2129运输顺槽规程修改.docx
《2129运输顺槽规程修改.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《2129运输顺槽规程修改.docx（46页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
2129运输顺槽规程修改
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为2129运输顺槽。
二、掘进目的及巷道用途
掘进目的：
是为形成2129回采工作面；用途为：
回风顺槽、运输顺槽、切眼勾通形成工作面后作为该面回采作业时的进风、运输、行人通道。
三、巷道设计长度
巷道设计长度：
2129运输顺槽设计长度935m，到位后调整方位掘进切眼150米，待2129运输顺槽掘到位后与切眼勾通形成2129准备工作面。
2129运输顺槽现已掘进600米，剩余335米。
四、预计施工期限及掘进方式
该顺槽预计施工2个月，掘进采用炮掘的方式进行。
第二节编写依据
一、采区设计
采区设计主要根据矿井生产能力核定报告进行编制。
二、地质说明书及批准时间
因我矿暂无较为详实的采区地质说明书，所以该巷道掘进的地质资料依据主要参考山西省煤炭地质114勘查院为我矿提供的《山西通洲集团安神煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》。
三、矿压观测资料
根据附近已掘巷道的矿压观测资料表明，巷道施工范围内，无地压显现现象，地质发育区域附近围岩为巷道应力集中区，需重点加强地质发育
段的支护质量管理。
第二章地面相对位置及地质水文情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
水平、采区
西采区西翼
工作面名称
2129运输顺槽
地面标高（m）
1226-1431
井下标高（m）
1040-1070
地面的相对位置及建筑物
对应地表为山丘、荒地,无其它地面建筑。
井下位置及掘进对地面
设施的影响
无影响
邻近开采情况
本工作面位于西采区西翼，东翼为西采区三条大巷，西部距矿界225米,全部留设保安煤柱；北部大部分未采，局部有三维地震勘探异常区；南部与2128工作面相邻，预留20米保安煤柱。
走向
南北
倾向
东西
长度
935m
地面相对位置及邻近采区开采情况表（表2－1）
第二节煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
巷道正常沿2#煤层挑伪顶掘进，根据工作面附近钻孔资料显示，此区域煤层赋存稳定，平均厚度为1.2m,稳定煤层距顶板0.2至0.3m处中间夹一层厚0.03m左右的炭质页夹矸岩，煤岩成分以亮煤为主，硬度系数f=2～3，煤层倾角3°-17°；直接顶为砂质泥岩或泥岩，性脆致密，水
平层理发育，破碎易冒落，厚1.7-4.2m；其上为中粒砂岩，岩质坚硬不易跨落,底板为泥岩、砂质泥岩,厚度为2.2-5.3m。
（附图一:
地质柱状图）
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
根据2013年度瓦斯鉴定结果显示，CH4含量高，CO2含量低；矿井瓦斯相对涌出量为13.25m3/t，绝对瓦斯涌出量为16.01m3/min，属高瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性，自燃等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层。
无瓦斯突出趋势。
第三节地质构造
该区域2#煤层为单倾斜构造，倾向南东，倾角3°-17°，工作面中无岩浆侵入，但在掘进过程中可能会揭露大小不等的断层或陷落柱，地测部门在掘进过程中，加强对地质资料的收集和存档。
