1014运输石门作业规程.docx
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1014运输石门作业规程
贵州毕节百矿大能煤业有限公司
水城县阿戛大树脚煤矿
掘进工作面作业规程
工作面名称:
1014运输巷
编制单位：
生产技术科
编制日期:
2017年6月1日
第一章概况……………………………………………………………1
第一节概述……………………………………………………………1
第二节编写依据………………………………………………………1
第二章地面位置及地质情况……………………………………………1
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况…………………………1
第二节煤（岩）层存特征……………………………………………2
第三节地质构造………………………………………………………2
第四节水文地质………………………………………………………2
第三章巷道布置及支护说明…………………………………………3
第一节巷道布置………………………………………………………3
第二节矿压观测………………………………………………………3
第三节支护设计………………………………………………………3
第四节支护工艺及要求………………………………………………4
第四章施工工艺………………………………………………………6
第一节先探后掘………………………………………………………6
第二节施工方法………………………………………………………6
第三节凿岩方式………………………………………………………6
第四节爆破作业………………………………………………………7
第五节装载与运输……………………………………………………8
第六节管线敷设………………………………………………………8
第五章生产系统………………………………………………………9
第一节通风……………………………………………………………9
第二节压风系统………………………………………………………10
第三节综合防尘………………………………………………………11
第四节防治瓦斯………………………………………………………11
第五节防灭火…………………………………………………………12
第六节安全监控………………………………………………………13
第七节供电……………………………………………………………14
第八节排水……………………………………………………………15
第九节运输……………………………………………………………15
第十节通讯……………………………………………………………15
第六章劳动组织及主要技术经济指标………………………………16
第一节劳动组织………………………………………………………16
第二节作业循环………………………………………………………17
第三节主要技术经济指标……………………………………………18
第七章安全技术措施…………………………………………………18
第一节一通三防………………………………………………………18
第二节顶板……………………………………………………………22
第三节爆破……………………………………………………………22
第四节防治水…………………………………………………………26
第五节机电……………………………………………………………27
第六节运输及设备管理………………………………………………31
第七节其他……………………………………………………………31
第八章灾害应急措施及避灾路线……………………………………32
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称：
1014运输巷
二、巷道用途：
采面煤炭运输、通风、行人、材料运送。
三、巷道设计长度：
运输石门巷140m，1014运输顺槽560m，共计700m。
四、巷道规格：
