1、14煤运输下山掘进施工作业规程14煤运输下山掘进作业规程第一章 工程概况一、工程名称及开凿目的1、工程名称：14煤运输下山（以下简称运输下山）2、开凿目的：14煤下山采区煤炭运输、进风、行人。二、工程概况1、编制依据：根据煤矿安全规程、煤矿工人技术操作规程、14煤开拓设计方案、兴通煤矿地质工程师提供的14煤运输下山掘进地质说明书等编制。2、工程概况简要文字说明：运输下山设计全长约860米，施工方位：30。该巷道从主井zj6点前7.7m（平距6.978m）开门，沿煤层跟底板施工，先施工机头段15m大断面，向前再按正常断面向前施工。3、工程概况一览表：工程名称设计工程量(平距/m)起止标高(m)巷
2、道方位巷道坡度支护形式断面（m2）掘净机头段15实测30跟煤底板锚网喷加锚索12.1810.71运输下山845实测30跟煤底板锚网喷10.048.694、支护形式设计及巷道断面规格: (1) 运输下山机头段15m(1-1断面)：采用锚网喷加锚索支护，断面规格：净宽净高=42003000mm。(2) 运输下山845m(2-2断面)：采用锚网喷支护，设计断面规格：净宽净高=36002800mm。第二章 地质概况详见14煤运输下山掘进地质说明书（附后）第三章 作业方式和施工组织一、施工方法采用普通钻爆法，全断面一次打眼，一次装药，一次放炮的方法施工，风镐刷挖辅助成形。即采用爆破落煤、人工装煤，链板机
3、、胶带机联合出货，锚网支护时采用人工操作锚杆机(煤电钻)进行支护。锚网喷巷道采用一掘、一锚网、每循环进尺0.8m。(1)、在围岩条件较好的情况下，可对拱部先进行锚网喷（初喷）支护，锚网喷至拱基线处，帮部支护滞后，滞后距离为30m40m，待停头时集中进行帮部支护。(2)在围岩较破碎或易风化的情况下，锚网喷必须支护到底，初喷厚度不得小于50mm。(3)掘进与成巷可平行作业：初喷厚度50mm，复喷后厚度必须达到100mm，按设计要求成巷。二、工艺流程锚网喷支护：锚网喷支护：交接班安全检查(顶底板、煤帮、瓦斯、工程质量、探头位置等)轮尺定眼位打上部眼倒矸打帮部锚杆挂网打下部眼装药联线放炮通风安全检查临
4、时支护（打带帽点柱）打顶部锚杆挂网喷浆。三、循环作业方式锚网喷支护：实行一掘一锚，每循环进尺0.8m(1排)，最大控顶距为1.1米，锚杆及时跟至迎头。掘进方式、设备型号(a)、掘进方式：采用钻爆法施工(b)、施工设备一览表设备名称型 号数 量用 途锚杆钻机2部打顶部锚杆风 镐G102台刷 大煤电钻MD-122台打眼喷浆机转1台喷射混凝土局 扇FBN05.6/1122台供风（1主1备）刮板机SGB420/301台胶带机DTL1000/350/22001部斜巷提升水泵BQS15-35-7.51台工作面排水四、爆破图表及说明书(a)、爆破器材选型雷管：1-5段毫秒延期电雷管，最后一段延时不得超过13
5、0毫秒。炸药：炸药采用煤矿许用铵锑炸药；起爆器：选用MFB200型。（b）、炮眼布置图及爆破说明书（见附图）（c）、爆破特征：序号名 称类 别序号名 称数 量1炸药类型煤矿许用铵锑炸药7循环进尺0.8m2雷管类型毫秒延期电雷管8掘进断面12.18/10.04m23钻眼工具锚杆机、煤电钻9装药方式正 向4炮泥材料黄泥、水炮泥10雷管消耗43.75发/m5爆破器材电容式发爆器11炸药消耗9Kg/m6掏槽方式锲形掏槽（六）劳动组织及循环作业图表（a）工作制度采用“三、八制” 作业工种出勤人数在册人数工作时间（小时）一二三计打眼工3339108支护工3339108辅助工2226108皮带机司机2226
