某煤业北翼运输巷规程.docx

1、某煤业北翼运输巷规程巫山县晶宝煤业有限公司北翼运输巷施工作业规程二O一五年十月会审意见工程名称北翼运输巷主持人会审地点晶宝煤业会议室会审时间单 位签字栏矿 长采煤队长总工程师掘进队长生产矿长机电队长机电矿长运输队长安全矿长通风队长集体会审意见年 月 日目 录第一章 概 况 1第一节 概 述 1第二节 编制依据 1第二章 煤层赋存特征及地质情况 2第一节 煤层赋存特征 2第二节 地质构造 4第三节 水文地质 4第三章巷道布置及支护说明 6第一节巷道布置 6第二节 矿压观察 7第三节 支护设计 7第四节 支护工艺 9第四章 施工方案及施工工艺 15第一节 施工方案 15第二节 施工方法 16第五章

2、施工辅助系统 21第一节装载运输 21第二节 管线及皮带敷设 21第六章 生产系统 22第一节 通风 22第二节 压风 24第三节 综合防尘 24第四节 防灭火 25第五节 安全监控 25第六节 供电 26第七节 排 水 27第八节 运输系统图 27第九节 照明通讯系统 27第七章 劳动组织与主要技术经济指标 27第一节 劳动组织、循环作业图表 27第二节 循环作业 28第八章质量目标及质量保证措施 29第九章安全技术措施 30第一节 掘进施工安全技术措施 30第二节 一通三防管理 31第四节 防治水管理 34第五节 机电管理 39第六节 特 殊 措 施 42第七节 其 它 43第八章 安 全

3、 管 理 制 度 44第十章 灾害预防及避灾路线 46巫山县晶宝煤业有限公司北翼运输巷施工作业规程第一章 概 况 第一节 概 述一、巷道名称、位置及相邻关系、巷道用途、断面规格北翼运输巷位于主斜井井底向北连接1号风井，设计掘进长度长度为690m；现掘进的北翼运输巷，北为1号回风井，矿井主运输皮带大巷，东为井田未采区，西与原1290主井全岩掘进巷相邻。巷道用途：北翼运输巷主要服务于整个矿区北翼的采掘运输工作，贯通以后可以保证矿区北翼各工作面的采煤、掘进工作的通风要求，对防止瓦斯和煤尘等危害有非常重要的作用。巷道断面：北翼运输巷断面规格为：巷道掘进断面11.16（高度3.1m、宽度3.6m）；净断

4、面10.8（高度3.0m、宽度3.6m）。二、预计开、竣工时间北翼运输巷掘进自2015年10月21号开工，预计2016年02月07号竣工。三、巷道平面布置示意图（详见附图）第二节 编制依据一、经过审批的设计1.重庆市煤炭工业管理局关于巫山县晶宝煤业有限公司资源整合(K1煤层回采区)初步设计的批复(渝煤行管2011399号）;2.重庆煤矿安全监察局关于巫山县晶宝煤业有限公司资源整合工程(K1煤层回采区)安全设施设计的批复(渝煤监安监2011558号）;3.巫山县晶宝煤业有限公司扩建初步设计采区布置及机械配备图。4.煤矿安全规程等有关安全生产文件相关内容。二、地质说明书北翼运输巷掘进巷道地质资料来

5、源于矿井勘探地质报告和矿井地质说明书。第二章 煤层赋存特征及地质情况第一节 煤层赋存特征（一）煤层1、含煤地层矿区的含煤地层为二叠系上统吴家坪组（P2w），和下统梁山组（P1L）。吴家坪组（P2w) ：煤系厚4556m,一般厚54m，含煤1层（K2），煤层平均厚度0.60m，全区可采，含煤系数为1.1%。梁山组（P1L）：煤系厚515m，平均13m。本组中上部含K1煤层，煤厚0.202.0m，平均煤厚0.95m。煤厚变化大，呈鸡窝状，不稳定。常含夹矸12层。含煤系数为2.3%。2、煤层特征K1煤层：位于二叠系下统梁山组（P1L）中上部，上距栖霞组石灰岩0.10.6m，下距石炭系中统威宁组（C2

