输。
二、装载、运输机械及其配套设备
1.一部刮板输送机
型号：
SGB320/30型
电机功率：
30kW
运输长度（最大）：
60m
运输能力：
40t/h
2.调度绞车
JD-25型
滚筒电机功率：
25kW
绳径：
15.5mm
提升能力：
2.5t
三、运输路线
1.物料运输路线：
地面→副井→井底车场→轨道运输大巷→风井底绕巷→东翼轨道上山→东翼联络巷→11采区皮带下山。
2.煤（矸）运输路线：
11采区轨皮一号联巷→11采区皮带下山→主井上仓斜巷→主井煤仓→主井箕斗→主井地面煤厂。
附图8：
运输系统示意图。
四、运输设备的铺设及安全设施
1.刮板输送机安装达到平、直、稳、牢。
无挂卡、飘链现象，刮板无明显歪斜。
坡度变化平缓，机头架下底板平整硬实，必须采用加工的专用支架垫实、垫平，确保牢固。
2.中部槽搭接端头靠紧，过渡平缓无台阶，中部槽槽帮整体暴露在巷道底板上。
3.机头安装稳固的压柱，压柱采用直径不小于180mm的圆木，垂直支设在刮板输送机底座和巷道顶板上，压柱上部用防倒绳捆牢，两根压柱相互连锁。
4.刮板、链条规格符合标准，无严重变形、锈蚀、磨损，两根链条伸长量一致，配对组装，链条无缠绕或拧劲。
5.刮板输送机刮板和链条的连接螺栓头朝着刮板链运行方向的一侧。
6.刮板链松紧适度，链条在机头链轮下部有2～3个松弛环为宜。
7.机头、机尾驱动装置连接牢靠，转动灵活，无卡阻和杂音，齿轮箱内清洁无杂物，齿轮啮合符合标准，各传动部位按要求加注润滑油脂，润滑油标号正确，油量适中，无渗漏、无污垢，清洁卫生。
8.驱动装置电机、减速机等周围环境保持清洁，无积煤、无积水、无淋水。
9.电机、减速机连接紧密无松动，与护罩之间无摩擦、刮卡现象，对轮胶圈或弹性盘完好齐整。
10.刮板输送机与带式输送机搭接时，搭接重合长度不小于500mm，搭接高度（卸载链轮下沿至下部设备机架表面）不小于300mm，不大于500mm。
11.电气开关选型符合实际需要，各种保护装置齐全，动作灵敏可靠，各种保护整定值符合设计要求。
第五节管线敷设
一、管线敷设要求
1.风筒吊挂
风筒使用Φ600mm的抗静电、阻燃的胶质风筒，风筒吊挂必须平直一条线，逢环必吊。
接风筒时要采用双反压边，接头平缓，不花接（异径风筒要有过渡节），不逆接，严密不漏风，风筒无破口；
转弯巷道要设弯头，不准拐死弯；
风筒弯头折深不超过100mm，风筒与风机连接处（大小头）必须加上软衬垫，做到严密不漏风，大小头大小长短合适，以减少风流阻力，并用铁丝捆扎三道，两道接头的距离不得小于200mm，风筒出口到工作面迎头的距离不大于5m。
2.管路吊挂
（1）风、水管路吊挂在巷道左帮（面向掘进头），风管在水管上方，两者间距为200mm，风管下平面距底板1.2m。
风、水管路采用专用挂钩进行吊挂，严禁采用铁丝吊挂。
风管下平面距底板不小于1.2m，吊点间距为4.8m。
（2）敷设的管路外表面刷防腐漆进行防腐处理。
水管刷绿色防腐漆，风管刷黄色防腐漆，接头刷防锈漆，刷漆要均匀，色泽一致且无流淌现象。
（3）供风管路总闸阀手柄应垂直向上安装，供水闸阀手柄的朝向应保证不能影响运输及行人的安全，并吊挂“行人通过，注意安全”的标示牌。
第六节设备及工具配备
设备、工具见表11。
设备工具名称
型号
局部通风机
BDKJ№5.0-2×
5.5
台
11kw
手持式风动钻机
ZQHS—20/1.1
风动凿岩机
YT-28
风镐
G10
把
手镐
镂子
发爆器
8
刮板输送机
SGB320/30
9
电话机
KTH-15
部
设备及工具配备情况表
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式及供风距离
通风方式为压入式。
采用2台型号为BDKJ№5.0-2×
5.5局部通风机向工作面供风，供风距离最长为160m。
二、掘进工作面风量计算及风机选型
（一）漏风系数
P=1÷
[1-（L÷
100）×
P100]
=1÷
[1-（160÷
0.02]
=1.03
式中P100---百米风筒漏风率，取0.02；
L---设计掘进巷道供风长度，取160m；
P---漏风系数。
（二）掘进工作面需风量计算
1.按瓦斯或二氧化碳涌出量计算：
Q＝100qK＝100×
0.3×
2＝60m3/min
式中Q——掘进工作面实际需要风量
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