柔性掩护支架采煤工作面切眼掘进作业规程.docx
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柔性掩护支架采煤工作面切眼掘进作业规程
目录
第一章概况3
第一节概述3
一、巷道名称3
二、掘进目的及用途3
三、巷道设计长度和服务年限3
四、预计开、竣工时间3
第二节编写依据4
一、设计说明书及批准时间4
二、地质说明书4
三、矿压观测资料4
第二章井上下相对位置及地质情况4
第一节井上下相对位置4
第二节煤（岩）层的赋存特征5
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固系数和层间距5
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数5
第三节地质构造6
一、地层6
二、构造6
第四节水文地质6
第三章巷道布置及支护说明7
第一节巷道布置7
一、切眼布置7
二、行人眼、溜煤眼布置7
三、夹楼布置7
第二节支护设计8
一、巷道断面8
二、支护方式8
第三节支护工艺9
一、支护材料9
二、木支架安装工艺9
第四章施工工艺10
第一节施工方法10
第二节凿岩方式11
第三节爆破作业11
第四节装载与运输12
一、装岩方式12
二、运输方式12
第五节管线敷设12
第六节设备及工具配备13
第五章生产系统13
第一节通风13
一、掘进工作面风量计算13
二、局部通风机、风筒规格选型15
三、掘进工作面风量验算15
四、局部通风机安装地点16
第二节压风17
第三节综合防尘17
第四节防灭火17
第五节安全监控17
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用17
二、甲烷传感器的配备和使用18
第六节供电19
第七节排水系统19
第八节运输系统19
第九节通讯系统19
第六章劳动组织与主要技术经济指标19
第一节劳动组织19
第二节循环作业20
第三节主要技术经济指标20
第七章安全技术措施21
第一节一通三防21
一、通风管理21
二、防尘管理22
三、防火管理。
22
第二节顶板管理23
第三节爆破24
第四节防治水28
第五节机电管理28
第六节运输管理31
第七节其他31
一、煤电钻使用注意事项31
二、文明生产要求32
第八章灾害预防及避灾路线32
一、灾害预防33
二、避灾路线33
开口说明：
34
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为+3160m柔性掩护支架采煤法回采工作面切眼工程、下部夹楼、行人眼以及溜煤眼。
二、掘进目的及用途
掘进的目的是形成+3160m柔性掩护支架采煤法回采工作面独立的生产、通风运输系统，满足回采工作面的安装、回采工作面作业行人、原煤运输等需要。
三、巷道设计长度和服务年限
巷道设计长度：
切眼段按俯伪倾斜布置，设计斜长77m，夹楼设计长度12m，下部行人眼以及溜煤眼设计长度总计6m（各长3m）；工程量共计95m。
服务年限：
4个月。
四、预计开、竣工时间
经相关会议决定：
本掘进工作面自2015年6月21日开工，预计2015年7月10日竣工。
第二节编写依据
一、设计说明书及批准时间
设计说明书名称为《青海西海煤电有限责任公司默勒二矿（60万吨/年）联合试运转方案》2015年3月青海西海煤电有限责任公司、《青海西海煤电有限责任公司默勒二矿急倾斜煤层俯伪倾斜柔性掩护支架采煤法设计说明书》2014年6月南桐矿业公司科学技术协会东林分会、《青海西海煤电有限责任公司默勒二矿采煤方法设计图》2014年11月兰州煤矿设计研究院。
二、地质说明书
