轨道作业规程.docx
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轨道作业规程
第一章概况
第一节概述
一巷道名称
山西忻州神达安茂煤业有限公司兼并重组整合项目设计轨道大巷。
二掘进用途
掘进目的是为矿井形成30万吨/年生产能力，1440m水平生产综采设备的运输，通风行人辅助设施的运输等需要。
三巷道设计长度坡度及服务年限
轨道大巷设计长度为1475m，坡度3‰，服务年限10年.
四预计开竣工时间
本工作面自2011年9月开工，预计2012年7月竣工。
第二节依据
一设计说明及批准时间
矿井兼并重组整合项目设计说明书及批准时间《山西忻州神达安茂煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计》由山西忻州市煤炭设计研究院编制完成，批准文号忻煤规发【2010】115号文，批准时间为2010年4月27日。
二地质说明书及批准设计
《山西忻州神达安茂煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》由忻州市煤田地质勘探队编制完成，批准文号忻煤基发【2010】54号，批准时间2010年3月16日。
三矿压观测资料
从主、副井现状观测，围岩压力未发生变化，较稳定。
第二章地面位置及水文地质情况
第一节地面相对位置及邻近井巷情况
轨道大巷地面位于主、副井工业广场之间，地面为荒山、荒坡，无建筑物。
井上下对照表
水平名称
1440m
地面标高/m
1713—1740m
地面相对位置建筑物
地面为荒山，荒坡。
无建筑物
井下相对位置井巷
贯穿主，副井井底车场
邻近采掘情况对掘进
巷道的影响
无
第二节煤（岩）层赋存特征
一煤（岩）层产状，厚度，结构，坚固系数
本井田批准开采侏罗系大同组2#煤层，煤层走向北东NE、倾向北西NW单斜构造，倾角12°--15°。
煤层厚度2#煤1.3米，结构简单,层位较稳定。
2#煤为亮黑色节理不发育，煤质较硬，硬度3.5、性脆易碎、质轻污手，属自燃煤层，煤尘具有爆炸性。
煤层直接顶为砂质泥岩，老顶为中细粗砂岩，底板为泥岩。
顶底板岩性特征
顶底板名称
岩石类别
厚度/m
岩性
伪顶
碳质泥岩
0.2
灰黑色、易碎
直接顶
粉砂泥岩
1.4
灰蓝色、质细、性脆易碎
老顶
中粒砂岩
8.2
灰白色、坚硬不易冒落
直接底
粉砂泥岩
2.1
灰色、性脆
老底
粉砂岩
12.5
灰白色
二煤层瓦斯涌出量，瓦斯等级，发火期，煤尘爆炸指数
1．瓦斯：
根据忻州市煤炭工业局忻煤安字[2008]434号文“关于转发省煤炭局《关于忻州市51座30万吨以下矿井2008年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》的通知”，矿井瓦斯绝对涌出量为1.41m3/min，瓦斯相对涌出量为6.80m3/t；二氧化碳绝对涌出量为1.56m3/min，二氧化碳相对涌出量为6.80m3/t。
矿井等级鉴定为：
低瓦斯矿井。
2．煤尘：
据2007年3月26日山西煤矿设备安全技术检测中心检验报告，本矿侏2号煤层煤尘火焰长度大于400mm，最低岩粉用量75％，煤尘有爆炸性。
指标
参数
备注
煤层厚度/m
1.3
煤层倾角（度）
12--15
煤层硬度f
3.5
煤层层理发育程度
不发育
自燃发火期
4个月
自燃等级
Ⅱ级
煤层爆炸性指数%
40
第三节地质构造
井田内含煤地层主要为侏罗纪中统大同组。
大同组为一套陆相河流-湖泊亚相含煤沉积构造。
第一阶段大同组J2d1，底部为砾岩，中部为细粒砂岩夹粉砂质泥岩，上部为粉砂岩与硅质灰岩，局部互层出现，厚度15—40米。
第二阶段（J2d2）本段以中细沙岩，沙质泥岩，泥岩互层为主，上部含2#、3#煤层，厚度331.9－408.53米。
井田位于宁武煤田东南翼部位。
宁武煤田为一向斜槽式构造，南东翼云中山系，北西翼芦芽山系。
受区域构造影响，井田构造形态走向呈NE，倾向SE单斜构造。
井田内无大的断裂构造，局部有发育宽缓褶曲，未发现陷落柱出露和岩浆岩侵入，地质构造简单，地层倾角一般120－150。
第四节水文地质
一井田地表水
井田位于宁静向斜轴部东翼出露地层为侏罗纪中统大同组、云冈组、天池河组。
井田内无常年流水性河流，发育的沟谷均为季节性流水。
矿井井口位置均高于历年最高洪水位置。
二井田含水层
1、基岩裂隙承压含水层位于2#煤与3#煤之间，厚度5.59－6.37米。
含水层涌水量0.128－0.383L/S，单位涌水量0.0018—0.011L/S·M.
