三采区运输大巷作业规程Word格式文档下载.docx
《三采区运输大巷作业规程Word格式文档下载.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《三采区运输大巷作业规程Word格式文档下载.docx（56页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
砂岩及砂质泥岩互层，富含炭质。
（附图2：
工作面煤层顶底板综合柱状图）
第三节地质构造情况
本掘进工作面总体地势东高西低，总体呈一西倾的单斜构造，倾角5～7度。
第四节预测或实测瓦斯、火、煤层情况
本矿为低瓦斯矿井，瓦斯浓度为0.16%，对掘进无影响。
煤尘具有爆炸危险性，自燃倾向性等级为Ⅰ级，地温15°
～17°
，顶压、侧压均不明显。
第五节水文地质情况
工作面煤层直接充水含水层为石炭系上统太原组灰岩、砂岩含水层，该含水层赋水性一般较弱，预计正常涌水量25m3/h。
本工作面范围内地质条件较为简单，煤层总体呈一西倾的单斜构造，但工作面在掘进过程中也一定要坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则，提前作好探水准备，完善排水系统，保证工作面正常掘进。
超前探测过程中，每超前探测200m，掘进120m后重新进行钻探探测工作。
建议及说明
1、加强巷道工程质量管理。
2、加强巷道顶板管理和一通三防管理。
3、巷道必须做好排放水准备工作（临时水仓、水泵及管路等）。
4、施工过程中，如遇地质问题，及时与有关单位联系，以便处理。
附图1：
三采区运输大巷设计平面布置图（比例尺1：
2000）
附图2：
综合柱状图（比例尺1：
500）
第三章支护说明书
第一节支护设计
一、支护方式:
锚网（索）支护
二、巷道规格
巷道名称
面积（m2）
毛宽
（m）
净宽
毛高（m）
净高（m）
工程量（m）
（毛）
（净）
三采区运输大巷
13.63
12.6
4.7
4.5
2.9
2.8
805
该工程巷道断面形状为矩形。
附：
巷道断面支护图
三、支护方式
（一）、永久支护：
该道顶部为锚杆+网+梁+锚索联合支护。
巷道顶部打6根锚杆，锚杆间排距为850mm×
1000mm，顶部锚杆选用Φ18mm、长2200mm的左旋无纵筋高强度螺纹钢，锚固力不小于60KN，扭距力200N·
m≤扭矩≤250N·
m，帮打3根锚杆间排距为1050mm×
1000mm，锚杆选用Φ18mm、长2000mm的左旋无纵筋高强度螺纹钢，锚固力不小于60KN，扭距力200N·
m；
顶板靠近两帮锚杆沿铅垂线向两帮偏斜15°
，两帮最上部锚杆向上仰角15°
、下部锚杆向下俯角15°
；
巷道顶部每根锚杆使用2根树脂药卷，帮部每根锚杆使用1根树脂药卷；
锚索均选用Φ15.24mm、长7200mm，强度等级为1860Mpa左捻钢绞线，沿巷道中线布置双排排，间排距1800mm×
3000mm，每根锚索使用4根树脂药卷，锚索预紧力不小于100KN，不大于120kN（30MPa）。
（二）、支护质量要求：
1、巷道净宽中线至一帮允许误差为0～+100mm，净高允许误差为0～+100mm。
2、锚杆间、排距，允许误差为±
50mm。
3、锚杆方向垂直于巷道周边,安装角度不小于80°
。
4、锚杆托板紧贴岩壁,不得松动。
5、锚杆必须推到孔底，外露长度为10mm～40mm。
6、顶锚杆锚固力不得少于60KN，扭距力200N·
帮锚杆锚固力不少于60KN，扭距力200N·
m。
7、锚索钢绞线必须推到孔底，尾段露出锁具150mm～250mm，间距误差±
150mm。
8、网子必须拉紧压实紧帖岩面，网与网压茬宽度在100mm～200mm之间，联网材料应采用不低于14＃的双股铁丝联接，联接点间距不大于200mm。
9、梯子梁吊斜为两梁头至后方巷道中线的距离差不得大于100mm。
10、两帮要直、齐，不得有穿裙子现象。
（三）、临时支护：
1、临时支护形式：
巷道临时支护使用3组，利用锚杆外露丝作为固定支点，套环使用Φ18mm钢筋圆成略大于2寸钢管直径的圆环，并焊接与锚杆相配套螺丝帽和顶部锚杆形成吊环，使用4m长的2寸钢管穿入吊环内，每根钢管使用2个吊环，钢管使用方向与巷道方向相同，钢管上方用木板（长×
宽×
