作业规程.docx
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作业规程
目录
第一章工作面的基本概况……………………………………………1
第二章地质情况………………………………………………………1
第一节煤层赋存特征…………………………………………………1
第二节预测或实测瓦斯、火、煤层情况……………………………1
第三节水文地质情况…………………………………………………1
第三章巷道布置情况…………………………………………………1
第一节巷道简述………………………………………………………1
第二节施工顺序………………………………………………………2
第三节巷道中腰线布置………………………………………………2
第四章巷道支护………………………………………………………2
第一节支护设计结论说明……………………………………………2
第二节超前支护………………………………………………………2
第三节支护形式………………………………………………………2
第五章矿压监测………………………………………………………3
第一节观测对象………………………………………………………3
第二节观测内容………………………………………………………4
第三节观测方法………………………………………………………5
第四节数据处理………………………………………………………6
第六章掘进施工方法…………………………………………………6
第一节工艺流程………………………………………………………6
第二节作业方式………………………………………………………8
第三节循环进尺………………………………………………………9
第四节运煤（矸）方式………………………………………………9
第五节爆破作业………………………………………………………9
第六节施工设备………………………………………………………10
第七章生产系统………………………………………………………11
第一节一通三防系统…………………………………………………11
第二节辅助运输系统…………………………………………………13
第三章供电、供压风、水、排水……………………………………14
第四节排水系统………………………………………………………14
第五节通讯、照明、信号系统………………………………………14
第八章安全质量管理…………………………………………………14
第一节工程质量验收要求……………………………………………14
第二节文明生产管理要求……………………………………………15
第三节机电设备管理要求……………………………………………15
第四节爆破管理要求…………………………………………………15
第九章劳动组织、循环图表…………………………………………19
第十章重大危险源及有害因素辩识…………………………………19
第十一章安全技术措施………………………………………………20
第一节顶板管理安全技术措施………………………………………20
第二节机电检修、机电设备安全防护技术措施……………………20
第三节运输、装卸车、抬运设备安全措施…………………………21
第四节矿井其他自然灾害预防措施…………………………………23
第五节巷道特殊作业施工安全技术措施……………………………23
第六节其他安全技术措施……………………………………………23
第十二章工作面避灾路线……………………………………………24
第一节避灾原则………………………………………………………24
第二节避灾路线………………………………………………………25
第一章工作面基本概况
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为9101运输巷。
掘进目的是为形成生产系统，满足采煤工作面回采时的通风、行人、运输、管线敷设的需要。
三、巷道位置
巷道位于一采区东翼胶带下山东侧。
第二章地质情况
第一节煤层赋存特征
9号煤层位于太原组下部，，厚1.7-2.5m,一般夹矸1-2层，厚0.4m,煤层厚度较为稳定，平均厚度2.0m,结构简单，煤层倾角15-18°，属近缓倾斜煤层。
煤层顶板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，局部为砂岩，底板为黑色泥岩、砂质泥岩、深灰色粉砂岩。