地质说明书名称为《煤矿地质规定》、《青海省祁连县默勒矿区精查地质勘探报告》、《青海西海煤电有限责任公司默勒矿区拟建供水水源地水文地质勘查报告》。
三、矿压观测资料
煤层和煤层的底板应力较集中。
第二章井上下相对位置及地质情况
第一节井上下相对位置
待掘巷道地面相对位置位于我矿南风井办公区以东，原祁连一矿以西。
待掘巷道井下位于我矿井田背斜南翼首采工作面，上下顺槽标高分别为+3200m、+3160m，北邻背斜轴、南邻一采区待回采煤层，西邻轨道上山、东邻原回采采空区。
第二节煤（岩）层的赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固系数和层间距
默勒二矿煤（岩）层发育为褶皱构造，产状稳定，岩层厚度变化不大，煤窑沟复背斜：
分布于煤窑沟至9号线南部一带。
大致呈东西方向展布，向西倾斜，该背斜由一主背斜及南翼次一级的一向一背所组成，走向延展约3.5km，倾角56°，目前揭露的该回采煤层的平均厚度在8m左右。
本井田含煤一层，产于中下侏罗统下部，机构简单，夹有矸石1-4层，煤层自东向西沿走向倾向分部稳定，平均厚度为14m左右，本区煤层呈黑色，且暗淡光泽或沥青光泽，断口为阶梯状或菱角状，为均一结构或粒状结构，内生裂隙不发育，交坚硬，不易破碎，煤岩成分以暗煤为主，暗煤中亮煤呈条带装、状分布，属于半暗型，据煤样化验结果，煤质牌号为不粘煤。
默勒二矿位于默勒井田向、背斜构造区，含煤一层，平均厚度为14m左右，煤层倾角41°-51°，平均为42°，在实际施工过程中揭露的一采区一、二区段煤层平均厚度为8m，平均倾角为56°。
视密度为1.44t/m³。
附图1：
煤岩层综合柱状图（1：
200）。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
本煤田煤层瓦斯含量（包括上部小矿）为0.3-0.77ml/g可燃物，为瓦斯矿井。
煤尘爆炸指数v=44.32%，煤尘有爆炸危险。
煤层属于易自燃，自燃发火期为3-6个月。
第三节地质构造
一、地层
默勒矿区处于大通山与陶莱山之间的大通河流域的侏罗系含煤盆地，区内地层有第四系、第三系、侏罗系及三迭系。
二、构造
1、皱曲
默勒向斜：
东西煤窑沟，经默勒乡，西至阿孜勒北。
向斜呈北西西向展布，其形态中部交宽缓，两翼地层倾角20°-30°，向东西两端交窄，两翼变陡，地层倾角44°左右，向斜中心在4勘探线一带，向两端翘起，封闭。
向斜轴走向延展约6.7km。
煤窑沟复背斜：
分布于煤窑沟至9号线南部一带。
大致呈东西方向展布，向西倾斜，该背斜由一主背斜及南翼次一级的一向一背所组成，走向延展约3.5km，倾角56°，目前揭露的该回采煤层的平均厚度在8m左右。
2、断层
F2平推正断层：
分部在矿区3线北至西部5线南，斜切默勒向斜，呈北东东向展布，长约5.6km，9线浅8号孔控制，断层面倾向南，造成该孔煤系上部杂色泥岩缺失，为一平推正断层，断层以平推运动为主，水平断距最大约600m，由东往西断距逐渐变小。
据72、75两钻孔间接控制，倾角在76°以上。
第四节水文地质
煤层位于第二含水层与第三含水层之间，第三含水层远离煤层，又有厚度大，隔水性良好的黑色泥岩段，故对对煤层充水无影响。
煤层与上覆的第二含水层无稳定的隔水层，但第二含水层富水性弱，对煤层充水影响不大，当煤层开采、顶板陷落后，第一含水层对煤层充水影响较大。
综上所述，大气降水、地表水对各含水层有一定的渗透补给，各含水层富水性小到中等，隔水层厚度稳定，隔水性良好，各含水层及F2断层对煤层充水影响不大，水文地质条件属于中等类型。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、切眼布置
