采面开切眼掘进作业规程.docx
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采面开切眼掘进作业规程
神木县永兴乡柳沟村联办煤矿
11501回采面
开切眼掘进作业规程
施工队组：
中十冶集团有限公司
监理：
生产负责人
安全负责人
机电负责人
施工负责人
编制人
徐先清
何世忠
王世喜
陶龙发
张福臣
2011年10月28日
掘进作业规程会审意见
一、施工队长意见：
二、安全副矿长审批意见：
三、生产副矿长审批意见：
四、总工程师审批意见：
五、矿长审批意见：
作业规程编制依据
1、《神木县永兴乡柳沟村联办煤矿采掘工程平面图》
2、《神木县永兴乡柳沟村联办煤矿地质说明书》
3、《煤矿安全规程》（2009年版）。
4、《质量标准化标准及考核评级办法实施细则》
5、神木县永兴乡柳沟村联办煤矿《管理制度汇编》。
目录
第一章、工程及地质概况------------------------------1
一、工程概况-------------------------------------1
（一），巷道位置、拉门点、方位-----------------1
（二），工程量及工期---------------------------1
（三），巷道形状及尺寸-------------------------1
（四），倒车硐及联巷布置-----------------------1
二，地质概况------------------------------------1
（一）地质情况说明----------------------------1
（二）地质条件-------------------------------2
（三）水文地质情况----------------------------3
（四）瓦斯、煤尘及其它情况-------------------4
综合柱状图------------------------------5
第二章、工程施工方法及施工组织------------------------6
一、巷道掘进-------------------------------------6
（一）施工设备简介----------------------------6
（二）施工要求--------------------------------6
（三）施工工艺--------------------------------6
二、施工组织------------------------------------9
正规循环图表---------------------------------11
第三章、生产系统-----------------------------------12
一、运输系统------------------------------------12
二、通风系统------------------------------------12
三、供电系统------------------------------------14
四、供排水系统----------------------------------14
五、防灭火系统--------------------------------15
六、防尘系统------------------------------------15
七、安全监控系统--------------------------------15
八、通迅系统------------------------------------15
11501工作面巷道布置平面图-------------------18
工作面设计----------------------------------17
采面皮带顺槽锚杆布置平面图-------------------18
采面皮带顺槽断面支护图----------------------19
采面皮带顺槽炮眼布置图-----------------------20
采面皮带顺槽机头硐室锚杆布置平面图-----------21
皮带顺槽机头硐室断面支护图-------------------22
运输系统示意图-------------------------------23
采面皮带顺槽掘进通风系统示意图--------------24
掘面供电系统示意图---------------------------25
皮带顺槽掘进排水系统示意图-------------------26
掘进采面皮带顺槽防尘、防火管路系统示意图-----27
皮带顺槽掘进面监控探头布置示意图-------------28