6、68刮板机司机111348放炮员222668看料员111338质检员111338喷浆工111348班长222668跟班队长111338队长1124合计5766(b)、劳动组织表：(c)、循环作业图表(见附表)（七）主要技术经济指标表项目单位技术指标巷道支护种类锚网喷、网架每日计划循环数个6循环率%90日进度m锚网喷4.8m,圆班出勤数个66人工效M/工锚网喷0.0727m每米炸药消耗量Kg/m机头段：10.3；运输下山：9每米雷管消耗量个/m机头段：38.75；运输下山：43.75锚杆消耗量根/ m机头段：18.75；运输下山：13.75喷浆料米3/m机头段：1.84；运输下山：1.69钢筋网
7、片/m4.35（规格：1.12.0m）1.1第四章 巷道支护施工第一节 支护设计一、巷道断面（1）运输下山为半圆拱形断面,净宽净高=36002800mm，掘进断面S掘=10.04m2；净断面S净=8.69m2。（2）运输下山机头段为半圆拱形断面,净宽净高=42003000mm，掘进断面S掘=12.18m2；净断面S净=10.71m2。二、支护方式根据11煤已经掘送的巷道观察看，炮掘后的巷道顶板压力不大，两帮的侧压较小，巷道支护选择锚网喷的支护方式。三、支护设计锚杆支护参数的确定:锚杆支护的作用原理有五个.悬吊作用、组合梁作用、加固拱作用、围岩补墙作用和减小跨度作用.锚杆支护的上述五个作用原理,
8、并非孤立存在的,而是共同作用,同时并存.对于本矿14#煤层而言,煤层层理比较发育,巷道掘进施工采用锚杆支护,其主要是加固拱作用,其次是其它作用.因此 ，依据加固拱作用原理来确定锚杆支护参数。锚杆支护跨度小于10m的巷道或硐室,可按下面经验公式来确定支护参数：（1）、锚杆长度： = N（1.1W/10）式中：L 锚杆长度（米） N 围岩稳定影响系数,取1.1 W 巷道或硐室跨度（米）取4.0米L= 1.1（1.13.6/10）= 1.6m L机头= 1.1（1.14.2/10）= 1.67m考虑安全备用系数和机头段断面积较大的实际情况，运输下山锚杆长度L取1.8米，运输下山机头段锚杆选择2.0m
9、的锚杆（2）锚杆支护间距：D0.5L=0.51.6=0.8m D机头0.5L=0.51.67=0.83m式中：D 锚杆支护间距（m）（3）锚杆直径：d=L/110 = 1.6/110= 0.0145m= 14.5mmd机头=L/110 = 1.67/110= 0.0152m= 15.2mm式中：d 锚杆直径（mm）（4）锚杆锚固力:Q=KHD2r= 21.60.821.25=2.56吨Q机头=KHD2r= 21.670.8321.25=2.88吨式中:K 安全系数取2 H 锚固深度 D 锚固间距 r 煤层平均容重1.25T/m3因此,运输下山巷道锚杆支护巷道施工,锚杆长度应取1.6m以上,锚杆
10、杆体直径为14.5mm以上,锚杆支护间距在0.8m以下,锚杆锚固力在2.56吨以上,方能有效支护围岩。机头段锚杆支护巷道施工,锚杆长度应取1.67m以上,锚杆杆体直径为15.2mm以上,锚杆支护间距在0.83m以下,锚杆锚固力在2.88吨以上,方能有效支护围岩。依据上述计算,锚杆支护巷道其锚杆支护参数可确定为:（1）运输下山巷道顶板及两帮采用18mm1.8m树脂锚杆。顶帮锚杆支护间、排距为0.8m0.8m,树脂锚杆锚固力要求达到5吨以上。（2）运输下山巷道顶板及两帮采用18mm1.8m树脂锚杆。顶帮锚杆支护间、排距为0.6m0.6m,树脂锚杆锚固力要求达到5吨以上。如果顶部压力大时，可考虑采用