分别量取回风顺槽、运输顺槽见煤点，然后在回风顺槽见煤点以里51m处为切眼贯通置，设计切眼以俯伪倾斜28°、方位322°15′8″，切眼的开口位置见煤点以里50处（2′点前33.977m），切眼设计斜长77m。
二、行人眼、溜煤眼布置
溜煤眼布置在切眼与运输顺槽贯通点处，沿煤层倾向55°、垂直运输顺槽（方位33°36′39″）布置，在溜煤眼以里5m处开始施工行人眼，溜煤眼与行人眼、夹楼、运输顺槽形成一个煤墩。
设计溜煤眼跟行人眼距离为5m，长度6m。
三、夹楼布置
夹楼布置于回采工作面下部，运输顺槽以上，将溜煤眼、行人眼、切眼三工程贯通，以便在回采期间行人、材料、支架的运输、通风等工作，夹楼设计全长12m。
附图2：
巷道布置图。
第二节支护设计
一、巷道断面
该工程除溜煤眼、行人眼外，其切眼工程、夹楼段工程均为等腰梯形断面，支护采用圆木支护；行人眼、溜煤眼断面为正方形断面，支护采用全断面圆木支护。
1、切眼、夹楼段工程设计净断面：
上宽×下宽×高=1400mm×2200mm×1800mm；S净=6.48m2。
2、行人眼、溜煤眼掘进断面、净断面：
宽掘×高掘=1600mm×1600mm；宽净×高净=1400mm×1400mm
S掘进=2.56m2,S净=1.96m2。
附图3：
巷道断面图。
二、支护方式
1、临时支护
采用吊挂前探梁作为临时支护，前探梁由φ12mm两根钢管制作，长度不小于4m，间距不大于1.2m，用金属锚杆和吊环固定，吊环形式为圆环形，每根前探梁不少于2个吊环。
吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚固剂不少于1根，锚固力不小于50KN。
前探梁必须及时跟头，其最大控顶距离为2.4m,前探梁上用2块规格为（长×宽×厚）=1300mm×200mm×150mm半圆木和木缘杆接顶。
附图4：
临时支护平、剖面图。
2、永久支护
根据要求，该工程支护全部采用木四角支护，切眼跟夹楼段工程采用等腰梯形支护，溜煤眼、行人眼采用全断面圆木正方形支护。
注：
因切眼施工结束后马上进行采面安装，为减轻工作强度，在安全的前提下，直接设计支护为木四角支护，在该作业规程中，对于支护计算选型忽略。
3、支护质量要求
1、之后后巷道净宽、净高允许误差为0～+150mm
2、每幅木支架间距为300mm,允许误差±50mm
3、木支架腿必须垂直煤层倾向支护，最小不小于55°；
4、木支架顶梁、腿必须紧贴煤壁，不得松动、支护期间，顶部必须打设铁丝菱形网，确保不漏煤渣；
5、木支护架腿底部柱窝不小于100mm；
6、支护结束后确保表面基本平整。
第三节支护工艺
一、支护材料
1、木支护采用直径100mm的松木，腿长为2000mm，顶梁长为1600mm。
2、铁丝网：
铁丝网规格为：
长×宽=6000mm×1000mm，网格为100mm。
二、木支架安装工艺
1、打柱窝
（1）首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找掉危岩，确认安全后方可进行工作。
打柱窝等工作时必须站在临时支护下进行作业。
（2）柱窝深度不小于100mm。
（3）打柱窝使用人工用狼头进行刨柱窝。
2、支架安装；
（1）在临时支护掩护下，先由两人准备立支架腿柱，然后另外一人扛起顶梁，再由第四人在腿柱工的协助下安装木棚支架。
（2）木棚支架顶梁与腿柱之间必须衔接紧密，必要时可以选用木楔等将其之间使力。
（3）木棚周围必须紧贴煤壁，有空间距离的大地方，可以垫一些木头段或用麻袋装煤渣垫入，使其木棚与煤壁紧密接触。
（4）若有冒落高度大于1000mm以上的，将其采用打设木朵等方式进行接顶。