第二节预测或实测瓦斯、火、煤层情况
9号煤层为高瓦斯区，且煤尘有爆炸倾向，不易自燃，施工时要做好一通三防和防尘供水系统的管理。
第三节水文地质情况
9号煤层为弱含水层，在无构造沟通的情况下与上、下含水层无明显的水力联系，但由于9号煤一般位于奥灰水压力之下，中间有100多米的地层阻隔，一般对巷道掘进影响不大，但局部地段由于受构造影响，缩短了9号煤层与奥灰水的间距或使奥灰水直接接触，使之成为9号煤层的充水水源。
施工时要密切考虑断层等构造情况和陷落柱导水的影响。
第三章巷道布置情况
第一节巷道简述
一、巷道开口位置及布置形式
9101运输巷由原已施工轨道下山联络巷以89°方位角开口，具体开口位置处在平面坐标X=4101140.87、Y=19595926.785、Z=747.307。
开口后以89°方位角沿煤层底板破伪顶施工。
二、巷道断面
1、煤巷断面形状为矩形，净宽为4.0m，净中高为2.4m，。
S净=9.8m2，开口至保安煤柱线段巷道锚网喷浆，喷砼厚度100mm，砼强度等级为C20。
保安煤柱线以东锚网支护（附断面支护图）
第二节施工顺序
9101运输巷以89°方位角开口沿煤层底板破伪顶施工。
第三节 巷道中腰线布置
施工时，巷道中腰线由地测部测量组提供。
巷道进入煤巷无腰线由煤层底板控制巷道高度。
坡度较大或距离超长时，测量组及时延挂中线。
第四章巷道支护
第一节支护设计结论说明
根据支护设计要求9101运输巷采用锚网索+梯子梁支护方式，能够满足支护效果，保证巷道使用。
第二节 超前支护
采用前探梁做为超前支护。
前探梁使用3寸×8mm钢管δ＝8mm制作，长度3.5m,共制作4根，3根使用，1根备用。
每根前探梁使用2个吊环悬挂。
吊环上焊接配套的锚杆螺母，以便将吊环固定在锚杆上。
使用时，3根前探梁的间距为1.6m，并在梁上铺垫厚度50mm的木板接顶。
前探梁最大控顶距离1.0m，如果采用此种支护形式不能满足临时支护要求，可采用戴帽点柱或其它临时支护形式。
帮部必须使用防片帮支护，采用圆木与50mm厚的木背板相楔，使得木背板与巷帮接实，前探梁、防片帮支护要随掘随移。
第三节 巷道支护形式
1、支护形式：
锚网索+梯子梁支护形式
锚杆：
采用左旋无纵肋螺纹钢锚杆，型号为Ф20-2600mm，采用矩形布置，间排距为800×900mm，锚杆托盘为弧形高强度托盘，规格为120-8mm，力学性质与锚杆杆体一致，锚杆采用端头锚固，每根锚杆采用两支锚固剂，规格为CK2360，锚杆锚固力不小于80KN，拧紧力矩不小于150N.m。
锚索：
为高强度低松弛钢绞线，公称直径15.24mm，长度为4500mm，锚索托盘规格为300×300×20mm，每根锚索采用三支锚固剂，一支规格为K2360，两支规格为CK2360。
锚索极限拉断力200KN。
锚索采用1、2根交替布置，间排距1300×2400mm。
金属网片：
采用Ø6钢筋加工，网孔为100×100mm，加工规格为2000×1000mm，网片采用压茬连接方式，每200mm采用14#细铁丝双股三扣连接。
梯子梁：
选用Ф12mm钢筋加工梯子梁；顶帮连接处梯子梁由两根长3000mm搭接使用，帮部梯子梁长1500mm（每帮）；梯子梁搭接长度100mm。
顶部梯子梁长4000mm，（喷浆段喷浆厚度120mm，砼强度等级为C20）。
2、锚杆（索）布置方式
A、顶板：
每排5根布置，其中中间3根垂直顶板布置，两肩角锚杆与垂线呈10°外斜布置，分距巷帮400mm。
锚索每排采用1∕2根交替布置，间排距1300×2400mm。
B、帮部
上帮布置4根锚杆，下帮布置3根锚杆，帮上部锚杆上斜布置，安装角度10°，距顶板300mm；帮下部锚杆距底板440mm下斜10°打设，其余呈水平垂直巷帮布置。
第五章矿压监测
第一节观测对象
一、综合监测
1、综合监测内容包括巷道表面位移、顶板离层。
由技术组安排专人定期监测。
2、每条锚杆支护巷道应严格执行作业规程规定，进行测站的布置和安设，当围岩地质条件发生变化时，应根据变化的情况增加测站的个数。
3、每个测站都应进行专门的编号并挂牌管理，以便读数时识别。
4、观测频度为每周1次，若遇到特殊情况，适当增加观测次数，待顶板稳定后可每月1～2次.
