9#层一采区运输巷作业规程.docx
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9#层一采区运输巷作业规程
目录
第一章概况3
第一节概述3
第二节依据4
第二章地面位置及地质情况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5
第四节水文地质5
第三章巷道布置及支护说明6
第一节巷道布置6
第二节矿压观测6
第三节支护设计7
第四节支护工艺11
第四章施工工艺16
第一节施工方法16
第二节巷道的施工方式16
第三节装载与运输17
第四节巷道施工要求及管线布置18
第五节设备及工具配备18
第五章生产系统19
第一节通风19
第二节压风系统22
第三节瓦斯防治23
第四节综合防尘23
第五节防灭火25
第六节安全监控25
第八节供、排水系统28
第八节运输系统28
第九节照明、通讯和信号28
第六章劳动组织与主要技术经济指标29
第一节劳动组织29
第二节循环作业30
第三节主要技术经济指标30
第七章安全技术措施31
第一节一通三防31
第二节顶板34
第三节防治水37
第四节机电38
第五节运输43
第六节其他45
第八章灾害应急措施及避灾路线46
第九章生产环境安全评估.............................................................................51
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、位置及相邻关系
9#层一采区运输巷，位于我矿井田北部，东、北部为实体煤；西部为9109准备工作面；南部为9#层西胶带运输大巷。
本巷道用于9#层一采区的原煤及材料运输，巷道向北掘进至340米后向东掘进490米，计划掘进830米。
二、巷道用途
用于9#层一采区原煤及材料运输
三、设计施工长度、服务年限及开工时间
9#层一采区运输巷掘进长度为830米
服务年限：
至9107、9105、9103工作面回采结束；
开工时间：
2012年10月8日
4、巷道平面布置
开口15米做机电硐室，硐室宽度为5.5米；剩余段宽度为4.5米。
见附图：
巷道布置示意图
第二节依据
一、经过审批的设计及批准时间
本面所掘巷道施工依据是《9#层一采区运输巷设计图》，批准日期为2012年9月。
二、地质说明书
本面所掘巷道地质资料的依据是《9#层一采区运输巷掘进地质说明书》，批准时间为2012年9月。
三、矿压观测资料
1、根据有关资料中矿压观测，9#煤层顶板为泥岩，局部为炭质泥岩，矿压显现较明显，预计在本工作面巷道掘进过程中矿压显现情况较明显。
2、地质构造带围岩应力集中。
第二章地面位置及地质情况
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见表1。
表1井上下对照关系情况表
水平名称
720水平
采区名称
9#层
地面标高（m）
井下标高（m）
地面的相对位置建筑物
东部为本矿工业广场，西、北部为丘陵地带，南部为本矿坑口洗煤厂。
掘进对地面设施的影响
掘进对地面设施无影响。
井下四邻采掘情况
9#层一采区运输巷，东、北部为实体煤；西部为9109准备工作面；南部为9#层西胶带运输大巷。
第二节煤（岩）层赋存特征
煤（岩）层赋存特征见表2、表3。
表2煤层赋存特征表
项目
指标
备注
煤层厚度（最小～最大/平均）/m
3.05～4.25/3.38
煤层倾角（最小～最大/平均）/（°）
2～8.5/4.3
煤层硬度ƒ
2-3
煤层发育（发育程度）
不发育
煤层节理（发育程度）
不发育
绝对瓦斯量（m3/min）
0.46
山西省煤炭工业局综合测试中心2011年鉴定
煤层爆炸性
有爆炸性