厚=1800×
200×
30mm）护顶，木板枕在中间钢管压茬不小于0.2m，顶板较好时木板之间间隙不大于0.2m，顶板不完整破碎时必须用木板封严顶部。
2、临时支护工艺、工序及要求：
（1）、切割后（或够施工一排锚杆后），安排专人站在正式支护下，用长把工具进行敲帮问顶，找净险矸活石，确保无问题后人员站在永久锚杆支护下，挂联顶网。
顶网联好后，在紧靠迎头的两排锚杆上上好吊环，施工人员及时顶起网，前移前探梁，并用前探梁托起一根钢筋梯子梁，前探梁上及时用木板梁维护顶板，按中线和间排距调整好梯子梁位置。
穿前探梁时必须有人监护顶板和两帮，顶板维护好后，组织人员出煤岩，出完煤岩后由外向里逐排打注顶部锚杆。
（2）、上前探梁时，不少于5人，1人观察顶板并协调指挥，2人顶起网和梯子梁，2人前移前探梁。
（3）、前探梁要窜到迎头，吊环要用木楔与钢管背紧。
（4）、加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里打带帽点柱后方可继续施工。
（5）、打顶部锚杆时必须由外向里、由中间向两边，如前探梁占据锚杆位置，可先打其它锚杆，退出前探梁后在打剩余锚杆，必须所有顶部锚杆全部打完后在打帮部锚杆。
（6）、当顶板严重不平无法使用前探梁时，可使用2组点柱配合木板梁扶走向棚子进行支护，一梁二柱。
第二节支护工艺
一、支护材料
1、巷道顶板采用锚杆+钢筋梁+金属菱形网+锚索联合支护；
两帮采用锚杆+金属菱形网+铁托板支护。
2、支护材料及规格：
支护材料必须有厂方提供的检验报告，下井前必须对其进行材质外形尺寸检查，不符合要求的严禁下井使用。
树脂锚固剂型号为MSK2350型，参数见表。
类型
特性
凝胶时间（s）
等待时间（s）
参考搅拌时间（s）
颜色
标识
CK
超快
8—40
10—60
8—15
红
K
快速
41—90
90—180
15—25
蓝
Z
中速
91—180
480
25—35
白
M
慢速
>
180
—
备注
在22±
1°
C环境温度下测试
锚杆：
φ18mm左旋无纵筋高强度螺纹钢，长度为2000mm、2200mm尾部滚丝长度不小于100mm。
铁托板：
由120×
120×
8mm、的正方碟形钢板制成，中部开φ20mm孔；
木托板：
规格为300mm×
200mm×
50mm，中部开φ20mm孔；
梯子梁：
矿自制钢筋梯子梁，长4500mm、φ12mm钢筋焊制。
金属菱形网：
规格为5.0m×
1.2m。
网格为50mm×
钢绞线：
Φ15.24mm、长7200mm；
锚索托板：
14mm的钢板，眼孔直径16mm，居于托板中间；
锚具：
OVM15-1型单孔锚具。
二、锚杆支护安装工艺及要求
（一）、支护工序：
交接班安全检查→机械检修、试车→割煤→退机、上临时支护→打锚杆支护→打注帮部锚杆并紧固→清理验收
（二）、锚杆安装工艺：
1、打锚杆眼：
（1）、首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找掉危岩，确认安全后方可进行工作。
打眼人员必须站在永久支护下进行作业，领钎认眼人员认好眼位后要迅速退到永久支护下，锚杆必须打一根注一根，不得将一排所有锚杆孔统一打完后在进行锚固。
（2）、打眼前要根据中线检查巷道断面的规格是否符合设计要求，不符合时必须处理。
（3）、打锚杆眼使用锚杆机、风钻打眼，锚杆机钻头直径为27mm,风钻钻头直径为30mm。
使用锚杆机打眼时要先送水、后送风，停锚杆机时要先停风、后停水。
（4）、锚杆外露长度为10mm～40mm,与岩面尽量垂直，夹角不小于80°
打完眼后要用压风把眼内的积水、岩粉清理干净。
（5）、打眼顺序：
应先施工紧靠有永久支护的一排锚杆眼，且一般以巷道中间向两帮依次施工为宜，一般不间隔施工。
如果紧靠两肩窝的顶板锚杆眼设计向煤帮方向倾斜，一般靠肩窝的两个锚杆眼可以同时打，即用短钎子将两个眼打完，再换长钎子套打。
（6）、开眼时应轻打，钻杆转速不宜过快，气腿推力不宜过大，当钻进孔眼30mm左右时，方可逐步加快转速，加大推力而进入正常钻孔作业。
当岩石坚硬时，转速不宜过快，当岩石松软时，气腿推力不宜过大，必要时可用手镐辅助认眼。
（7）、钻孔够深后，钻机要反复升落2～3次，以防孔内碎矸碴堵孔卡钻然后关闭气腿进气阀，调小出水量，减慢钻杆转速，使锚杆机平稳地带着钻杆回落。
