瑶渠运输顺槽作业规程.docx
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瑶渠运输顺槽作业规程
瑶渠煤矿运输顺槽作业规程
施工单位：
负责人：
编制人：
编制日期：
2012年月日
目录
审批栏………………………………………………………………………………5
技术安全措施学习记录………………………………………………………………7
第一章：
工作面基本概况……………………………………………………………7
第一节：
概述…………………………………………………………………………7
第二节：
编制依据……………………………………………………………………7
第二章：
巷道位置及水文地质情况…………………………………………………7
第一节：
巷道位置……………………………………………………………………8
第二节：
地质构造……………………………………………………………………8
第三节：
巷道水文地质………………………………………………………………9
第三章：
巷道布置及支护说明………………………………………………………9
第一节：
巷道布置……………………………………………………………………9
第二节：
矿压检测……………………………………………………………………10
第三节：
支护设计……………………………………………………………………11
第四章：
施工工艺……………………………………………………………………13
第一节：
施工方法……………………………………………………………………13
第二节：
支护施工工艺………………………………………………………………18
第三节：
破岩方式……………………………………………………………………21
第四节：
装载与运输…………………………………………………………………22
第五节：
管线铺设……………………………………………………………………22
第五章：
生产系统……………………………………………………………………22
第一节：
通风…………………………………………………………………………22
第二节：
压风…………………………………………………………………………25
第三节：
综合防尘……………………………………………………………………25
第四节：
防火…………………………………………………………………………26
第五节：
供电系统……………………………………………………………………26
第六节：
安全监控……………………………………………………………………28
第七节：
排水…………………………………………………………………………29
第八节：
运输…………………………………………………………………………30
第六章：
劳动组织、循环作业图表与主要经济技术指标…………………………30
第一节：
劳动组织……………………………………………………………………30
第二节：
循环作业图表………………………………………………………………30
第三节：
主要经济技术指标…………………………………………………………32
第七章：
安全技术措施………………………………………………………………32
第一节：
一通三防管理………………………………………………………………32
第二节：
顶板管理……………………………………………………………………36
第三节：
爆破管理……………………………………………………………………36
第四节：
防治水管理…………………………………………………………………39
第五节：
机电管理……………………………………………………………………40
第六节：
其他安全技术措施…………………………………………………………42
第八章：