第四节水文地质
巷道掘进通过范围内，水文地质条件为中等，伴随有季节性裂隙渗水现象，不会影响巷道正常施工，在施工中，遇巷道积水、淋水，加强排水。
第三章巷道支护及支护说明
第一节巷道布置
1、2129运输顺槽位于西采区北回风巷内2128运输顺槽以北21.5m位置（边至中），按计划方位275°（磁）向西掘进34m，然后变向，按计划方位50°（磁）向东北掘进43m，与北回风巷贯通，安设两道调节风门，施工2129运输顺槽风桥，形成完整独立的通风系统。
2、2129运输顺槽已掘进600米，剩余335米，按巷道原计划方位275°（磁）向掘进到位后，调整方位按5°（磁）向北掘进切眼150米，待2129回风顺槽掘进到位与切眼勾通，形成2129准备工作面。
（附图二：
2129运输顺槽巷道布置示意图）
3、2129运输顺槽在掘进过程中，风筒均吊挂在巷道北帮，电缆钩，风水管路均布置在巷道南帮，且要吊挂整齐，各风筒、管线必须逢环、钩吊挂，形成一条直线。
第二节矿压观测
每个井下工程，均应进行矿压观测，其观测内容根据支护方法而定，本工程为全煤岩断面、一次打眼一次放炮掘进，工字钢支护，破碎地点缩小棚距，梯形断面11#工字钢支护。
本工程的矿压观测内容主要是：
①当班工程质量验收观测并填写《掘进工程质量标准化验收表》。
②顶底板和两帮移近量监测。
矿压观测目的、内容及仪表
序号
观测内容
观测目的
观测仪表
备注
1
巷道表面位移
监测巷道相对变形量，从而判定稳定性
测标
测枪
测枪2支
2
顶板离层
监测顶板稳定状况，及时采取安全措施
掘进巷道成巷每50m设一测站，定期观测巷道顶板离层；顶底板和两帮移近量。
对矿压观测，应成立矿压观测小组，并有组织分工，对观测出的资料，加以收集整理，得出结果，向矿长汇报，并提出对本工程支护的改进意见。
注：
如遇地质构造，测站设为20m一站观测，并填写构造变化记录表。
第三节支护设计
一、永久支护：
（一）2129运输顺槽、绕道采用11#矿用工字钢棚架支护，巷道净断面规格为：
上宽2.6m、下宽3.4m、高2m,净断面为6m2，棚距为1m，棚腿与底板叉角为80°，迎山角度一般以巷道每倾斜±6°—±8°取1°迎山角来计算，巷道两帮采用6—8块背板或棚杆背帮,支护时梁腿采用“亲口接”衔接，六块半圆木勾顶（顶板破碎段，套棚支护，棚距缩为0.5m，半圆木增至八块），每支半圆木两端木楔加固牢实，棚梁两端头加设梁头楔。
（二）巷道架棚支护设计计算
1、根据型钢选择和支架承载能计算
（1）支架型钢选择为11#矿用工字钢
11#矿用工字钢钢材号为16Mn型钢强度δ=52KN/cm2
型钢的抗弯截面模量Wx=113cm3顶梁跨度（净口）I=260cm
（2）支架顶梁承载能力计算
P=
=
=180.8KN
P—支架的承载能力KN
δ—支架型钢强度KN/cm2
WX—型钢的拉弯截面横梁cm3
I—顶梁的跨度（净口）cm
2、支架棚距的确定
（1）巷道所需支架强度的确定
Q=HY=2×25=50KN/m2
H—直接顶的厚度，m;取值2m。
Y—岩石的容重，一般取值2.5KN/m2
（2）巷道的最大宽度（上宽）的确定
B=I+2h+2c=2.6+0.22+0.3=3.12m
H—型钢的高度110mm
C—支架背空隙150mm
（3）棚距的确定
d≤
≤
≤1.16m
d—支架的棚距，m。
p—支架的承载能力，KN
Q—巷道所需的支护强度KN/m2
B—巷道最大的宽度（上宽）m
根据计算确定巷道棚距为1.0m。
二、临时支护：
工作面放炮后，进入工作面时详细检查工作面附近20m范围内棚架的完好情况，对存在问题的棚架，及时进行修复；严格执行“敲帮问顶”制度，确认无危险后，及时将前探梁联锁挂起，并将棚梁固定于前探梁上，在棚梁上敷设六块半圆木,作为临时支护。
