运输巷作业规程.docx
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运输巷作业规程
恒鼎公司洪兴煤矿
10303运输巷掘进作业规程
编制人：
施工队：
机电矿长：
安通矿长：
生产矿长：
总工程师：
矿长：
编制日期：
矿会审意见
会审单位及人员签字:
编制：
年月日
施工单位年月日
通风矿长:
年月日
机电矿长:
年月日
安全矿长:
年月日
生产矿长:
年月日
总工程师:
年月日
目录
矿会审意见1
第一章概况4
第一节概述4
第二节编写依据4
第二章地面相对位置及地质水文情况4
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况4
第二节煤岩（层）赋存特征5
第三节地质构造6
第三章巷道布置及支护说明6
第一节巷道布置6
第二节支护设计6
第三节支护工艺10
第四章施工工艺12
第一节施工方法及工艺12
第二节掘进方式13
第三节爆破作业13
第四节装、运岩（煤）方式15
第五节管线敷设15
第六节设备及工具配备16
第五章劳动组织及主要技术经济指标16
第一节劳动组织16
第二节循环作业图表17
第三节主要技术经济指标18
第六章生产系统18
第一节通风系统18
第二节压风系统20
第三节防尘系统20
第四节防灭火20
第五节安全监测系统21
第六节供电系统22
第七节排水系统23
第八节运输系统23
第九节通讯系统24
第七章安全技术措施24
第一节施工准备24
第二节“一通三防”管理24
第三节顶板管理27
第四节爆破管理28
第五节防治水管理32
第六节机电管理32
第七节运输管理36
第八节巷道开口措施38
第九节气动锚杆钻机使用安全技术措施38
第十节安全组织措施39
第十一节其它40
第八章灾害预防及避灾路线40
第一节灾害预防40
第二节避灾措施41
第三节避灾路线41
第九章事故案例42
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称及位置
《作业规程》掘进巷道名称为10303运输巷，该巷位于我矿主井井底西南C1点处开口。
二、掘进目的及巷道用途
掘进目的是为形成10303采面。
用途：
通风、运输、行人等。
三、巷道设计长度及服务年限
巷道设计长度:
10303运输巷设计全长648m。
运输下山104.5m，平巷543.5m，服务年限：
2年。
四、预计开、竣工时间
本掘进工作面自2013年12月12日开工，预计2014年7月12日竣工。
第二节编写依据
一、开采说明书及批准时间
采区设计说明书名称为《2013年采掘计划》《安全专篇》《煤矿安全规程》《煤矿安全技术操作规程》。
批准时间2013年12月。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《10303运输巷掘进地质说明书》。
3、矿压观测资料根据10301运回两巷地质情况，10303运输巷地质条件属中等,该巷施工时顶板压力较小。
第2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
位置及范围
水平
1250水平
采区
一采区
10303工作面
地面标高
+1550
井下标高
+1256.07m
相对位置
全部为缓坡山地地貌，地面无建筑物和无其它施工设施。
邻区及地面关系
10303运输巷其周围无采掘活动，上部10301采面，地面为缓坡，无建筑物。
井下位置及掘进对地面设施影响
开口点设在主井井底C1号测点，地面无建筑物，无其它工业区，井下施工对地面无较大影响。
10303运输巷范围和与邻区及地面的关系
第2节煤岩（层）赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数
煤厚1.8～2.8m，平均厚度2.3m。
该煤层为肥煤，结构复杂，硬度系数f=1.5。
煤质：
水份1.35%，灰份19%，挥发份25.74%，硫含量1.94%，发热量26.28MJ/KG。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
绝对涌出量为0.09m3/min，瓦斯等级为高瓦斯矿井，煤尘爆炸指数为70%，有爆炸性，煤层有自然发火危险，。
三、煤层赋存情况及顶底板岩性
3号煤层：
