织金县金龙川煤矿掘进工作面作业规程Word格式.docx
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顶部普遍有一层含植物根部化石和粘土质的泥岩，底部一般有一层厚0.2米左右的黑色泥岩，该层段岩性有一定变化，有时为泥质粉砂岩所代替，少数地段为细砂岩取代。
在中下部常见局部发肓一薄煤层，一般厚0.2米左右，层位上下跳动，对比有困难，有时在其上面还可见到一层这样的煤层。
该煤层一般呈单一结构,煤层厚度1.5-1.7米，平均厚度1.6米。
煤层厚度变化根据现揭露情况,变化较小，17#煤层距16#煤层间距为5－10m，21#煤层距17#煤层25－30米。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
根据贵州省能源局文件黔能源煤炭（2012）498号《关于请求审批毕节市2012年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告》的批复，金龙川煤矿瓦斯绝对涌出量1.42m3/min;
二氧化碳绝对涌出量0.68m3/min。
根据贵州煤田地质局试验室2013年8月为金龙川煤矿所有作《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，M17煤层自燃倾向为三类（不易自燃煤层）。
第三节地质构造及水位地质
1、地质情况：
从现有的资料分析，该掘进工作面内北面上部50米远处有F7、F5断层构造，预测在掘进过程中会遇到次生小构造，施工过程中地质人员应随时收集和掌握地质变化情况，如有异常及时采取有效措施，以确保施工安全。
2、水文地质情况：
从现有的水文地质资料分析，该段掘进巷道水文地质情况简单，主要水害为顶板砂岩裂隙水及地表水的补给；
为了确保安全，施工中严格执行“有掘必探、先探后掘、长探短掘”的探放水原则。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
117鉴定1巷在3#煤仓1165标高处开口（开口坐标：
X=2937802:
Y=35566180:
Z=1366.8:
）,方位按60度和+25度坡开掘斜巷岩巷到揭穿17#煤层，再沿煤层继续开掘117鉴定1巷，预计该巷斜巷长度为60m，巷道总设计长度390米。
见附图：
117鉴定1巷布置图
第二节支护设计
一、巷道断面
117鉴定1巷巷道断面形状为：
斜巷为梯形，巷道上净4000mm，下净宽4500mm，巷道净高2200mm，，断面积为：
S净=9.35m2。
；
沿煤巷道为矩形巷道，巷道净宽3400mm，巷道净高2000mm，断面积为：
S净=6.8m2。
断面图。
一、临时支护
采用前探梁作为临时支护，前探梁使用10号槽钢，4m长、3根，吊挂采用直径为18mm钢筋做成的吊环，吊环规格为150mm
×
100mm。
先将吊环拧在锚杆外露端，每根前探梁采用3个吊环，由处向里推移；
至工作面后，用刹顶木前后将前探梁背紧；
爆破后安装前探梁，打锚杆，永久支护到位后取下，做到工作面不空顶。
二、支护方式
巷道设计采用锚－网联合支护，在顶板完整、无地质构造带的条件下放炮前迎头空顶距不超过800mm，放炮后不超过2800mm，放炮后永久支护必须紧跟迎头。
在过地质构造带、顶板破碎、有淋水时，依据现场情况制定相关的补充安全技术措施。
三、支护参数计算：
1、按悬吊理论计算锚杆参数：
锚杆长度计算：
L=KH+L1+L2
式中：
L—锚杆长度，m；
H—冒落拱高度，m；
K—安全系数，一般取K=2；
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；
L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m；
其中：
H岩=B/2f=3.4÷
（2×
3）=0.683（m）
B—巷道开掘宽度，取3.4m；
f—岩石坚固性系数，泥岩取3；
则L岩=2×
0.683+0.5+0.05=1.916（m）
2、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a：
a=