11、18mm6.0m的点锚索进行支护。四、支护参数及施工要求（一）锚梁网支护参数(1)运输下山机头段支护参数1、锚杆：每排布置15根181800mm金属锚杆、锚杆间排距600600mm。按“断面图”规定的位置、角度、深度打锚杆眼,应从顶部中部向两侧打，中间锚杆布置在巷道中部拱顶中线处，其余锚杆按间排距分别向两侧布置。木垫板规格为30016050mm,铁托盘规格为1251258mm。2金属网：采用10#钢筋焊接制成，网片规格20001100mm，每个之间每隔300mm用双股14#镀锌铁丝绑扎一道。3、锚固剂：采用CK2835型树脂药卷，顶部锚杆5支/眼，帮部锚杆3支/眼，锚索5支/眼。4、锚索：如果
12、巷道顶部压力大，可加点锚索，点锚索规格：186300mm，锚索安装在L=400mm的11#矿工钢及30030010mm的锚索托盘上，锚索间排距20002000mm。(2)运输下山支护参数1、锚杆：每排布置11根181800mm金属锚杆、锚杆间排距800800mm。按“断面图”规定的位置、角度、深度打锚杆眼,应从顶部中部向两侧打，中间锚杆布置在巷道中部拱顶中线处，其余锚杆按间排距分别向两侧布置。木垫板规格为30016050mm,铁托盘规格为1251258mm。2金属网：采用10#钢筋焊接制成，网片规格20001100mm，每个之间每隔300mm用双股14#镀锌铁丝绑扎一道。3、锚固剂：运输下山采
13、用CK2835型树脂药卷，顶部锚杆4支/眼，帮部锚杆3支/眼。（二）锚梁网支护技术质量要求1、巷道净宽：中线至任一帮距离允许误差0100mm；2、巷道净高：无腰线全高允许误差0150mm；3、锚梁网支护专项技术质量要求：1）锚杆间排距必须符合设计要求，误差不超过100mm；锚杆应垂直巷道轮廓线（特殊情况下施工困难的角度不得小于75）,锚杆（索）盖板必须紧贴岩面；2）打完锚杆时,必须把垫板处找平,用木垫板垫好,然后上铁托盘。3）打完锚杆眼后及时安装锚杆。4）安装锚杆时,将树脂药卷用煤电钻连续搅拌,搅拌时间要符合树脂药卷说明书的规定,失效、变质的药卷严禁使用。5）1.8米的锚杆锚固深度为1.70米
14、。6）安装锚杆时应先量测孔深,符合要求后再将树脂锚固剂放入孔内,并用杆体将锚固剂缓慢推入孔底。7）安装锚杆5分钟后,进行打压,锚固力为5吨,锚杆支护螺丝扭矩为167NM。8）锚杆全长锚固,每个锚孔填装4个树脂锚固剂。9）树脂药卷必须进行充分搅拌,凝固时间为2分钟,搅拌时间为2530秒。10）树脂锚杆端头反麻花劲顶端为倒角,以保证树脂药卷搅拌充分。第五章 生产系统一、主要生产系统1、出煤（矸）路线迎头运输下山（皮带机链板机）主井（强力皮带机）地面2、进料路线前期：地面料场副井11煤井底车场11煤人车候车硐室主井运输下山迎头后期：地面料场副井14煤井底车场14煤材料下山联络巷运输下山迎头3、防尘供
15、水系统前期：地面水池风井风井通风道主井运输下山迎头后期：地面水池风井联络巷运输下山迎头4、压风系统井下压风机硐室主井运输下山迎头5、排水系统迎头运输下山主井11煤水仓管子道风井地面6、防火系统:1）巷道施工防灭火器材的存放方式和地点灭火器材的地点放置在电气设备附近；灭火器材的存放数量:灭火器2个、盛有沙子的沙箱4个,沙箱规格为400mm200mm100mm（长宽高）。在掘进过程中,巷道中消防火管路及时接到位,并且每隔50米设一个三通阀,并备30米16高压胶管。开工前将4寸防火注浆充填管路铺设到掘进工作面的拉门口,并确保能随时进行充填。7、通风系统：7.1.通风系统图：详见附图6.2.通风线路1