位于龙潭组上部，上距飞仙关组（T1f）底界平均17.93m，煤层厚度1.8～2.8m，平均2.3m，一般无夹矸，仅301孔含0.67m的泥岩夹矸，属结构简单，不稳定煤层。
属全区可采煤层。
顶板一般为泥岩、粉砂质泥岩。
直接底板多为泥岩，少部分为粉砂质泥岩。
四、煤岩层综合柱状图:
第三节地质构造
区内煤（岩）层产状和地质构造主要特征及对工作面的影响，并预测断层落差、掘进找煤方向以及皱褶的位置及形态
在施工时可能会遇到。
其伴生断层预计断层落差2-4m，届时要根据所遇断层的产状及落差，由技术科制定专项具有针对性的措施执行。
第4节水文地质
根据10301采面情况判断，本巷道附近有断层但无褶皱等地质构造。
但在掘进过程中可能会有少量裂隙水。
具体说明另见探放水设计及安全技术措施。
第3章巷道布置及支护说明
第1节巷道布置
10303运输巷布置在煤层中，沿煤层底板掘进，按中线施工。
开口点附近顶板完整，开口位于主井井底点C1号测点，开口标高为+1256.07m，开口后以-15°坡度，240°的方位角掘进104.5m然后调向以209°的方位角沿煤层顶板掘进543.5m。
附巷道布置平面示意图（图1）
第二节支护设计
一、巷道断面
10303运输下山巷道断面为拱形断面，高3m，墙高1.2m，拱高1.8m宽3.6m,断面积为9.4608m2。
平巷为矩形断面，高帮3.6m，矮帮2m，宽3.6m,断面积为,10.08m2。
巷道支护断面图如下：
二、支护方式
（一）临时支护：
采用吊挂前探梁做临时支护，前探梁采用3根直径3寸无缝钢管制作，长度为4.2m，用金属锚杆和吊环固定，吊环形式为圆形，每根前探梁采用2个吊（规格为4寸）环悬吊。
吊环用配套的锚杆螺母固定，锚杆所用Z2335树脂锚固剂不少于3块，锚固力不小于70kN/根，使用前探梁时，在前探梁上方预挂钢筋网，钢筋网与后部网子按质量要求搭接绑扎牢固，扎丝采用12#铁丝，双股绑扎。
（附临时支护平、断面图）
前探梁吊环必须安装在永久支护的前两排锚杆上，并且沿巷中对称布置，以便掘进后及时进行临时支护，严禁出现空顶作业。
前探梁临时支护操作规程：
１、使用前,首先检查吊环有无变形、开焊、丝口损坏,并检查锚杆的初锚力，要求不小于设计值。
２、放炮后，首先进行敲帮问顶，处理工作面活矸，然后将4个吊环分别固定在前两排锚杆上，要求：
吊环螺母上满螺帽，然后将前探梁插入吊环内，前探梁到工作面的端面不得大于0.3m。
一根前探梁在巷道正中布置，其余两根布置在两侧，与中间一根的间距为800mm。
3、将金属网平铺在前探梁以上，并与后边的金属网搭接，搭接长度不小于100mm。
4、接着把四根方木放在前探梁上（金属网以下）摆平放正，方木间距700mm。
5、前探梁的前方用方木接顶，在方木间均匀布置四至六根,并用木楔打紧打牢,其位置以不影响打锚杆为原则，同时要求在前探梁末端，也必须用方木将前探梁与顶板之间的空隙构紧构牢，上方木前，必须将网铺设好。
前探梁前段承托4块规格为：
长×宽×厚=1500×200×50㎜的小板梁，小板梁承托钢筋网,起到临时支护作用。
每根前探梁后段用1根大木楔接顶并打紧。
6、在安设、前移前探梁时，必须有专人观察顶板的变化情况，发现问题及时处理，处理好后再进行其他作业。
（
（二）永久支护
按悬吊理论计算锚杆参数：
按悬吊理论计算锚杆参数：
1、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=2.2；
L1----锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按0.775m;
L2-----锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.045m；
其中：
H=B/2F=4/2×4=0.5
式中:
B-----巷道开掘宽度,取4.2m；
F-----岩石坚固系数,取4；
则L=2.2×0.5+0.775+0.045=1.975m。
2、锚杆间排距计算，间排距相等：
A=[Q/KHR（1.5～1.8）]1/2
式中：
A-----锚杆间排距，m；
Q-----锚杆设计锚固力70kN/根；
H-----冒落拱高度，m；
R-----被悬吊砂岩的密度，取25kN/m3
K-----安全系数，取K=2.2；
A=0.8m。