第四章、工程施质量和技术要求--------------------------29
一、巷道掘进质量要求----------------------------29
二、打锚杆质量要求-----------------------------29
三、通风要求------------------------------------29
四、煤质要求------------------------------------29
第五章、经济技术指标--------------------------------30
第六章、井下灾害防治-------------------------------31
一、水灾事故的预防------------------------------31
二、火灾事故的预防------------------------------31
三、瓦斯事故的预防------------------------------32
四、煤尘事故的预防------------------------------33
五、顶板事故的预防------------------------------34
六、避灾路线------------------------------------35
第七章、安全技术措施--------------------------------36
一、开拉门措施-----------------------------------36
二、顶板管理措施--------------------------------36
三、支护安全技术措施----------------------------37
四、爆破物品使用的安全措施----------------------37
五、“一通三防”安全技术措施---------------------41
六、串联通风安全技术措施-----------------------42
七、防火安全技术措施----------------------------43
八、贯通安全技术措施----------------------------44
九、机电管理安全技术措施------------------------45
十、运输安全技术措施----------------------------46
十一，一般安全技术措----------------------------47
避灾路线示意图-----------------------------49
第八章、作业规程学习及考试记录--------------------50
第一章工程说明及地质概况
一、工程说明
本规程所做巷道为矿井技改工程中的11501回采面开切眼掘进工程，巷道用途是运输、通风、行人和安装采面设备。
（一）巷道位置、拉门点、方位
采面皮带顺位于经纬网X=60000～59800，Y=14700～15300之间。
拉门中心点（在采区辅运巷内）X=59941.383，Y=14836.601点，
方位270°0′0″。
长514米。
（二）工程量及工期
巷道长度预计90米，预计工期15天。
（二）巷道形状及断面尺寸
开切眼为矩形断面，掘宽7.0m，高3.0m，断面积为21m2；支护为顶锚杆每排7根，间排距1米×1米。
详见其后“采面开切眼支护断面图”。
二，地质情况
（一）地质情况说明
神木县永兴乡柳沟村联办矿位于陕北侏罗纪煤田神府矿区榆家梁井田南部，由原柳沟村联办矿与整合区组合而成。
整理合区内地质构造简单，煤质优良、煤层稳定、开采条件优越。
本矿内部开采条件较好，外部条件日益完善。
柳沟村联办矿，位于神木县城北部，直线距离13KM。
行政区划属神木县永兴乡管辖。
（二）地质条件
1，构造
本矿井田位于鄂尔多斯台向斜东翼陕西斜坡北部，总体表现为南高北低的单斜构造，倾角1～3°，没有大的断层和褶曲构造，也无其它地质构造，井田构造属简单类型。
井田南部有火成岩侵入。
2，煤层赋存特征
（1）煤层：
矿井批准开采的51煤层位于侏罗纪中下统延安组第一段上部，埋藏较浅。
煤层厚度4.48～5.60米，平均厚度5.02米；厚度稳定，结构简单，不含夹矸。
煤层近似水平，倾角1～30，井田内煤层底板标高为+1039～1048之间，属于稳定可采的厚煤层。
（2）煤层顶底板：
井田内51煤层顶板多为中、粗粒砂岩，直接顶为浅灰色～灰色薄层状粉砂岩，局部夹细粒砂岩薄层：
水平层理及斜层理。
9号钻孔处直接顶厚度为9.94米。
其上为5.6米的粗粒长石石英砂岩，局部钙质胶结，块状层理。
再上为26.9米的细砂岩、粉砂岩互层，属中等稳定顶板。
近地表为第四纪冲积层。
底板为粉砂岩，局部泥岩，属中等级稳定底板。