（5）木棚顶部必须使用铁丝网，不能在支护后的巷道顶部有落煤渣等现象。
附图5：
永久支护断面图
第四章施工工艺
第一节施工方法
1、该工程选用炮掘，一次成巷的方式进行掘进，因全是煤巷，煤层又碎，在打设爆破眼时，要求不打设周边眼，每个作业循环开始前，先进行打设掏槽眼三个，掏槽眼按照等边三角形布置，眼距为800mm，抵抗距为400mm，在工作面断面的底板侧布置周边眼以及辅助眼，周边眼距离为500mm，周边眼距与抵抗距之比为0.85～1.0。
炮眼率不低于60％。
2、施工方法:
（1）在按照设计中，巷道方位以及开口地点确定后，由地测人员进行放线定位。
（2）先施工2m长溜煤眼，然后开始施工切眼。
（3）所有工程施工顺序为有运输顺槽开始开口，然后往上施工，以便煤渣等的运输工作。
（4）待切眼等工程施工结束后，开始施工夹楼段工程12m，然后在距离溜煤眼以里5m处施工行人眼。
工程开口前，先进行开口周围10m范围内的物件等工具的保护工作，将其电缆、风水管等掩盖或悬挂在安全地点，以防在工程开工后爆破将其设备损坏，开口前先必须安装局扇，局扇具体位置由通风队进行指定，然后由工程队进行安装，将其风筒等打设平直，做到封环必挂的原则，风机前10m范围内不能有任何杂物堆放，以防影响工作面供风量；风水管路、电路必须准备齐全；开口时，必须放小炮，进行震动爆破，所有炮放完后，用手稿等工具进行断面成形。
第二节凿岩方式
1、本规程所有巷道均采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。
2、打眼使用电煤钻或风煤钻进行打眼。
风源来自+3160m压风管路，电源来自一采区变电所。
第三节爆破作业
巷道所在均为煤巷，较破碎，故采用楔形掏槽，炸药使用矿用乳化炸药和矿用硝胺炸药，毫秒电雷管起爆，起爆使用MFd-100型防爆发爆器起爆，联线方式为串联。
附图6：
爆破布置图以及爆破参数表
第四节装载与运输
一、装岩方式
巷道掘进中，工作面采用搪瓷溜槽等光滑设备进行自溜的方式出渣，联合+3160m刮板机进行外运。
1、搪瓷溜槽必须固定结实，不能有松动，在巷道的一侧设置安全绳或手扶梯子，在确保行人安全，溜槽靠行人侧设置安全防护栏，以防行人踩到溜槽造成不必要的损失。
2、与刮板机的连接处使用圆通等防护形式，两者之间高差距离不超过1000mm，以便防尘工作，安设相关洒水降尘设备。
二、运输方式
施工中采用工作面溜槽自溜至运输顺槽刮板机，然后到一区段煤仓，再由煤仓至胶带运输，然后由主井罐笼提升至地面煤仓。
第五节管线敷设
在掘进施工中,所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒等均应按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。
风水管路接头要严密，不得漏风，漏水。
供风和排水管路使用4寸铁管，供水管路使用1寸铁管，距工作面20m范围内使用1寸胶管。
风筒使用直径400mm的软胶风筒，逢环必挂且不得漏风，风筒口到工作面不得超过5m。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备情况表
序号
设备名称
型号
单位
数量
备注
1
局部通风机
FBD6.0/15
台
2
1台备用
2
电煤钻
ZMSliQ
台
2
1台备用
3
刮板机
SGB4/40型
台
2
4
搪瓷溜槽
20t
片
70
5
十字镐
把
1
6
三专
套
1
制定方案中
7
两闭锁
第五章生产系统
第一节通风
施工过程中采用压入式通风方式，局部通风机安设在+3160m运输顺槽石门交叉点以里5m处。
