+980m水平胶带大巷延伸段作业规程.docx

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+980m水平胶带大巷延伸段作业规程

目录

第一章概况1

第一节概述1

第二节编写依据1

第二章地面相对位置及地质水文情况2

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况2

第二节煤（岩）层赋存特征2

第三节地质构造4

第四节水文地质4

第三章巷道布置及支护说明4

第一节巷道布置4

第三节支护工艺7

第四章掘进施工工艺8

第一节施工方法8

第二节凿岩方式8

第三节爆破作业8

第四节装、运岩方式9

第五节管线及轨道敷设9

第六节设备及工具配备10

第五章劳动组织及主要技术经济指标10

第一节劳动组织10

第二节循环作业图表11

第三节主要技术经济指标11

第六章生产系统12

第一节通风系统12

第二节压风系统14

第三节供水系统14

第四节防尘系统14

第五节防灭火15

第六节安全监控系统15

第七节供电系统17

第八节排水系统18

第九节运输系统18

第十节通信、照明、信号系统19

第七章工程质量控制20

第一节工程质量标准20

第二节工程质量控制措施21

第八章灾害预防及避灾路线23

第九章安全技术措施24

第一节开口施工及施工准备24

第二节“一通三防”管理25

第三节煤与瓦斯突出管理28

第四节顶板管理29

第五节爆破管理30

第六节防治水管理34

第七节机电管理35

第八节运输管理38

第九节三位一体安全确认制度45

第十节其它48

第一章概况

第一节概述

一、概况

+980m水平胶带输送机大巷总长1172m，以回风平硐为界分为东、西两段，现已施工完成投入生产。

根据生产的需要进行向西延伸，延伸段由我工区继续施工。

二、工程名称

一井区+980m水平胶带输送机大巷延伸段。

三、巷道用途

主要为一井区通风、煤炭运输等使用，为主要运输大巷。

四、巷道设计长度及服务年限

巷道设计长度：

根据地质情况与生产需要而定

服务年限：

40年以上

五、预计开、竣工时间

本掘进工作面自2011年6月份开工，预计2012年竣工。

第2节编写依据

一、《煤矿安全规程》、《煤矿安全操作技术规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿防治水规定》及相关规程规定。

二、《发耳矿一井+980m大巷布置平、剖面图》

三、在施工过程中严格执行“有疑必探，先探后掘”的规定，当探到煤层、构造带时必须编制相应的补充措施。

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

地面相对位置及邻近采区开采情况表

水平名称

一水平

地面标高（m）

+1200～+1320

井下标高（m）

+989

地面的相对

位置及建筑物

地面相对位于曾家寨、彭家寨附近，地面建筑主要有长寨、小寨、大寨等村民住房。

井下位置及

掘进地面

设施的影响

+980m水平胶带输送机大巷垂直于回风平硐开口，巷道南侧为+980m水平回风大巷，北侧为+980m水平轨道大巷。

邻近采区

开采情况

目前该矿井正在生产。

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

+980m水平胶带大巷已完成1172m并投入生产，延伸段设计长度根据地质情况与生产需要而定。

整个巷道需穿过5-2＃、5-3＃、7#等煤层。

各煤（岩）层赋存特征阐述如下：

根据矿开采情况和现有资料可知：

5-2煤层，顶底板均为泥岩，煤层为黑色，块状，玻璃光泽，由亮煤、暗煤镜煤及丝炭组成，属半暗-半亮型煤。

煤下部有两层薄煤，无开采价值，煤1内生节理发育，见眼球状断口，含条带状黄铁矿结核；煤2有参差状断口。

夹矸:

炭质泥岩,黑色,水平层理,薄层状,含条带状黄铁矿结核,富含植物碎屑瓣鳃类化石。

5-3煤层：

直接顶为粉砂岩，老顶为细砂岩，地板为炭质泥岩及泥岩。

煤有玻璃光泽，由亮煤、暗煤、镜煤及少许丝炭组成，为半暗-半亮型煤。

主煤层下有两层小分层，煤1:

