12101回风巷掘进作业规程.docx
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12101回风巷掘进作业规程
12101回风巷掘进作业规程
矿长：
李廷中
编制：
生产技术科
遵义市汇川区高坪镇县开发煤矿
二○一四年三月二十二日
作业规程会审审批意见
职务
签字
审批意见
日期
矿长
生产矿长
安全矿长
机电矿长
总工程师
目录
第一节工程概况……………………………………………………
（1）
一、巷道名称、用途及服务年限…………………………………
（1）
二、巷道位置及施工范围………………………………………
（1）
三、工程量、投资、开工时间、工期…………………………
（1）
第二节地质及水文地质情况……………………………………
（1）
一、工程地质情况………………………………………………
（1）
二、水文地质情况………………………………………………（3）
三、巷道围岩状况………………………………………………（3）
四、巷道掘进时的瓦斯及煤尘情况……………………………（3）
第三节巷道设计特征及支护说明书………………………………（4）
一、巷道设计特征………………………………………………（4）
二、支护说明书…………………………………………………（4）
第四节巷道施工方法及工艺………………………………………（6）
一、施工方法及设备配备………………………………………（6）
二、施工工艺……………………………………………………（7）
第五节主要生产系统………………………………………………（9）
一、通风系统……………………………………………………（9）
二、运输系统……………………………………………………（9）
三、供水、防尘系统……………………………………………（10）
四、供电系统……………………………………………………（10）
五、排水系统……………………………………………………（10）
六、压气系统……………………………………………………（11）
七、防灭火系统…………………………………………………（11）
八、通讯系统…………………………………………………（11）
九、监测监控系统……………………………………………（11）
十、瓦斯抽放系统……………………………………………（12）
第六节劳动组织与主要经济技术指标…………………………（11）
一、作业方式……………………………………………………（11）
二、循环方式…………………………………………………（11）
第七节安全技术措施……………………………………………（12）
一、施工准备措施……………………………………………（12）
二、通风与防瓦斯措施………………………………………（12）
三、钻爆安全措施……………………………………………（17）
四、防止片帮冒顶的措施……………………………………（23）
五、防治水措施………………………………………………（26）
六、防灭火措施………………………………………………（26）
七、综合防尘措施……………………………………………（27）
八、提升运输安全防范措施…………………………………（28）
九、电气设备防爆和使用管理措施…………………………（30）
十、其它安全措施………………………………………………（31）
十一、安全自救和避灾路线…………………………………（37）
第一节工程概况
一、巷道名称、用途、服务年限
（一）巷道名称：
12101回风巷。
（二）巷道用途：
12101采煤工作面运料、通风、行人。
（三）巷道服务年限：
2个月。
二、巷道位置及施工范围
（一）巷道位置：
12101回风巷巷位二采区12101运输巷、12102运输巷东侧，地面对应矿工业广场北边荒坡下。
巷道标高在+847.7m~+851.9m，对应地表标高+1010.7m~+1102.3m，距地表垂深在163m~250.4m之间。
（二）施工范围：
该巷计划按平行12101运输巷方向（方位172º）掘进160m。
三、工程量、投资、开工时间、工期
（一）、工程量：
巷道设计长度160m，坡度5‰。
在二采区回风巷上端沿C1煤层掘进。
（二）投资：
万元。
（三）开工时间：
2014年月日。
（四）工期：
1.1个月。
第二节地质及水文地质情况
一、工程地质情况
（一）地层
区域出露地层主要有三叠系、二叠系。
由老至新依次为：
二叠系中统茅口组（P2m）、上统龙潭组（P3l）、长兴组（P3c）；三叠系下统夜郎组（T1y）、茅草铺组（T1m）；第四系（Q）。
主要岩性见下表：
区域地层简表
系
统
组
代号
厚度
（m）
主要岩性