详见其后“综合柱状图”。
（3）对应地表情况：
地表为黄土梁峁区，大部分被黄土覆盖。
最高海拔1302米，最低1090米，相对高差212米。
地表无建筑物，大部为荒山有少部分耕地。
（4）地表水系：
地表水系主要有柳沟、青草沟流域；这些沟谷水系为季节性河流。
但在井下掘进过程中应坚持“有疑必探，先探后掘“的原则，重视探排水工作。
三，水文地质情况
根据矿区井田内的地层特征，并根据以往对各层位勘探结果，将矿区内的含量隔水层划分为以下几种类型：
（一）第四系中更统离石黄土弱透水层（Q21）
该层位于基岩之上，厚16～68米，平均厚度42.69米，含水水微弱或不含水，透水性差，为弱透水层。
（二）上新统红土隔水层和孔隙透水层（N2）
该层是很好的隔水层，厚度在25米左右；其下是2～3米的零星分布的孔隙透水层，是透水性较好而不含水的岩层。
（三）中、下侏罗统延安组裂隙承压水（L2Y）
该岩层结构致密，裂隙不发育，透水性差，富水性微弱。
（四）烧变岩孔洞裂隙隙潜水
在煤矿井田的西部及东南边界附近，因51煤层自燃，顶板垮落及后期风化作用，形成裂隙发育的烧变岩带，具备了良好的储水空间，属中等级富水区。
富水性中等～强；掘面涌水量一般为10米3/天以下，在其附近施工时，应作好探放水和防排水工作。
四，瓦斯、煤尘及其它情况
（一），瓦斯
根据〈地质报告〉提供的资料，本矿所采51煤层瓦斯含量为0，自然瓦斯成分为氮气，部分样品二氧化碳含量在0～0.06ML/g之间，自然瓦斯成分为0～0.05%。
根据陕西省煤炭工业局“关于2007年度全省矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”原柳沟村联办煤矿瓦斯相对涌出量及绝对涌出量均为0，本矿为低瓦斯矿井。
（二）煤尘爆炸性5-1煤层测试的火焰长度均大于≧200mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为65%，均属于有爆炸性危险煤层。
（三）煤的自燃倾向性
测试结果表明：
原煤样燃点与氧化样燃料点之差在22～25°之间；51煤层为Ⅰ类容易自燃煤层。
（四）地温，无地温异常。
第二章工程施工方法及施工组织
一、巷道掘进
（一）施工设备简介
掘进工作面采用打眼放炮施工，使用煤电钻打眼，爆破落煤。
煤电钻为井下安全型，电压等级为127伏。
（二）施工要求
测量人员按设计方位给点和放线，沿5-1煤层底板施工。
顶锚杆支护，间排距1.0米（如图）。
掘进巷道方向以测量人员按设计给出，每隔50米校正一次。
（三）施工工艺（辅助工序包括在主要工序中）
1、落煤
按照爆破说明书要求的炮眼间距、数量、角度、深度、位置进行人工打眼装药，打眼时以测量人员所放中心线指定方向三点成一线确定巷道中心线，由中心向两帮各量出所需要巷道宽度一半确定帮眼的位置，再依次打掏槽眼和顶底眼，按照爆破说明书的规定进行装药和爆破。
完成落煤工序。
2、装煤
利用防爆装载机将放炮落煤装入防爆柴油自翻车中，完成装煤工序。
3、运煤
工作面利用防爆柴油胶轮车将煤从工作面运至地面煤场。
完成运煤工序。
4，巷道支护
（1），锚杆支护参数的确定：
（辅助工序包括在主要工序中）；
对A3圆钢直径16mm的锚杆承受拉力的计算：
轴向拉伸时，横截面上的正应力公式N=Q×A
式中：
N—为锚杆横截面上的拉应力：
Q—为单位面积上的正应力，查表Q=3800KG/CM2
A—为横截面积
则A1=∏R2=3.14×82=200.96MM2
A2=∏R2=3.14×72=153.86MM2
（其中R=8是无螺纹处直径，R=7是有螺纹处直径。
）
故N1=3800×2.0096=7.6吨＞5吨，
N2=3800×1.5386=5.8吨＞5吨。
根据以上计算，设计选用直径16MM锚杆，能满足锚固力5吨的要求。
（2），锚杆长度的确定：
按加固拱原理确定
锚杆长L=N（1.1+B/10）
巷道锚杆长L=1.1×（1.1+7.0/10）=1.98M
式中：
L—为锚杆长度，
N—为围岩稳定系数，
B—为巷道跨度，
设计院确定锚杆长选2.40米。
（3），锚杆间排距；按加固拱理论计算
D≦L/2=2.4/2=1.2M
设计院选择排距、间距都为1.0米。
（4），验算锚固力：
Q≧KHD2R=2×0.5×12×2.5=2.5吨,设计锚固力5吨满足要求。
式中K—安全系数取2，H—较弱岩层厚度取0.5米，
R—顶板岩石容重，取2.5吨/M3
（5），锚杆构件及锚固剂规格
锚杆材料：
A3型圆钢
锚杆长度：
2400mm锚杆直径：
φ16mm
铁托盘厚8mm，150×150mm，
树脂型号：
CK型树脂锚固剂
药卷规格：
φ35×400mm
锚固形式：