通过以上计算后，确定该掘进工作面应选用的锚杆规格为：
直径20mm，锚杆长2m，间排距0.8m×0.8m，锚索规格：
直径15.4mm，长6.3m。
永久支护采用锚网联合支护。
锚杆间排距在巷道永久支护采用先上后下，先顶后帮的方式进行。
在进行巷道永久支护以前，要首先对巷道临时支护进行检查，找净危岩活矸，确认没有安全隐患后再进行巷道永久支护。
在进行巷道顶板永久支护时，一般情况下沿顶板中线位置先打设一根锚杆，然后再按锚杆间排距分别在周围打设。
锚杆外露长度为30-50mm。
锚杆使用专用铁托盘进行固定，托盘尺寸为长×宽×厚=150×150×10mm，锚杆打设要注意托盘紧贴岩面。
在支护完顶部以后，按设计锚杆间排距打设两帮,底帮部裸露高度不得大于0.5m,否则必须补打一排。
巷道永久支护完成后，挂金属焊接网，尺寸为2000×1000mm，网格尺寸为100×100mm。
金属网采用压茬连接（至少100mm），并采用12#铁丝扎紧。
第三节支护工艺
一、支护方式：
10303运输巷支护方均采用锚网+锚索支护。
二、支护材料：
1、树脂锚杆：
长2000mm，直径20mm。
2、锚索:
长6300mm，直径15.4mm。
3、锚固剂：
Z2335（树脂锚杆专用）。
4、锚固力70KN/根，托盘几何尺寸为:
长×宽×厚=150×150×10mm。
三、支护规格
1、巷道支护采用钢筋焊接网，用直径为6mm钢筋焊接而成，规格为：
长×宽=2000×1000mm，网格为长×宽=100×100mm。
编织网之间采用压茬连接的方式，压茬100mm。
在使用扎丝连接时，扣距不大于200mm。
2、锚杆支护间排距为800×800mm，允许误差±100mm；锚杆外露长度为30-50mm,若围岩较为破碎，需加强支护。
锚杆均使用配套标准螺母及托盘紧固。
3、锚索支护间排距为1600×2500mm。
4、严禁使用下列不符合规定的支护材料：
（1）不符合作业规程规定的锚杆和配套材料及严重锈蚀、变形、弯曲、径缩的锚杆杆体。
（2）过期失效的锚固剂。
（3）网格偏大、强度偏低、变形严重的钢筋网。
四、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
打眼前，首先按照中腰线严格检查巷道断面规格，不符合断面设计时必须先进行处理；打眼前必须先敲帮问顶，仔细检查顶帮煤岩体的情况，将活矸危岩处理掉，确认安全后方可进行临时支护，然后在临时支护下进行打眼，严禁空顶作业。
锚杆眼打设位置应准确，要求眼位误差不得超过100mm，与岩面或巷道周边轮廊线垂直，夹角不小于75°。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼。
打眼的顺序：
由外向里，先顶后帮。
2、安装锚杆
安装锚杆前，应先将眼孔壁冲洗干净，然后将锚固剂放入眼内,再把规定型号的锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，锚杆外端头套上螺帽;用带有专用套筒的煤电钻或风动板手卡住螺帽,开动煤电钻或风动扳手,使之带动杆体旋转并旋入眼孔内,对锚固剂搅拌20-35s,直至锚杆达到设计深度,8min后方可拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，要求预紧力不小于300N·m。
五、锚索安装工艺
（1）锚索规格:
长6.3m，直径15.4mm，间排距：
1.6m×2.5m，每组两棵，锚索所用锚固剂为Z2335型。
（2）打锚索时，两棵锚索与巷道轮廓线垂直。
（3）锚索的安装工艺可以参照锚杆的安装工艺，但必须符合《煤矿安全规程》规定。
六、过地质构造破坏带和断层时的特殊要求及特殊支护方式
1、缩小循环进尺，炮眼深不得超过1m，放炮后及时进行敲帮问顶并进行临时支护，确保安全施工。
2、缩小锚杆间排距，按间排距700×700mm执行。
3、打设锚索加强支护。
七、开门时的支护方式
10303运输巷开门时采用打锚杆长2m（直径20mm，间排距：
800*800mm）,每组4棵，锚索长6.3m,间距1.6m，排距2.5m,每组2棵，每棵锚索采用4个锚固剂，以保证锚索打入顶板稳定岩层1.5m以上为准，锚索垂直于巷道轮廓线，锚索与与巷道轮廓线垂直，夹角不小于75°。
八、支护质量要求：
1、巷道净宽、净高允许误差为：