5、监测结果和记录由专人保存，以便以后查阅使用。
二、日常监测
日常监测包括三部分内容，锚杆锚固力抽检，顶板离层观测和锚杆预紧力矩检测。
（1）锚杆锚固力抽检
巷道掘进施工过程中安排专人，每300根锚杆对其锚固力进行一次抽测，一组3根，检测时只做非破坏性拉拔，达到70KN后可停止拉拔。
（2）顶板离层
顶板离层指示仪除作综合监测外，还有用作日常监测。
巷道每隔50m，安设一个顶板指示仪，实行自动监测监控，在距掘进工作面50m内，每天观测一次。
50m以外，除非离层松动仍有明显增长的趋势，一般可停止测读具体数据，改为观察两个刻度附近的颜色，由当班班长和跟班队干负责观察，其他人员也应随时注意观察，以便及早发现异常现象，确保安全。
离层指示仪以红、黄，绿三种颜色表示顶板离层松动的严重程度，绿色表示顶部松动离层值较小，处在较稳定的状态；黄色表示离层松动已达到警界值；红色则表示顶板离层松动值较大，已进入危险的状态。
（3）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10%的比例和不大于2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，锚杆达150N.m即为合格。
第二节观测内容
表1综合监测内容
序号
项目
内容
仪器
1
巷道表面位移
顶底板、两帮相对移近量及顶板下沉量。
2
顶板离层
锚固区内外顶板岩层位移
顶板离层指示仪
3
巷道破坏状况统计
记录巷道围岩破坏位移和程度
4
锚杆受力
顶帮锚杆受力分布
测力锚杆
表2综合监测测站布置
测点
一二三
支护巷道（距离，m）
50100150
锚杆、锚索测力计
该巷道安装一组
巷道表面位移测站
每隔50m安设一组
顶板离层仪
每隔50m打设一组
备注：
综合监测测站安装现场施工必须由工程科相关人员进行指导。
第三节观测方法
巷道开口设置第一个测站，岩巷每掘进100m，煤巷每掘进30m，再设置一个测站，直到巷道施工完毕。
（1）巷道表面位移测站每隔100m安设一组：
（安设位置与顶板离层指示仪相对应）
采用十字布点法，安设表面位移监测断面（如图）
在顶板中部垂直方向和两帮水平方向钻φ29mm，深380mm的孔,将φ29mm长400mm的木桩打入孔中,并在木桩端部安设测钉,两监测断面沿巷道轴向间隔0.6-1.0m。
观测方法：
在C、D点安设拉紧测绳，A、B之间拉紧钢卷尺，测读AO、OB值，在AB之间拉紧测绳，CD之间拉紧钢卷尺，测读CO、OD值，测量精度要求达到1mm，并估计出0.5mm，采用皮卷尺测量监测断面至掘进工作面的距离，观测频度，在距工作面50m之内每天观测一次，50m外每周1-2次。
（2）顶板离层指示仪测试顶板岩层锚固范围内外离层位移值，每隔50m在巷道顶板中部钻一φ29mm的垂直钻孔，深度8m。
安装顶板离层指示仪直接读取锚固区内、外顶板离层值。
观测频度：
距工作面50m内每天观测一次，50m外每周1次。
离层仪编号管理，安排专人及时填写。
离层仪安装注意事项：
A、离层指示仪安装位置距迎头不得超过1.5m，否则无法捕捉顶板离层的全过程：
B、钢丝绳应事先盘好，推入锚固器时逐圈展开，以防纠缠打结；
C、推入锚固器时，安装杆不得回拉，否则锚固器双爪会从安装杆上端的槽中脱出；
D、浅部基点锚固器一定要准确定位，为此可提前在安装杆上做好标记，安装深度3m；
E、安装后，两个刻度坠均应自由悬垂状态，不得有任何卡阻现象。
F、离层仪紧跟迎头打设，间距误差50m±1m。
第四节数据处理
一、由工程科矿压组负责采集数据和分析处理。
二、在观测过程中，若发现离层值进入警戒区内时，要停止掘进，对该测站前后20米范围及时采取补打锚杆或锚索的措施进行加固，并及时对锚杆设计参数进行修改。