表3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
层厚/m
岩性特征
9号煤顶板
泥岩
3.90
黑色，块状构造，含炭质植物茎化石、夹粉砂、薄层
中粒砂岩
2.92
粗粒砂岩
0.43
泥岩
6.25
9号煤底板
粘土岩
1.11
泥岩
8.52
黑色块状构造，含炭质，植物茎化石，夹粉砂岩薄层。
第三节地质构造
本工作面地质构造简单，推测无明显断层。
第四节水文地质
本面上覆有8#煤层807采空区，在施工过程中必须进行探放水，发现异常及时向有关部门汇报。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道布置及掘进
9#层一采区运输巷布置在9#煤层的北部，按生技科给定施工中线掘进。
二、巷道规格尺寸
9#层一采区运输巷设计为矩形断面，巷道规格及支护形式见表4。
按比例绘制的巷道预想剖面图见地质说明书
表4巷道设计断面尺寸及合计长度
序
号
井巷名称
煤岩
性质
断面
形状
支护
形式
巷道规格（m）
设计
长度
高
宽
断面
9#层一采区运输巷
煤
矩形
锚杆
3.38
4.5
15.21
830
说明：
具体巷道规格和支护形式见图。
第二节矿压观测
一、观察对象
9#层一采区运输巷
二、观测内容：
1、每隔50米安装顶板离层观测仪，并设置管理牌板，定期观测
2、验收人员每班对锚杆、锚索进行试拉和预紧力的检测，使锚杆、锚索的锚固力及预紧力不小于设计值，确保巷道的支护质量。
第三节支护设计
一、巷道围岩变形趋势
巷道在开掘以后，巷道围岩将发生如图所示趋向的应力场。
巷道支护的目的就是有效地控制巷道围岩的变形，以达到安全生产的目的。
二、锚杆支护
用解析法确定单体锚杆的支护参数
①锚杆长度L的确定：
L=l1+l2+l3
式中：
l1—锚杆外露长度，考虑钢筋梁支护，l1取65㎜，确定l1取值为65㎜；
l2—l2≥有范围易调查确定的易碎直接顶厚度，9#煤层顶板围岩属于Ⅲ、Ⅳ类中等稳定或不稳定围岩，l2取值范围为500～2000㎜。
l3—深入稳定岩层长度，按锚固粘结力（πdτcl3）等于杆体屈服或拉断承载力（
）而得的公式估算：
l3=
=
=495㎜
式中：
d—锚杆直径，18㎜（事先假定使用φ18锚杆）；
σ2—杆体材料的设计抗拉强度，φ18螺纹钢锚杆设计抗拉强度为550MPa。
τc—锚杆与树脂的粘结强度，螺纹钢取5.0MPa。
所以锚杆长度确定为L=l1+l2+l3=65+（500～1700）+495=960～2260㎜取中间值确定锚杆长度2300㎜。
②锚杆直径d的核定
按锚杆杆体承载力与锚固力等强度原则确定锚杆直径d
锚杆锚固力Q等于锚杆杆体承载力P，P=
，由P=Q得：
式中：
Q—按通常锚固力拉拔试验数据取7t=68600N；
σt—锚杆杆体材料的设计抗拉强度，按普通低碳钢抗拉强度取值420MPa。
所以锚杆直径选择为18㎜大于14.4㎜可满足支护需要。
③锚杆间、排距
根据每根锚杆悬吊载荷大小确定锚杆间（a）、排距（b），即锚杆悬吊岩石载荷（G=abL2γ）大于或者等于锚杆的锚固力（Q）。
考虑安全系数K的情况下
Q≥Kl2ab·γ
则：
ab≤
式中：
a、b—锚杆间、排距，ｍ；
Q—锚固力，吨。
（根据经验拉拨验试7～10吨，取7吨）
γ—9#煤层顶板泥岩平均容重，吨/ｍ3，查表取2.5
K—安全系数，一般取K=1.3～1.8；考虑到泥岩较不稳定，K=1.3
l2—巷道顶板岩体潜在破碎带高度，取0.4～1.5ｍ
则：
ab≤
ab≤
ab≤2.69≈2.0×1.3ｍ
从计算结果可知，9#煤层顶板为稳定性较差的泥岩类顶板，采用φ18×2300mm左旋螺纹钢锚杆，间距为1050mm，排距为1000mm，配合8#铁丝网、梯子梁及锚索，树脂药卷加长锚固，每根锚杆用Z2360药卷2支支护9#煤层顶板，可满足支护需要并提高支护安全系数，能够达到预期支护目的。