-50～+150㎜及-30～+150mm；
2、锚杆间排距：
0.8m×0.8m，允许误差为士100mm；
3、锚杆方向与巷道轮廓线垂直，夹角不小于75°；
4、锚杆托板紧贴岩壁，不得松动；
5、锚杆外露不超过50mm；
6、锚固力不得少于70KN；
7、相临网与网之间搭接长度不小于100mm，不大于200mm。
锚网搭接处用12#铁丝连结扭结拧紧。
网大致铺设平直，高低一致。
8、锚索方向与巷道轮廓线垂直，夹角不小于75°。
九、支护工艺：
交接班→敲帮问顶→临时支护→打眼→装药联线→放炮通风→临时支护→出矸→永久支护→清理整修。
第4章施工工艺
第1节施工方法及工艺
施工前首先对开门口处前后各10m范围内的支护进行检查，如有开裂的煤体，要及时找掉，并补打临时支护，并掩护好巷内的电缆、风筒及风水管路，防止放炮打坏，确认安全后，方可开门掘进。
二、10303运输巷施工方法：
1、现场要严格按照矿地测部门所放的施工中、腰线施工。
2、在开工以前，要对开门口左右各5m巷道支护进行检查，发现问题及时处理。
3、开工以前，要将各种管路、电缆掩护好，以防放炮崩坏。
4、巷道施工时，应首先备齐所用工具、材料，安装好提升设备及安全设施。
5、施工前，各系统试运转正常后再组织生产。
6、巷道采用炮掘施工工艺,及时对帮部进行支护。
第2节掘进方式
本巷道采用湿式打眼放炮的方法掘进。
一、打眼机具：
采用7655凿岩机进行湿式打眼，风源来自地面压风机房。
二、降尘方法
降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、装矸前洒水、爆破时使用2道防尘水幕，爆破后冲刷岩帮。
第三节爆破作业
一、炸药、雷管
使用三级煤矿乳化炸药、毫秒延期电雷管，电雷管必须编号。
2、装药结构
正向装药结构（见图）
三、起爆方式
起爆使用FD100D型发爆器，按顺序全断面一次起爆严禁一次装药，分次起爆。
10306抬高回风巷跑眼布置图如下：
3、起爆方式：
起爆使用FD100型发爆器，全断面一次装药一次起爆，严禁一次装药，分次起爆。
10303运输巷炮眼布置图如下：
爆破说明表
序号
炮
眼名称
眼
号
眼
数
（个）
眼
距
（mm）
炮
眼
深
度
（m）
装药量
炮眼角度
雷
管
段
号
起
爆
顺
序
联
线
方
式
封
泥
长
度
每
眼
节
每
眼（Kg）
水
平
角
垂
直
角
1
掏槽眼
1-4
4
600×1126
1.5
2节
0.6
75
-6
1
Ⅰ
串
联
黄
泥
封
满
至
眼
口
2
辅助眼
5
1
800
1.2
1.5节
0.45
0
0
1
Ⅰ
7.2
2.85
3
二圈眼
6-12
7
846
1.2
1节
0.3
0
0
2
Ⅱ
4
周边眼
13-23
11
500
800
1节
0.3
0
6
2
Ⅱ
21.6
6.03
5
底眼
24-28
4
530
1.2
1.5节
0.45
5
-8
2
Ⅱ
6
1.8
总计
34.8
12.78
（3）预期爆破效果表：
序号
名称
数量
单位
备注
1
炮眼利用率
83
%
2
循环进尺
1.0
m
3
循环煤（矸）体积
11.76
m3
4
循环炮眼总长度
34.8
m
5
循环炸药消耗量
12.78
Kg
6
循环雷管消耗量
28
个
7
循环水炮泥消耗量
28
个
第四节装、运岩（煤）方式
一、装岩（煤）方式：
工作面采用刮板机直接进主井皮带运至地面为确保我矿煤质，煤、矸必须分装分运。
第5节管线敷设
在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等应按《煤矿安全规程》中规定的标准正确吊挂，做到吊挂牢固、整齐。
电缆钩每隔2.5m悬挂一个，电缆垂度不超过50mm。
水管要接口严密，不得出现漏水现象，风水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用一寸铁管，要随工作面及时前移，以备迎头正常用水。
风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不大于5m。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备情况表
序号
名称+
规格型号
使用台数
备用台（米、个）数
1
局部通风机
FBDN6.3/2×30KW
1台