6、w）灰白色石灰岩12m左右，与K2煤层相距250320m左右。K1煤层结构较复杂，煤厚3.05.0m，平均煤厚4m，煤的容重1.5m3/t。夹矸为黑色泥岩，偶为粉砂质泥岩。煤层层位稳定，煤厚变化较大，属不稳定煤层。（二）煤岩特征1、煤层顶底板岩性分析K1煤层伪顶厚0.10.6m，岩性为灰黑色薄层泥岩，质软，易垮落。老顶和直接顶为栖霞组深灰色厚层石灰岩，节理不发育、岩石坚硬、完整稳定，不易冒落。煤层底板为厚0.20m左右灰白色泥岩，遇水膨胀，易产生底鼓。老底为浅灰、灰白色细粒石英岩、细砂岩，岩石节理不发育，较完整稳定。（三）煤质根据重庆市煤炭质量监督检验站测试分析化验成果（见表1-2-1）。表1

7、-2-1 晶宝煤矿煤层煤质化验成果统计表煤层煤质分析项目（原煤）水份(Mad;%)灰份(Ad;%)挥发份(Vd;%)全硫(St,d;%)发热量Qnet,ad;MJ/kg)K15.7036.8411.512.4420.92根据煤炭质量分级标准（GB/T15224-2010）煤炭质量分级标准， K1煤层属高灰、中高硫、中低热值无烟煤。主要用于工业和民用煤。1、K1煤层特征表（表1）2、煤层顶底板特征表（表2）K1煤层特征表（1）指标参数备注煤层厚度4.0mK1煤层倾角6煤层倾向呈东西分布煤层硬度34级中硬自燃倾向T0=5C级自燃瓦斯绝对涌出量（m/min）0.362014年瓦斯等级鉴定报告数据瓦斯

8、相对涌出量（m/t）5.572014年瓦斯等级鉴定报告数据煤层爆炸指数煤尘无爆炸性地温C3.23C/80m属地温正常区煤层顶底板特征表（2）顶底板名称厚度（m）岩性类别及特征顶板伪顶0.10.6岩性为灰黑色薄层泥岩，质软，易垮落，直接顶612直接顶为栖霞组深灰色厚层石灰岩，节理不发育、岩石坚硬、完整稳定，不易冒落底板直接底0.2灰白色泥岩，遇水膨胀，易产生底鼓量的长岩。第二节 地质构造北翼运输巷掘进巷道本矿区位于雪花向斜南端轴部两翼。雪花向斜轴向总体呈NE展布，北西翼岩层产状SE110130410，南东翼岩层产状NW29031048；向斜宽缓，两翼均见有小型复式褶曲，呈缓波状起伏。向斜核部出露

9、最新地层为二叠系上统大隆组灰岩。矿区西南部有一条正断层（F24），该断面走向近东西，长约6.9km，地层面倾向北，倾角70。断距2050m。对矿区煤层储量、开采都有一定影响。开采过程中局部地段可能还会遇到小断层。本区岩层产状倾向NW，290340，一般倾角410；常见小型褶曲，呈缓波状起伏，故煤、岩层波状起伏频繁。但对掘进施工无较大影响。第三节 水文地质1.本区含、隔水层（1） 含水层二叠系下统茅口组（P1m）岩层厚约120m，岩性为灰灰-深灰色厚层状石灰岩为主，局部夹薄层灰白色白云质灰岩，偶见薄层燧石灰岩。岩石出露的地表排泄条件好，补给条件含水层地下水为溶岩发育垂直循环带，径流条件好，储水性