三、锚索支护
9#煤层顶板为稳定较差的泥岩顶板，顶板破碎、悬顶面积较大，除采用φ18×2300左旋螺纹钢锚杆外，还必须采用锚索支护。
锚索型号选用φφ17.8×6000㎜，树脂药卷加长锚固，每根锚索用Z2360药卷3支，配合400×400mm方型铁托板，外加150×150mm的方型鼓托板与相应锁具（顶锚索外露长度在150-350mm之间）,顶锚索采用五花形式布置。
四、顶板支护材料及支护参数
9#层一采区运输巷：
巷道规格为：
4500×3380㎜，顶锚杆布置5排，间距为1050mm，排距为1000mm；
顶板支护材料选用：
锚杆为φ18×2300mm螺纹钢锚杆，150×150×8mm方型鼓托板；锚索型号选用φ17.8×6000㎜，配合400×400mm方型铁托板，外加150×150mm的方型鼓托板与相应锁具（顶锚索外露长度在150-350mm之间）；梯子梁采用材质A3圆钢，直径为ф16mm,梯子梁长度为4300mm；锚网选用由8＃铁丝编制而成，网孔为68mm×68mm，网与网必须搭接200mm，托板压紧。
五、护帮支护
巷道两帮支护参数
上帮支护采用螺纹钢锚杆，直径ф18mm，长度1800mm，间距为1000mm，排距为1000mm，配与150×150×8mm方型鼓托板。
树脂药卷加长锚固，每根锚杆用Z2360药卷2支。
下帮支护采用螺纹钢锚杆，直径ф18mm，长度1800mm，每排布置4根锚杆，间距为800mm，排距为800mm，配与150×150×8mm方型鼓托板。
树脂药卷加长锚，每根锚杆用Z2360药卷2支。
配与2.6m梯子梁进行支护并且铺网，网规格长×宽=2400mm×1200mm，由8＃铁丝编制而成，网孔为68mm×68mm，帮网与顶网搭接（顶、帮均挂同等规格铁丝网）。
配合支护规格型号选用φ15.24×4000的锚索，排距为2000mm、间距为2000㎜，菱形布置，配合400×400mm方型铁托板，外加150×150×8mm的方型鼓托板与相应锁具进行支护（帮锚索外露长度在100-150mm之间）。
六、机电硐室支护
机电硐室支护：
顶梯子梁采用材质A3圆钢，直径为ф16mm,长度为5300mm；梯子梁与梯子梁之间打3排锚索，锚索排距为1000mm，间距为2000mm，边锚索距帮750mm；其余支护材料、支护方式均按正常要求执行。
七、锚固力要求：
顶锚杆：
锚固力不小于70kN；拧紧力矩不小于100N·m。
帮锚杆:
锚固力不小于50kN；拧紧力矩不小于60N·m。
锚索:
预紧力不小于70kN；承载能力不小于200kN。
八、巷道空顶距要求
通过支护设计确定掘进机切割巷道时的最大空顶距为2.0m，即锚杆支护距工作面的最大距离为2.0m；若遇顶板破碎段时，适当缩小空顶距。
第四节支护工艺
一、支护工艺及要求
（一）、临时支护
采用4m的12#、14#槽钢配合方型吊环制成的滑移式前探梁作临时支护，每根使用两个方型吊环将前探梁固定在靠工作面的两根锚杆上，每排必须使用一根前探梁，实现工作面无空顶作业，方型吊环用φ20mm的圆钢制成，每根用两个吊环固定，用木料接实顶，至迎头的端面距不大于300mm。
上吊环的锚杆必须留有40-50mm的丝扣。
方型吊环用螺帽固定在永久支护锚杆上，螺帽必须拧紧拧满。
（二）、永久支护
1、锚杆支护工艺
（1）、当巷道空顶距离达到2.0m→退后机组→敲帮问顶→用长柄工具处理危岩、活矸→临时支护→打顶锚杆→紧固螺母→护帮支护。
（2）、永久支护距工作面最大距离
巷道在施工时，永久支护距工作面最大距离为2.0ｍ；如果空顶距刚好为一个永久支护间距时，则缩小支护间距100～200㎜，补支一排永久支护，支护后的锚杆距工作面最大距离不大于一个永久支护间距。