运输石门巷从+1335m瓦抽石门巷开口，巷宽3.0m、高3.1m、半园形拱，断面8.3m2；沿煤巷顺槽呈不规侧的矩形巷，巷宽4.0m、中高2.57m、不破顶板，下帮高1.6m，断面积10.3m2。
五、巷道平面布置：
附图
（1）1014运输巷平面布置图
第二节编制依据
一、《煤矿安全规程》（2016年）
二、贵州省煤矿安全质量标准化标准
三、水城县阿戛大树脚煤矿《安全专篇（变更）》
四、水城县阿戛大树脚煤矿《开采方案设计（变更）》
五、水城县阿戛大树脚煤矿《储量核实报告》
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下表：
表2—1井上下对照关系情况表
采区
一采区
工程名称
1014运输巷
地面标高/m
+1520～+1675
井下标高/m
+1335～+1337m
地面的相对位置建筑物、小井及其它
地面为荒坡地形，无建筑物。
井下相对位置对掘进巷道的影响
本巷道位于井田西翼，东侧为采区运输上山，下部上段为+1335西瓦斯抽放巷，掘进区域上覆、下覆均无开采，预计井下其他巷道的相对位置对本巷道掘进没有影响。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
由于该掘进巷道属一采区布置的第二个接替回采工作面，其巷道上覆、下覆均无开采，无邻近采掘的影响。
第二节煤（岩）层赋存特征
C1煤层位于煤系上组煤最上部，煤层厚一般0.75m，中上部有2～3层高岭石泥岩夹矸。
夹矸自上而下，一二层厚0.04～0.08m，隐晶质；第三层厚0.01m，粗晶质。
煤层比较稳定，厚度、结构变化不大。
结构简单，煤的结构以条带状为主，煤层以半暗型和暗淡型煤为主，下距C3煤层平均层间距为7m。
但根据实际揭露的情况来看，煤层厚度为1.3-1.9m，平均煤厚1.6m左右，C1煤层直接顶板为灰黑色泥质灰岩，底板为粉砂岩。
附图
（2）煤层柱状图
第三节地质构造
阿戛井田位于格目底向斜南翼东端仰起处，总的属单斜构造。
井田内构造主要方向为北北东。
影响煤系的褶皱有50个，断层102条（幅度落差小于10m和下三迭纪地层中的12条断层，一个褶皱未计在内）。
较大的构造自西而东有大寨向斜、刘家寨背斜、官寨向斜和F9、F15、F35、F38等断层，它们控制着井田的构造形态，是井田内的一级构造。
根据水文地质资料及已揭露岩层可知，1014运输巷煤层倾角22°～30°，平均26°。
由于该掘进区域受F11大断层影响，致使该巷岩层倾角极有可能发生较大变化，在掘进过程中，预计还会揭露一些伴生断层，因此，掘进期间实行“先探后掘，边探边掘”，查明断层及含水情况，在过断层掘进时，必须根据实际情况编制过断层专项措施并贯彻执行，同时要加强断层水害防治工作。
第四节水文地质
该巷煤层平均倾角26°左右，岩性多为浅灰色泥岩和泥质粉砂岩，区域内无大断层，但小构造、褶曲发育，围岩稳定性较差，巷道布置区域无强含水层，预计无较大水害影响，涌水来源主要为断层裂隙水，预计正常涌水量1m3/h，最大涌水量5m3/h，掘进期间加强巷道顶、底板的水情观测，严格执行“预测预报，有掘必探，先探后掘”的探放水原则。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1014运输巷开口位置在+1335m瓦抽巷内，开口标高+1335m，1014回风石门开掘口，巷道开口坐标X=2921781.377，Y=35503526.585，Z=1335m，先掘1014运输石门，运输石门方位为330°，坡度为3‰；石门长度140m，石门揭穿C1煤层后，以方位角237°、坡度3‰沿C1煤层顶板掘进直至采区边界（巷道560m），沿煤巷道为矩形断面,巷宽4.0m、下帮高：
1.6m，中高2.57m。
巷道断面10.3m2，1014运输巷主要担负形成采面后的安全出口、行人、运输及管线敷设的需要，预计总工程量700m。
附图（3）巷道断面图
第二节矿压观测
1、矿压观测对象：
1014运输巷。
2、观测内容：