有梳状断口,底部见条带状黄铁矿结核。

煤2:

有贝壳状断口，底部0.05m含泥质包裹体，含黄铁矿结核，为劣质煤。

夹矸：

为灰黑色炭质泥岩，水平层理，薄层状，含条带状黄铁矿结核，产植物碎屑化石。

7煤层地质情况

是区内主要的可采煤层,也是辅助标志层（B辅）；位于煤系的上部,上距5-3煤层底界10.5～29.0m，平均21.63m；下距10煤层顶界5.5～20.5m，平均10.79m。

该煤层见煤点共63点，煤层总厚1.00～3.43m,平均2.33m，一般2.00～2.60m；大于1.30m占90%；大于2.00m者占68%；大于2.00m者分布于井田东西两区域。

有益厚度1.00～3.06m，平均2.20m。

可采性指数为100%、煤层的变异系数为23.7%，属稳定型煤层（表3-10）。

表3-107煤层厚度稳定性评价表

项目

煤层

总厚

厚度有关数值

煤层稳定性评述

两极值

平均值

（点数）（m）

可采

情况

厚度分布比例

稳定指标

评述

Km

（%）

γ

（%）

总厚度

（含矸石）

1.00～3.43

2.33（63）

大部可采

1.00～1.30m占10%，

1.30～2.50m占22%，

＞2.00m占68%。

100

23.7

稳定

7煤层为简单至较简单结构，含矸石占41%，含矸1～2层，绝大多数含矸1层，一般位于煤层中部，矸石总厚0.07～0.89m，平均0.30m；含矸点主要横向分布在井田中部；据勘探统计岩性为泥岩，偶见粘土岩。

该煤层的直接顶板以粉砂质泥岩为主，其次是泥质粉砂岩、泥岩，少数为粉砂岩、细砂岩；未见伪顶。

直接底板以泥质粉砂岩、泥岩、粉砂质泥岩为主，其次是细砂岩，少数点见粉砂岩；偶见伪顶，岩性为泥岩。

综上所述，7煤层层位稳定，全区发育，属全区可采的稳定型中厚煤层。

控制程度高（表3-11），煤层对比可靠，煤层厚薄区域划分较清楚，该煤层与1、3煤层同属本井田最主要可采煤层。

表3-117煤层控制程度表（以总厚度统计）

穿过点数64点

可采系数

可采

点数

不可采

点数

断缺

点数

沉缺

点数

可采点数

总点数～缺失点数

63

0

1

0

100

7煤层瓦斯

可燃物瓦斯含量为7.00～21.11ml/g，平均12.97ml/g；煤的瓦斯含量为5.25～16.12ml/g，平均9.45ml/g；瓦斯成分：

CH4为67.98～98.39%、平均91.09%；C

～C

为0.35～2.48%、平均1.01%；CO2为0.16～1.92%、平均1.14%；N2平均2.44%。

其它煤层赋存特征详见附图：

煤层综合柱状图

二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数

本区属于高瓦斯区域，以前小窑曾发生过瓦斯爆炸事故，煤尘亦有爆炸的可能性，施工过程中要严格管理好瓦斯，并定期洒水降尘。

生产过程中要采取防治瓦斯和防止煤尘爆炸专项措施，同时要进行瓦斯等级鉴定。

第三节地质构造

+980m水平胶带输送机大巷地表大部分为旱地（季节性播种农作物），无大型建筑物、铁路、公路，亦无地表河流、水体；地面地表山地标高在+1050m左右。

从现有的资料分析，面内地质构造简单，但由于该地段勘探程度较低，施工过程中地质人员应随时收集和掌握地质变化情况，如有异常及时采取有效措施，以确保施工安全。

第四节水文地质

因+980m水平胶带输送机大巷相关的水文地质资料不很详细，只能根据已施工结束的+980m水平胶带输送机大巷、+980m水平轨道运输大巷、+980m水平回风大巷分析，初步判断本区内的水文地质情况属于简单型，但裂隙发育地段淋水可能较大，施工过程中应注意防治水；又由于该地段离地表较近，不排除有积水的可能，故施工时一定要给予重视，施工时必须坚持“有疑必探，先探后掘”的施工原则。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