16、)新风：地面主井（局扇）运输下山（风筒）迎头2)乏风：前期：迎头主井压风机硐室通风道总回风巷立风井地面后期：迎头14煤运输下山联络巷回风下山总回风巷立风井地面6.3.风量计算及风机选型施工过程中采用压入式通风方式,局部通风机安装在主井的新鲜风流中,最长供风距离860m。运输下山所需风量计算按最大炸药用量、瓦斯绝对涌出量、工作面工作最多人数及风速进行验算，取其最大值。一、风量计算(1)按瓦斯绝对涌出量计算：Qh=q*k/c=0.301.5/1%=45m3/min式中，Qh-掘进工作面需要风量，m3/min；q-掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取q0.30m3/min；k-掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数
17、，取1.5；c-回风流中允许瓦斯浓度，取1%。； (2)按工作面工作最多人数计算：Qh=4nh=420=80m3/min式中，Qh -掘进工作面需要风量，m3/min； nh -指工作面同时工作最多人数，取20人；(3) 按同时爆破的炸药量计算；Q掘=(7.8/t)（AS2L2/P2）1/3=(7.8/30)（7.210.0424002/1.132）1/3=121.78m3/min式中：A一次爆破炸药量：取7.2S掘进巷道的净断面：取10.04L炮烟稀释长度：取400mP风筒进出风量比，即局扇风量与风筒末端风量之比：P=1/（1-1.3%860/100）=1.13（风筒长度860m）t通风时间
18、：30分钟(4)按风速验算：、按最低风速（0.25m/s）进行验算：Qmin=0.2560Sh=1510.04=150.6m3/min式中，Sh掘进工作面的最大掘进断面积，取10.04m2；、按最高风速（4m/s）进行验算：Qmax=460Sh=2408.69=2085.6m3/min式中，Sh掘进工作面的最小净断面积，取8.69m2；根据以上计算,Qh=150.6m3/min,满足要求。二、局扇选型根据以上计算，选用1台FBY6.0215型局扇和单路600mm胶质风筒向迎头供风满足要求,同时设1台同等型号的局扇备用。FBY6.0215型局扇参数为：功率215Kw、风量250450m3/min
19、、全风压4405100Pa。备用局扇必须保证热备用且主局与备局要实行自动切换。7、监控系统:详见运输下山监控系统图8、供电系统:详见运输下山供电系统图9、管线、轨道敷设的要求在掘进施工中,所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒等均要吊挂牢固整齐。风水管路接头要严密,不得漏水、漏风。供风和排水管路使用69mm铁管,供水管路使用40mm铁管,距工作面20m范围内使用20mm胶管。风筒使用直径600mm的阻燃风筒,逢环必挂且不得漏风。风筒口到工作面距离不得超过5m。第六章 安全技术措施一、一般规定1、煤矿必须对职工进行安全培训，未经安全培训的不得上岗作业，特种作业人员必须按国家有关规定培训合格
20、后，取得操作资格证书，方可上岗操作。2、施工前由矿技术科编写本规程，经有关领导批准。规程必须贯彻到每一位施工人员，并签字，轮休或请假人员上岗前必须进行学习，否则不得入井作业。3、入井人员必须戴安全帽，随身携带自救器和矿灯，严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服，入井前严禁喝酒和带电子手表。各工种必须坚决贯彻煤矿安全规程、操作规程、作业规程和国家有关安全规定。4、各工种必须认真执行岗位责任制，严格现场交接班制度，按章作业，搞好工程质量。5、所有人员均要保护井下安全设施并自觉使用好，严禁违章作业和违章指挥。6、施工人员做好个人防护工作，佩戴好自救器及防尘口罩。7、所有工具、材料、机电设备等必须是合