与下伏地层接触关系
三叠系
下统
茅草铺组
T1m
>50
灰岩、白云岩
整合接触
夜郎组
T1y
236-304
灰岩、砂岩、泥岩
整合接触
二叠系
上统
长兴组
P3c
64-87
灰岩
整合接触
龙潭组
P3l
76-87
灰岩、泥岩、砂岩
假整合接触
中统
茅口组
P2m
>100
灰岩
整合接触
（二）可采煤层：
矿区内可采煤层仅有一层煤（C1），煤层顶板岩性主要为灰岩，之下为一层厚约0～0.10m的炭质泥岩，一般较稳固，底板岩性主要为黄铁矿粘土岩，遇水后常易产生膨胀、底鼓现象。
煤层特征表
顺序
区域组
煤层名称
煤层厚度（m）
稳定性
煤层
倾角（度）
煤种
顶底板岩性
最小
最大
平均
顶板
底板
1
龙潭组
C1
0.84
2.95
1.53
稳定
10～44
无烟煤
灰岩
含硫铁矿
粘土岩
12101回风巷位于矿工业广场北边荒坡下，无山塘、水库等地表水体存在，预计矿压不大，但粘土岩抗压强度不高，可塑性及膨胀性强，风化或滴水浸泡后造成底鼓和坍塌，故在开采过程中应引起注意。
矿井应加强顶底板管理工作，采取针对性的支护和防治措施。
（三）构造：
矿区位于茅石向斜北段的东翼核部，该向斜轴部从矿区的西面经过，呈北北东—南南西向展部，西翼倾向：
85~120°、倾角3~19°，东翼倾向265~300°、倾角32~60°。
区内断裂较发育，主要断层有F1、F2、F3、F4、F5，其中F1、F4顺层断层位于矿区东部煤露头线附近，对煤层的破坏不大；F2、F3、F5横断层、斜断层，该组断层后发生，往往将前组断层切断，横穿或斜穿矿区，对煤层的破坏较大。
F5断层的次生断层F5-1、F5-2、F5-3影响到深部，错断了煤层。
另外，据矿区附近矿井及矿区内以往老窑调查，该区内含煤地层及煤层中均普遍发育有断距1~3m的小断裂，尤其在煤系浅部较为发育。
二、水文地质情况
矿区内矿床水文地质勘查类型为第三类第二亚类第二型。
即以岩溶含水层充水为主、底板进水为主、水文地质条件中等的岩溶充水矿床。
（一）大气降水：
大气降水是各含水岩组地下水的主要补给源，矿井涌水量将随大气降水强度变化，一般情况下，雨季时涌水量增大，枯季时涌水量变小；若开采过程中，采空塌陷影响至地表，大气降雨会通过地面塌陷、地裂缝间接进入矿井，使矿井涌水量增大。
（二）地表水：
区内发育的季节性冲沟在采空塌陷影响下，将成为矿床间接充水因素。
（三）地下水：
龙潭组主要为裂隙水，富水性弱，对矿井开采的影响较小，构不成对矿井开采的威胁。
P2m距离煤层3～5m，含岩溶管道水，开采位于地下水位之下煤层时，若遇灰岩中岩溶管道或断层破碎带时，在水头压力作用下，其地下水将可能突破之间的隔水层，向井巷突水成为矿床充水水源。
但据相邻的关岩煤矿和遵义煤矿3号井多年的开采来看，该区茅口灰岩中岩溶管道不太发育，且未遇底板突水现象；现遵义煤矿3号井采掘深度已达向斜核部，开采最低标高已达680m。
据遵义煤矿3号井井下调查，开采深度在100~200m内时，其井巷内涌水量在0.454～9.186L/s。
（四）老窑积水：
据调查，矿区范围内开采煤层留下的老采空区，存在一定的老窑积水，将成为矿床间接充水因素。
（五）涌水量：
预计矿井正常涌水量为20m3/h，矿井最大涌水量为60m3/h。
三、巷道围岩状况
巷道所揭露煤层为C1煤层顶板岩性主要为灰岩，之下为一层厚约0～0.10m的炭质泥岩；底板岩性主要为黄铁矿粘土岩。
其顶、底板稳定性较好。
四、巷道掘进时的瓦斯及煤尘情况
（一）瓦斯等级：
据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局联合下达文件（黔安监管办字[2007]345号）“关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见”；遵义市汇川区高坪煤矿不在文件规定的煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区范围内。
开发煤矿按低瓦斯矿井进行设计。
根据邻近巷道掘进采集的瓦斯数据，该巷掘进过程中相对瓦斯涌出量为7.17m³∕t.d，绝对瓦斯涌出量为2.62m³∕min。
（二）煤与瓦斯突出危险性：
根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局联合下达文件（黔安监管办字[2007]345号）“关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见”；遵义市汇川区高坪煤矿不在文件规定的煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区范围内。