+980m水平胶带输送机大巷以回风平硐为基准，分东西两翼，施工完成1172m并投入生产，现根据生产需要继续延伸,延伸段巷道全为平巷。

详见附图：

+980m水平胶带输送机大巷延伸段平面布置图

第二节支护设计

一、巷道断面

+980m水平胶带输送机大巷断面形状为拱形，巷道净宽4000mm，巷道净高3500mm，起拱线距底板1500mm,设计喷射混凝土厚度100mm。

断面积为：

S掘=13.6m2；S净=12.3m2。

详见附图：

+980m水平胶带输送机大巷支护断面图。

二、支护方式

1、临时支护

根据目前掌握的顶板情况，采用前探梁、金属网、背板（厚度不小于5cm，宽度不小于20cm，长度较巷道宽度小50～100cm）作为临时支护，特别是在过地质构造带、顶板破碎带、顶板有淋水等情况下，必须正确使用好前探梁。

前探梁用直径不小于76mm的钢管制作，两头各钻2个小眼孔，长度不小于4.5m；吊环使用φ20mm的锚杆与螺帽焊接加工而成。

前探梁间距以顶板支护锚杆间距为准，用吊环吊挂固定，每根前探梁不少于3个吊环，吊环用配套的锚杆螺母固定（吊环上满螺帽丝扣），锚固力不小于64千牛/根，前探梁穿过吊环抵到迎头（前端距迎头不大于0.5m），前探梁与吊环间使用木楔楔紧，前探梁上方铺放金属网（联好），并用长木板或道木接实顶板；顶板未永久支护前的所有作业必须在前探梁的临时支护下进行，开口前5米可不使用前探梁。

详见附图：

前探梁支护示意图

2、永久支护

巷道设计采用锚－网－喷联合支护，在顶板完整、无地质构造带的条件下放炮前迎头空顶距不超过700mm，放炮后不超过2500mm，具备支护条件时必须立即锚（网）喷支护至迎头。

在过地质构造带、顶板破碎、有淋水时，依据现场情况制定补充安全技术措施。

三、支护参数计算：

1、按悬吊理论计算锚杆参数：

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；

L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；

L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m；

其中：

H岩=B/2f=4.2÷（2×5）=0.42（m）

H煤=B/2f=4.2÷（2×4）=0.53（m）

式中：

B—巷道开掘宽度，取4.2m；

f—岩石坚固性系数，粉砂岩取5，煤取3；

则L岩=2×0.42+0.5+0.05=1.1.39（m）

L煤=2×0.53+0.5+0.05=1.61（m）

2、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a：

a=

式中：

a—锚杆间排距，m；

Q—锚杆的锚固力，KN/根

H—冒落拱高度，取0.42m；

R—被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN/m3；

K—安全系数，一般取K=2；

a=[50÷（2×0.42×25.48）]1/2=1.52（m）

序号

断面型号

锚杆规格（㎜）

间、排距（㎜）

结论

1

1-1

φ20×2000mm

800×800

附合要求

经验算，+980m水平胶带输送机大巷锚杆间排距为800×800mm，锚杆为高强度左旋无纵筋φ20×2000mm型锚杆符合要求。

锚（网）喷支护时，一般情况下放炮前迎头≯800mm。

放炮后找净活矸、危岩，检查巷道毛断面尺寸，再进行锚网支护且锚网支护紧跟迎头。

过地质构造带、断层、揭煤、贯通前等特殊情况时另行制定针对性的措施。

第三节支护工艺

一、支护材料：

1、锚杆及锚固剂：

锚杆为等强度左旋无纵筋φ20×2000mm型锚杆,间、排距为800×800mm，详见断面图；每根锚杆用1块CK2570型树脂锚固剂固定，锚固力不小于64KN，锚杆均使用配套标准螺母和标准托盘，每根锚杆锚固长度不小于700mm，托盘规格为6×120×120mm标准托盘。