注：
在工作面往前掘进时3—5m范围内无法悬挂前探梁前，应先打设双排带帽点柱支护顶板。
三、工作面最大控顶距为1.2m,最小控顶距0.2m。
四、2129运输顺槽掘进过程中必须进行补强支护，每间隔10米打设一根锚索；顶板破碎时，每间隔5米打设一根锚索；锚索规格：
Φ15.24×7000mm钢绞线，托盘规格：
30×30㎝。
每孔使用两支CK2335、一支Z2360树脂锚固剂。
五、爆破前，对巷道前10米范围内的支护采用棚距拉杆进行加固，棚距拉杆离地高度1.2米，两帮同时加设，每帮10根，共计20根。
每向前掘进1米，将后面的两根棚距拉杆前移。
六、2129运输顺槽掘进过程中，每隔80米于巷道南帮掘一硐室，用来存放材料。
硐室规格为：
工字钢棚净口2.6m，底宽3.4m，高2.0m，深3.0m。
以上支护设计严格按照《山西省煤矿安全质量标准掘进专业》规定执行。
（附图三：
巷道断面示意图及临时支护设计图）
第四节支护工艺
1、巷道支护形式、参数及支护材料要求说明
支护材料：
选用11#工字钢、半圆木、圆木。
工字钢支护形式为梯形，支护规格：
工字钢棚净口2.6m，底宽3.4m，高2.0m，棚距为1.0m。
特殊地质构造段棚距缩小为0.5m（套棚支护）。
巷道特征表
煤层
断面
形状
掘进
面积
（m2）
净断
面积
（m2）
巷道
坡度
控顶距（m）
棚距
（m）
最大
最小
2129运输顺槽
2#
梯形
7.09
6.0
3°—17°
1.2
0.2
1.0
每米巷道支护材料消耗表
巷道支护材料
棚梁（根）
棚腿（根）
木楔（个）
勾杆（块）、背板
1
2
12
12
2、支护质量要求：
1、偏离中线不得超过±50mm；
2、棚距不得超过设计±30mm；
3、前仰后倾不得超过±20mm；
4、棚腿与底板叉角80°；
5、棚腿必须深入底板50mm；
6、棚架梁腿衔接不得出现吊口，后空及错口；不得出现斜棚、倒棚、直腿棚、射箭棚、棚腿迈步不均等不合格支护。
7、勾杆加固牢固且布置均匀，要成一直线，接顶必须实在，每支勾杆用木楔加紧背牢。
8、架好棚后，棚架两端加设梁头楔，并要打紧、背实。
9、所支护的棚架迎山角度必须符合要求，迎山角度一般以巷道每倾斜±6°—±8°取1°迎山角来计算。
10、对发现的质量问题及时进行纠正，保证工程质量符合规定。
第四章施工工艺
第一节工艺流程
一、施工方法
巷道施工方法采用爆破方式按设计要求掘进，爆破落煤（岩）后，人工装煤，刮板输送机、皮带输送机联合运煤。
二、施工顺序
安全检查→打眼（接溜）→装药→放炮→敲帮问顶→临时支护→装煤→永久支护→进行下一循环
三、作业方式
2129运输顺槽采用爆破掘进的方式进行作业。
1、打眼工具：
打眼采用ZQS—35/2.0气动手持风煤钻配合1.5米螺旋钻杆打眼。
2、爆破作业
爆破器材：
爆破作业时，使用煤矿许用三级乳化炸药，1—5段毫秒延期电雷管，MFB—100型隔爆电容式发爆器起爆。
装药结构：
全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时必须小心将药卷用木棍送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线。
起爆方式:
采用全断面一次正向爆破作业，一次钻眼，一次装药，一次起爆；严禁一次钻眼，分次装药，分次起爆。
炮眼数量和装药量的确定：
根据下列公式可算出一次爆破所需的总药量：
Q=qszn
此总装药量如按照一定的炮眼装药系数，平均装入工作面所有的炮眼中去，总装药量可写作
Q=NLaP/m,kg
以上两式相等，故得总炮眼数为
N=qsnm/ap,个
式中q—单位炸药消耗量q=0.75kg/m3（煤）
S—巷道断面面积m26.0m2