21、格品，否则不准发放使用。8、巷道内材料堆放及其它机械、电器设备安装摆放位置距轨道应留有300mm以上安全距离。9、打眼前要做到“三紧”“三不要”即：袖口、领口、衣角紧，不要戴手套，不要把毛巾露在衣领外，灯带不要外露。二、拉门措施1、施工前,由队长组织全队工人即为掘进队服务的电钳工、机修工、皮带工、瓦斯检查员等学习本规程,学习后经过贯彻学习合格才能上岗。2、拉门前,由技术人员给出拉门地点的位置及巷道中心、腰线,施工队按照中心腰线施工。3、拉门时,必须对拉门地点附近10米范围内的巷道进行加强支护,施工过程中要密切观察围岩变化情况,发现问题及时处理。4、拉门时,必须浅打眼、少装药、放震动炮,防止破坏
22、巷道围岩和支护。放炮前,必须把放炮地点附近的电缆、管路及怕崩的电气设备等掩护好,否则不准作业。三、顶板管理措施1、严格执行现场交接班制度，现场交接班中必须进行顶板管理交接且交清接明，即上班交班时将顶板支护情况及可能存在的安全隐患向下班讲明，下班接班后检查上班工程质量时先检查顶板支护情况，认真查找上班所讲可能存在的安全隐患并采取措施处理，处理完毕后方可开始其他工作，并将现场存在的安全隐患写在隐患排查牌板上。2、严格执行敲帮问顶制度，每次进入工作面之前，班长或跟班队长必须对工作面附近的顶底板安全情况进行一次全面检查，确认无安全隐患后，方可入内。迎头每次工序转换前，都必须安排有经验的老工人站在安全地
23、点用长柄工具（长度不低于2.5m）找尽危岩、悬矸、浮矸，敲帮问顶工作必须认真、细致、全面，同时迎头施工时现场班长（或队长）必须指定专人注意观察顶、帮安全情况，发现问题立即停止作业进行处理。架棚挖腿窝时帮部危矸（煤）必须先找尽，防止片帮伤人。3、找顶工作必须遵守下列规定：1)找顶工作应由两名有经验的工人担任，一人找顶一人观察顶板和退路。找顶人员应站在安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，时刻注意顶板的安全状况，在找顶前应将大块矸石、杂物等清理干净，保证退路的畅通，观察到危险或异常时，要立即告知找顶人后撤。 2)找顶从有完好支护的地点开始，由外向里先顶后帮、最后迎头正面依次进行，找顶范围内严禁有其
24、他人员进入。3)找顶人员应戴手套，用长把工具找顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。4)当迎头正面围岩破碎、裂隙发育、过构造带易片帮时，若危岩活矸难以找净，必须打护面锚杆并挂网；对于不易找掉的大块矸石，必须先在下方打点柱，然后打锚杆将其锚住。4、严禁空顶作业，临时支护必须紧跟迎头。迎头割煤后应立即进行敲帮问顶工作，敲帮问顶找净危岩活矸后必须立即采取临时支护措施，严禁长时间空顶空帮。迎头未进行有效临时支护前严禁从事与临时支护无关的其他作业。5、围岩松软破碎时必须严格控制循环进尺，锚索网巷道采取掘一排支护一排，循环进尺不得超过0.8m。6、临时支护采用打带帽点柱的方式，用点柱和柱帽把顶网托起，人员站在临时