最长供风距离为200m。
一、掘进工作面风量计算
独立通风的掘进工作面实际需要的风量应接瓦斯或二氧化碳涌出量，炸药用量，人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算，并选取其中最大值。
1、按瓦斯涌出量计算：
Q=100qk=100×0.01×0.07=2m
/min
式中Q—掘进工作面实际需要的风量,m
/min；
100—单位瓦斯涌出配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1％换算值；
q—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,m
/min,该工作面的q为0.07m
/min；
K—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,此处取1.8。
2、按炸药量计算;
Q=25A=25×5.8=145m
/min
式中25---每1Kg炸药爆炸不低于25m
的配风量
A--掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,此处规定A=3.8Kg
3、按人数计算:
Q=4n=4×6=24m
/min
式中4—每人每分钟不低于4m
的配风量
n—掘进工作面同时工作最多人数，此处n=6
4、按局部通风机的实际吸风量计算；
Q=Q
I=102×1=102m
/min
式中Q
--掘进工作面局部通风机的实际吸风量m
/min
FBD№6.0/2×15KW型局部通风机吸风量为184-102m
/min，取145m
/min
I--掘进工作面同时通风的局部通风机台数，本矿均为1台，
所以，掘进工作面实际需要风量取以上计算最大值145m
/min
二、局部通风机、风筒规格选型
1、局部通风机吸风量的确定：
Q
=Q
/（60×
）=145/（60×77％）=3.14m
/s=188.4m
/min
式中Q
--局部通风机吸风量m
/s
Q
--掘进工作面需要风量m
/s,按炸药量计算为145m
/min
--风筒有效风量率％,取
=77％
2、根据局部通风机吸风量145m
/min，选用FBD№5.6/2×15KW型局部通风机可以达到要求。
3、风筒采用抗静电，阻燃风筒，直径为
400mm，风筒要吊挂平直，绶慢拐弯，保证风流畅通。
三、掘进工作面风量验算
1、按最低风速验算；
煤巷掘进工作面最低风量为
Q煤
qS煤=11×7.6=83.6m
/min，
式中q—按煤巷掘进工作面最低风速的换算系统数,取q=11
S煤--掘进断面积,S煤=7.6m
2、按最高风速验算；
煤巷掘进工作面最高风量：
Q煤
240S煤=240×7.6=1824m
/min
式中240—换算系数
S煤--断面积，m
3、按掘进工作面温度和炸药量验算：
炸药量kg
<5
5-20
温度℃
6以下
16-22
23-26
<16
16-22
23-26
需要风量
40
50
60
50
60
80
温度为25°C,炸药量在5kg以下时风量为60m
/min。
4、按有害气体浓度验算：
回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1％即
Q=P
/Q
1％
式中Q—掘进工作面需要风量m
/min，
P
--瓦斯绝对涌出量,m
/min
则Q
P
/1％=0.07/0.01=7m
/min
综上所述：
83.6m
/min≤145m
/min≤1824m
/min
掘进工作面需要风量145m
/min满足以上4个条件,所以选用FBD№6.0/2×15KW型风机.