a—锚杆间排距，m；
Q—锚杆的锚固力，50KN/根
H—冒落拱高度，取0.683m；
R—被悬吊泥岩的重力密度，取25KN/m3；
a=[50/（0.683×
2×
25）]1/2=1.21（m）
经验算，117鉴定1巷锚杆间排距为800×
800mm，锚杆顶锚采用高强度左旋无纵筋φ18×
2200mm型锚杆；
帮锚采用高强度左旋无纵筋φ18×
1800mm型锚杆满足支护强度要求。
锚、网支护时，一般情况下放炮前最后一排锚杆距迎头≯800mm。
放炮后严格执行敲帮问顶制度，找净活矸、危岩后检查巷道毛断面尺寸，再进行锚网支护且锚网支护紧跟迎头。
第三节支护工艺
一、支护材料：
1、锚杆及锚固剂：
锚杆为高强度左旋无纵筋φ18×
2200mm和φ18×
1800mm型锚杆,间、排距为800×
800mm（见断面图）；
每根锚杆用2支CK2570型树脂锚固剂进行锚固，锚杆均使用配套标准螺母和标准托盘，每根锚杆锚固长度不小于700mm。
2、钢筋网：
钢筋网用Φ6.5mm钢筋焊接的矩形网片，网格为100×
150mm，网片规格为1500×
1000mm。
二、锚杆安装工艺
锚杆安装前先铺网。
铺网前，首先敲帮问顶，仔细检查巷道顶帮的围岩情况，凿掉浮矸及危岩，按照中线和施工设计严格检查巷道断面规格，达到设计尺寸后再铺设钢筋网，网与网之间每隔200~300mm用12#铁丝联接，不符合设计及作业规程要求时必须先进行处理。
1、打锚杆眼
锚杆眼的位置要准确，顶锚眼深2.15m、帮锚眼深1.75m，眼位误差不超过100mm，眼向误差不得大于15°
，施工过程中应严格控制锚杆的间排距，验收员必须按照设计的间排距要求预先点好眼位。
打眼必须由支护完好侧向未支护一侧，由外向里顺序进行。
帮部可用风钻配φ32钻头打锚杆眼，但眼深必须达到设计要求，以确保锚杆及锚固剂能顺利插入眼内进行支护。
2、安装锚杆
安装前，应先进行扫眼工作，当吹尽眼孔内的粉尘后，先将锚杆杆体送入，查看锚杆孔是否够深和有无变形。
当锚杆能顺利的送入孔内后，取出锚杆杆体，把树脂锚固剂送入眼底，从钢筋网外面穿锚杆把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上托盘，拧上螺帽，用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使锚杆钻机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度。
20秒后，再次开启锚杆钻机，拧紧螺帽给锚杆施加预紧力，使钢筋网紧贴岩面，锚杆外露长度不大于50mm。
3、质量要求
（1）锚杆杆体、配件及锚固剂的材质、品种、规格、强度、结构必须符合设计要求。
（2）锚杆安装牢固，托盘紧贴岩面，未接触部位必须楔紧。
（3）锚杆的抗拔力不小于50KN。
（4）锚杆间排距为800×
800mm，误差为+100mm。
（5）锚杆孔深度为1750--2150mm,误差为0～+50mm。
（6）锚杆方向与巷道轮廓线的角度为75°
～90°
之间。
（7）锚杆外露长度为不大于50mm。
（8）每排锚杆布置10套。
（9）巷道全断面钢筋网铺设。
第四章掘进施工工艺
第一节施工方法
本巷道在距原3#煤仓1365处按600方位、25º
坡度施工。
巷道掘进采用全断面一次成巷的施工方法，破岩方法采用爆破法施工。
第二节凿岩方式
打眼机具为YT-28型凿岩机和风动煤钻机。
风源来自地面压风机房。
第三节爆破作业
一、炸药、雷管：
炸药为安全等级不低于Ⅲ级的煤矿许用乳化炸药，雷管为煤矿许用1～5段毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不超过130ms。
不同厂家的火工品不得混用。
掏槽方式为楔式掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为200mm。
二、装药方式：
正向连续装药
三、起爆方式：
正向起爆，全断面一次装药，一次起爆；
联线方式为串联。
起爆使用MFd－200型发爆器。
四、
（1）运输斜巷炮眼布置及爆破说明书
炮眼数目和装药量的确定：
根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：