（8）、先用同规格的锚杆试探锚杆眼的深度，检查其角度和孔眼直径以及孔内是否有碎块，若不符合要求必须重新打眼。
（9）、用上述相同的步骤打顶板和帮部其他锚杆。
（10）、支护前将铁托板套在锚杆上，上好螺母，备好搅拌连接套筒。
（11）、机子加载和卸载时，会出现反扭矩，但可把住摇臂，取得平衡，特别突然加载和卸载时，操作者更注意站位，合理把持摇臂把。
禁止将钻机平置与地面，防止通气误操作气腿突然伸出造成事故。
（12）、机子回落时，手不要扶在气腿上，以防气腿收缩挤伤手。
MQT-85/2.2J型气动锚杆钻机技术参数：
锚杆机型号
MQT-85J2
名称
单位
数据
工作气压
Mpa
0.4-0.63
空载转速
r/min
≥650
失速扭距
N.m
≥200
额定气压
0.5
额定转速
≥240
额定扭矩
≥85
耗气量
M³
/min
2.9-3.4
推进力
KN
9.5
冲洗水压力
0.6-1.2
噪声
db（A）
≤95
钎尾六方尺寸
mm
19
整机重量
kg
44-46-50
2、安装锚杆
（1）、装树脂药卷前，先用锚杆插入孔内试探锚杆孔深度，看孔深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止。
（2）、安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装入眼内，随后插入锚杆。
此时安好连接头，启动锚杆机使之旋转，慢慢推到眼底，搅拌20s左右停钻，等待2分钟后退机。
药卷固化前不得使杆体移位或晃动并摆正托板，7分钟后用扳手拧紧螺母，20分钟后测试锚固力。
（3）、锚杆的托板要紧贴岩面，如岩面不平时，先用手镐找平，在安装锚杆。
（4）、顶部锚杆的锚固力不得小于60KN，扭距力不得小于200N.m。
（5）、正常时割窑最大控顶距为两排2m，当遇到特殊情况顶板破碎时，顶锚杆采用随掘随锚，即够一排锚一排，必须先锚顶后锚帮，顶部锚杆及时锚到迎头。
正常时两帮锚杆滞后迎头不超过5排，当遇到特殊情况帮部折帮时，两帮锚杆必须及时锚到迎头。
3、铺联网要求：
顶网长边垂直巷道中线铺设，帮网竖直铺设，网子必须拉紧压实紧帖岩面，网与网之间压茬宽度在100mm～200mm之间，联网材料应采用不低于14＃的双股铁丝联接，联接点间距不大于200mm。
4、锚索支护工艺及要求：
1）、施工工艺：
准备工作号眼→打眼→上药卷安装锚固钢绞线→上槽钢锁具→张力预紧。
2）、支护要求：
（1）、打锚索使用MQT-85/2.2J型风动锚杆钻机，打眼前先送水，后开钻，严禁无水开钻，推力要适当，严禁猛升造成造成钻杆折断。
接、卸必须在钻机停止运转的情况下进行。
（2）、锚索眼深7m，每眼使用4根树脂药卷，严禁随意截短钢绞线和少用药卷。
（3）、锚索承载能力应在240KN以上，张拉预紧力为120KN（压力表读数达到30Mpa以上）。
（4）、锚索应尽量与岩石层面或巷道轮廓线垂直，外露长度150mm～250mm。
（5）、炮掘时锚索施工滞后迎头不超过6m，如遇顶板节理发育、松软、压力大锚索必须紧跟迎头。
（6）、机掘时锚索施工可紧随掘进机之后，如遇顶板节理发育、松软、压力大锚索必须紧跟迎头。
（7）、锚索预紧时必须用专用锚索张拉预紧器。
5、锚杆锚固力、扭距力检查：
（1）、掘进中锚杆安装每小班跟班区长必须严格检查锚杆，监督锚杆安装工艺，每小班使用扭矩板手检查是否符合设计要求，并做好记录；
对上一班施工的锚杆必须进行二次紧固，以确保锚杆螺母扭距达到200N.m以上，凡锚固力、扭距力达不到规定要求的失效锚杆当班必须进行补打。
（2）、巷道每掘30～50m，抽样一组锚杆（3根）做拉拔力试验进行检查。
拉拔加载至锚杆设计锚固力的90%时，只要有一根不符合要求，再抽样一组（3根），再不符合要求，即定为工程质量不合格巷道，由矿总工程师组织研究锚杆质量不合格原因，并采取处理措施。
第四章施工工艺
第一节施工方法
本掘进工作面沿煤层顶板掘进，开口采用人工打眼、爆破落煤掘进，掘进15米后采用综掘机掘进、带式输送机和刮板输送机运输。
第二节凿岩方式
一、机掘
（一）、机掘施工方式
1、设备配备EBZ-135型悬臂式掘进机1台。
2、工艺流程：
交接班安全检查→机械检修、试车→割煤→退机、上临时支护→打锚杆支护→清理验收