巷道顶板离层量（下降）；底板相对移近量（底鼓）；两帮相对位移量（片帮）等。
3、观测方法及测点布置：
正常顶底板、两帮移近量用钢尺量，每周观测一次，观测基点尽量选在顶板完好、无淋水地段。
从巷道开掘5米后起每40±5m，做一组巷道顶底板观测基点。
4、观测的工具为5m的钢卷尺、线绳、记录纸等。
5、数据处理：
将收集的数据进行分析，总结其矿压显现规律，从而不断修改设计，补充措施，指导施工。
第三节支护设计
一、确定巷道支护形式
根据一采区的柱状资料及1014回风石门在掘进过程中收集的资料分析，C1号煤层顶板为粉砂岩，属Ⅱ类顶板。
可采用锚杆+锚索+锚网对顶板进行支护。
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，取K=2；
L1——锚杆锚入稳定岩层的深度，取0.5m；
L2——锚杆在巷道中的外露长度，取0.1m。
其中：
式中：
B——巷道开掘宽度，取4.0m；
——岩石坚固性系数，取4。
则：
L≥2×0.5+0.5+0.1=1.6m
2）锚杆间排距的确定
对锚杆支护巷道，考虑施工工艺通常取间排距相等，锚杆间排距D按下式计算：
D≤0.5L=0.5×2=1m
确定锚杆的间排距＜1m
按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆排距：
每根锚杆悬吊岩体重量G=rL2a2,锚杆锚固力Q应能承担G的重量。
为安全起见，再考虑安全系数k，k取＝2。
kG＜Q
a＜（Q/krL2）1／2所选顶锚杆的锚固力Q≥40kN,计算得间、排a＜1.2m。
通过以上计算，选用长度为L=2000mm，直径为φ=18mm的锚杆，锚杆间排可以满足支护要求。
一、支护形式及材料规格
1、支护形式：
1014运输巷顶、帮采用锚杆支护,锚杆间排距按800×800mm矩形布置；锚索布置在巷道顶部呈矩形布置，锚索间排距按1600×1600mm矩形布置；锚杆支护锚固力≥120KN，扭矩≥100N·M，锚索锚固力≥200KN。
每根锚杆使用MSZ2335锚固剂2支，每根锚索使用锚固剂5支。
锚杆、锚索布置方式见布置平面图。
2、支护材料规格：
顶锚杆：
Φ18mm×2000mm的螺纹钢锚杆;
帮锚杆：
Φ18mm×2000mm的螺纹钢锚杆;
托板：
托板规格100mm×100mm×5mm正方形;
药卷：
Φ18mm×350mm树脂锚固剂。
锚网：
2000mm×1000mm网格：
50mm×50mm；
锚索：
使用L=5300mm、φ=15.24mm的钢绞线锚索。
托盘：
锚索托盘采用规格为150×150×10mm的方形预应力托盘。
3、安装锚杆要求：
（1）锚杆外露长度从托板算起不大于50mm；
（2）锚杆锚固力：
不小于40kN。
螺母扭力矩：
不小于100Nm；
（3）锚杆的角度见锚杆支护巷道断面图；
（4）锚固剂均使用树脂药卷，每眼使用2根药卷。
安装锚杆时将锚固剂外包装袋去掉，用锚杆顶送至孔底，启动搅拌器，边旋转搅拌边匀速推进到孔底，搅拌时间90s，搅拌停止后，等待180s，卸下搅拌器上托板、拧紧螺母。
（5）锚杆间排距误差不超过±100mm。
（6）锚杆均采用边掘边锚。
4、铺网要求
锚网的长度为2000mm，宽度为1000mm，相邻每行的锚网必须搭接，搭接的长度为100mm，锚网的铺设必须紧贴巷道的顶板。
2、支护工艺及要求
（一）临时支护
1、临时支护形式
（1）临时支护采用前探。
前探梁可用9#矿工钢作为前探主梁；铺垫50mm厚木板，长不小于2000mm的铺至迎头。
（2）临时支护材料规格：
前探梁：
采用9#矿工钢作前探主梁，长度4500mm伸至迎头，铁链条、锁环，一根前探梁上两付铁链锁环卡。
木板：
2000mm×200mm×50mm
2、临时支护工艺、工序及要求