1台
2
开关
KBZ—400-200
1个
1个
3
气动锚杆钻机
MQT-130/2.4-B型
1台
1台
4
液压钻机
ZY-750D
1台
1台
5
凿岩机
7655
4台
1台
6
防爆电话机
K7H160
1台
1台
7
发爆器
FD100型
1台
1台
8
力矩扳手
1把
1把
9
锚杆安装机
MJ-80
1台
1台
10
锚索张拉机
MS15-180/55
1台
1台
11
风煤钻
2M15D型
1台
1台
12
刮板机
1部
13
皮带
1部
第5章劳动组织及主要技术经济指标
第1节劳动组织
巷道掘进采用每天“三八”制（一天三班，每班八小时）组织生产，每班一个循环，循环进尺1m。
劳动组织表如下：
工种
出勤人数
备注
班次
一班
二班
三班
合计
每班清点人数并带好自救器好工具
班长
1
1
1
3
安全管理劳动组织
打眼
2
2
2
6
打眼时严禁戴手套
放炮员
1
1
1
3
放炮时必须撤到安全地点
支护工（兼）
2
2
2
6
主要是刷顶、帮、支护
回风工
2
2
2
6
运料、出渣、开皮带刮板输送机
维修工
1
1
1
3
接风水管，协助司机维修机械
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，提高工时利用率。
正规循环作业图表如下：
序号
工序
名称
时间
（min）
循环作业时间
备注
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
18
19
20
21
22
23
24
1
2
3
4
5
6
7
1
交接班
10
2
临时支护
30
3
打眼
120
4
检查瓦斯
5
5
装药
20
6
检查瓦斯
5
7
爆破
30
8
检查瓦斯
5
9
临时支护
40
10
出矸
60
11
永久支护
60
12
刮板输送机回风
50
13
安全质检
15
14
清理巷道
30
15
全程通风
480
第三节主要技术经济指标
序号
项目
单位
指标
备注
1
每循环在册人数
人
10
2
每循环出勤人数
人
9
3
出勤率
%
90
4
循环进尺
m
1
5
效率
m／t
0.13
6
月循环次数
个
72
按26天/月计算
7
月进尺
m
78
8
循环率
%
87
9
炸药消耗
公斤/m
12.78
10
雷管消耗
个/m
28
第六章生产系统
第一节通风系统
掘进工作面风量计算：
掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯涌出量、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，并必须取其中最大值。
（一）掘10303运输巷过巷时需要风量
1、按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q瓦掘×k掘通=100×0.09×1.08=9.72（m3/min）
式中：
Q掘—掘进工作面实际需要的风量，（m3/min）；
q瓦掘—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量为0.09m3/min；
k掘通—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取k掘通=1.2。
2、按炸药量计算：
Q掘=25×A=25×12.78=319.5（m3/min）
式中：
A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，13Kg。
3、按人数计算：
Q掘=4×n=4×9=36（m3/min）
式中：
n—掘进工作面同时工作的最多人数，取9人。
4、按局部通风机的实际吸风量计算
目前，我矿采用局扇为FBDN06.3/2×30型，额定吸风量为200－510m3/min，根据实测取Q吸=200m3/min，
Q掘=Q吸＋9S巷（m3/min）
式中：
Q吸—掘进工作面局部通风机的实际吸风量200m3/min
15S巷—局部通风机吸风口至掘进工作面回风口之间风速不得低于0.15m/s，Q掘=200＋9×10.08=290.72（m3/min），取Q掘=29
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