10、差，为煤层顶板含水层。含水层富水性中等。从相邻矿井老水井湾煤矿揭露此层产生滴水、浸水，无涌水现象。该含水层标高比区域侵蚀基准面高。二叠系下统栖霞组（P1q）岩层厚约180m，岩性为深灰、灰黑色块状灰岩夹薄层状泥灰岩，裂隙较发育，含水层富水性中等。因矿井位于含水层垂直循环带，从相邻矿井老水井湾煤矿生产中的井巷和大面坡煤矿基建巷道揭露该煤层有滴水，可能遇断层，但未揭露岩溶暗河。因此，对矿井冲水影响小。二叠系下统茅口组和栖霞组为K1 煤层顶底板含水层。石炭系中统威宁组（C2w）岩层厚约50m，上部岩性为浅灰浅红色块状石灰岩，局部夹白云质灰岩，下部灰绿色泥质灰岩夹薄层泥岩，含星散状黄铁矿。本层厚度小，

11、岩溶及裂隙不发育，该含水层富水性中等。老水井湾煤矿和大面坡煤矿巷道揭露该层有滴水，未揭露岩溶暗河，矿井在该层中开拓巷道有滴水，对矿井充水影响小。（2） 隔水层二叠系下统孤峰组（P1g）岩层厚约10m，岩性为灰黑色泥岩，粉砂岩、硅质泥岩夹石灰岩，本组地层富水性弱，为相对隔水层。二叠系下统梁山组（P1l）本组地层为海路交替相的砂岩，泥岩及煤层，厚约9.5m，不含水，为K1 煤层顶底板隔水层。（3）老空水：矿井开采的K2煤层为平硐开拓，随采随排，所以老空（窑）水不是其充水主要水源。但矿井在生产过程中应防止老空(窑)水突然溃入井下，应做好老空(窑)水的疏排工作，按有关规定，留足安全隔水煤柱，严防老空(

12、窑)水对矿井造成危害。2.地表水、地下水与大气降水的关系矿井附近的小溪河为非常年性地表水体，只有间歇性冲沟。该区广泛分布碳酸盐岩，经长期风化、剥蚀、溶蚀作用形成坡陡谷深、悬崖峭壁，奇峰异岭和丘状山广泛分布的岩溶地貌。大气降水一方面以坡流形式顺斜坡径流，通过横向溪沟排出矿区外，另一方面通过岩溶漏斗等渗入地下形成地下水，并通过采动裂隙等通道进入采空区，对矿井进行充水。3.矿井充水因素分析（1）煤层顶板的岩溶裂隙水是矿井未来的主要直接水源，受采动影响，它们将沿着采动裂隙等通道进入矿井，成为矿井水的主要来源。（2）大气降雨对矿井充水的影响大气降雨是地下水的主要补给来源，大气降水直接制约矿井涌水量的大小

13、，枯季水小，雨季水量明显增大。因此，大气降水是矿井主要充水水源之一。开采时应注意雨季防洪。根据调查，洪水期涌水量是枯水期的3.5倍左右。4.矿井涌水量预计根据初步设计，预计矿井开采K1煤层时正常涌水量为19.5m3/h，矿井预计最大涌水量为70m3/h。5.矿井水文地质类别综上所述，矿井是煤层顶板岩溶裂隙水为主的充水矿床，水文地质类型中等，要在工作面配备足够能力的排水设备，严格坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则，如发现有透水预兆时必须立即停止作业，采取措施，并及时向矿调度室汇报。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置北翼运输巷位于井田南部K1煤层，巷道沿K1煤层底板掘进

14、。北翼运输巷设计从主井井底煤仓上口，沿煤层掘进与1号风井井底平巷处贯通，方位角为93452，总设计长度为690m。巷道的永久支护方式为锚网支护，巷道设计净断面为宽高=3.6m3m矩形断面，净断面积为10.8。巷道参数表（3）名 称断 面支护形式宽（m）高(m)断面（m）帮顶北翼运输巷（掘）3.6（掘）3.1（掘）11.16锚杆锚杆+钢筋网（净）3.6（净）3.0（净）10.8附图：巷道断面支护示意图第二节 矿压观察一、观察内容巷道离层量（下降），底板相对移近量（底鼓），两帮相对移近量（片帮），锚杆扭力距等。二、观察方法1.顶板离层仪测点布置：正常情况下从掘进开口起50m，做观察基点对巷道顶板观