（3）、护帮支护必须在顶板支护完毕后紧跟工作面。
2、钻眼方法及要求
（1）、顶板支护采用MQT-120型风动气腿式锚杆钻机钻孔，钻头使用φ28mm的羊角钻头，顶锚杆孔深为2250mm，帮网支护使用手持ZQS—50/2.0型风动钻机。
（2）、打眼前检查钻孔周围的顶板情况，及时将顶板零皮、煤壁片帮撬下。
（3）、检查供水、供气系统及钻机情况，钻眼前所有的控制开关应处于关闭位置，连接前必须将管路内的杂物吹干净，接头与钻机连接要牢固可靠。
（4）、钻眼时，要求两人同时操作，一人扶钻安眼，一人开钻。
开钻时，先开水、再开风，最后开钻。
停钻时，先停钻，再停风，最后停水，严禁干打眼。
（5）、安眼时要缓慢升气腿，先将钻杆接顶定好开孔位置后，然后缓慢钻进5～10cm后，再全速开钻，钻眼时推力要均匀，不得顶弯钻杆。
（6）、钻孔深度、角度必须符合设计要求。
（7）、遇裂隙时，钻孔应尽量与岩层层面垂直布置。
（8）、为了防止卡钻和断钎伤人，钻眼作业时，操作人员要站在合适的位置把持摇臂手把，周围5m以内不得有其他人员作业。
（9）、钻眼时不能用手摸旋转的钻杆，不得在钻机下垫木料、托板，操作者的衣服、袖口要扎紧，严禁戴手套扶钎杆。
钻眼完毕气腿收缩时，手不要握在气腿上。
（10）、接换钻杆时，必须停机、不得挪动钻机，以保持钻机与钻孔同心。
（11）、钻孔完毕，用静压水将钻孔冲洗干净。
3、安装锚杆要求：
（1）、锚杆排间距误差不超过±100mm。
（2）、锚杆外露长度控制在30～50mm内。
（3）、顶锚杆每孔使用Z2360树脂锚固剂2支。
安装锚杆时，用锚杆杆体将树脂药送至孔底，开始边搅拌边匀速推进到孔底，搅拌时间为20±5s，凝固后取下钻机或锚头，3min用扳手将拧紧螺母。
（4）、安装顶锚杆使用MQT-120型气腿式风动锚杆钻机配套搅拌器，安装帮锚杆使用MQS—0.9型手持式风动钻机配套搅拌器。
（5）、打顶锚杆时必须由外向里逐排进行，打一个眼完毕后，及时安装一根锚杆。
（6）、巷道超挖或片帮超过500㎜时，必须在其顶板上补打一根锚杆支护（托板使用150×150×8mm钢鼓托板）。
（7）、锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。
（8）、注帮锚杆前，必须将眼内煤岩粉吹干净。
（9）、钢筋梁（托板）必须垂直巷道中线布置，每排锚杆布置成一条直线，不接顶的地方必须用木楔背紧。
4、挂护帮网要求：
（1）、第一排锚杆距顶板不大于200mm，排间距误差不超过±100mm。
金属网的上端与顶网链接。
（2）、帮网短边方向平行巷道铺设，续网用本身网丝相互串连成一个整体。
连接时金属网两边和中间都要连接牢固，要相互对齐，不能有明显的错差和裂缝。
（3）、帮锚杆间排距严格按护帮支护进行布置。
5、安装锚索要求:
（1）、安装锚索每孔使用三根药卷（快速药在上，中速药在下），药卷搅拌时间为20～25s，15min后开始上锚索板张拉钢绞线。
（2）、钢绞线搅注时，先将树脂药用钢绞线顶到孔底，然后用专用连接套将MQT-120型气动式锚杆钻机和钢绞线连接好，开始搅拌转速不要太快，以防甩开伤人。
（3）、帮、顶锚索外露长度分别控制为150mm、350mm，预紧力表值显示必须达到70～100kN。
（4）、采用锚索张拉机进行预紧，张拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线，千斤顶下方45°范围内所有人员必须撤离到距施工锚索3ｍ以外的地方，严禁站在张拉千斤下方作业。
（5）、如巷道较高需蹬高作业时，作业人员使用的站立工具必须稳设牢固。
三、锚杆巷道支护参数表
锚杆巷道支护参数见表5
表5锚杆巷道支护参数表
项目
质量标准
部位
巷道规格及名称
9#层一采区运输巷