（三）煤尘爆炸性：
根据煤炭科学研究总院重庆分院2006年6月9日出具的原开发煤矿煤尘爆炸性鉴定报告；煤尘无爆炸危险性。
（四）煤层自燃等级：
根据煤炭科学研究总院重庆分院2006年6月9日出具的原开发煤矿煤炭自燃倾向性等级鉴定报告，煤层自燃倾向性为Ⅲ类。
第三节巷道设计特征及支护说明书
一、巷道设计特征
（一）12101回风巷掘进工作面运输巷沿C1煤层布置，巷道开口方位角166°31'40''，根据12101运输巷掘进揭露，该工作面稳定，顶底板局部有起伏，矿压大，易发生冒落。
（二）巷道开口位置在二采区回风巷上平台，距二采区回风上山12m。
二、支护说明书
（一）采用锚网支护（断面图、支护图）
断面图支护图
（二）支护说明
1、锚杆支护设计
按挤压加固原理确定锚杆参数：
（1）锚杆长度L=N（1.1+B/10），m
（2）锚杆间距D≤0.5L，m
式中：
B----巷道跨度（宽度），m
N---围岩稳定性影响系数：
Ⅱ类（稳定性较好）围岩N=0.9
Ⅲ类（中等稳定）围岩N=1.0
Ⅳ类（稳性较差定）围岩N＝1.1
Ⅴ类（不稳定）围岩N=1.2
故锚杆长度L=1.1（1.1+2.5/10）=1.49m，取1.5m；锚杆间距D≤0.5L=0.75m。
2、断面特征表
巷道毛断面积（ｍ²）
8.72
支护类型
锚网
巷道净断面积（ｍ²）
8.72
锚杆直径（ｍm）
16
锚杆间距（ｍ）
0.75
锚杆长度（ｍ）
1.5
锚杆排距（ｍ）
0.75
锚网规格（m）
1.0×2.0/0.1×0.1
3、永久支护（质量要求）
（1）锚杆应尽量垂直顶板打设，用1~2节锚固剂固定牢靠。
（2）锚杆外露长度（托板以外）不超过5cm，锚杆用木托板紧贴岩面固定。
（3）锚杆间排距允许误差±10cm。
如出现不合格锚杆，应在旁边补打1根。
（4）锚网要紧贴岩面，相互搭边连接，搭接长度大于5cm，用锚杆螺帽固定紧。
4、临时支护
（1）采用前探梁、点柱作为临时支护。
（2）前探梁采用3.5～4ｍ长道轨，一头至少一半用吊链、螺帽固定于已设锚杆上，另一头伸进空顶段，用背木接顶、背牢。
（3）临时支护图（前探梁）
5、经济技术指标
主要技术经济指标表
指示名称
单位
数量
备注
指标名称
单位
数量
备注
每米锚杆耗
根
14
日进尺
M
4.5
每米锚网耗
张
日出勤人数
人
每米炸药耗
Kg
4.35
出勤率
%
85
每米雷管耗
个
16.7
效率
M/工
循环进尺
M
1.5
月进度
M
126
按28天计算
循环出勤人数
人
循环在册人数
人
含瓦检员
每米成本
元
人工工资、各种材料款
昼夜循环数
个
3
第四节巷道施工方法及工艺
一、施工方法及设备配备
（一）掘进破煤方法：
钻爆法。
（二）工作制度、成巷方式及掘进与支护的关系
“三八”制作业，边掘边支，一次成巷。
（三）施工机械设备、工具配备表
序号
设备、工具名称
单位
型号
数量
在巷道内的布置
1
刮板运输机
台
30T
2
12101回风巷道内
2
刮板运输机
台
30T
1
12102运输巷道内
4
煤电钻
台
ZM15T,1.5KW
2
5
岩石电钻
台
YT24
2
6
发爆器
台
MFｄ-100
2
7
探水钻机
台
ZDY-650
1
8
洋镐
把
4
9
大锤
把
2
10
铁锹
把
6
11
斧头
把
4
12
钢钎
把
2
第二节施工工艺
一、工艺流程图
二、钻眼爆破法掘进
1、炮眼布置图：
2、爆破说明书
炮眼
序号
炮眼名称
个数
角度（º）
炮眼
深度
（ｍ）
间距
（ｍ）
装药量（g）
雷管
（个）
起爆顺序
联线方法
水平
垂直
1～4
掏槽眼
4
90
82（1、3）
90
（2、4）
1.7
0.80
0.3×4
1×4
1
串
联
爆
破
5～7
辅助眼
3
90
90
1.5
0.80
0.3×3
1×3
2
8～10
开帮眼
3
90
90
1.5
0.80
0.225×3
1×3
4
11～15
顶眼
5
90
90
1.5
0.80
0.15×5
1×5
4
16～18
破岩眼
3
90
90
1.5
0.50
0.3×3
1×3
5
19～22
破岩眼
4
90
90
1.5
0.50
0.3×4
1×4
6
23～25
破岩眼
3
90
90
1.5
0.50
0.3×3
1×3
7
合计
25
6.525
25
序号
项目
数量
1
炮泥充填长度（ｍ）
0.60
2
每眼水炮泥节数（节）
1～2
3
循环炮眼数（个）
25
4
一次最多起爆炮眼个数
5
5
雷管类型
瞬发电雷管
6
炸药类型
煤矿许用Ⅲ号乳化炸药
3、爆破效果表
编号