2、基岩裂隙潜水含水层：
该含水层是天池河组紫红色砂岩，云冈组和大同组灰色砂岩，水由大气降水转化而来。
三矿井涌水量
矿井依据井下现涌水量，及以后开采深度考虑。
达30万吨/年产量后，正常涌水量6.24m3/h，最大涌水量25m3/h。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
依据《矿井兼并重组整合项目施工组织设计》，轨道大巷沿2#煤层顶板起底掘进，主，副井两端开口，对掘贯通。
轨道大巷断面为梯形，净宽3.2m，净高2.4m，净断面7.68m2。
掘进宽度3.4，掘进高度2.5m，掘进断面8.5m2.两帮敷设照明电缆、洒水管、压风管挂钩，设水沟.
第二节支护设计
一临时支护
临时支护采用木棚和木顶柱支护。
迎头空顶距不大于1.5m。
木料选用柱径160-200mm的松木，柱腿材料长度2～4m，横梁材料长4～5m。
工作面放炮后，顶邦离层炭块立即清除，空顶要用顶柱支护。
顶柱带帽支在实底上。
二永久支护
轨道大巷顶、邦采用锚网喷支护。
锚杆采用φ18×1800mm高强左旋树脂锚杆，锚杆间排、株距800×800mm，呈“三花”布置，药卷用Z2335树脂药，每孔2卷药。
网搭接100mm；用14＃铁丝绑扎。
喷浆厚度为T=100mm，砼强度C25。
三岔口处各5m范围内每两排锚杆间增打锚索（按一二一布置）：
围岩不稳定地区每两排锚杆增打一根锚索,锚索规格为φ15.24×7000mm钢绞线，药卷用Z2335树脂药，每孔5卷药。
轨道大巷支护断面图
三锚杆支护验证
1、采用普氏平衡拱理论进行锚杆支护参数设计
C=[KYHBcos（a/2）/（1000fekc）-1]*htan（45°-&/2）
式中C—挤压破碎深度；
H—采深，取229m;
B—固定残余支撑压力影响系数，取1；
fe--普氏系数，；取3
a—煤层倾角，取13度
h—巷道掘进高度，取2.5m
K—自然平衡角部应力集中系数，取1.9；
Y—上覆岩层的容重，取2.5T/M3;
kc—煤岩体完整性系数，取0.3；
&--煤岩体摩擦角，取55°
计算得：
C=1.07m
顶板潜在垮落高度为1.07m，所以1.8m锚杆支护能够满足支护要求。
2锚杆参数
（1）锚杆长度
L=L1+L2
L1—锚固长度，取1.07m;
L2—锚杆外露长度，0.05m;
计算得:
L=1.12m.所以1.8m锚杆支护能够满足支护要求
（2）锚杆间排、株距：
锚杆施加预应力后，在岩层中以45度角形成应力区，因此锚杆的最大间排、株距为；
Lj=2*1/2（L-L2）tan45°
计算得:
Lj=1.75m.所以锚杆间排距、株距800mm*800mm,能够满足支护要求.