避灾路线……………………………………………………………………43
附录：
后附：
1、规程封面
2、规程审批栏及会审意见表
3、作业规程学习人员表
4、目录
5、正文
编审人员：
编制人：
施工负责人：
生产技术科：
通风科：
机电科：
安检科：
监理工程师：
总工程师：
审批意见：
作业规程学习记录
负责人：
传达人：
班次
贯彻时间
听传达人
贯彻时间
听传达人
年
月
日
姓名
签字
年
月
日
姓名
签字
第一章工作面基本概况
第一节概述
1、巷道名称：
运输顺槽巷道掘进。
2、巷道用途：
担负全矿井运输任务。
3、巷道服务年限:
与矿井服务年限相同。
第二节编制依据
1.2.1由陕西高新煤炭工程设计咨询有限公司提供的本项目设计图纸和文件。
1.2.2国家有关法规、规范和施工技术规范：
1、国家关于工程建设现行的有关法律、法规及行业的有关规定。
2、国家关于工程建设现行的规范、标准及行业的有关规定。
3、施工及验收规范、规程及标准
（1）《煤矿井巷工程质量检验规范》GB50213-2010
（2）《工程测量规范》GB50026-93
（3）《建筑电气工程施工质量验收规范》GB50303-2002
4、施工安全管理规范、规程规定
（1）《建筑机械使用安全技术规程》JHJ33-86
（2）《施工现场临时用电安全技术规范》JGJ46-88
（3）《建设工程施工现场供用电安全规范》GB50194-93
（4）《建筑施工安全检查标准》JGJ59-99
5、其他需要执行的法规标准和规范规程
（1）中华人民共和国矿山安全法；
（2）煤矿安全规程（2007年版）；
（3）煤矿安全建设规定；
（4）混凝土外加剂应用技术规范；
（5）混凝土强度检验评定标准；
（6）矿山井巷工程测量规范；
（7）有关采矿、建井、建筑工程手册
第二章巷道位置及水文、地质情况
第一节巷道位置
巷道位于主斜井井口1366m处，在巷道左或右侧处开掘。
第二节地质构造
据钻孔揭露和地面观测资料，整合区地层为中侏罗统延安组简述如下：
1、中侏罗统延安组（J2y）
延安组是整合区的含煤地层，厚度110.28～214.5m，平均188.3m。
延安组地层在整合区内大面积出露。
本组地层系一套含煤的陆源碎屑湖泊三角洲沉积，岩性以浅灰白色中细粒长石砂岩、岩屑长石砂岩、灰～黑色砂质泥岩、泥岩及煤层组成，夹少量钙质砂岩、炭质泥岩及透镜状泥灰岩、枕状或球状菱铁矿。
第三节巷道水文地质
二、地质及水文地质情况：
（1）地质及水文地质情况说明：
矿区大体是单斜层构造。
NE-SW走向，倾向NW。
倾角1°左右。
显示为一个极其宽缓的箕状起伏。
水平煤层状态。
区内未发现褶曲，未发现断层，未发现火成岩入侵，构造极简单。
邻近矿井生产也未发现有断裂现象。
含煤地层
侏罗系中统延安组（J2y）是煤矿的唯一含煤地层，矿区仅保存第一段（J2y1）和第二段（J2y2）的部分。
可采煤层2层，为5-2煤和5-2下煤，5-2煤是主要可采煤层。
根据储量核实报告，井田内共有可采煤层2层，即5-2煤和5-2下煤层，5-2煤为主要可采煤层。
现将区内各煤层赋存情况分述如下：
1、5-2煤层
5-2煤层位于延安组第一段的上部，埋深在2.0m到108.38m，为本区的主要可采煤层。
在矿区东南部有小范围火区，局部地段由于风化剥蚀使煤层厚度变薄形成残留煤（M23、M1）。
区内大部分段煤层分布比较连续，大部分可采。
5-2煤层厚度0.20～2.89m，平均厚度2.32m，变异系数为0.43。
煤层厚度变化总体自北而南自东而西变厚，以中厚偏薄为主。
最小厚度在东部的M19号钻孔煤厚0.20m，最厚处分布于矿区中南部的M34号钻孔厚度2.89m。
5-2煤层底板倾斜十分平缓，总体由西南向北东倾斜，底板标高变化在1092～1125m之间（高差33m），东部四公里范围内高程变化仅有8m。