指标名称
单位
数量
1
每次爆破工作面进度
ｍ
1.50
2
每次爆破实体岩石
ｍ³
19.35
3
单位炸药消耗量
㎏／ｍ³
0.34
4
每米巷道炸药消耗量
㎏
4.35
5
每米³岩体雷管消耗量
个／米³
1.23
6
每米巷道雷管消耗量
个／米
16.7
4、正向装药结构示意图
三、装煤（岩）及运输方法
1、煤炭：
掘进过程中人工直接将工作面煤装入刮板运输机→二采区回风上山（滑槽自溜）→12102运输巷（刮板输送机）→二采区揭煤石门（矿车、柴油机车）→北翼运输大巷（矿车、柴油机车）→主斜井煤仓→主斜底（皮带输送机）→地面。
2、岩石：
掘进过程中人工直接将工作面煤装入刮板运输机→二采区回风上山（滑槽自溜）→12102运输巷（刮板输送机）→二采区揭煤石门（矿车、柴油机车）→北翼运输大巷（矿车、柴油机车）→副斜井（绞车提升）→地面。
第五节主要生产系统
一、通风系统
（一）需风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q1=100q绝×K=100×0.395×1.8=71.1m3/min
式中：
q绝—掘进工作面回风流中的瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min；
根据上述计算，矿井绝对瓦斯涌出量q绝=2.62m3/min。
掘进工作面绝对瓦斯涌出量按占矿井总的涌出量的30%计算，则掘进工作面回风流中瓦斯平均绝对涌出量q绝=2.62×30%=0.789m3/min；设计采掘比为1:
2，则单个煤巷掘进面瓦斯涌出量为0.789/2=0.395m3/min。
K—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是掘进面最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于机掘进工作面Kb为1.5～2.0，对于炮掘进工作面K为1.8～2.0，本矿暂取K=1.8（实际取值应测定）。
2、按炸药使用量计算
Q2=（A×b）/（t×c）
式中：
A—掘进工作面一次使用的最大炸药量，kg；
b—每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药爆破后的有毒气体国家标准取b=0.1m3/kg；
t—通风时间，一般不少于20min；
c—爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c=0.02%。
将各参数取值带入上式后，简化为：
Q2=25A=25×4=100m3/min
3、按局部通风机的吸风量计算
Q3=Qf×Kf=206.4×1.3=268.32m3/min
式中：
Qf—掘进工作面局部通风机的吸风量，本矿采用YBT52-2/11（Ⅱ）型局部通风机其风量为240~130m3/min，取Qf=206.4m3/min，效率取最大效率（86%）；
Kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2～1.3，进风巷中无瓦斯涌出时，取1.2，有瓦斯涌出时，取1.3。
4、按工作人员数量计算
Q4=4N=4×10=40m3/min
式中：
N—每个掘进工作面同时工作的最多人数，人；
4—每人每分钟4m3的供风标准。
5、按风速进行验算
根据规定，对于煤巷掘进工作面的风量为：
Q≥0.25×60×Sm3/min
Q≤4×60×Sm3/min
式中：
S—掘进巷道平均断面积（m2）；
煤巷掘进断面积取S=8.6m2。
Q≥0.25×60×S=0.25×60×8.6=129m3/min
Q≤4×60×S=4×60×8.6=2064m3/min
根据以上计算，Q=max（Q1,Q2，Q3，Q4）=max（71.1，100，268.32，40）=268.32m3/min，掘进工作面计算最大风量为268.32m3/min2、局扇安装在二采区回风巷上端平巷内，距二采区回风巷10米以外，紧靠二采区回风上山。
（二）进风：
新鲜风从二采区揭煤石门→12102运输巷→二采区回风上山→工作面。
（三）回风：
乏风从已掘巷道→二采区回风巷→北翼回风大巷→回风上山→回风斜井→地面（通风系统图附后）。
二、运输系统
（一）煤炭：
掘进过程中人工直接将工作面煤装入刮板运输机→二采区回风上山（滑槽自溜）→12102运输巷（刮板输送机）→二采区揭煤石门（矿车、柴油机车）→北翼运输大巷（矿车、柴油机车）→主斜井煤仓→主斜底（皮带输送机）→地面。
（二）岩石：