通过以上计算锚杆使用φ18mm*1800mm高强左旋树脂锚杆,锚杆间排距、株距800×800mm，呈“三花”布置,够满足支护要求.放炮前永久支护到工作面距离不大于1.2m,放炮后永久支护到工作面距离不大于2.6m,如遇顶板破碎，围岩不稳定地区每两排锚杆增打一根锚索,锚索规格为φ15.24×7000mm钢绞线，药卷用Z2335树脂药，每孔5卷药。
第三节支护工艺
一支护材料
树脂锚杆：
φ18mm*1800mm高强左旋树脂锚杆；
树脂锚固剂：
药卷用Z2335树脂药，每孔2卷药；
铁托板:
150mm*150mm*8mm。
二锚杆安装工艺
1打眼使用液压锚杆机按规定眼位打眼，2m长麻花钻杆，管径26mm，打眼深1800mm。
2打好眼后，将两卷树脂药卷用锚杆一块顶入钻孔深部。
锚杆底端扣上专用连接帽，抬起锚杆机将钻筒和连接帽连接，启动锚杆机搅拌树脂药卷20秒，等凝固后再取下钻机。
凝固15分钟后，用单垫双帽拧紧。
3严格按中线和排间距布置锚杆。
4锚杆和岩层层面（或底板面）夹角不小于75度。
5锚杆单垫双帽并拧紧，螺纹外露长度10-30mm。
6锚杆锚固力必须达到5T以上，不合格必须重新补打。
7每隔100m巷道进行一组锚杆拉力试验，并用红油漆做好标记。
8紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手，拧紧力矩不小于100N.m。
三喷浆
在施工中每掘进20—30m喷一次浆，喷浆厚度为100mm，水泥、砂子、石子重量比例为1：
2：
2。
第四章施工工艺
第一节探水作业
根据＂有掘必探、先探后掘”原则，在掘进前先进行钻探作业。
本矿现有ZYJ-350型钻机，电机功率7.5KW。
每节钻杆长1m，共200根钻杆，直径42mm，钻距200m。
按照本矿《探放水设计》规划，本巷掘进布置工作面迎头布置5个探放水钻孔：
中孔1个，左帮2个孔，右帮2个孔。
中孔按巷道中线沿煤层倾向打设;左、右帮探放水钻孔与巷道方向以15º夹角和24º向外斜沿煤层倾向打设，钻孔终孔竖直方向必须在煤层中。
一次钻探距离80m探水距超前工作面不小于30m，探水距超前帮距20m；即每探80m掘进50m。
在工作面煤壁前按设计定好方位，安置好钻机，挖好排水沟，设置电话，探放水技术人员指挥探水作业。
达到80m后，停止钻探，暂时将探水设备存放到巷道宽敞处进行掘进作业。
掘进50m后，再探下一个循环。
在钻探中，如钻孔探到水源，孔中水量猛增不得拔出钻杆。
停止钻探，立即汇报调度室等待矿技术负责人现场测算，制定防排水方案。
第二节施工方法
一轨道大巷采用全断面一次成巷方法，掘进与支护顺序作业。
1掘进采用钻眼爆破，全断面一次起爆。
2永久支护为锚网喷支护，工作面临时支护距迎头空顶距不大于1.5m。
3按地测科给定的中腰线，沿2#煤层顶板起底掘进。
4装载运输采用工作面耙煤机装煤，直接上刮板输送机。
5交接班后，必须先进行“四位一体”的安全检查，发现隐患必须立即处理，确认安全无误后方可开工。
然后进行打眼，装药，爆破等工作，当工作面炮烟吹散后，由安全员，瓦斯员，爆破员进入工作面，由外向里依次检查顶板，支护，瓦斯，煤尘和拒爆等情况，确认安全后，进行临时支护，出煤，永久支护，以此为一个循环。
二巷道开口施工安全技术措施
1施工前地测科提前标定开门位置，及巷道的中腰线，施工单位严格按线施工。
2开口时必须加固好开口附近的支护，然后在开口位置打好抬棚，并在抬棚两端打好戗柱，开口处5m范围内棚距缩小为500mm；遇顶板破碎时棚距变为300-500mm或采用密集支护。