每架设300套锚杆必须按规定做锚杆抗拔力实验一组，每组不得少于三套。

2、钢筋网：

采用φ6.5mm焊接而成。

规格：

长×宽=1500×1000mm；网格为150×100mm的矩形网片。

3、喷射砼：

山砂、碎石（粒径小于20mm）、水泥PO.32.5、速凝剂掺合为3—5%。

二、锚杆安装工艺

锚杆安装前先进行铺网。

铺网前，首先按照中线和施工设计严格检查巷道断面规格，网与网之间每隔200mm用12#铁丝连接。

不符合作业规程要求时必须先进行处理；要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，三位一体确认后方可开始铺网工作。

1、打锚杆眼

锚杆眼的位置要准确，眼位误差不超过100mm，眼向误差不得大于15°，施工过程中应严格控制锚杆的间排距，验收员必须按照设计的间排距要求预先画好眼位。

打眼按由支护侧向未支护一侧的顺序进行。

帮部可用风钻配用φ28钻头打锚杆眼。

2、安装锚杆

安装前，应先进行扫眼工作，当吹尽眼孔内的粉尘后，先将锚杆杆体送入，查看锚杆孔是否够深和有无变形。

当锚杆能顺利的送入孔内后，取出锚杆杆体，把树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，从钢筋网外面穿锚杆，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上托盘，拧上螺帽，用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使锚杆钻机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度。

20秒后，再次开启锚杆钻机，拧紧螺帽给锚杆施加预紧力，使钢筋网紧贴岩面，锚杆外露长度为30～50mm。

三、支护材料每米用量

见本规程第五章第三节“主要经济技术指标表。

第四章掘进施工工艺

第一节施工方法

巷道掘进采用全断面一次成巷的施工方法，破岩方法为中深孔光面爆破法，出矸采用P-120型耙斗装岩机配合固定式矿车运矸。

巷道施工采用激光指向仪定位。

第二节凿岩方式

湿式打眼，打眼机具为YT-28型凿岩机。

风源来自地面压风机房。

第三节爆破作业

一、炸药、雷管：

炸药为安全等级不低于Ⅲ级的煤矿许用乳化炸药，雷管为煤矿许用1～5段毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不超过130ms。