L—炮眼深度，m取1.2m
n—炮眼利用率，取0.8
N—炮眼数目,个。
m—每个药卷长度，取0.2m；
a—炮眼装药系数一般取0.5—0.7，平均取0.6
p—每个药卷重量，取0.2kg
则N=qsnm/ap
N=（0.75×6×0.2×0.8）/（0.6×0.2）=7.3（个）
根据半煤岩掘进的实际爆破效果，实际炮眼数量取14个。
附图四：
（炮眼布置图）
爆破说明书
炮眼
炮眼名称
眼深（m）
角度
装药量
药卷个数
炮泥长度
起爆顺序
联线方式
编号
个数
水平（°）
垂直（°）
每眼kg
总量kg
1（2、3）
3
掏槽眼
1.2
0
-15
0.4
1.2
2
0.6
Ⅰ
串
联
4（5）
2
辅助眼
1.2
0
0
0.4
0.8
2
0.6
6（7）
2
底眼
1.2
75
-15
0.4
0.8
2
0.6
Ⅱ
8（9）
2
腰眼
1.2
75
-15
0.4
0.8
2
0.6
Ⅲ
10（11）
2
顶眼
1.2
75
+15
0.4
0.8
2
0.6
Ⅳ
12（13、14）
3
放顶眼
1.2
75
+15
0.4
1.2
2
0.6
V
合计
14
5.6
3、临时支护：
①工作面放炮后，进入工作面时详细检查工作面附近20m范围内棚架的完好情况，对存在问题的棚架，及时进行修复；严格执行“敲帮问顶”制度，确认无危险后，及时将前探梁连锁挂起，并将棚梁固定于前探梁上，在棚梁上敷设六块半圆木,作为临时支护。
（前掘时3-5m如不能挂设前探梁应先打双排带帽点柱作为临时支护）。
②班长、安全员、瓦检员全面检查工作面支护、瓦斯，确认无问题后按规定架设临时支护，临时支护必须支护至工作面煤墙。
4、永久支护：
按工字钢棚支护质量要求标准支护。
第二节循环进尺
1、正常情况下循环进尺为1.0m。
2、在过断层、帮顶层节理发育或遇无炭柱时的循环进尺缩短为0.5m（套棚支护）。
第三节运煤（矸石、材料）方式
一、运煤（矸石）系统
工作面刮板输送机→2129运输顺槽皮带输送机→北皮带巷皮带输送机→东皮带巷皮带输送机→井底煤仓→地面。
二、运料系统
安全出口斜井→井底车场（北联巷）→东采区轨道巷→北轨道巷→北轨道巷内2129运输顺槽对口联络贯口，然后由人工转运至工作面指定地点。
（附图五：
运输系统图）
三、设备固定及要求
（1）小绞车底座固定时，底座的螺母垫圈齐全有效：
小绞车临时固定时，必须采用地锚固定，加设压柱。
（2）绞车所用钢丝绳绳头长度不得少于600mm，绳卡不得少于3道，必须安装保险绳，保险绳绳头的卡绳长度不得少于600mm，绳卡不得少于3道，一顺排列，U形部分与绳头接触，不能与主绳接触，班班检查。
（3）皮带输送机机头、机尾必须打设地锚固定。
（4）刮板输送机机头必须打设地锚固定，并加设压柱；刮板输送机机尾打设两根压柱。
（5）地锚杆体直径为Ф18mm，长度为1.2米，材质为左旋螺纹钢，锚杆不少于4根，锚杆端头要有伞帽（伞帽直径不小于35mm，厚度不小于4mm）。
（6）压柱及戗柱的规格采用直径不小于180mm以上的优质木材，压柱（2根）打在绞车后部两侧，且垂直于顶板，戗柱（2根）打在绞车前部两侧，并前倾底板75°-80°，各柱下部均要支在绞车底座上，柱顶要有不小于100mm的柱窝，同时要打紧背牢。
四、警示系统及信号
警示系统采用声光信号指示，信号要求灵敏可靠。
运输前打开声光信号，严禁在道上站人和行走。
停运期间关闭声光信号。
第四节工具及设备配备
设备名称
型号
单位
数量
气动钻机
ZQS—35/2.0
台
1
煤溜
SGB-620/40
部
2
信号综保
ZBZ-4.0
台
1
局扇
2X11KW
台
2
皮带输送机
DSJ—80/40
部
1
水泵
BQW15-80-9.2/N
台
1
刀锯
把
1
大锤
把
1
斧头
把
1