3采用小循环掘进施工方法，采用多打眼少装药，分次装药、分次拉炮。
第三节凿岩方式
本规程所施工巷道均采用钻眼爆破方法破岩。
一打眼机具
打眼工具使用ZM15D（A）型煤电钻，1.5m、2m长麻花钻杆，合金人字钻头。
电力来源于煤电钻综合保护装置。
二降尘方法
放炮采用水炮泥，静压水管接到工作面，放炮喷雾，炮前炮后洒水，出煤过程开放水幕降尘。
第四节爆破作业
掏槽方式为锲式掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为200mm.全断面一次爆破成巷。
坚硬岩层周边眼眼距为350mm—400mm，抵抗距为400mm，周边眼距与抵抗距之比为0.85-1.0.当煤岩层较软时，周边眼距设计轮廓线应控制在300mm，抵抗距为400mm。
一爆破器材
爆破使用矿用二级硝铵炸药，毫秒电雷管起爆。
起爆使用MFB-200型隔爆电容式发爆器起爆。
二装药结构
全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，以免受潮拒爆。
三起爆方式为串联。
四炮眼布置图及爆破说明书
炮眼数目和装药量的确定
Q=qsln
式中：
q—单位炸药消耗量，q=1.5kg/m3（半煤岩）
s—巷道断面积，8.5m2
l---炮眼深度，2m
n---炮眼利用率，85%
根据下列公式算出每茬炮眼数目：
N=qsmn/xp
式中：
N—炮眼个数，
m—每个药卷长度，0.2m
x—炮眼装药系数，0.5
p—每个药卷重量，0.2kg
根据以上两公式计算
装药量Q=1.5*8.5*2*85%=21.6kg
炮眼个数N=（1.5*8.5*0.2*85%）/（0.5*0.2）=22个
实际炮眼数量取26个
炮眼布置图
炮眼
序号
炮眼
名称
眼深
m
角度（°）
装药量/kg
封泥
爆破
顺序
水平
垂直
每孔
总量
长度m
1-4
掏槽眼
2.2
82
82
1.4
5.6
1.0
Ⅰ
5-10
辅助眼
2.0
90
90
0.8
4.8
1.0
Ⅱ
11-16
辅助眼
2.0
90
90
0.8
4.8
1.0
Ⅲ
17-24
周边眼
2.0
82
82
0.6
4.8
1.0
IV
25-26
底眼
2.0
82
82
0.8
1.6
1.0
IV
合计
21.6
五施工质量技术要求
1打眼前必须找好中腰线，并找出巷道周边轮廓标出炮眼位置，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼，装药，爆破。
2中心线偏差不超过±50mm；净宽不小于设计，不大于设计50mm；净高不小于设计30mm，不大于设计50mm。
第五节装载运输
一装载运输机具
ZYP—30型耙煤机1部；
SGB—40T刮板输送机1部；
SPJ—800型带式输送机1部；
二载运要求
1工作面固定尾轮的固定锲，锲眼应高于煤堆800-1000mm，并略向下倾斜3°--10°，眼孔深度400—500mm，固定锲长500—600mm。
2每掘进50m移一次耙煤机，刮板机，延一次带式输送机。
3耙煤机卸载侧要加护栏，防止耙头出槽。
带式输送机头，尾和耙煤机两侧及巷道两帮浮煤，每班要及时清理干净。
第六节管线布置
一在掘进巷道中所敷设的电缆，风水管路等，均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐，电缆钩3m一个，要求风筒、风水管路，电缆全部挂平且成一直线.