掘进过程中人工直接将工作面煤装入刮板运输机→二采区回风上山（滑槽自溜）→12102运输巷（刮板输送机）→二采区揭煤石门（矿车、柴油机车）→北翼运输大巷（矿车、柴油机车）→副斜井（绞车提升）→地面。
（三）材料：
从地面→副斜井→北翼运输大巷→五石门→北翼回风大巷→二采区回风巷→工作面。
三、防尘、供水系统
（一）防尘、供水路线：
在地面静压水池→主斜井供水管路（3寸钢管）→北翼运输大巷（3寸钢管）→二采区回风巷（3寸钢管）→工作面（1寸降尘塑料软管）。
（二）在刮板机、皮带机机头、掘进巷口分别安设喷头喷雾降尘（防尘系统图附后）。
四、供电系统
电源由二采区机电硐室配电点接入工作面（供电系统图附后）。
五、排水系统
（一）采用巷道水沟自流排水。
涌水量大时采用在巷道内挖集水坑、埋管引水。
（二）排水路线：
工作面→二采区回风巷→北翼回风大巷→五石门巷→北翼运输大巷→副井井底水仓（经水泵抽）→地面（排水系统图附后）。
六、压气系统
（一）空压机（MHPZ-10/7-K）安装于主井口边。
（二）采用直径3寸的无缝钢管做输气管路。
（三）压风系统线路：
从地面经副斜井→北翼运输大巷→联络巷→北翼回风大巷→二采区回风巷→工作面，每隔50米留一个供气阀门（压气系统图附后）。
七、防灭火系统
工作面除供水到迎头外，另在配电点、每部刮板运输机头旁配干粉灭火器各2~5台、砂箱1个，以备灭火用。
八、通讯系统
除利用北翼运输大巷现有电话外,再在距工作面迎头20米处安装一部电话，和矿程控电话联网，直通调度室。
九、监测监控系统
工作面及回风流中安设甲烷传感器
（一）设置要求：
甲烷传感器安设在距工作面碛头小于5m位置，及回风口不大于10m位置。
垂直悬挂在巷道顶板下距顶板不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm处，该处巷道顶板要坚固，无淋水；不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。
（二）甲烷传感器主要指标：
断电范围——掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。
报警瓦斯浓度：
T≥0.8%，
断电瓦斯浓度——T≥1.5%,
复电瓦斯浓度——T＜0.8%。
第六节劳动组织与主要经济技术指标
一、作业方式
“三八”制作业。
二、循环方式
每班1循环，每日3循环。
三、循环进度
1.5米。
四、循环时间
8小时。
五、循环作业图（包括劳动组织表）
第七节安全技术措施
一、施工准备措施
（一）开口位置：
在二采区回风巷上平台开口，开口周围需打液压柱、铰接梁支架加固。
（二）凡进入该工作面的人员，必须学习本规程和施工措施并签字。
（三）巷道开口前，必需由工程技术人员和生产矿长到现场定位置、方位。
二、通风与瓦斯防治措施
（一）通风
1、局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距供风巷道回风口不得小于10米。
2、安设局部通风机地点的瓦斯浓度不得超过0.5%；全风供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量（确保不出现循环风），局部通风机安装地点到顺风口间的巷道中的最低风速必须符合《煤矿安全规程》第一百零一条的有关规定。
3、局部通风必须进行吊挂或垫高，离地高度不得小于0.3米，且局部通风机必须挂牌管理。
4、局部通风机由专人（瓦检员、安全员）负责管理，确保24小时正常运转。
任何人不得随意停局扇，如因停电检修必须及时在开口处打上临时栅栏，复电后由瓦斯员检查瓦斯不超限时方能由瓦检员启动局扇，如瓦斯浓度超过3％时，必须制定安全排放措施请救护队排放。
5、局部通风机必须进行“风电闭锁”。
6、必须采用抗静电阻燃风筒，风筒吊挂必须靠帮、靠顶和平直。
风筒不能拐弯，拐弯必须使用弯头。
7、因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源，设置栅栏，恢复通风前，必须检查瓦斯。
只有在局部通风机及其开关附近10米以内风流中的瓦斯浓度都不超过的0.5%时，方可人工开启局通风机。
8、加强对风筒的检查和维护，发现损坏，必须及时进行处理，提高有效风量率。
9、因故临时停工时，不得停风，局扇必须保持正常运行。
（二）瓦斯防治
1、工作面瓦斯防治
（1）工作面回风中瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
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