四、局部通风机安装地点
安装局部通风机的地点设在+3160m石门交叉点以里5m处，此处全风量大于局部通风机吸风量，且可以保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风道口之间的最低风速。
附图7：
通风系统图
第二节压风
风源来自矿井地面空压机房，自空压机房经副井+2900m运输大巷一采区轨道上山+3160m运输石门+3160m运输顺槽工作面
第三节综合防尘
防尘水源：
井底水仓+2900m运输大巷一采区轨道上山+3160m材料车场+3160m运输顺槽自井底水仓1寸胶管送到工作面，每100m安设一个三通，工作面外设2道喷雾，在距工作面6～15m内安设防爆喷雾，距工作面50m内设一道全封闭常开水幕，掘进工作面的回风口混合风流20m范围内设一道全封闭常开水幕。
第四节防灭火
该工程均采用爆破喷雾降尘，该工程相邻煤层有自然发火倾向，防火的重点是电缆、煤层、机械磨擦和人为火灾，车场和各消防硐室均备有砂子、灭火器，可直接灭火，防火水源直接使用工作面1寸水管管路。
第五节安全监控
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用
矿各科室管理人员，区队长、技术员、爆破工、班组长和流动电钳工等下井时都必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。
放炮员每次放炮时进行一炮三检工作，并做好记录，班组长应把常开报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，随时对工作面地点进行瓦斯检测，电钳工在检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警信号时必须停止作业，进行处理。
二、甲烷传感器的配备和使用
掘进工作面采用甲烷传感器，通过监控分站与矿安全监控系统相连，由于本矿为低瓦斯矿井，按规定只设置掘进工作面的甲烷传感器，不再设置掘进工作面回风流中的甲烷传感器，甲烷传感器距工作面不得小于5m，并且应有防炮崩措施，且布置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm，且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。
按照《煤矿安全规程》规定，报警浓度设为大于或等于1％CH4，断电浓度设为大于或等于1.5％CH4,复电浓度设为小于1％CH4,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
安全监控设备必须定期进行调试、校正,每月至少一次,甲烷传感器、甲烷检测设备,每7d必须使用校准气样和空气样调校一次,每7d必须对甲烷超限断电功能进行测试,安全监控设备发生故障时,必须及时处理,在故障期间必须有安全措施。
必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常,使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照,并将记录和检查结果报监控室,当两者读数误差大于允许误差时,先以读数较大者为依据,采取安全措施并必须在8h内对两种设备调校完毕。
第六节供电
该工作面掘进施工中,电源来自一采区变电所,供电方式为集中供电。
附图8：
供电系统图
第七节排水系统
排水系统:
工作面→+3160m运输顺槽水沟→+3160m材料车场临时水仓→一采区轨道上山→+2900m运输大巷→主副水仓
第八节运输系统
工作面+3160m运输顺槽一采区斜溜煤仓一采区二区段煤仓
胶带运输上山一采区煤仓+2908m胶带运输大巷井底煤仓主井罐笼提升地面煤仓。
第九节通讯系统
工作面均安有电话,能够直接与调度室、下山上部车场、立井底、中央变电所、空压机房、井上地面变电所、地面通风机房和有关科室直接联系。
第六章劳动组织与主要技术经济指标
第一节劳动组织
采用”三八”制循环作业,循环进度:
1.6m/班，4.8m/天。
劳动组织表
工种
出勤人数
备注
早班
中班
夜班
打眼工、爆破工
2
2
2
瓦检员
1
1
1
班长
1
1
1
运输工
2
2
2
合计
6
6
6
第二节循环作业
1、合理安排各道工序，进行平行交叉作业。
2、打乱正规循环的补救措施。
提高效率，缩短循环时间，赶上正规循环作业，适当调整循环进度，力争在本班内抢回，在正规循环后再恢复正常循环进度，组织力量突，适当增加人员，设班备，确保正规循环，本班内抢回循环有困难，可为下多做一些准备工作，保证下班顺利完成循环。
附图7：
循环作业图标
第三节主要技术经济指标
主要技术经济指标
序号
项目名称
单位
指标
备注
1
每循环出勤
人
6
2
循环进尺
m
1.6
3
效率
%
100
4
月循环次数
个
22
5
月进尺
m
105.6
6
循环率
%
90
7
炸药消耗量
M/kg
3.625
8
雷管消耗量
个/m
8.125
9
木架消耗量
根/m
9.75
10
网片
片/m
2
第七章安全技术措施
第一节一通三防
一、通风管理
1、风筒吊挂平直，做到逢环必挂，缺环必补，风筒不准漏风，距工作面距离不得超过5m，以保证工作面有足够风量。
2、加强通风管理，局部通风机必须有专职人员看管，要保持通风机正常开不停，任何人不得擅自停机，若需要停机时，必须经通风人员同意后
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