二掘进时铺设15kg/m的道轨，轨距600mm，枕木规格（长*宽*高）为1000mm*150mm*120mm,轨枕间距不大于1m。
轨距误差不大于10mm，不小于5mm，轨道间隙不超过10mm，内外错不大于5mm,轨道构件齐全，紧固，有效。
第七节设备及工具配备
设备及工具配备情况表
机械名称
类型
功率/kw
数量/台
工具名称
单位
数量
耙岩机
ZYP—30
30
1
铁锹
把
6
带式输送机
SPJ—800
40
1
大锤
个
2
通风机
FBD-NO5.6
11*2
2
铁镐
把
2
水泵
QY40-12
2.2
2
撬棍
根
2
煤电钻
ZM15D（A）
2
吊链
个
1
开关
QBZ-80/120
8
滑轮
个
2
信号综保
ZBZ-4.0
4
1
风钻
YT28
1
第五章生产系统
第一节通风
施工过程中，采用局部通风机压入式通风。
一掘进工作面风量计算
1按瓦斯涌出量计算：
Q=100*q*k=100*0.16*1.45=23m3/min
2按一次放炮最大炸药使用量和工作面温度16C°-22C°计算：
Q=25*A=25*4.8=105m3/min
3按人数计算：
Q=4*n=4*15=60m3/min
计算得工作面最高需风量105m3/min。
4按巷道风速计算：
风机选型：
根据轨道大巷断面积7.68m2和局部通风机为FBDNO5.6,功率2*11KW。
风量为340m3/min，掘进到900m后，根据柔性风筒有效风量率及漏风率参考表查得有效风量率为70%，计算得340m3/min*70%=238m3/min符合《煤矿安全规程》规定，满足工作面最高需风量105m3/min。
5按巷道风速计算
计算巷道风速;
V=Q/S/60=238/7.68/60=0.52m/s
根据《煤矿安全规程》中第一百零一条规定，掘进中的煤巷·半煤岩巷最低允许风速为0.25m/s,最高允许风速为4m/s。
以上计算出轨道大巷风速0.52m/s,符合《煤矿安全规程》规定。
局部通风机为FBDNO5.6,功率2*11KW。
风量为238m3/min大于工作面所需风量105m3/min,局部通风机符合要求。
二巷道贯通时的安全技术措施
1贯通前，当两个掘进工作面相距20m，必须停止一个工作面的掘进工作，并在巷道口设置栅栏及警标。
2保证贯通两端的工作面正常通风，经常检查通风设施是否完好，保证工作面有足够的风量，风流射程必须到达工作面迎头。
迎头的风流结构没有死角和没有局部瓦斯集聚。
3必须经常检查工作面及回风流中的瓦斯浓度，当瓦斯浓度超限时必须及时处理，只有当两端工作面风流正常，瓦斯在安全浓度范围内时，才允许进行贯通工作。
4每次爆破前，两个工作面入口必须有专人警戒，贯通时严格执行“一炮三检”制。
5贯通后，必须停止一切工作，通风部门组织人员立即进行通风调整，实现全风压通风，调整风量，并检查风速和瓦斯浓度，只有符合《煤矿安全规程》有关规定后，方可进行其他工作。
第二节压风系统
地面压风机房位于井口东侧30m处，型号LG-10/7，输送气压0.7MPa，电机功率55kw。
通过3寸压风管路，输送到掘进作业面。
第三节综合防尘
防尘供水管路水源来自于工业广场西南静压水池，供水管直径50mm钢管。
并在管路安装过滤器，保证水质清洁。
工作面采用湿式凿岩，作业地点安设水幕喷嘴，打眼时喷雾。
打眼时工人佩戴防尘口罩，放炮后及耙煤运输时洒水喷雾灭尘。
第四节防灭火及隔爆
一防灭火措施
1巷道内浮煤要定期冲洗和清扫；
2井下使用易燃物（如棉纱，润滑油，布头，纸等）必须存放在盖严的铁桶内，用过的棉纱布头和纸也必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面，不得乱扔乱放，严禁将废油，剩油留在巷内或硐室内。
3严禁将废油，剩油泼在巷道内。
4严禁明火作业和电器失爆。
5灭井下火灾必须严格按《煤矿安全规程》第二百四十四条规定执行。
6若电气设备着火时，要先切断电源，然后用沙子灭火。
7严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。
二隔爆措施
当巷道掘进深度达到80m时，必须安装隔爆水槽，隔爆水袋数量为（20kg规格）112个，隔爆的排间距为1.2m，水槽棚区长度33m，隔爆水槽必须吊挂在专门的槽棚架上。