二、装药方式：

正向连续装药

三、起爆方式：

正向起爆，全断面一次装药，一次起爆；联线方式为串并联。

起爆使用MFd－200型发爆器。

四、炮眼布置

正常情况布置57个炮眼。

掏槽眼：

垂直楔形掏槽法。

3对掏槽眼对称巷道中线并向下布置，取掏槽眼排距为450mm，眼底距离200mm，与工作面夹角73°，通过计算得眼口距离为1400mm。

扩槽眼：

扩槽眼布置1个。

三圈眼：

三圈眼按巷道中线对称布置9个，眼距450mm。

二圈眼：

二圈眼按巷道中线对称布置布置11个，眼距600mm。

周边眼：

根据目前掌握的围岩硬度情况，周边眼共布置炮眼21个。

其中拱部眼15个，帮眼6个，眼距400mm；周边眼全部预留光爆层，光爆层厚度100～200mm，眼痕率达到60%以上。

底眼：

8个，眼距550mm。

水沟眼：

1个。

炮眼布置、爆破说明书详见附图

第四节装、运岩方式

一、装岩方式

巷道掘进施工中，采用P-120型耙斗装岩机装岩。

耙斗装岩机尾轮的固定位置应高出岩堆800～1000mm以上，尾轮用钩挂在固定楔上，固定楔长度：

固定在煤层内为1200mm以上，岩层为1000mm，坚硬岩层为800mm，固定楔的孔深度不小于800mm。

耙斗装岩机簸箕斗距迎头距离不小于8m，不大于45m。

二、运输方式

1、工作面至地面运输

主运输采用CDXT-8蓄电池式电机车配合固定式矿车，辅以人工推车、绞车将矸石运送到+980m轨道大巷。

2、轨道大巷至1#副斜井井口段运输

轨道大巷到1#副斜井井口主运输采用CDXT-8蓄电池式电机车配合U型矿车运输，其此段运输由运输工区专业运输队伍进行运输。

第五节管线及轨道敷设

耙斗装岩机通过四个卡轨器固定在轨道上，机尾由耙斗装岩机支腿与用钢丝绳吊挂固定。

详见本规程第八章相关内容。

在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置和《煤矿安全规程》要求吊挂，吊挂符合规范要求。

电缆钩每隔2m一个，电缆垂度不超过50mm。

风、水管吊挂钩每隔4m一个，风、水管接口要严密，不得出现漏风漏水现象。

风、水管随工作面推进及时延长，以备迎头正常供风供水。

根据规定，风筒逢环必挂，吊挂要平、稳、直。

当迎头及回风流中瓦斯浓度≤0.5%时，风筒口距迎头（或在岩巷中）5～8m；当迎头或回风流中瓦斯浓度＞0.5%时，岩巷中风筒口距迎头距离（煤巷或半煤巷）不得大于5m。

迎头掘进临时轨道的敷设：

轨枕采用木道枕，轨枕间距不大于800mm，轨道尽量平坦一致，轨道接头处要保证质量，轨道接缝不大于5mm，高低、左右差错不得大于2mm；两条轨面高低差不得大于5mm。