（二）、掘进机技术参数
1、该巷道掘进机选用EBZ-135型悬臂式掘进机。
该机的爬坡能力为±
15°
，可在岩石硬度f≤7的煤巷中掘进，在不移动机器的前提下，最大切割宽度5.3米，最大切割高度4.63米。
2、机器外型尺寸：
8.3m×
2.8m×
1.8m
扒装宽度：
2.8米重量：
约25T总功率：
135Kw
截割头转速：
23/46rpm供电电压：
660V
3、操作顺序
开动油泵电机→开动第二运输机→开动第一运输机→开动铲板驱动装置→开动截割头
掘进机切割岩壁顺序
利用截割头上下、左右移动截割，可截割初步断面形状，如此截割面与实际需要的截割面有一定的差别，可进行二次修整。
一般情况下，当截割较软的煤壁时，采用左右循环向上的截割方法。
当截割稍硬岩石时，可采用由下而上、左右截割的方法。
不管采用那种方法要尽可能地利用从上而下截割。
当掘进柱窝时，将截割头伸到最长位置，同时将铲板降到最低位置向下掘，然后，在此状态下将截割头向回收缩，将煤岩拖拉到铲板附近，以便装载。
掘进机切割路线图
二、炮掘施工方式
1、采用钻爆法破煤岩，打眼使用YT-23（7655）凿岩机2台，SMZ-Ra型煤电钻1台，安装锚杆使用MQT-85/2.2J型气动锚杆钻机；
锚帮使用ZMS-30型风煤钻，风源来自地面压风机房，L132/200A型和L132/4L-20/8型空压机各一台，通过4寸及1寸管路输送到工作面。
2、钻爆工艺流程:
钻爆前准备→打眼交→检查瓦斯→装药连线→检查瓦斯→撤人放警戒线→爆破→检查瓦斯及爆破效果→洒水防尘、维护顶板→上临时支护→出煤矸→打注顶锚杆→打注顶锚杆
3、钻爆工艺要求：
（1）、钻眼前，必须详细检查迎头10m范围内的支护，发现问题及时处理。
（2）、必须依据中线在工作面按炮眼布置标定眼位。
（3）、严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式打眼。
（4）、爆破严格执行“一炮三检”和“三人连锁”制度。
（5）、爆破采用先掏槽后刷帮压顶的方法，正向装药，串联式联线，使用二级煤矿许用乳化炸药。
（6）、爆破前，班长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作。
警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。
每一警戒点安排2人设警戒，设好警戒后，一人负责警戒，另一人返回通知，所有警戒点人员都通知后方可装药爆破，爆破后警戒员只有接到撤除警戒命令后才能撤离。
第三节爆破作业
一、采用钻爆法施工工艺。
二、爆破器材选用：
炸药：
二级煤矿需用乳化炸药
雷管：
1—5段毫秒延期雷管总延期不超过130毫秒
发爆器：
MFB—100型放炮线采用双芯铜线
封孔材料：
水炮泥和黄泥。
技术要求：
雷管出库前必须进行导通试验，装填封泥应先水炮泥，水炮泥剩余部分应用黄泥封实，封泥长度不得小于0.6米。
三、炮眼确定：
N=qsnl/dp=1.8×
13.63×
0.9×
0.2÷
（0.5×
0.15）≈58（个）
式中q：
单位煤岩炸药消耗量取1.8kg/m3;
S:
毛断面面积
n:
炮眼利用率；
d:
装药系数；
p:
每块药卷重量；
L：
药卷长度
4、炮眼布置图（附后）
5、每循环装药量：
六、连线方式：
串联。
第四节装载与运输
一、运输设备
SPJ—650型带式输送机1部。
二、运输方式及要求
1、掘进机和带式输送机运煤。
2、运煤过程中直径大于40cm的大块矸石必须打碎，各个转载点要洒水消尘。
第五节管线及风筒敷设
1、在掘进施工中，所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒等均按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。
2、风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。
供风和排水管路使用2寸铁管，供水管路使用2寸铁管，距工作面20m范围内使用1寸胶管。
3、风水管路悬挂高度不低于0.5m，距工作面不超过20m。
4、各类电缆必须悬挂在电缆勾上，且每勾只准挂一根电缆，电缆高度不低于1.5m。