三、在观测过程中，若发现离层值进入危险区内时，应由项目部召集有关人员分析原因，并及时采取相应的安全措施。
四、在地质条件发生变化时，缩短测站距离，加大观测频度。
五、每月对各监测巷道的综合监测数据进行分析总结，作出分析报告。
监测数据异常时，要及时进行分析，并作出分析报告，提交相关领导与部门负责人，并及时修改锚杆支护设计参数。
第六章掘进施工方式
第一节工艺流程
该岩、煤巷采用YT28型风钻打眼，压风来源于地面压风机房面,电力来源于一采区轨道下山临时变电所，经过综合保护开关至迎头工作面。
一、开口施工
1、施工前，技术部准确给出开口施工位置，施工人员必须将开口范围巷道内设施、管路防护好。
2、开口前5m打小眼放小炮掘进，每孔装药量不大于0.1kg/孔，最小抵抗线不小于0.5m，装药后，炮眼必须充满炮泥。
必须一次装药一次引爆。
放炮前必须设好警戒，警戒距离不少于75m，并设好爆破掩体。
3、超前支护使用3根3寸×8mm钢管穿插于锚杆专用吊环下并探出空顶区，上好接顶50mm厚的大板，确保接顶要实要牢。
二、正常施工
施工工序:
打眼放炮→敲帮问顶→临时支护→出煤（矸）→打设顶帮锚杆→（喷浆）→接溜
1、打眼放炮
掘进采用YT28型风钻湿式打眼，乳胶炸药及毫秒延期电雷管、电容起爆器全断面一次引爆，全断面一次成巷。
（炮眼布置及爆破说明见图）最大控顶距不超过1.0m。
2、敲帮问顶，前移超前支护，临时管理顶板
放炮后进行敲帮问顶，找掉帮顶浮渣活岩，确认无安全隐患后，由施工人员将待上网片与前一排网联接，之后移设超前支护将顶网挑起，超前支护必须移设至迎头岩墙。
帮部使用防片帮支护。
3、出岩、煤
顶板临时管理好后，打好煤溜机尾压柱，洒水冲洗巷道，然后信号联系开溜，采用人工装煤（矸）。
4、打设顶锚杆、挂网、打锚索。
（1）将断面刷大至设计尺寸，严格看好中线，并按设计位置点好眼位，眼位误差不得超过100mm，采用风动锚杆钻机打设顶部锚杆：
严格按照设计角度施工。
A、顶部采用锚杆机打眼。
打眼顺序：
应先施工紧靠有永久支护的一排锚杆眼，且一般以巷道中间向两帮依次施工为宜，应打一眼注设一根锚杆，不得跳跃式打眼。
采用组合式钻杆（L=1200㎜），Φ28mm钻头打眼。
钻孔时，锚杆机升起，使钻头插入相应的钢筋托梁孔中，然后开动锚杆机进行钻孔。
开眼时应轻打，当钻进300㎜左右时方可逐步加速。
钻孔够深后钻机要反复升落2－3次，以防孔内碎矸渣堵孔卡钻。
孔深要求为2360±30mm，并保证钻孔角度。
钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除岩粉和泥浆。
B、利用锚杆杆体将树脂药卷（CK2360）轻推送入顶眼孔底。
锚杆体套上托板及球垫、尼龙垫后带上搅拌锚杆螺母，杆尾通过搅拌器与钻机机头连接，升起并开动钻机，搅拌树脂药卷，搅拌过程连续进行。
搅拌时间控制在20-30秒，中途不得间断，使化学药剂充分与孔壁和杆体胶结凝固成一体。
C、利用钻机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力，然后用专门的风动板手拧紧，预紧力矩不小于150N.m。
（2）帮锚杆及时紧跟迎头，如果现场煤层条件较好，如节理裂隙不发育、煤帮较完整条件下，下帮可滞后迎头2排安装。
两人一组，操作风动煤钻按设计角度及位置打设帮眼，眼深2360±30采用Φ28mm钻头，帮锚杆安装用风动帮锚钻机搅拌药卷，使用一支CK2360型号树脂药卷锚固，帮锚杆用加长板手上紧，预紧力矩不下于150N.m。
（3）铺设金属网：
金属网必须紧贴顶板及煤帮铺设，网与网压茬用14＃铅丝双股三扣连接。
（4）锚索施工必须紧跟迎头打设。
两人利用风动钻机配B22中空六方接长钻杆和Φ28mm双翼钻头按设计位置钻孔，孔深控制在6000±30mm内。