第六节设备及工具配备

设备及工具配备情况简表

序

号

设备工

具名称

型号规格

功率

单位

数量

备注

1

局部通风机

BDJ60-№6.7A

2×30KW

台

2

2

耙装机

P-120

55KW

台

1

3

喷浆机

PZ-5B

5.5KW

台

1

4

风钻

YT-28

台

4

5

锚杆机

MQT-110CM

台

2

6

帮锚机

MQTB-60/1.5

台

1

7

风镐

G10

台

2

8

绞车

JD-25

25KW

台

1

9

第五章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

巷道施工采用“三八”作业制组织生产，实行正规循环作业；循环进尺1.80m，日进尺3.60m。

劳动组织见下表。

劳动组织表

工种

出勤表

早

中

夜

合计

打眼工

3

3

3

9

爆破工

1

1

1

3

喷浆工

1

1

1

3

扒装司机

1

1

1

3

安注锚杆工

2

2

2

6

班长

2

2

2

6

绞车司机

1

1

1

3

信号工

1

1

1

3

把钩工

1

1

1

3

质量验收员

1

1

1

3

机电修

1

1

1

3

合计

16

16

16

48

第二节循环作业图表

迎头施工根据劳动组织合理配备人员、安排工序，尽量平行作业，充分利用时间，提高工时利用率。

正规循环作业图表见后附表。

第三节主要技术经济指标

见下表：

技术经济指标表

序号

项目

单位

指标

备注

1

在册人数

人

48

2

每天出勤人数

人

36

3

出勤率

%

75

4

循环进尺

m

1.8

5

效率

m／工

0.1

6

月循环次数

个

60

按30天/月

7

月进尺

m

108

8

循环率

%

83.3

9

炸药消耗

kg/m

18.63

矿用三级乳化炸药

10

雷管消耗

个/m

32

毫秒延期电雷管

11

坑木消耗

m3/m

0.05

12

锚杆消耗

套/m

17

高强度左旋无纵筋

13

树脂锚固剂

条/m

17

快速

第六章生产系统

第一节通风系统

施工过程中，采用压入式通风，风筒选用φ800㎜软质抗静电阻燃风筒。

一、掘进工作面风量计算：

每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。

（一）按瓦斯涌出量计算

Q掘=100×q瓦掘i×k掘瓦i（m3/min）

式中：

Q掘—掘进工作面实际需要的风量，（m3/min）；

Q瓦掘i—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，取1m3/min；

k掘瓦i—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的风量系数，取1.6；

Q掘=100×1×1.6=160m3/min

（二）按炸药量计算

Q掘=25Aa（m3/min）

式中：

Aa—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，取最大炸药用量Aa=21.6kg；

25—1kg炸药爆破后，需要供给的风量，m3/min；

Q掘=25×21.6=540（m3/min）

（三）按人数计算Q掘=4×n（m3/min）

式中：

n—掘进工作面同时工作的最多人数，取11人。

Q掘=4×11=44（m3/min）

经过以上计算，拟选用FBDY№6.3/2×30型对旋隔爆轴流式局部通风机，吸入风量在260m3/min～630m3/min之间，功率为2×30KW，符合通风要求。

二、掘进工作面风速验算

（一）按最低风速验算

岩巷掘进工作面的最低风量

Q≥15×S（m3/min）

式中：

S—掘进工作面的最大断面积，13.6m2

Q—取局部通风机最小吸入风量260m3/min

260m3/min≥15×13.6=204（m3/min）

（二）按最高风速验算

岩巷掘进工作面的最高风量

Q′≤240×S（m3/min）

式中：

S—掘进工作面的最小断面积，12.4m2

Q′—取局部通风机最大吸入风量630m3/min

630m3/min≤240×12.4=2976（m3/min）

通过以上计算及验算，选择FBDY№6.3/2×30型对旋隔爆轴流式局部通风机，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定，现场安装两台同种型号的局部通风机，一台使用一台备用，两台风机必须可以自动切换。

三、局部通风机安装地点和通风系统

1、局部通风机安装地点

局部通风机安设在+980m轨道大巷防突风门以外的新鲜风流中。

2、通风系统：

新风：

地面→+980m水平轨道大巷→四号联络巷→迎头

乏风：

迎头→四号联络巷→+980m水平回风大巷→地面。

详见附图6：

+980m水平大巷延伸段施工生产系统图。

（示意图）

第二节压风系统

风源来自地面压风机房，经1#副斜井、+980m水平轨道运输石门、+980m轨道运输大巷、四号联络巷至迎头。

地面风压为0.8Mpa。

压风系统：

地面压风机房→1#副斜井→+980m水平轨道运输石门→+980m轨道运输大巷→四号联络巷→+980m水平胶带大巷→迎头。

详见附图：

+980m水平胶带大巷延伸段生产系统图。

第三节供水系统

水源来自地面水池，经1#副斜井、+980m水平轨道运输石门、轨道运输大巷、四号联络巷、胶带运输大巷至迎头。

地面水池→1#副斜井→+980m水平轨道运输石门→+980m轨道运输大巷→四号联络巷→+980m水平胶带大巷→迎头

第四节防尘系统

水源采用供水系统，施工巷道内每50m设三通一个。

采用湿式打眼，放炮使用水炮泥，爆破喷雾、扒装前洒水，冲刷岩帮，净化风流等综合防尘措施。

防尘水幕距工作面距离不得大于50m。

放炮必须使用水炮泥。

┌→巷道内水幕

├→扒装前洒水

├→装水炮泥水针

└→冲刷岩帮水管

第五节防灭火

本掘进巷道防火重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。

消防库应备足沙子、灭火器等灭火材料和铁锨、水桶等灭火用具，防火水源来自地面水池，经1#副斜井、+980m水平轨道运输石门、轨道运输大巷、四号联络巷、胶带大巷至迎头。

防灭火系统：

地面水池→1#副斜井→+980m水平轨道运