5、风筒逢环必挂且不得漏风，风筒口到工作面不得超过5m。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备情况表
序号
设备名称
型号
单位
数量
备注
1
局扇
JBT-52
台
2
备用1台
胶带输送机
SPJ—650型
部
3
刮板输送机
液压马达XM36
4
锚杆机
MQT-85/2.2J
5
风镐
G10
6
煤电钻
SMz—Ra
7
风煤钻
ZMS-30
8
污水泵
QBK15/22-2.2
9
水泵
80-50-200
第五章生产系统
第一节通风
一、通风系统（见图）
1、通风方式
掘进工作面采用压入式通风。
风筒从风机接出后，经综掘皮带机巷接至工作面。
风筒出口到工作面距离不大于5米。
2、新风路线：
地面→付井/主井→南轨山上/南皮带机巷（风机位置）→东运输上山→三采区运输大巷迎头
3、乏风:
三采区运输大巷迎头→东回风上山→南回风巷→总回风巷→风井→地面
4、通防科每五天进行一次风量测定。
工作面环境温度不得超过26℃。
通防科应经常检查掘进工作面进风风流中的空气成份，氧气按体积计算不得小于20％，CO2不得超过0.5％，其它有害气体不超过《煤矿安全规程》第100条规定。
二、巷道通风
（一）、风量计算
1.按人数计算：
（工作面迎头同时工作人数最多不超过15人，每人每分钟不得少于4m3风量），
Q掘＝4N=4×
30=120m3/min
式中：
Q掘——掘进工作面需要风量
4——每人每分钟供给的最少风量，m3/min
N——迎头同时工作人数，取交接班时最多人数30人
2.按瓦斯和二氧化碳涌出量计算
根据相邻10309普采工作面回采时的实际CH4绝对涌出量为0.38m3/min、CO2绝对涌出量为0.53m3/min计算，取CO2涌出量计算
Q掘＝QCO2×
KCO2/C＝0.53×
1.5÷
1%=80m3/min
QCO2—CO2绝对涌出量，取0.53m3/min
KCO2—掘进工作面CO2涌出不均衡系数，取1.5
C——掘进工作面回风流中CO2允许浓度，取1%
3、按巷道最低风速进行计算：
Q掘min=VminS=15×
10.08=151m3/min
Q掘——掘进工作面风量，m3/min；
Vmin——最低允许风速，15m/min；
S——掘进巷道的净断面积，10.08m2。
由以上计算取该掘进工作面迎头的最大配风量为151m3/min，所以掘进工作面迎头风袋出口风量不得低于151m3/min。
〈二〉计算局部通风机的吸风量
1.局部通风机的吸风量计算
Q吸＝Q掘P供＝151×
100÷
（100-400×
10%）≈252m3/min。
式中：
Q吸—掘进工作面通风机的吸风量
P供—风筒漏风系数系数。
2.11×
2千瓦对旋式局部通风机吸风量的确定
根据井下实际测定，11×
2千瓦对旋式局部通风机的吸风量为255m3/min，故选择FBDN0.56型11KW×
2对旋式风机，配备Ф800mm胶质双反边风筒（柔性橡胶阻燃风筒）即可满足掘进通风要求。
〈三〉计算该掘进工作面的配风量
Q掘配=Q掘实配+15×
S局=255+15×
9=391m3/min
Q掘配——掘进面全压需风量，m3/min；
Q掘实配——局部通风机实际所需吸入风量，取255m3/min；
15——局部通风机至掘进工作面回风口之间的最低风速，15m/min；
S局——局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道净断面积，9m2。
通过以上计算，本工作面所需全压配风量为391m/min，掘进工作面迎头需风量为151m/min。
三、通风安全技术措施
（一）局部通风
1.局部通风机的开关安装在局部通风机附近，必须安装风电闭锁，风机停止运转时，工作面电源应做到自动切断，恢复正常通风后，采用人工复电；
局扇通风管理控制风机的电器设备必须安装在风机的吸风口方向的进风流中。
2.风机必须达到双风机、双电源，并能自动双向切换；
3.通风机高度离地不低于0.3m；
风袋出口距迎头不得大于10m；
4.通风机设备完好，严密不漏风，有整流器、护罩；
5.风袋应吊挂在电缆的另一侧，如受条件限制需吊挂在同一侧时，应挂在电缆的下方，距电缆不小于0.3m
升级会员 