为端头锚固，药卷数量为1个。
（6）巷道顶板压力估算：
根据松散介值力学理论，在不考虑侧压的情况下，按下式计算：
Q=Kq2r/f式中:
Q——巷道顶板压力吨/米
K——顶板压力计算系数，中硬度岩石取4/3
q——巷道掘进断面宽度的一半7/2米
r——巷道上覆岩层顶板平均容重取2.5吨/米
f——岩石坚固性系数，取3。
则：
Q=4/3×（7/2）2×2.5/3=13.6吨/米
即:
宽度为7米的巷道,顶板压力为13.6吨/米
锚固力计算:
选用L=2.40米长的金属锚杆，要求每根锚杆的锚固力不小于50KN。
开切眼锚固力：
Q=7根/米×5吨=35吨/米＞13.6吨/米
所以，锚杆支护符合要求。
（7）支护方式
所施工的开切眼为锚杆支护；详见“锚杆平面布置图”和“巷道支护断面图”。
最小空顶距离为1.0米，最大空顶距为2.5米，循环进度为1.44米。
正常情况下巷内完成装煤工序后，由打眼放炮工或专职锚杆安装工，按规定间排距对巷道进行支护工作。
临时支护：
临时支护采用前探梁的方法，前探梁为长4米，直径为108mm的钢管4根构成。
每根用两个圆环件和固定螺丝将其固定在顶锚杆上，两根一组迈步前移。
钢管不接顶时可用背板接顶。
顶板如遇地质变化，顶板破碎，离层，压力较大时采取以下措施：
（A）顶板裂隙发育，但压力不大，有离层迹象时，可暂不出货由打眼支护工或专职锚杆支护工站在货堆上先打锚杆眼进行支护。
（B）顶板破碎，压力大时，可及时打锚杆配合金属网或钢筋网对顶板进行支护。
必要时可加打锚索对顶板加强支护。
采取上述措施如果还难以控制顶板时，可在其下支护工字钢铁棚。
（8）锚杆支护工艺过程
根据锚杆支护参数标设眼位，钻眼前应在钻杆上作眼深标记，锚杆孔深度应控制在小于杆长50mm左右，锚杆安装时，先将树脂胶囊送入眼内，再把杆体插入眼中将胶囊送到眼底，然后在杆尾套在ZLGS-1.8型锚杆机上转动，同时把杆均匀推到眼底，捅破胶囊搅拌，搅拌时间约20—30秒。
杆体安装完毕后，挂上托盘，带上螺丝，。
安装12分钟后，用扭矩搬手拧紧螺丝，以达到支护要求。
二施工组织
（一）工作面采用一次成巷，并实行“三八作业”制，三个班掘进，每班两循环。
队内服务杂工负责工作面机电设备搬迁，接挂风筒、供排水管、挂电缆、维护路面及各种材料的运送等工作，班长负责班内中心线的延伸，为本班的正常生产做好一切准备。
爆破掘进的施工工艺要求，炮眼深1.6米，循环进尺1.44m，为一个循环，每个生产班两个循环，进尺为2.88米；每日完成6个循环，进尺为8.64米，即日进度为8.64米。
（二）、各工种间的配合：
在正规循环作业中，装载机司机应在胶轮车停稳接煤时，立即开始装煤，胶轮空车尽可能及时运行到装载机后面等待装煤，以提高装载机的工作效率；锚杆支护不得与装载机平行作业，一旦装载机完成装煤撤出巷道时，便立即进入巷道内进行支护作业。
各工种作业人员应互相协调，充分利用工时，提高生产效率。
特别是必须坚持正规循环作业，确保工作面安全生产和设备高效运转，保安全多进尺、高标准进尺。
随着巷道向前推进，根据施工情况，及时开凿倒车硐，规格位置如前所述。
（三）文明生产
1、掘进工作面材料放在附近的联巷内，要分类整理，堆放整齐，不得到处乱扔乱放。
2、工作面牌板干净、整洁，管线、风筒吊挂要平直。
3、水管、接头、阀门及洒水点不漏水，巷道内无机械漏油。
4、巷道无浮煤、无杂物，无积水、无淤泥。
5、巷道内清出的浮货放在废巷中。
6、设备铭牌齐全，牌面干净，字迹清晰。
劳动组织表
序号
工种
出勤人数
一班
二班
三班
合计
1
锚杆支护工
2
2
2
6
2
打眼放炮工
2
2
2
6
3
装载机司机
1
1
1
3
4
胶轮车司机
4
4
4
12
5
电工
1
1
1
3
6
维修工
1
1
1
3
7
班队长
1
1
1
3
合计
12
12
12
36
“正规循环作业图表”附后
第三章 生产系统
一、运输系统
工作面煤炭主要采用防爆胶轮车运输，系统流程如下：
1、运煤
掘进工作面爆破落煤→装机装车→开切眼→皮带顺槽→采区辅运巷→主运巷→主平硐→地面煤场。
２、运料系统
人员入井和材料入井，材料运送利用胶轮车运输，重型材料及设备利用铲车运输，系统流程如下：
入井路线：
地面工业广场→主平硐→→采区辅运巷→皮带顺槽→工作面切眼。
升井路线：
与入井路线相反。
二、通风系统
1、矿井通风方式为抽出式,矿井为负压通风，进风：
主平硐、→采区辅运巷→采面皮带顺槽→进入工作面；污风：
由工作面→皮带顺槽→回风联巷→采区回风巷→回风总排→立风井→地面。
工作面通风采用局部通风机压入式通风。
选用风机型号为ZBKJ-ⅡNO6.0/2×15型，额定风量为469～262M3/min,平均为338M3/min.