Q=qSLn=1.89
7.35×
1.7×
0.85=20.07（Kg）
式中:
q-----单位炸药消耗量，q=1.89Kg/m3;
S-----巷断断面积,㎡,7.35㎡;
L-----炮眼深度,m,取1.7m;
N-----炮眼利用率,取0.85
根据下列公式可算出每茬炮所需炮眼数目:
N=q×
S×
m×
n/（x×
p）=（1.89×
0.2×
0.85）/（0.5×
0.15）=31.48（个）;
取34个
N-----炮眼数目,个;
m-----每个药卷长度,取m=0.2m;
X-----炮眼装药系数,一般取0.5--0.7,取0.5;
P-----每个药卷重量,取0.15Kg
正常情况布置34个炮眼。
（2）117鉴定1巷沿煤运输巷炮眼布置及爆破说明书
炮眼布置、爆破说明书见附图
Q=qSLn=1.5
6.8×
1.9×
0.85=16.47（Kg）
q-----单位炸药消耗量，q=1.5Kg/m3;
S-----巷断断面积,㎡,6.8㎡;
L-----炮眼深度,m,取1.9m;
p）=（1.5×
0.2）=17.34（个）;
取18个
P-----每个药卷重量,取0.2Kg
正常情况布置18个炮眼。
五、施工质量技术要求
1、打眼前必须由跟班队长、班组长、验收员共同画好施工炮眼点位，并找出巷道周边轮廓标出炮眼位置，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。
2、施工必须按要求掘进巷道，严禁拉底丢帮，巷道高度不小于2200mm，不大于2150mm，底板保持平整。
3、中线到任何一帮的距离偏差在允许的-100mm≤x≤100mm之间。
第四节装、运岩方式
一、装岩方式
巷道掘进施工中，采用人工出货。
二、运输方式
工作面采用40T型刮板运输机和650mm皮带运输机运输。
第五节管线及轨道敷设
在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置和《煤矿安全规程》要求吊挂，吊挂符合规范要求。
电缆钩每隔2m一个，电缆垂度不超过50mm。
风、水管吊挂钩每隔4m一个，风、水管接口要严密，不得出现漏风漏水现象。
风、水管随工作面推进及时延长，以备迎头正常供风供水。
根据“一通三防”的规定，风筒要逢环必挂，风筒口距迎头不得大于5m；
以保证迎头有足够的风量。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备情况简表
序
号
设备工
具名称
型号规格
功率
单位
数量
备注
1
局部通风机
FBDN0-6
30KW
台
2
刮板运输机
SGW--40T
40KW
3
皮带运输机
DSJ65/20/60
32KW
4
风钻
YT-28
部
6
5
锚杆机
MQT-110CM
一台帮锚机
风镐
G10
7
小绞车
11.4
8
风煤钻机
第五章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
巷道施工采用“三八”作业制组织生产，实行正规循环作业；
循环进尺1.60m，日进尺4.8m。
劳动组织见下表。
劳动组织表
工种
出勤表
早
中
夜
合计
打眼工
爆破工
安注锚杆工
班长
出碴工
瓦检、安全员
机电修
1
11
33
第二节循环作业
迎头施工根据劳动组织合理配备人员、安排工序，尽量平行作业，充分利用时间，提高工时利用率。
作业循环图表
第三节主要技术经济指标
见下表：
技术经济指标表
序号
项目
单位
指标
备注
在册人数
人
34
每天出勤人数
出勤率
%
96
循环进尺
m
1.6
效率
m／工
0.15
月循环次数
个
75
按25天/月
月进尺
120
循环率
90
9
炸药消耗
每循环
岩：
20.07Kg；
煤：
16.47Kg
矿用三级乳化炸药
10
雷管消耗
34个；
18个；
毫秒延期电雷管
锚杆消耗
套/m
高强度左旋无纵筋
12
树脂锚固剂
支/m
22
CK2570型
第六章生产系统
第一节通风系统
施工过程中，采用局部通风机压入式通风。
一、掘进工作面风量计算：
1、按井下同时工作最多人数计算：
Q掘=4N
Q掘=4×
11=44m3/min