水槽与巷壁支架，顶板之间的距离不得小于0.1m，水槽底部至巷道轨面不小于1.8m。
第五节安全监控系统
迎头安设甲烷传感器，系统待掘通后从副井接入工作面总控开关处安设瓦斯自动检测报警断电装置。
监控系统：
瓦斯传感器→井下分站→中心机房→矿调度室
瓦斯传感器安设在迎头5m范围内非通风筒帮一侧，距顶板0.3m，距帮不小于0.2m，瓦斯浓度达到1%时报警，达到1.5%时切断工作面所有非本质安全型电器，降到1%以下时复位。
第六节供电系统
井下变电所—轨道大巷—工作面；供电电压660v/127v；工作面设备装机总容量为122kw，馈电开关为KBZ-400（1台），启动开关为QBZ-80/120（7台）。
第七节排水系统
工作面水窝（QY40-12-2.2潜水泵）—井下主水仓（MD85-67*5多级主水泵）—地面
第八节运输系统
工作面—轨道大巷（SGB—40T刮板输送机）--煤库—主斜井（SPJ—800型带式输送机）--地面
第九节通讯系统
本工作面在各转载点安设声光信号和电话，电话距工作面不超过100m，以便于井上，井下各转载联系。
第六章劳动组织与主要技术经济指标
第一节劳动组织
每班井下工作面人数8人，运输3人，共11人。
每班一循环，循环进尺2m。
日循环进尺6m。
序号
工种
每班人数
三班总人数
1
组长
1
3
2
打眼兼耙碴支护
3
9
3
刮板机司机
1
3
4
皮带司机
2
6
5
安全员
1
3
6
放炮员
1
3
7
机电维修工
1
3
8
瓦检员
1
3
合计
11
33
第二节作业循环
每天三班作业，每班作业8小时。
零点班0-8点；早班8-16点；中班16-24点，每班一循环，循环进度2m，日进度6m
班次
工序
时间/min
早班
8910111213141516
早
班
交接班安全检查
15
-
打眼
180
---------------------
装药连线放炮
45
-----
支护
120
--------------
出渣
120
----------------
中班
同上
晚班
同上
第三节主要技术经济指标
序号
指标
单位
数量
1
巷道断面（净/荒）
M2
7.68/8.5
2
硬度等级
3--4
3
每循环炮眼数
个
26
4
炸药定额
Kg/m
10.8
5
雷管定额
发/m
13
6
每班进尺
m
2
7
每日进尺
m
6
8
每循环煤矸量
T
11.9
第七章安全技术措施
第一节一通三防
1、通风、瓦斯管理安全技术措施；
（1）通风区必须保证局部通风机正常运转，防止瓦斯、CO2等有害气体超限。
（2）、局部通风机必须包机到人专人负责管理，任何人不准擅自停开局部通风机。
（3）、局部通风机的“三专两闭锁”必须齐全有效且工作正常，必须按有关规定维护与保养。
（4）、局部通风机的“双风机、双电源”必须工作正常，由专人负责管理，按规定定期进行检查维修。
（5）、局部通风机的“自动切换、自动分风”功能必须灵敏可靠，必须由专人定期检查、维护其工作性能。
（6）、局部通风机通风的掘进工作面不得停风，因检修、停电等原因停风时，必须由跟班队长负责把所有人员撤到地面。
（7）、工作面风流中瓦斯浓度达到1%时，或CO2浓度达到1.5%时由瓦检员通知、跟班队长负责，必须停止工作，由跟班队长负责把所有人员撤到地面。
（8）、工作面安装的瓦斯自动监测报警断电装置，必须按规定使用，当瓦斯传感器出现故障时，必须及时向调度室汇报，当瓦斯超限传感器报警时，由跟班队长负责把所有人员撤到地面。
（9）、瓦斯检查员必须在作业点“手拉手”交接班。
（10）、通风区负责安全监控系统的安装、调试、维修、维护等工作。
（11）、瓦斯监测仪、断电器和线路由通风区专人负责管理，每周必须巡回检查、校验传感器和试验断电器一次。
（12）、瓦电、风电闭锁装置由机电科专人负责管理检查，每周至少巡回检查一次确保运行可靠。
（13）、跟班队长、和瓦斯监测员必须各自携带一台便携式瓦斯报警仪。
（14）、有关局部通风机及风筒的安装、使用及CO2瓦斯管理严格按照《煤矿安全规程》第129、14
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