15、测，安设顶板离层仪观察深基点、浅基点，每周观测两次，观察基点尽量选在顶板完好地段，无淋水等，所测数据记录在册。2.用扭力距扳手不间断的检查顶锚杆的锚固力是否达到设计要求（不小于10Nm）。第三节 支护设计一、确定巷道支护形式根据顶板岩性特征和已掘巷道支护形式分析，北翼运输巷顶板支护采用“锚杆+钢筋网+150mm圆钢托板，两帮采用“锚杆+150mm圆钢托板进行支护。二、锚杆支护长度计算1.本工作面煤层直接顶板为灰褐色石灰岩。2.根据顶锚杆通过吊悬作用，达到支护效果的条件，应满足：LL1+L2+L3 式中：L锚杆总长mmL1锚杆外露（钢带厚度+托盘厚度+螺母厚度+20mm，取50mm）L2有效长度

16、（顶锚杆普氏免压拱高）L3锚入岩层内深度（顶锚杆取800mm、帮锚杆取600mm）顶锚杆计算：普氏免压拱高B=B/2 ( 45)/f顶F-顶板演示普氏系数p取=2两帮围岩的内摩擦角，顶锚杆取28。b=3000/2tan(28) =800mmL=L1+L2+L3=70+1151+800=1670mm依据上述公式计算得出：顶部锚杆长1670mm故顶部锚杆长度L取：1800mm帮锚杆计算：b=H+tan(28两帮围岩的内摩擦角，帮锚杆取28b=1800tan(28)=600mmL= L1+L2+L3=70+500+600=1170依据上述公式计算得出：帮锚杆长1170故帮部锚杆长度L取：1200。三

17、、按锚杆所能悬吊的重量确定间、排距aQ/KRL2式中a-锚杆间排距Q锚杆锚固力50KNK安全系数2.5R岩体容量2.810 m L2普氏兔压拱高度L2B2F2式中B巷道掘进宽度3.6mF2顶板岩石普氏坚固系数Fr=8L23.6/(22900a= 502.52.810 0.74 116;通过以上计算，顶锚杆间、排距取：900900；帮锚杆间、排距取：10001000第四节 支护工艺一、支护形式北翼运输巷支护采用锚网喷+锚索支护。顶板采用“锚杆钢筋网+圆钢托板进行支护，锚杆间、排距为：900900，锚杆间排距误差100mm，呈距形布置。两帮均采用“锚杆+150mm圆钢托板进行支护，锚杆间、排距均为

18、10001000mm。顶网片均采用20001000的网片，如遇顶板局部破碎或压力过大时，适当缩小锚杆排距，或结合11#工字钢抬棚。二、临时支护1、临时支护方式：临时支护使用前探梁，前探梁采用3根3m长2.0寸钢管。前探梁吊挂采用10号钢板100100、钢板中间开20的螺纹孔眼，焊接用16mm钢筋制成的吊环，钢板中间20的螺纹孔眼用于和钢锚杆进行固定，每根前探梁使用固定吊环卡子数量为三个。前探梁防前后窜要求：在每个前探梁的尾部打防滑孔，用铁丝绑紧在防滑孔上，另一头绑在锚杆或锚网上，防止前探梁前后窜动。2、临时支护平、剖、断面图：700700 3、安设方法与工艺前探梁的安设方法：首先放炮后，首先进

19、行敲帮问顶，及时用长把工具找掉工作面活矸浮石，安检员和班长现场监督确认安全后，作业人员及时穿前探梁至迎头进行临时支护。然后把菱形网铺设在前探梁上，将吊挂架安装在顶部锚杆上，金属网和前探梁之间用木板梁绞紧使金属网贴紧顶板。临时支护安设好后方可进行下一道工序，在临时支护下打锚杆挂网进行永久支护。4、质量标准和要求1）临时支护最大控顶距1500，施工过程中或割煤后前探梁必须及时安设，紧跟掘进工作面迎头，严禁滞后，严禁空顶作业。2）巷道在施工过程中必须使用3根完好的前探梁，且每根前探梁必须确保3处吊环有效使用。3）放炮后装前探梁时，必须设专人观察顶板变化情况，严格执行“敲帮问顶”制度，装设好前探梁，并