5-2煤层结构简单，在底部含1～3层夹矸，矸石岩性为炭质泥岩、泥岩或粉沙岩。
2、5-2下煤层
5-2煤层位于5-2煤层下2.35～7.33m，一般间距约3～4m，埋深44.50～111.46m为局部可采煤层，可采区主要分布于矿区中北部，可采面积约占矿区总面积的15%；其余地区由于沉积因素影响煤层不可采。
5-2下煤层在矿区内见煤点30个，可采点15个，不可采点15个，厚度0.20～1.18m，平均0.75m；属局部可采薄煤层，变异系数0.26。
该煤层结构简单～较简单，一般不含夹矸。
该煤层底板标高变化在1090～1115m，起伏变化微小，大致呈由东南向北变化倾伏。
可采煤层特征见表1-2-1。
可采煤层特征表表1-2-1
煤层
编号
煤层利用厚度（m）
层间距（m）
夹矸
层数
对比可
靠程度
稳定
程度
可采性
评价
5-2
0.02-2.89
2.32（29）
1～2
可靠
稳定
大部可采
2.05-10.96
6.00
5-2下
0.20-1.18
1.0（31）
0
可靠
较稳定
局部可采
本区主采煤层5-2以上基岩地层厚度，剥蚀残留仅剩5.83～47.64m，一般多为20～35m左右。
含水层为其中的细～粗粒长石砂岩、长石石英砂岩，砂岩厚9.62～19.57m，一般厚11.53m。
据M17号孔抽水资料，含水层厚18.75m，静水位埋深79.25m，当降深10.73m时，涌水量为0.071L/S，单位涌水量为0.0066L/S，渗透系数0.00106m/d，而毗邻本区之大砭窑煤矿在补勘时施工Db7、Db5水文孔，含水层厚21.84～77.34m，静水位埋深39.60～52.12m，最大降深19.20～35.12m，涌水量0.281～0.454L/S，单位涌水量0.008～0.0236L/S·m，渗透系数0.0132～0.189m/d，此段含水层为5-2煤层的直接充水含水层，按单位涌水量评价，属于弱含水层
三、掘进范围内，巷道的充水因素、预计涌水量，瓦斯涌出情况及煤层自燃情况：
本区属以基岩裂隙含水层充水为主的裂隙充水矿床，含水层与煤层直接接触，采掘时将直接进入坑道。
虽然矿井生产可采煤层位于当地侵蚀基准面以下，但矿床主要含水层和强风化带含水层富水性弱，地下水补给条件差；根据实地勘查在整合区南部小煤窑存在老空区积水；矿井采掘工程受水害影响小，部威胁矿井安全；总的看应属水文地质条件简单的矿床。
据以上分析，矿井水文地质类型属中等。
四、矿井涌水量预计
1、水文地质比拟法：
邻区现生产的大砭窑煤矿，开采历史悠久，该矿技改扩建为年产90万吨，目前产量稳定，矿井最大涌水量420m3/d。
瑶渠煤矿扩建后按年产90万吨规模考虑，各方面条件基本一致，按水文地质比拟法计算，扩建达年产90万吨规模时，矿井涌水量为420m3/d。
矿区与大砭窑煤矿紧邻，水文地质条件基本相似，拟建年产量亦为90万吨，故矿井涌水量亦可比拟为420m3/d。
2、大井法：
如上所述，本区水文地质条件简单，开采对象是5-2煤层，矿井涌水量主要是来自5-2煤层上覆延安组第二段砂岩含水层，因矿区以小墩沟为界，西部为风积沙覆盖区，东部为片沙黄土梁区，水文地质补、迳、排条件是有区别的，为此将其分为二部分，利用大井法分别予以计算，东部利用本次M17孔抽水资料，而西部则利用邻区大砭窑Db7、Db5孔抽水资料。
因其形状近似矩形，按矩形求出γ0，采用大井法潜水公式予以计算。
将各参数取值及计算结果列于下表（表1-3-1）。
全区矿井涌水量表1-3-1
代号
参数
单位
西部
东部
K
渗透系数
m/d
0.0132（Db7值）
0.00106（M17值）
H
水柱高度
m
21.84（Db5值）
18.75
S
水位降深
m
21.84