第五章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
队组实行"三八"制，三班生产，利用交接班时间检修。
保证出勤率不低于80%。
每班配备一个跟班队长，负责工作面作业现场指挥。
劳动组织表:
工种
一班
二班
三班
合计
班组长
1
1
1
3
打眼工（兼支护工）
1
1
1
3
爆破工（兼支护工）
1
1
1
3
清煤工
2
2
2
6
煤溜司机
1
1
1
3
瓦斯员
1
1
1
3
安全员
1
1
1
3
电工
1
1
1
3
合计
9
9
9
27
第二节循环作业图表
为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工作效率。
（附图表六：
循环作业图表）
第三节主要技术经济指标
序号
项目
单位
指标
1
掘进工程量
m
485
2
巷道毛断面
m2
7.09
3
净断面
m2
6.0
4
循环进尺
m
1.0
5
日循环数
个/日
12
6
日进尺
m
12
7
棚距
m
1
8
日出勤
工/日
27
9
出勤率
%
87
10
效率
米/工
0.44
11
工字钢
根/m
3
12
棚杆、背板
根/m
12
13
木楔
个/m
12
14
锚索
套
50
第六章生产系统
第一节一通三防
一、通风系统
1、风量计算、供风路线、设备、通风方式
2129运输顺槽掘进采用局扇压入式供风，选择功率为2×11KW局扇供给工作面风量。
2129运输顺槽局扇安装于北皮带巷内2129运输顺槽口以南10m以外的安全地点，新鲜风流经风筒送至工作面，泛风流沿工作面→2129运输顺槽→2129运输探巷→北回风巷→回风立井→地面。
（附图七：
通风系统图）
局部通风机安装要求：
a、风机必须吊挂在顶板上或放在风机架上距地板高度不小于0.3m；
b、风机开关必须上架，风筒距工作面距离不得大于5m，保证工作面有足够的新鲜风流，掘进岩巷时，风筒距工作面不大于8m；
c、风机必须挂牌管理，专人负责，实现“三专”、“两闭锁”、双风机双电源自动切换；
d、风筒接口要求严密不漏风，工作面风筒不落地；
e、风筒吊挂在巷道顶板上，风筒要求逢环必挂，平直不出现死弯现象；
f、必须保证风机连续运转，不准无故停风、停电。
掘进面有计划停风措施
a、有计划停风，要明确停风时间，并派专人办理相关手续；
b、在班前会上学习此措施，跟班矿长、科长负责安全措施的落实情况；
c、局部通风机停电停风前，跟班副矿长、科长、安全员、瓦斯员负责将停风区内的人员撤至全风压供风的皮带巷中，并安排专人进行警戒，设置明显警示标志，防止人员进入；局部通风机停电、停风后，局部通风机管理人员要立即向通风科、调度室等科队进行汇报，值班人员要作好记录。
掘进工作面风量分配：
掘进工作面所需风量按瓦斯涌出量，人数等条件计算，取其中最大值，符合风速要求，即为掘进工作面所需风量。
1、按照瓦斯涌出量计算
Q掘进=125×q瓦掘进×K掘进瓦
式中：
Q掘进-----掘进工作面所需风量m3/min
q瓦掘进----掘进工作面最大瓦斯绝对涌出量，取0.61m3/min。
K掘进瓦----瓦斯涌出不均衡通风系数，取2.0
125----按0.8%CH4浓度取得系数，m3/min
Q掘进=125×0.61×2.0=152.5m3/min
2、按局部通风机实际吸风量进行计算（2×11kw局扇，最大吸风量350m3/min）
Q掘进=Q扇×Fi+15S
式中：
Q掘进----局部通风机吸风量m3/min
Fi----掘进工作面同时通风的局部通风机台数
S----局扇前巷道断面m2，取7.09m2。
Q掘进=350×1+（15×7.09）=456.35m3/min
3、按掘进工作面同时作业的最多人数进行计算（交接班时最多人数按同时作业人数的2倍计算）