（1）掘进（爆破）进度达到规定距离后，工作人员站在永久支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活石悬矸（煤），并随时进行敲帮问顶工作，确保无安全隐患后，人员站已支护好的永久锚杆支护下，将前探梁伸到工作面迎头岩帮，用铁链卡锁将前探梁固定在锚托盘上，然后铺木垫板，铺木板应从后往前铺，整个临时支护过程时必须有专人监护顶板及煤帮。
临时支架设好后方可进行出煤、矸工作。
（2）架设临时支护时，操作人员不得少于3人并要相互配合好。
（3）加强顶板管理，发现顶板压力大、有掉碴、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定采取措施后方可继续工作。
（4）打锚杆时必须由外向里、由中间向两边逐步进行，如前探梁占据锚杆位置，可以先打其它锚杆后，退出前探梁再打剩余锚杆，必须是打齐所有顶锚杆后，才准打帮锚杆。
（5）永久支护完成后方可将打设的临时支护材料（单体柱、半圆木）撤除放在距迎头10米外的巷道内。
（二）永久性支护
1、锚杆支护及其工艺与要求
（1）、炮掘够一排锚杆距离→工作人员用长柄工具处理顶帮活矸、活煤，并进行敲帮问顶→临时支护→打顶锚杆（每打一根上好托板紧固螺母）→用扭矩扳手拧紧螺母。
（2）、锚杆间排距按设计要求进行布置，扭力矩和锚固力达到要求。
（3）、巷道超挖超过300mm，必须在其旁边补打锚杆。
（4）、锚杆头螺纹部分必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。
（5）、煤体锚杆眼必须将眼内煤粉清理干净。
（6）、在巷道的开口处或顶板的压力较大时，根据顶板情况适当加密锚杆。
2、U型棚支护
巷道过煤层及遇构造带时，采用U型棚支护。
棚距为800m，可根据施工地点矿压情况确定棚距可缩短。
附图（4）锚网支护平面图
附图（5）临时支护平面图
第四章施工工艺
第一节先探后掘
1．为了掌握工作面前方的地质及水文地质情况，现将“先探后掘措施”纳入施工工艺。
2．施工前，技术部门必须先编制《“先探后掘”专项安全技术措施》并经集团公司审批，待审批后探钻队严格按措施执行，措施无集团公司审批严禁施工。
3．详见《“1014运输巷先探后掘”专项安全技术措施》。
第二节施工方法
一、巷道开口施工方法
1、施工前测量技术人员必须根据现煤层走向方向标定掘进方位，标定巷道中腰线，施工单位严格按给定的中腰线施工。
2、掘进前，必须对迎头10m范围内的巷道支护进行检查加固。
3、掘进前必须将各种管路、电缆落地，用旧胶带、板梁掩护好。
4、掘进前，应提前按设计要求，安设局部通风机、接好风筒，准备好各种支护材料。
第三节凿岩方式
本规程所施工的巷道采用打眼放炮的方法掘进，打眼工必须熟悉作业规程中的爆破说明书，熟悉迎头炮眼布置，角度、方向、深度及炮眼个数，各炮眼的装药量。
一、打眼机具
1、打眼采用2台YT-28型风钻，其中一台工作，一台备用，六角方钢钎，一字型合金钻头；支护采用2台锚杆钻机（型号MQT-120）进行，其中一台工作，一台备用。
全部采用湿式打眼，钻孔施工要坚持定人、定钻、定眼、定位、定责的打眼方法。
打眼前，首先根据中腰线及设计要求，画出巷道轮廓线，然后按光爆原理及炮眼布置要求布置炮眼，炮眼掏槽方式采用斜眼楔形掏槽。
二、施工前的准备工作
（1）打眼前首先检查迎头围岩情况，支架是否牢固合格，控顶距是否符合规定，残留炮眼及瞎炮情况，并用好前探梁，严格按章作业。
（2）打眼前，首先根据中线、腰线及设计要求，画出巷道轮廓线，然后按光爆原理及炮眼布置要求布置炮眼，炮眼掏槽方式采用斜眼楔形掏槽。
（3）打眼方法：
湿式打眼，迎头多台风钻打眼，要坚持定人、定钻、定眼、定位、定责，且风钻下方不准站人。
三、钻眼工作
1．开眼前摆正炮眼方向、角度，同时要有助手在旁辅助开眼。
2．开眼时进风不要过猛，只有在眼孔已钻进15公分左右时才可以正常推进。
3．正常推进时气腿应在眼孔→钻机→气腿的同方向线上，还要注意气腿撑脚适当，防止炮眼不直和卡钎。
4．正常钻进时应将钻机端正抱稳，保持平衡，均匀供风，适度推进，经常排粉。
5．发现卡钎时应停止进眼，冲洗掉眼中岩浆和粉尘，再后退取钎。