18.75煤巷开采时S=H
F
计算区面积
m2
7000000
9860000
R
影响半径
m
75（Db7、Db5均值）
18（M17值）
r0
引用半径
m
1595
1859
Ro
引用影响半径
m
1952
1877
Q
涌水量
m3/d
98
122
全区合计m3/d
220
通过上述分析计算，并依据设计使用的采煤方法，则核算矿井正常涌水量为18m3/h,最大涌水量25m3/h。
五、瓦斯涌出情况：
5-2煤层瓦斯自然成分：
二氧化碳（CO2）0～21.00，甲烷（CH4）为0，重烃为0；瓦斯含量每克可燃质含二氧化碳0～0.025ml/g，甲烷0～0.0218ml/g，重烃为0。
说明煤层中含有微量甲烷，瓦斯分带属二氧化碳—氮气带（即CO2～N2带）。
根据陕西省煤炭工业局《关于2003年度全省地方煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复（第二批）》（陕煤局发[2004]113号），瑶渠煤矿北部的大砭窑煤矿2002年检测的CH4绝对涌出量为0.35m3/min，相对涌出量0.47m3/t；2003年检测的CH4绝对涌出量为0.36m3/min，相对涌出量0.52m3/t，连续两年均批准为“低”等级。
2002年检测的CO2相对涌出量为0.44m3/t，2003年检测的CO2相对涌出量为0.28m3/t，连续两年亦批准为“低”等级。
以上资料说明，本矿区内拟建矿山5-2煤层含有少量瓦斯，从安全角度考虑，矿井生产应加强通风和瓦斯监测，杜绝明火、明线在井下出现，防止瓦斯局部聚集。
六、煤的自燃
根据还原样燃点与氧化样燃点之差值△F1—3℃及还原样燃点确定：
5-2煤层属易自燃煤层。
其氧化程度在6～80%之间，△T降低值为5～51℃。
所以说发生煤炭自燃的可能性很大。
因此在生产、贮运中应采取科学的阻燃对策。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
根据隆岩煤矿下达的施工生产计划，为满足我矿煤层开采时的运输需要，在井下掘进一条运输顺槽，方位角为181°29′53″（1°29′53″），巷道掘进直至达到设计长度；巷道为矩形巷道，掘进巷道煤（岩）性多数为全煤。
走向沿煤层底板开掘，巷道支护采用锚杆支护，巷道净宽5.0m，净高2.7m，净断面积14m2。
（附巷道断面图）
巷道概况见表3-1。
表3-1巷道概况
序号
巷道名称
工程量
（m）
角度
净断面
（m2）
断面
形状
1
运输顺槽
水平
14
钜形
2
运输顺槽
水平
14
矩形
第二节矿压监测
一、监测对象
运输顺槽锚杆锚固力。
二、观测内容
1、锚杆锚固力抽检。
2、锚杆预紧力抽检。
三、锚杆锚固力抽检
1、锚杆预紧力矩检测
巷道掘进施工过程中，安排专人按不小于30%的比例和不大于二天的时间间隔用力矩示值扳手对锚杆螺母预紧力进行抽测，达到200N·m，即为合格。
2、锚固力抽检：
（1）巷道掘进施工过程中安排专人，按300根或少于300根锚杆为一组，按设计，锚杆使用锚杆拉力计对锚杆锚固力进行抽检；锚索使用锚索拉力计进行抽检，达到设计值后即停止拉拔。
若发现不合格锚杆，要在附近补打锚杆。
3、数据记录：
锚杆的锚固力及预紧力的抽检由当班验收员负责，采集的数据记录在验收表上。
表3-2：
矿压监测仪器
名称
型号
名称
型号
锚杆拉力计
LDZ-200
测力扳手
200N.m
第三节支护设计
一、各类支护工艺及要求
（一）巷道支护设计：
巷道采用锚杆支护。
巷道设计支护断面均为矩形，掘进净断面规格：
14m2，具体支护如下：
1、支护锚杆
锚杆形式和规格：
采用Φ18×2200mm螺纹钢锚杆。
锚杆锚固方式：
树脂采用2支规格为MSK2335锚固剂，钻孔直径为28mm。
