二采区回风大巷作业规程文档格式.docx
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1、Ⅱ采区回风下山掘进工作面位于4#煤层Ⅱ采区东部，开口标高839m，巷道坡度1°
左右，巷道磁方位角为4°
30，，巷道中线由技术科提供。
2、巷道断面形状规格：
Ⅱ采区回风下山断面形状为梯形断面，净断面上宽为2.4m，下宽为2.8m，中宽2.6m，净高2m，煤层厚度1.6m，起底50cm。
在施工中，必须保证巷道高度，宽度不低于设计值，巷道规格允许误差为0—150mm。
附：
巷道剖面图、巷道开口大样图。
第二节矿压观测
1、观测对象：
Ⅱ采区回风下山掘进工作面巷道及贯眼。
2、观测内容：
在顶帮设标记观察点，用钢尺实测巷道表面位移，即巷道顶板离层量、底板及两帮变形相对移近量。
3、观测方法：
在顶帮设标记观察点，用钢尺实测巷道表面位移，即巷道顶板离层量、底板及两帮变形相对移近量，并做好记录。
第三节支护设计
本矿未对4#煤层顶板进行抗压试验，回采工作面、掘进工作面无顶板压力测试仪器，根据本矿以前矿用工字钢梁支护经验、矿压直接观测得到的经验数据及周边矿井的支护情况综合分析、判断，回风下山掘进工作面采用矿用11#工字钢梁支护。
（一）、矿用工字钢梁长度确定：
由于4#煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，厚度0.8—1.4m，平均厚度1.05m，裂隙较为发育，顶板稳定性能相对较差，钢梁长度定为2.6m。
（二）、材料确定：
1、钢梁的确定：
由于4#煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，厚度0.8—1.4m，平均厚度1.05m，裂隙较为发育，顶板稳定性能较差，故选用11#矿用工字钢支护，顶帮挂网，顶部4块构木，帮部两侧也采用4块木板沟顶、构帮。
2、金属网的确定：
为了有效控制顶部岩石及巷帮煤块，决定采用12#铁丝编制的菱形网进行全面挂网，网规格：
长6.6m，宽1m，网孔规格：
6cm×
6cm；
3、背板的确定：
背板采用松木，长1m，宽大于12cm，厚不小于5cm。
4、楔子的确定：
材料选用松木，规格：
长度不得小于40cm，宽不得小于12cm，大头厚不得小于8cm。
（四）、临时支护方式：
1、永久支护与工作面的距离
永久支护紧跟工作面，每次放罢炮后，首先用戴帽点柱进行临时、临时支护：
然后再进行出煤，永久支护距离工作面的距离不得超过0.8m。
2、、临时支护：
临时支护采用戴帽点柱式进行支护，按照工作面的宽度，临时支护的点柱为两排，一帽三楔。
第四节支护工艺
Ⅱ采区回风下山掘进工作面采用11#矿用工字钢梁并挂网支护管理顶板，钢梁间距0.8m，构顶构帮，梁头背紧背实，顶帮构木分别不得少于4根，每副钢梁为8楔。
（一）、支护材料规格：
1、钢梁长度为2.6m，梁腿2.1m长，梯形断面上口净宽2.4m，下口净宽2.8m，净高2m。
2、为了有效控制顶部岩石及巷帮煤块，决定采用12#铁丝编制的菱形网进行全面挂网，网规格：
3、背板采用松木，长1m，宽大于12cm，厚不小于5cm。
长度不得小于40cm，宽不得小于12cm，大头厚度不得小于8cm。
永久支护紧跟工作面，每次放罢炮后，首先用戴帽点柱进行临时支护，然后再进行出煤，永久支护距离工作面的距离不得超过2.0m，
2、临时支护