利用锚索将三块树脂药卷（1个K2360型，2个CK2360型）轻推入孔底。
锚索下端用搅拌器与锚杆机相连，开机搅拌。
先慢后快，待锚索插至孔底后，全速搅拌15-20s后，停止搅拌，下缩锚杆机，卸下搅拌器。
5、喷浆（喷浆段适用）
采用PC5I型喷浆机，喷浆料由地面搅拌站以C20配合比配制，喷浆前必须彻底冲洗巷道岩面或二次喷浆面，喷浆时必须保证喷浆厚度，喷浆后喷浆部位每班洒水不得少于一次，并坚持洒水养护28天以上。
同时要每天坚持对迎头向后50米范围内巷道的洒水养护工作。
第二节作业方式
采用爆破落岩、煤锚网索+梯子梁支护方式进行掘进，炮眼角度、眼深、装药量、封泥、炮序详见炮眼布置与爆破说明图表。
第三节循环进尺
循环进尺1.8m。
第四节运煤（矸）方式
工作面跟刮板运输机一部，人工将煤装上刮板运输机，经行人下山助运输皮带运送至主井煤仓，经主皮带提升到地面；待巷道距离超过300m时，可增设皮带输送机。
第五节爆破作业
1、该巷道采用楔形掏槽。
2、使用煤矿许用乳化炸药（说明：
安全等级不低于三级的煤矿许用炸药）、1-5段毫秒电雷管,最后一段延期时间不超过130ms，电雷管必须编号。
3、装药结构采用正向装药结构。
4、炸药、雷管要用专用箱分放并上锁，并放置于顶板完好、无积水、避开电器设备的安全地点，爆破时必须放置在警戒线以外。
5、每次爆破后待炮烟吹散后方可进入爆破地点。
进入爆破地点时，要检查顶板、煤帮情况，有不安全因素应立即处理。
若有拒爆、残爆，按《煤矿安全规程》有关条例执行。
6、起爆使用MFB-200型发爆器全断面一次起爆，联线方式为串并联。
7、爆破员必须经过培训，考试合格后方可上岗。
8、主管队长对井下爆破作业直接负责，并对爆破员的领料单进行检查、签字，确定当班使用炸药和雷管的品种、数量。
9、操作程序：
领取工具→领取爆破材料→运送爆破材料→存放爆破材料→装配起爆药卷→检查炮眼、瓦斯→进行处理→装药→撤离人员、设警戒→检查瓦斯→连线→发出信号→起爆→爆破后检查→撤离警戒→收尾。
10、爆破时工作面所有机电设备必须切断电源，爆破地点20m范围内瓦斯浓度达到1%时严禁爆破。
严禁明火爆破，裸露爆破和短母线爆破，严禁反向爆破，做到谁装药谁爆破。
11、爆破前必须在通向爆破地点的各通道设置警戒、挂警示牌，设岗距爆破地点距离不得小于100m。
担任警戒人员切实负责，只有爆破地点来人通知撤岗方准离岗。
12、严格执行“一炮三检”和“三人联锁”爆破制度，坚持“自联自放”，谁装药谁爆破；工作面爆破前，爆破员、班长、安监员都应在现场。
第六节施工设备
巷道设备配备表
名称
型号
数量
电压
胶带输送机
SJ-800
2
660
真空开关
QJZ-300/1140
8
660
综合保护
BDZ—4（2.5）
4
660
磁力开关
QC83-80N
12
660
移变
KBSGZY-500/6
4
6000/660
局扇
FBD-8.0（45KW×2）
4
660
磁力开关
QC83-120
12
660
转载机
QZP-160
2
660
煤溜
40T
2
660
开关
QC83-80A
5
660
巷道所需钻具
名称
型号
数量
产地
锚杆钻机
MQT
3台
济南
钻杆
B19，1.2m
60套
邢台
钻杆
B19，2.4m
60套
邢台
锚索钻杆
B22，1.2m×8
80套
邢台
钻头
Φ28mm，双翼
60个
邢台
风动煤钻
ZMS60
2台
济南
煤钻钻杆
B19，2.4m
600根
邢台
煤钻钻头
Φ28mm,双翼
600个
邢台
锚索张拉设备
YDS
2套
北京
第七章生产系统
第一节一通三防系统
一、掘进工作面风量计算
1、按人数计算用风量：
Q=4ni=4×30=120m3/min
Q—工作面所需风量