锚杆配件：
托盘采用150×150mmQ235钢制作。
锚杆角度：
锚杆与巷道轮廓线夹角≥75°。
网片规格：
金属网采用Φ6.0mm盘圆加工的网格间距100×100mm的经纬网，网片压茬处均不小于100mm，每隔300mm采用14#铁丝绑扎一道
锚杆布置：
锚杆间排距1000mm×1000mm，矩形布置。
锚杆扭矩力：
≥200N·m。
锚杆抗拉拔力：
≥6T。
遇地质构造或顶板破碎时，采用其他加强支护并编制措施。
二、备用材料
巷道施工期间，在工作面料场备足不少于5天的所有支护材料。
三、支护质量与要求
1、每班配备验收员，全面验收工程质量，并在班后填写质量验收表。
2、施工作业前，必须对支护材料进行认真检查，严禁使用不合格支护材料。
3、净宽、净高：
不超过设计的0～+150mm内为优良，0～+200mm内为合格。
4、锚杆间、排距：
不超过设计的±100mm。
5、锚杆螺母扭力矩：
锚杆扭矩力不得小于100N·m。
用扭矩扳手检验。
6、锚杆角度：
锚杆方向与巷道轮廓线角度≥75°。
7、锚杆安装质量检查标准：
（1）锚杆托盘必须紧贴壁面。
（2）锚杆螺母往外外露长度为10～30mm。
8、联网质量：
网片之间搭接不小于100mm，每隔300mm采用14#铁丝绑扎一道。
9、锚杆抗拉拔力：
≥6T。
10、树脂药卷安装顺序正确，搅拌时间不少于25～40s。
11、巷道成形质量：
帮顶要求平整，超挖误差不超过200mm，严禁欠挖。
12、锚杆抗拉拔力抽检：
巷道掘进施工过程中安排专人，按不大于300根为一组对锚杆抗拉拔力进行抽测，均不小于设计值。
四、各工种各工序的安排及要求
1、巷道爆破后及时进行临时支护，控制工作面顶板，而后进行出渣。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法
采用钻爆法施工，全断面一次掘进。
采用30装载机及三改四防爆车辅助运输至地面，排至地面排矸场。
（一）采用两台YT-27风钻或MZ-15D型煤电钻同时作业，风源来自地面空压机。
按注锚杆时使用MZ-1.2KW型电煤钻，电源来源于地面移动变压所，经过350开关，钢铠（或橡套）电缆送往200开关，再使用不同平方的电缆经过综合保护开关，供迎头煤电钻用电。
1）钻眼：
采用φ42mm钻头钻眼，工作面采用2台YT-27风钻或MZ-15D型煤电钻同时作业，在钻眼时，实行定人、定钻、定眼位、定时间、定质量等措施，缩短循环打眼时间，提高掘进速度；
2）炮眼数目：
与岩层性质，掘进断面和装药结构等因素有关，在施工进度过程中，施工技术人员应根据上述特点并经过多次试验后及时调整；
3）炮眼布置：
采用斜眼或直眼掏槽，施工技术人员及打眼操作人员必须严格按照眼的位置、角度、深度以及装药量等方面进行操作；
4）炮眼深度：
根据施工进度要求，炮眼深度选择2.0m，掏槽眼比其它眼深0.2m，炮眼利用率90℅，循环进尺1.8m；
5）装药结构：
周边眼、掏槽眼、辅助眼和底眼采用正向连续装药结构
6）爆破：
使用煤矿2级许用乳化炸药、1～5段毫秒延期电雷管、MB-150发爆器起爆；
7）当掘进断面过大或过高，一次爆破炸药使用量大，采用分次装药分次爆破，减少爆破对围岩的破坏，爆破顺序为先掏槽后周边，先下后上，每次爆破的炸药消耗量根据现场实际情况定。
一、降尘方法
1、降尘方法采用湿式打眼、水泡泥定炮、运输前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水雾。
2、炮眼布置根据煤层硬度变化及时调整数量、深度、角度等有关参数。
通常炮眼深度为2m。
掏槽方式为垂直楔形掏槽。
放炮后通风不少于15分钟并吹散炮烟。
二、施工工艺流程