2、按炸药消耗量计算：
Q掘=25·
A，m3/min
Q掘=25×
20.07＝501.75m3/min
3、按岩层瓦斯涌出量计算：
Q掘=100q瓦Kq瓦＝1.42m3/min（上一年度瓦斯等级鉴定得出）K：
瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.8
Q掘=100×
1.42×
1.8=255.6m3/min
4、按局部通风机实际吸风量计算：
Q=Q局×
I×
R=255.6×
1×
1.2=306.72m3/min
5、按风速进行验算：
取最大值501.75m3/min
按最低风速计算：
Q掘≥15S掘=15×
7.35=110.25m3/min
按最高风速计算：
Q掘≤240S掘=240×
7.35=1764m3/min
按上述计算确定该掘进工程采用吸入风量为260--630m3/min的局扇，型号为FBDNo2×
30KW。
一台工作，一台备用，实行双风机供风，双电源供电，并且能够自动切换，自动分风。
实现风电、瓦斯电闭锁。
风筒采用防阻燃风筒，风筒直径为800mm。
附图：
通风系统示意图。
三、局部通风机安装地点和通风系统
1、局部通风机安装地点
原11602底抽1巷局扇安装在1353皮带运输巷内，泛风经11602回风上山进入1365水平西翼回风巷，现11602底抽1巷停止掘进，利用11602底抽1巷局扇，风筒经11602底抽1巷风门组，经11601底抽1巷回风上山进入工面。
2、通风系统：
新风：
主斜井→一1353水平西皮带运输巷→皮带运输巷（风机）→11602底抽1巷→11602底抽1巷回风上山→工作面
乏风：
迎头→117鉴定1巷→117鉴定1巷回风联络巷→1365水平西翼回风巷→回风斜井→地面。
详见附图：
通风系统图。
第二节压风系统
风源来自地面压风机房，主斜井、一水平西翼皮带运输巷、原11602底抽2巷、117鉴定1巷。
地面风压为0.8Mpa。
地面至一水平西翼皮带运输巷段压风管路为矿井永久标准管路,管径125mm，11602底抽2巷口至117鉴定1巷迎头为临时管路，用50mm铁管敷设。
生产系统图。
第三节供水系统
水源来自地面水池，经主斜井、一水平西翼皮带运输巷、原11602底抽2巷、117鉴定1巷。
地面至皮带运输大巷段压风管路为矿井永久标准管路，管径100mm,11602底抽2巷口至117鉴定1巷迎头为临时管路，用50mm铁管敷设。
第四节防尘系统
防尘水源采用供水系统，施工巷道内每50m设三通一个。
采用湿式打眼，放炮使用水炮泥，爆破喷雾，冲刷岩帮，净化风流等综合防尘措施。
防尘水幕距工作面距离不得大于50m。
┌→巷道内水幕
供水系统→├→装水炮泥水针
└→冲刷岩帮水管
第五节防灭火
本掘进巷道防火重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。
消防库应备足沙子、灭火器等灭火材料和铁锨、水桶等灭火用具，防火水源来自井下供水系统。
第六节安全监控系统
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：
1、项目部管理人员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须查明原因,进行处理。
2、爆破工下井进行爆破作业时，必须携带便携式甲烷报警仪并随时检查瓦斯，如有报警现象严禁打眼、装药、放炮。
3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，当报警时，停止作业撤出人员。
4、机电维修工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。
二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：
1、掘进工作面甲烷传感器安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警浓度为≥0.8%（CH4），断电浓度为≥0.8%（CH4），复电浓度为＜0.8%（CH4），断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。