20、在空顶部分铺设金属网。4）装设前探梁临时支护使用必须规范，严禁少用前探梁或前探梁吊环，前探梁吊环必须吊挂在有效的锚杆上，吊环吊挂要可靠牢固，严禁将前探梁直接挂在金属网上。5）前探梁使用必须接顶严实，空顶处用圆木或搭#字形枕木绞紧接实，绞顶圆木必须贴紧顶板。三、永久支护（1）顶锚杆支护顶锚杆选用规格为：L=161800铁制锚杆，配合使用2卷CK2330树脂锚固剂，要求锚固力不低于50KN，扭力距不小于100Nm，锚杆间、排距为：900mm900，间、排距误差100mm，呈距形布置，顶板靠巷道两侧的锚杆向两帮倾斜角度为75；放炮后最大控顶距不得大于1000mm。（2）帮锚杆支护帮锚杆选用规格为：L

21、=161200mm铁制锚杆，配合使用2卷CK2330树脂锚固剂，要求锚固力不低于50KN，扭力距小于100Nm，锚杆间、排距均为10001000，呈距形布置。帮锚杆距顶板300mm，帮底锚杆距底板700。托板选用：1501505的圆钢板。（3）锚杆安装工艺打锚杆眼：首先严格按中线检查巷道断面规格，不符合实际要求时必须先进行处理；打眼前按照由外向里、先顶后帮的顺序。检查顶帮，凿掉活矸危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100，眼向误差不得大于15。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻钎上做好标志，严格按照锚杆长度打锚杆眼。安装锚杆:安装前应将眼孔内的积水、煤（岩）粉

22、用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在空口一侧，眼孔方向不得有人，然后把树脂锚固剂送入眼底。随后将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的锚杆安装机卡住螺帽。开动锚杆安装机，使锚杆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，方可撤去锚杆安装机。搅拌预紧力，拧紧力距不小于100Nm,托盘要紧贴岩面。顶部锚杆使用MQT-1302.4气动锚杆钻机，=28mm的中空六角可接钻杆打眼，顶板靠巷道两侧的锚杆向两帮倾斜角度不小于75，中间锚杆角度与顶板岩面垂直。锚杆外露长度不大于50mm，打锚杆眼前由代班长按作业规程将锚杆眼位画出，打眼时要做好

23、控制眼深的标记，钻机打一眼移动一次，不得斜打。安装锚杆使用MQT-1302.4气动锚杆钻机搅拌树脂锚固剂。安装前要检查树脂锚固剂是否失效，失效的锚固剂严禁使用。帮锚杆使用MQT-501.7气动帮锚杆钻机，=28mm钻头打眼，打眼过程中要用力均匀。安装时，一手将锚固剂塞入眼内，一手用金属锚杆端顶住锚固剂缓慢送入眼内，然后套上连接套，开启钻机将锚杆缓慢的推入眼底，连续快速搅拌，20-30秒后扯开锚杆钻，锚杆安装15秒后必须紧锚固杆，并要扭力扳手检查紧固力，24小时后重新坚固，要求扭力距不小于100Nm。支护材料消耗表（4）技术参数单位数量单位顶锚杆（L=161800mm）根m4.0根帮锚杆（L=1

24、61200mm）根m6根CK2330锚固剂个m20个锚网巷道及锚杆支护质量表（5）项目质量标准巷道规格（mm）净宽中线至左邦优 良合格18000+1000+15018001800中线至右邦0+1000+150180018001800净高0+1000+1503000顶锚杆间排距/mm100900900孔深/mm0+501750锚杆规格161800外露长度/mm5050角度7590锚固力/kN90%50KN/根距工作面距离/m900帮锚杆间排距/mm10010001000孔深/mm0+501150锚杆规格161200外露长度/mm5050角度7590锚固力/kN90%50KN/根距工作面距离/m8