ni—工作面同时工作的最多人数（交接班时）、
2、按瓦斯涌出量验算
Q掘=Q瓦×k/C=0.56×2/0.01=112m3/min
Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3/min；
Q瓦—掘进工作面瓦斯绝对涌出量，取0.56m3/min；
K—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2.0；
取最大值为120m3/min为最低有效风量。
3、按风速进行验算
Vmin×S＜Q掘＜Vmax×S（式4）m3/min
Q掘min=Vmin×S=9×9.8=88.2m3/min＜120m3/min
Q掘max=Vmax×S=240×9.8=2352m3/min＞120m3/min
Q掘—掘进工作面的风量，取120m3/min；
Vmin—最低允许风速，取9m/min。
Vmax—最高允许风速，取240m/min。
S—掘进巷道的净断面积，取9.8m2
4、局部通风机吸风量计算：
Q局=1.2Q掘=1.2×210=252m3/min
1.2——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1.3m。
Q局——为一个掘进工作面同时供风的各台局部通风机实际吸风量之和。
Q掘—掘进工作面局部通风机额定风量
巷道通风采用FBD-NO6型压入式局扇（配备2×15KW电机）配Φ600mm胶质风筒。
采用4台风机供迎头通风，2台主风，2台配风，满足施工要求。
5、局部通风机安装地点
局部通风机应安装在一采区轨道下山新鲜风流处，且距回风口不小于10m，该处（局部通风机吸风口至掘进工作面回风口）巷道的风速不得低于0.25m/s。
6、通风系统
局部通风机（新鲜风流）→轨道联络巷（新鲜风流）→工作面
迎头（乏风）→9101运输巷（乏风）→轨道下山联络巷（乏风）→轨道下山（乏风）→轨道与回风下山联络斜巷（乏风）→一采区回风下山→回风竖井→地面。
（附：
通风系统图）
二、综合防尘
1、湿式打眼，打眼工佩带防尘口罩。
2、距掘进工作面20m范围内必须安设水针，水针所在地有盛放水炮泥的箱子，箱子内有不少于定一次炮所用的已灌好水的水炮泥。
必须使用水炮泥定炮。
3、距工作面50m范围内设一道能封闭全断面的常开水幕，放炮员在联炮后向外敷设母线时开启喷雾，放炮并等炮烟散净后关闭喷雾。
4、掘进迎头的回风口混合风流处20m内安设一道能封闭全断面的常开净化水幕，并在有效范围内挖出引水沟。
5、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象。
6、工作面要安置自动放炮喷雾装置。
6、防尘管路必须接至迎头，每50m设三通一个，以便及时降尘。
三、瓦斯防治
1、监测监控系统
（1）巷道工作面必须安装瓦斯监测断电装置，随掘随移。
迎头瓦斯传感器（T1）安置在巷道左帮，距帮不小于200mm、顶不大于300mm，不超过迎头5m处。
回风流传感器T2距帮不小于200mm，顶不大于300mm，距回风口10-15m。
瓦斯报警浓度：
T1、T2≥1.0%，T3≥0.5%
瓦斯断电浓度：
T1≥1.5%，T2≥1.0%，T3≥0.5%
瓦斯复电浓度：
T1、T2＜1.0%，T3＜0.5%
断电范围：
T1、T2均为掘进工作面全部非本质安全型电器设备。
T3为局扇供风区域内全部非本质安全型电器设备。
（2）传感器应挂牌管理，牌板随传感器及时移动。
（3）甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采用载体催化元件的甲烷检测设备，每7天必须使用校准气样和空气样调校1次。
每7天必
升级会员 