2、在距117鉴定1巷专用回风巷口15米处安装一台甲烷传感器，在距迎头5米处安装一台甲烷传感器，它们的报警浓度为≥0.8%（CH4），断电浓度为≥0.8%（CH4），复电浓度为＜0.8%（CH4），断电范围为掘进巷道内全部非本质电器设备。
3、甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。
4、放炮前派专人负责保护瓦斯监控探头，放炮后按上述要求恢复到迎头位置。
5、监控系统并入矿井监控系统。
瓦斯监控系统图
第七节供电系统
该迎头掘进施工中，供电方式为集中供电，电力来源于井下中央变电所，经过350开关，橡套电缆送往200开关，再使用不同型号的电缆经过综合保护开关，供迎头动力用电。
主要用电设备有钻机、刮板运输机、皮带运输机等
供电系统：
详见供电系统图
第八节排水系统
根据11601运输、回风巷，11401运输、回风巷掘进期间揭露的地质情况分析，初步判断本区内的水文地质情况属于简单型，但防治存在顶板砂岩裂隙水淋水，该段施工期间排水主要为顶板砂岩裂隙水、施工用水、防尘用水。
排水系统：
掘进迎头→117鉴定1巷水沟→原11602底抽2巷回风巷水沟→11602底抽2巷水沟→皮带运输巷水沟→主斜井水沟→水仓→水泵抽至副斜井地面。
第九节运输系统
1、煤矸运输
迎头→117鉴定1巷→煤仓→一水平西翼皮带运输大巷→煤仓（放斗）→主斜井→地面。
2、辅助运输
地面→副斜井→一水平西翼轨道巷→一水平西翼皮带运输大巷→11602底抽2巷→原11602底抽2巷回风上山→117鉴定1巷→掘进迎头；
第十节通迅系统
本掘进面安设一部内部生产电话，并入矿井通信系统。
电话安设在距掘进迎头不大于30米位置处，能够直接与地面调度室、矿部值班室等单位相互联系。
第十一节瓦斯抽排
（1）瓦斯抽放主管采用400mmPVC管，支管采用3500mmPVC管。
（3）抽放系统：
117鉴定1巷钻场→117鉴定1巷运输巷→117鉴定1巷专用回风巷→一水平1365标高西翼总回风巷→风井→地面瓦斯抽泵房
第七章灾害预防及避灾路线
一、灾害预防
坚持“有掘必探、先探后掘”的原则，迎头采取超前打探眼的方式探明掘进工作面前方情况。
二、避灾路线
若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘、顶板等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离并熟悉各避灾路线：
1、若迎头发生水灾时，施工人员按如下路线进行撤离：
施工迎头→117鉴定1巷→117鉴定1巷专用回风巷→一水平西翼回风巷→联络巷→风井→地面。
2、若迎头发生瓦斯爆炸、煤尘爆炸、火灾等事故，迎头施工人员应按如下线路进行撤离：
施工迎头→117鉴定1巷→一水平西翼皮带运输巷→主斜井→地面。
避灾路线图
第八章安全技术措施
第一节施工准备及质量保障
1、施工前，由掘进队负责人组织、技术人员负责传达批准的《117鉴定1巷掘进作业规程》。
2、掘进队严格按给定的中腰线施工。
3、为高质量的完成公司给我矿下达的掘进任务，我矿要求每个掘进迎头配备专职验收员，打眼前迎头画出轮廓线；
放炮后支护前，验收员必须再找线，安排人员将巷道不合格处处理完毕，保证巷道符合设计要求；
复喷前，验收员先临时标出中、腰线，进行挂线喷浆。
4、为了确保巷道方位、高程控制，每月必须由地测技术人员进行一次复测，以校对掘进工作面巷道中、腰线是否出现偏差，出现偏差时应及时调整。
5、掘进头开工前必须把117鉴定1巷前期工程回风口砌筑合格的防突风门，防止12101掘进工作面的回风串入171鉴定1巷。
第二节“一通三防”管理
一、通风管理
1、加强通风管理，局部通风机必须实行挂牌管理，内容包括：
巷道名称、施工队、风机功率、风筒长度、日期、班次、吸入风量、负责人等，由局部通风机负责人填写。
局部通风机负责人必须由经过专门培训并考试合格、熟悉局部通风机性能、责任心强的专职人员担任，其他人员不得随意停开。
2、风筒采用800mm抗静电、阻燃风筒。
风筒吊挂
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