巷道净宽/mm
巷道中线左、右-50～+200合格0～+150优良
上
4500
中
4500
下
4500
巷道净高/mm
-50～+250合格0～+200优良
全高
3380
锚固力/kN
70
70
70
排、间距/mm
±100
顶锚杆排距
1050
顶锚杆间距
1000
帮锚杆排距
1000
800
帮锚杆间距
1000
800
角度/（°）
≥75
顶、帮锚杆
≥75
外露长度/mm
≤50
≤50
四、备用材料及存放要求
工作面日常备用物料如：
锚杆、锚索线、皮带架、拉条、托辊、风水管等必须上架管理，并码放整齐。
第四章施工工艺
第一节施工方法
本面所掘的9#层一采区运输巷，掘进机械为EBZ-160型悬臂式掘进机，运输机械为SJ-800胶带输顺机，巷道施工时，沿煤层顶底板掘进。
第二节巷道的施工方式
一、综掘施工方式
1、9#层一采区运输巷采用EBZ-160型悬臂式掘进机沿9#煤层顶底板切割并自行装煤，巷道底板要切割平缓，严禁出现高低不平现象。
2、生产工艺流程：
“三位一体”安全检查→开机前准备→掘进机割、装、运→运料、清浮煤→临时支护→锚杆支护→帮网支护→下一个循环。
3、检修工艺流程：
检修前安全检查、准备→检修掘进机各部位、加油、更换截齿→检修各部输送机→校正中线、检查、处理不合格巷道→延伸皮带及其他工作→正常掘进。
4、掘进机切割工艺：
掘进机采用水平切割方法，将切割头逆时针旋转巷道左下角，开始缓慢进刀钻入800mm后，将铲板放下紧贴底板做为前支承点，将机组稳定器（即后支承）放下做为后支承点，按切割顺序图进行切割，要求顶板水平切割，两帮垂直切割，一次性割成设计要求的矩形断面。
见掘进机切割顺序图
二、掘进运输方式
9#层一采区运输巷采用EBZ-160型悬臂式掘进机切割并自行装煤，由SJ-800胶带输顺机运煤，经9#西胶带运输大巷，转至胶带运输大巷，落入主立井煤仓，提升到地面。
第三节装载与运输
一、装载与运输方式
1、装煤、运煤：
巷道施工时，由掘进机转载部自行装煤，通过掘进机小溜、桥式转载机转载，胶带输送机运煤。
2、材料及设备运输：
材料及设备装车后由副立井下至井底车场，由9#轨道运输大巷→9#西轨道运输下山→9#层一采区运输巷工作面。
3、人员行走路线；人员乘坐副立井罐笼至井底→9#层井底车场→9#胶带运输大巷→9#西轨道运输下山→9#层一采区运输巷工作面。
二、运输设备的铺设及安全设施
1、皮带输送机铺设
（1）皮带输送机的稳装必须平直、构件齐全，输送带松紧适宜，
（2）机头、机尾距巷帮位置不小于700mm。
2、安全设施及要求
（1）机头必须安装防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触的防护栏，机尾必须有护罩。
（2）皮带输送机的综合保护灵敏可靠、齐全有效。
（3）皮带输送机机头必须用地锚固定，机尾必须用丝杠戗好。
（4）巷道内行人跨越皮带处必须设置过桥，每300m设置一道行人过桥，皮带大架后及机组跑道处必须设置一组行人过桥。
第四节巷道施工要求及管线布置
一、巷道施工要求
巷道施工必须沿9#煤层底板掘进，巷道中线至任何一帮的距离分别与设计中线的误差在允许的-50mm～+100mm之间。
二、各类管线设施的布置及要求
1、风筒、风管、水管、电缆按巷道断面图布置。
2、风管、水管必须吊挂在专用锚杆上，压风管、静压水管挂在排水管的上方，相互之间距0.2m，距工作面不超过30m。
3、管路必须按质量标准化要求吊挂。
4、电缆必须采用电缆钩吊挂，且每隔1m吊挂一次并符合《煤矿安全规程》要求。
第五节设备及工具配备
配备下列设备及工具
表6设备及工具配备表
机械名称
型号
功率
数量
工具名称
单位
数量
掘进机
EBZ-160
60KW
1
铁锹
把
6
转载机
DZQ80/30/11