2、工作面风量计算
掘进工作面的风量应按下列因素分别计算，取其取大值。
（1），按绝对瓦斯涌出量计算
Q=100×P×K=100×0.02×1.5=3立方米/分
式中：
Q—工作面需要风量，m3/min；
P—工作面瓦斯绝对涌出量，查资料为0.02m3/min；
K—工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.5。
（2）按工作面同时工作最人数计算
Qw=4N=4×20=80m3/min
式中：
4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
N——掘进工作面交接班时的最多人数，人；
（3）按一次爆破最多用药量计算：
Q=25×A=25×10.2=255立方米/分
式中：
Q—掘进工作面爆破时的需风量，m3/min；
A—一次爆破最多炸药用量；
（4）按井下四轮车排气稀释需风量计算
单个掘面用4台28马力防爆四轮车，每马力按4m3/min计算，，第二台为第一台的75%，第三台以上各台分别按50%计算；
Q=4×28×[（1+0.75）+（2×0.5）]
=308m3/min
（5）按风速进行验算
按最小风速验算
Qh≥60×0.25×S=60×0.25×21=315m3/min
按最大风速验算
Qh≤60×4×Sdi=60×4×21=5040m3/min
选择风量为338立方米/分
315<338<5040之间，满足要求。
。
3、局部通风机及风筒选型
选用2台型号为ZBKJ—ⅡNO6.0/2×15型局部通风机即可满足通风要求。
风筒采用直径为800mm的柔性抗阻燃抗静电风筒。
。
4、风筒出风口距迎头的最大距离为L≤12米。
5、通风管理
①两台风机安设在巷道口的进风一侧，且距回风口距离大于10米（如图），放在专用风机架上，距底板高度不小于300mm。
风机吸风口3米以内不得有障碍物。
局扇应装设三专两闭锁设施，保证正常运转。
工作风机和备用风机能自动切换。
②由值班电工管理、维修局部通风机，及时填写局扇管理牌板，严禁任何人随意停、开风机。
③每班的带班负责人要经常检查风机风筒状况，及时通知杂工接风筒，修补破口，将风筒调平、调直。
风筒要逢环必挂，吊挂平直，无死弯，拐弯要采用钢圈风筒。
风筒采用双反边接法。
备用风筒存放在距迎头小于100米的硐室内，码放整齐。
④任何人不得随意损坏通风设施。
人员通过风门时，不得同时打开两道风门或将风门敞开，防止风流发生短路。
⑤局部通风机和工作面的电气设备必须有风电闭锁装置，并保持完好。
6、通风线路
新鲜风流：
如前述。
污浊风流：
如前所述。
附：
工作面通风系统示意图
三、供电系统
电源来自永兴乡变电所，通过地面变压器变压后将低压电送至井下配电室，配电室内设在主运平硐配电硐室内。
再由低压电缆送到所施工开切眼工作面。
附：
供电系统图
四、供排水系统
掘进面积水、涌水→工作面水泵→切眼2寸排水管→辅运顺槽→采区辅运巷小水仓→主水仓→地面。
附皮带顺槽“排水系统图”
五、防灭火系统
防尘管路和防火管路均来自风井地面高位水池，如管路系统图。
后附“防尘、防火管路系统图”
在掘进工作面最近硐室内配两个干粉灭火器；配电亭配四个干粉灭火器，两个0.2立方米沙箱；灭火器均采用8公斤干粉灭火器。
各种设备的灭火系统要定期作检查。
灭火器数量及存放地点统计表
存放地点
数量
掘进工作面
2台
配电亭
4台
合计
6台
六、防尘系统
防尘主管路水源来自地面200立方米高位水池，经4寸管路由立风井送至主运平硐，再经2寸管路引入掘进巷道，接1寸（临时）管路到掘进工作面。
巷道内管路每隔50米设支管和阀门，巷内应设一处及以上的降尘水幕，对巷道进行喷雾降尘。
杂工适时延接管路，距迎头不超过20米，之内用胶管接至工作面。
七、安全监测监控系统
矿井选用KJ110N系统，工作面监控探头线路来自采区辅运巷3号和4号JF—F8分站，经联巷至皮带顺槽再至开切眼工作面。
在切眼内距迎头小于5米内设沼气和一氧化碳探头各一个。
在皮带顺槽中距回风口10～15米处设沼气和一氧探头各一个。
探头距巷道顶板不大于0.3米，距巷帮不小于0.2米，安设于风筒的
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