如不见效时，可将钻机取下，紧靠眼口四周轻微振动钎子，慢慢收钎子退出。
发现钎子变形时，应立即换钎，打顶眼时搭架铺板。
6．钻进中发现有来水增大、钻入空塘等情况，应立即停止机查明原因后再施工。
7．钻进过程中要注意顶板危岩情况，发现异常应立即停机处理。
8．禁止在从事装载作业和未处理完瞎炮的情况下进行钻眼，严禁在残眼中进行钻眼工作。
8．每个炮眼钻完之后，必须立即清理完炮眼内的煤（岩）粉。
（三）工作结束
1．关闭迎头后面的风水闸阀。
2．取下炮钎、钻机和风水胶管，并将其放至远离迎头不受冲击的安全地点。
3、帮助放炮工清理炮眼，分清用途，防止混装。
4、风钻如有损坏，应及时同井外交机修人员维修。
四、降尘方法
必须采取湿式钻眼、定期冲刷井壁巷帮，实现爆破喷雾和净化风流、在装岩（煤）期间洒水防尘、放炮前后洒水灭尘、放炮必须使用水炮泥、安设隔爆设施、煤层短壁注水等综合防尘措施。
第四节爆破作业
1、炸药、雷管：
使用煤矿三级许用乳化炸药、煤矿许用电雷管，电雷管必须编号。
2、装药结构：
正向装药结构。
3、起爆方式：
起爆使用MFd-400型发爆器起爆，联线方式为串联联线。
附图（6）炮眼布置图
第五节装载与运输
一、装载：
施工中采用人工装岩。
二、运输：
1、运煤路线：
工作面→1014运输巷→1014运输石门→下煤漏斗→1310车场→主平硐→地面。
2、运矸路线：
工作面→矿车→1014运输石门→1014甩车场→材料暗斜井提升（往上）→副平硐→地面。
3、材料设备：
地面→副平硐→材料暗斜井提升（往下）→1335m甩车场→1014运输石门→1014运输巷→工作面。
附图（7）运输系统图
第六节管线铺设
一、各类管线、运输设施的布置及要求
1、风筒、风管、水管、电缆、枕木及轨道按巷道断面图布置。
2、风筒吊挂靠上顶锚杆外端吊挂，要求做到逢环必挂。
风筒距工作面正头不大于5m。
3、风管、水管用铁丝捆绑在帮锚杆上，每隔3～5m捆一道，悬挂高度不低于0.5m，距工作面迎头不超过20m，必须吊挂牢固。
4、各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆。
二、管线及轨道敷设方式
管线及轨道敷设方式见表如下：
序号
名称
规格
型号
数量/m
与工作面间距/m
轨枕间距/m
轨面高底差/mm
轨道接头间隙/mm
1
轨道
18
300
5
0.8
2
5
2
风筒
800
300
5
3
风管
D50
100
20
4
水管
D50
100
20
附图（8）压风、防尘系统图
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式
采用压入式通风，用局部通风机送风。
二、掘进工作面风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q=100×qcH4×k=100×1.07×1.8=193m3/min
式中：
Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min;
100——单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过1％的换算值;
qcH4——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，2012年矿井瓦斯等级鉴定绝对涌出量为1.07m3/min;
k——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观测的结果确定，一般可取1.5-2.0。
2、按炸药量计算：
Q=25A=25×14.8=370m3/min（沿煤顺槽掘进一次性起爆炸药量）
式中：
Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min;
25——每千克炸药不低于25m3的配风量;