Q掘进=4N（m3/min）
式中：
Q掘进---掘进工作面实际需要风量，m3/min
N-----掘进工作面的最多人数（按交接班最多人数计算）
4-----每人每分钟的供风量不得少于4m3/min
Q掘进=4×（9×2）=72.0m3/min
4、按掘进工作面炸药量进行计算
Q掘进=25A（m3/min）
式中：
Q掘进---掘进工作面实际需要风量，m3/min
A----一次爆破炸药最大用量Kg，取5.6Kg。
25---每千克炸药爆炸后需要供给的风量，m3/（min×Kg）
Q掘进=25×5.6=140m3/min
5、按风速进行验算
按最低风速验算：
Q掘进=S掘进×V掘进
式中：
Q掘进---掘进工作面所需风量m3/min
S掘进---掘进工作面巷道断面积m2，取7.09m2。
V掘进---巷道中允许最低风速，取0.25m/s
Q掘进=7.09×0.25×60=106.35m3/min
按最高风速验算：
Q掘进=S掘进×V掘进
式中：
Q掘进---掘进工作面所需风量m3/min
S掘进---掘进工作面巷道断面积m2，取7.09m2。
V掘进---巷道中允许最高风速，取4.0m/s
Q掘进=7.09×4.0×60=1701.6m3/min
即：
106.35＜456.35＜1701.6由1—5项得出该掘进工作面局扇前供风量按不小于460m3/min供给。
第二节压风自救系统
1、压风风源、设备及安装铺设
2129运输顺槽掘进工作面风源来自地面空压机房，空压机房内设2台空压机，空压机型号为SA200A型；额定排风量30m3/min，额定排风压力为0.8MPa。
使用Ф159mm钢管接至北皮带巷，再由Ф60mm钢管接至距工作面20m处，剩余距离采用Ф19mm高压胶管连接。
（附图八：
压风系统图）
2、压风自救系统安设要求
自2129运输顺槽掘进工作面回风口开始，50米设置一组压风自救箱，随着工作面掘进进度，靠近迎头至少设置一组，并保持距迎头50米的距离；安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧。
第3节防尘系统及供水施救系统
一、防尘水源来自地面静压水池，具体防尘措施如下：
1、在巷道中设2道水幕，一道为固定水幕离巷口50m，一道为移动水幕，距工作面50m，随工作面掘进进度，相继移动。
2、施工中通风科要及时安设防尘水管，防尘管路为Ф50mm无缝钢管，用于施工中的洒水工作。
每隔50m安装一个三通阀门。
3、工作面装煤前要先喷雾洒水。
4、巷道中铺设排水管路，以防积水。
5、定期冲洗巷道，防止粉尘堆积，每周进行冲洗一次。
6、防尘设施齐全有效，水压和水量符合要求。
7、各转载点要安设喷雾装置,必须保证正常使用。
二、防尘管理
1、巷内必须建立完善的防尘洒水管路，安设Ф50mm静压水管，并每隔50米安设一道三通阀门。
2、工作面安设喷雾洒水装置，喷雾必须全部覆盖巷道断面。
3、巷内安设净化水幕两道，固定水幕在距巷口50m处，移动水幕距工作面50m处，水幕覆盖全断面，水幕的长度不得小于巷宽的90%，水幕距顶板不得大于0.3m。
4、打眼必须坚持湿式打眼，严禁干打眼。
并且工作面所有人员都必须佩戴防尘口罩。
装炮时必须使用水炮泥，每眼使用1～2节。
5、煤尘堆积厚度不得超标，全月每周对全巷进行一次煤尘冲洗、清扫工作，连同巷内浮煤定期清运。
6、巷内工作面人员佩带防尘口罩。
7、防尘设施、设备指定专人管理，不得随意拆除。
防尘工要经常检查防尘管路，发现问题要及时处理。
8、装煤（岩）前必须对爆落的煤（岩）进行洒水降尘。
装煤（岩）时，必须打开洒水管路阀门，进行喷雾降尘。
（附图九：
防尘系统图）
3、供水施救系统安设要求
自2129运输顺槽掘进工作面回风口开始，50米设置一组供水施救箱
升级会员 