25、00文明施工巷道无淤泥积水,无杂物,材料工具码放整齐本掘进巷道质量评定等级要达到优良，质量标准如下：（1）巷道掘进宽度：中线距离任何一帮不小于设计值，偏差不大于设计值100mm。（2）巷道掘进高度：顶板距离底板不小于设计值，偏差不大于设计值100mm。（3）巷道净宽：中线距离任何一帮不小于设计值，偏差不大于设计值100mm。（4）巷道净高：顶板距离底板不小于设计值，偏差不大于设计值100mm。（5）锚杆布置要求：锚杆安设必须符合设计标准，排距不超过设计值的100mm；锚杆角度误差为15；锚杆外露长度不大于50mm；锚杆托盘要紧贴岩面；锚杆外露长度、锚固力、预紧力要符合上述表中的设计规定。第四章

26、 施工方案及施工工艺第一节 施工方案一、施工方案北翼运输巷为相向贯通掘进：第一段从1号井井底向主井煤仓掘进，开口位置为测量点B13点向B12方向6米处，开口方位角为1893452。刮板运输机运输至1号井底矿车，再由机车运输至主井底车场，通过副斜井提升至地面；第二段从主井底煤仓上方开口向1号井方向掘进，开口方位角为93452。运输方式是通过刮板运输机输送至煤仓，由主井皮带运输至地面。二、施工准备：为了保证施工安全顺利的进行，在开工前必须进行刮板的安装调试定位。1、测量放线：由测量人员施放中、腰线； 根据施工图纸掘够巷道断面；2、技术准备：开工前，施工队队长、技术员、测量人员要熟悉图纸，技术员要对

27、班组长进行技术交底，掌握巷道尺寸及用线方法。3、锚杆和网片等材料、设备准备：顶锚杆选用规格为：L=161800无纵筋螺纹钢铁制锚杆，配合使用2卷CK2330中慢速树脂锚固剂，要求锚固力不低于50KN，扭力距不小于100Nm，锚杆间、排距为：900mm900，间、排距误差100mm，呈距形布置，顶板靠巷道两侧的锚杆向两帮倾斜角度为75；（2）帮锚杆支护帮锚杆选用规格为：L=161200mm无纵筋螺纹钢铁制锚杆，配合使用2卷CK2330树脂锚固剂，要求锚固力不低于50KN，扭力距小于100Nm，锚杆间、排距均为10001000，呈距形布置。帮顶锚杆距顶板1000mm，帮底锚杆距底板1000。（3）

28、网片采用20001000的钢网片。托板选用：15015010的圆鼓型钢板。第二节 施工方法一、掘进：北翼运输巷采用人工打眼爆破的方法破煤，中孔光面爆破，凿岩机选用风动高频风煤电钻，配双翼型煤钻头，炮眼深度2.0m。爆破材料选用煤矿许用乳化炸药，雷管选用15段毫秒延期雷管，总延期不超过130ms，药卷直径32mm、长度200mm卷重150kg，MFBB-100型发爆器；装药严格按爆破图表，实现光面爆破，每茬炮有效循环进尺不小于1.8m。掘进班施工方法：（1）迎头爆破后，及时在有效支护掩护下按由外向里、先顶后邦的顺序找掉活矸危岩；（2）轮尺时，将周边眼和底眼的中心布置在巷道设计掘进断面的轮廓线上，

29、炮眼眼底应稍向轮廓线外偏斜100150mm，为下一循环打眼时留够凿岩机的工作空间。二、装煤运输：（一）1号井开口段采用人工攉煤刮板机运输运至矿车，由机车运输至主井底车场，通过斜井提升至地面。作业方式及循环进度：掘进采取专业和固定工序作业方式，施工采用“三八”作业制，每循环进尺1.8m，日进尺5.4m，正规循环率90%。（附作业循环图表1）（二）北翼运输巷煤矸由人工攉煤刮板机运输运至皮带运输机，通过主井底煤仓放至主斜井皮带运输至地面煤场。（附作业循环图表2）作业方式及循环进度：掘进采取专业和固定工序作业方式，施工采用“三八”作业制，每循环进尺1.8m，日进尺7.2m，正规循环率90%。1、劳动组织图表（掘进）名 称人 数备 注打眼、打锚杆3钻眼放炮员1装药联线放炮