交接班、工作前检查→全断面打眼→装药前检查瓦斯→装药→放炮前检查瓦斯、洒水防尘→放炮→放炮后检查瓦斯、放炮效果、洒水防尘→敲帮问顶→临时支护→打设工作面护壁锚杆→打设拱部锚杆→出渣→验收工程质量→进入下一个循环作业。
施工具体流程如下：
1、准时进入工作地点，与上一个班组进行全面交接班，检查作业范围工程质量、安全隐患、瓦斯情况及设备完好等情况，发现问题、隐患，必须先处理。
2、打炮眼：
根据不同岩性采用不同钻机湿式打眼，严格按炮眼布置图打设炮眼。
3、在全断面炮眼打完后，经瓦斯员检查瓦斯，瓦斯无异常后，方准许装药。
4、装药：
按爆破说明书装药，装药时要坚持使用水炮泥，炮眼要按照《煤矿安全规程》规定使用炮泥封口。
6、装药结束后，经瓦斯员检查瓦斯，无瓦斯异常后，且对工作面20m范围内洒水防尘，方准许爆破。
7、爆破：
在安全员监督下，爆破工、班组长和瓦检员三人执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度，完成放炮工作。
8、放炮后，经爆破工检查爆破效果，确认有无残药瞎炮并处理好，而后瓦斯员检查瓦斯，无异常后，班长安排人员对工作面20m范围内洒水防尘。
9、班长安排有经验的工人，站在永久支护下方渣堆上采用长度不小于2.5m的专用长柄工具对工作面爆破后的帮、顶，进行敲帮问顶工作，找净帮顶活煤、矸。
10、临时支护：
敲帮问顶后，将前探梁前移至迎头进行临时支护，护严顶。
11、在工作面煤（岩）壁中上部，采用φ20×2050mm的螺纹钢锚杆按800×800mm的间排距打设工作面护壁锚杆，每根锚杆使用2支MSK2335树脂药卷锚固，数量不少于3根。
12、在临时支护下，将工作面渣堆平整，保证锚杆机立起高度，而后采用钻机，从中间向两帮逐个打设顶板锚杆。
13、出渣：
人工出渣，保持巷道高度不影响打设两帮拱部锚杆。
14、打设两帮墙体锚杆和顶板锚索。
15、出渣：
帮、顶永久支护结束后，安排人员将剩余的煤出完，保证巷道高度达设计要求。
16、验收：
跟班验收员对新支护及迎头5m范围的工程质量进行全面检查。
17、经验收员验收合格后，准备进入下一循环作业。
第二节支护施工工艺
（一）临时支护施工工艺
1、临时支护规格
（1）临时支护采用2根4.0m长的3寸无缝钢管作前探梁，用专用前探梁卡扭接在靠近工作面居中的2根永久支护顶锚杆上，前后使用3组前探梁卡，其前后间距为锚杆排距的1倍。
顶板使用2块规格为3000×200×50mm优质木板护顶，并用木楔刹紧。
（2）工作平台用具：
一块（3000×300×50mm）优质木板和一个铁梯。
（3）敲帮问顶工具：
对工作面顶板、正前方和两帮1.5m以上采用一根长度2.5m的4′-6′钢管进行作业。
2、临时支护架设工艺、方法
（1）敲帮问顶：
爆破破岩后，闭锁工作面刮板机电源，在专人（安全员和跟班队干共同）监护下，由班组长站在退路畅通的安全地点使用专用工具在永久支护范围内由外向里进行敲帮问顶，撬掉帮顶的活煤活矸。
（2）前移前探梁卡：
敲帮问顶无问题后，作业人员站在永久支护范围内的工作台上将前探梁卡拧紧在靠近迎头居中的顶锚杆上。
（3）铺顶网：
作业人员站在永久支护范围的工作台上将临时支护的网片与永久支护网片每隔300mm绑扎一道。
并将顶网托起到顶板。
（4）前串前探梁及临时接顶：
作业人员站在永久支护范围的工作台上将接顶大板横担放在前探梁上，同时后面两人用长柄工具将前探梁推至工作面，前面作业人员用长柄带钩工具将接顶大板位置摆放合适，用大木楔将顶接实，方可进行支护作业。
（5）架设工作平台：
将铁梯斜靠在两帮上，使用一块［3000×300×50mm］优质木板搭设在铁梯上形成工作平台，木板伸出
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