A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg;
Q=25A=25×15.6=390m3/min（石门掘进一次爆破最大药量计算）
3、按人数计算：
Q=4×n=4×14×2=112m3/min
式中：
Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min;
4——每人第分钟不低于4m3/min的配风量;
n——掘进工作面同时工作的最多人数。
4、确定掘进工作面实际需要风量：
确定掘进工作面实际需要风量：
420m3/min。
5、掘进工作面风量、风速测算：
（1）根据巷道断面积和掘进工作面实际需要风量，验算巷道风速为：
V=Q/S
=390/（8.3×60）
=0.78m/s
式中：
V——巷道风速，m/s;
Q——巷道风量，m3/min;
S——巷道断面积，m2;
（2）根据《煤矿安全规程》中第一百零一条规定：
掘进中的煤巷、半煤巷最低允许风速为0.25m/s，最高允许4m/s，以上计算出的巷道风速为0.78m/s，符合《煤矿安全规程》规定。
6、风机选型
选用FBD№5.6/2×15KW对旋局部通风机两台，风量为256～469m3/min，工作面必须采用双风机双电源。
一台工作、一台备用。
要求供给工作面的风量不得低于390m3/min。
7、风筒选用φ800mm矿用阻燃风筒。
三、局部通风的安装地点
局部通风机安设在暗斜井的+1335m车场内的新鲜风流中。
四、通风系统
进风：
地面→副斜井→+1335m车场→（风机送入）1014运输石门（1014运输顺槽工作面）。
回风：
→1014运输石门（运输顺机理）工作面→+1335m东瓦抽巷→回风斜井→回风平硐→地面。
附图（9）通风系统图
第二节压风
1、压风风源来自地面压风机房，安装压风机2台，一台压风机型号为：
BLT-175A/B型固定式螺杆压缩机，额定排气量均为23.6m³/min,额定排气压力0.8MPa，配套电机功率为132KW。
另外一台压风机型号：
LG75A型固定式螺杆压缩机，额定排气量均为12.5m³/min,额定排气压力0.7/0.8MPa，配套电机功率为75KW。
一台工作，一台备用。
为了保证空压机的安全，配备了空压机自动保护装置，能实现自动报警和自动停机。
2.压风管路:
压风主管路选用DN100无缝钢管，从副斜井入井。
支管选用DN50无缝钢管,并且每隔50米安设一组三通阀门，迎头压风不得低于0.35MPa。
3、压风路线：
地面压风机房→副斜井→采区材料暗斜井上山（往下）→1014回风石门→1014运输巷→工作面。
压风设备技术参数见如下表：
表5——1压风设备配备表
序号
设备
名称
型号
数量
（台）
管径
（m）
风压
（MPa）
安设
位置
敷设
方式
1
空压机
BLT-175A/B
1
150
0.8
地面
2
空压机
LG75A
1
150
0.8/0.8
地面
第三节综合防尘
（一）防尘系统
（1）该工作面建立完善防尘洒水系统，在工作面、装载点、回风侧等地点，均设喷雾洒水装置，以控制各产尘点的粉尘。
（2）掘进工作面采用湿式打眼，水炮泥封孔。
（3）掘进工作面采用湿式凿岩。
（4）及时调整和控制巷道风速，防止因风速过小而不能及时带出空气中的浮尘和风速过大重新扬起落尘。
（5）对井下作业人员进行个体防护，配备防尘口罩。
（二）管路安装及洒水
由副平硐的主管路接到工作面，分别用4寸、2寸铁管和1寸胶管接至工作面，每50米设三通一个。
工作面外设二道喷雾。
第一道为远程爆破喷雾，使用范围6～12m，使用水和压风作为喷雾介质，爆破工连线结束后开启此喷雾，爆破结束进入迎头关闭次喷雾；第二道为回风喷雾，安装回风流与全风压风流混合处20m范围内。
施工过程中采用湿式打眼、自觉佩戴防尘口罩、水炮泥定炮、爆破喷雾、装岩（煤）洒水、
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