1
大锤
把
2
胶带输送机
SJ-800
2×40KW
1
吊链
套
2
局部通风机
FBD-Z-NO7.1
30KW×2
2
专用工具
套
2
风动锚杆钻机
MQT－120
2
铁镐
把
2
水泵
潜水泵
18.5KW
4
张拉千斤
台
2
信号综保
BZZ-4KVA
1
扳手
台
2
手持风动钻机
MQS—1.9
2
风动紧锚索机
台
2
开关
QBZ-80
6
信号线
m
830
探水钻机型号
ZLJ-350
5.5KW
2台
电话
台
2
激光指向仪
台
1
平板车
辆
1
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式与供风距离
施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设在西胶带运输下山，距巷道回风口不得小于10ｍ的新鲜风流中，最长供风距离830m。
二、掘进工作面风量计算
9#层一采区运输巷掘进工作面实际所需风量的计算：
1、按瓦斯涌出量计算
Qhf=100×Qhg×Khg=100×0.3×1.6=48m3/min
式中：
Qhg——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.3m3/min
Khg——掘进工作瓦斯涌出不均匀的备用风量系数取1.6
2、按二氧化碳涌出量计算
Qhf=67×qbc×Khc=67×0.12×1.6=12.864m3/min
式中：
qbc——掘进工作面回风流中绝对二氧化碳涌出量，0.12m3/min
Khc——掘进工作面二氧化碳涌出量不均匀的备用风量系数取1.6
3、按局部通风机实际吸风量计算
设计选用FB№7.1/30x2型局部通风机，该风机风量范围为410～640m3/min；
Qhf=Qaf×I+60×0.25Shd=600×1+60×0.25×14.91=824m3/min
式中：
Qaf—局部通风机额定吸风量，取600m3/min
I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数1台
Shd—局部通风机安装地点及回风口间的巷道最小断面积14.91㎡
4、按工作人员数量验算
Qaf≥4·Nhf=4×18=72m3/min
式中：
Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数18人
取上述风量计算最大值，掘进工作面需风量为Qhf=824m3/min
5、按风速进行验算
1.验算最小风量
Qaf≥60×0.25Shf=60×0.25×18.59=278.85m3/min
Shf=掘进工作面巷道的最大净断面积18.59㎡
2.验算最大风量
Qaf≤60×4.0×Shf=60×4×14.91=3098.4m3/min
Shd=掘进工作面巷道的最小净断面积14.91㎡
根据《煤矿安全规程》规定，煤巷及平煤岩巷掘进工作面风量应满足60×0.25×Shd≤Qhf≤60×4×Shf
278.85≤824≤3098.4
经验算，掘进工作面满足风速要求。
矿井掘进工作面风量为：
Qhf=824m3/min
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：
掘进9#层一采区运输巷时，局部通风机安设在距回风口不小于10m的进风风流中。
巷道的风速不得低于0.25ｍ/s。
2、通风系统：
新鲜风:
地面→主立井→9#胶带运输大巷→9#西胶带运输大巷→9#层一采区运输巷。
污风:
9#层一采区运输巷掘进工作面→绕道→9#西回风下山→回风暗立井→8#总回风→回风立井→地面。
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