25、支护下进行作业。7、锚梁网支护，不合格的锚杆锚索应立即补打。8、后部巷道支护情况做到每天严格检查，发现锚杆、锚索破断以及顶板下沉等压力显现明显的，应及时向矿技术部门汇报，按矿技术部门安排立即进行处理。如发现顶板下沉情况严重，两帮位移加大时应及时撤出工作面全部人员进行处理。9、空帮、空顶区必须用阻燃性材料填实，高冒处要作好明显标记，以备防火检查及处理。10、施工过程中如发生冒顶，冒高小于1.0米时，应暂时停止作业，待顶板稳定后方可派有经验的人员进行处理；处理冒顶前应事先清理好退路，备齐接顶料，并对冒顶区域10m范围内巷道支护情况进行检查、加固，架工字钢棚支护接顶时要安排专人看护顶板并检查高冒处的
26、瓦斯浓度，只有瓦斯浓度在1%以下并确认冒落结束、顶板稳定安全后方可进行接顶作业。11、施工期间，巷道内必须备有足够的接顶材料。12、当掘进工作面遇到下列情况之一时，必须立即停止作业，撤出所有受威胁人员，并及时汇报矿调度：1）顶板来压，支架变形速度骤增时；2）瓦斯等有害气体超限，温度骤增骤减时；3）工作面有煤岩外移，涌水量增大等突水预兆时；13、后方修复巷道时，迎头停止作业，人员撤到修护点外面的安全地带；修护前先将施工地点前后5m范围内巷道打上点柱或托棚加固好，再由外向里、逐段修护，修复合格后方可进入工作面作业。14、矿压观测1）无构造区域顶板离层仪随巷道掘进每隔150-200m布置一个测站，构
27、造带区域巷道每掘进50-80m布置一个测站，每1个测站内设两个测点。浅基点1.8m，深基点6m；顶板及两帮移近量随巷顶道离层测站同步设置。2）每10天观测一次顶板离层、巷道围岩变形及锚杆(索)载荷情况，并挂牌板做好观测记录；定期进行锚杆(索)锚固力拉拨实验和锚杆螺母扭矩测试，并作好记录。3）施工单位必须在迎头常备有扭矩扳手、锚杆拉力计(配相应数量的不同规格套筒)，以便生产工程技术科随时抽查锚杆/索施工质量。4）安装孔要打在巷道中心线位置上,孔要垂直顶板并不得歪斜。5）安装顶板离层监测仪时,要站在专用木凳或人字梯上进行。严禁站在皮带架上或其它随时可能开动的设备上进行安装。6）安装时要使用专用工具
28、进行安装,严禁使用锚杆及其他物件进行安装。7）炮掘工作面必须滞后工作面75米以外方可进行安装。顶板离层监测仪安装完毕后,及时填写好监测牌板内容,并做好记录。8）巷道内所有作业人员必须严格保护监测仪及监测牌板,防止人为破坏。10）当顶板离层监测仪总位移量达到50mm时每天观察一次, 总位移量达到200mm时必须对巷道进行加固处理。四、一通三防安全管理措施（一）局部通风管理措施1、局扇必须设专职局扇司机且持证上岗，保证局扇正常运转，并悬挂局扇管理牌和专职局扇司机牌。不得出现无计划停风，有计划停风的必须办理专项申请，并附有安全措施。2、掘进工作面通风方式采用压入式，局扇和启动装置必须安装在进风巷道中
29、，距掘进巷道回风口不得小于10米；局扇不得产生循环风。3、掘进工作面必须设置同等能力的备用局扇，备用局扇电源必须取自另一路电源。主、备局必须使用自动切换开关和自动切换风筒三通连接，实现自动切换。4、专局必须采用三专两闭锁供电 ，每天必须有专人检查试验1次；每班对主、备局扇切换1次，保证局扇可靠运转。5、严禁使用3台以上（含3台）的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。使用局扇供风的地点必须实行风电闭锁，保证停风后切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。使用2台局部通风机供风的2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁。6、使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风