临时支护采用戴帽点柱式，排距1m，柱距1.2m，两柱分别距两帮0.7m，柱帽长度为80cm，厚度15cm，宽度不小于12cm，柱帽必须与工作面前进方向垂直，必须达到一帽三楔。
临时支柱最后一排柱子距工作面距离不得超过1m。
临时支护最大支护距离不得超过2排柱子。
第四章施工工艺
第一节施工方法
Ⅱ采区回风下山掘进工作面巷道与Ⅱ采区运输下山掘进工作面巷道为双巷平行掘进，掘进工序为打眼、装药、联线、爆破落煤，戴帽点柱临时支护方式，人工攉煤刮板运输机转载到650皮带运输，永久支护。
采用YBT52--2型,功率为11kw局扇、400mm胶质风筒通风，瓦斯员与安全集中监控系统监测瓦斯，净压洒水灭尘，即打眼—瓦检—装药—瓦检—联线—放炮—排烟—洒水—安全检查（瓦检）—临时支护—装运煤—风镐二次成巷—永久支护。
第二节凿煤（岩）方式
Ⅱ采区回风下山掘进工作面采用炮掘方法施工，施工工艺为“打眼、装药、检查瓦斯、放炮、通风、检查瓦斯、装运煤、打临时护身柱、永久支护、风镐二次成巷”等工作。
一、钻眼机具选择：
使用ZY-28型风钻和1.5m、2.0m风钻钻杆打眼，ZMS—12B型风钻两台，其中一台备用。
二、炸药及起爆装置：
炸药选用二级煤矿许用乳化炸药，8#法兰壳瞬发电雷管爆破，使用MFB—50J（KB）型发爆器放炮。
第三节爆破作业
一、打眼准备工作：
1、检查巷道围岩安全状况，进行“敲帮问顶”处理掉危岩活石。
2、清除工作面浮煤（岩），检查、维修钻眼机具。
3、拉起中线，在工作面迎头，画出中心点，根据爆破图表详细画出周边眼及其它炮眼位置，并用粉笔作记号。
4、打眼要先打煤眼，沿煤层掘进两个循环后，再起底成巷。
二、钻眼要求：
1、因工作面顶板岩层易冒落需铺网支护，故严格控制超挖，所以打眼是爆破的基础，打眼工一定要掌握爆破图及各个炮眼的位置、性质、角度等，做到心中有数，认真操作。
2、打眼要求做到：
打眼时，在巷道中心打一个高质量的“标准眼”，然后插入炮棍或钻杆指示方向，作为钻进方向标志，打眼要准、平、齐、直。
准：
钻头要准确地落在画好的眼位上，不允许偏移。
平：
炮眼平行巷道中线且又互相平行。
齐：
同一类型的炮眼深度要求基本一致，眼底要落在一个平面上，既量钻杆打眼，以工作面煤岩凹凸情况决定各个炮眼深度。
直：
就是要求炮眼打的又平又直。
三、装药工作：
1、严格按照爆破图表进行，掌握好掏槽眼角度，掏槽眼对称，药量一致，否则爆破力偏向一侧，控制同等眼装药量。
2、在起爆掏槽眼和辅助眼后，决定周边眼的装药量（原则上按照爆破图表进行）。
3、装药方式为正向装药，并且黄土炮泥封孔，（装药示意见附图）
四、放炮距离要求：
放炮母线长度和发爆距离：
弯巷不小于50m，直巷不小于70m，且放炮母线无明接头。
五、爆破说明书
1、炮眼布置：
掏槽眼2个，顶眼3个，底眼4个，计9个（见爆破图表）
2、炮眼深度：
掏槽眼2m，顶眼1.8m，底眼1.8，炮眼利用率0.9，循环进度1.6m。
3、爆破材料的选择：
炸药选用安全等级不低于二级的煤矿许用炸药；
雷管选用瞬发电雷管。
4、联线方式为串联。
5、爆破图表；
爆破参数
炮眼
名称
眼号
数
量
水平角
垂直角
装药量
雷
管
爆破顺序
联线方式
掏槽眼
1-2
2
80°
-85°
85°
0.6×
Ⅰ
串联
底眼
3-6
4
-87°
Ⅱ
顶眼
7-9
3
Ⅲ
合计
9
5.4
由上图表可知，每米巷道火工品消耗指标为：
1、炸药消耗：
5.4÷
1.6×
1.1=3.7kg/m
2、雷管消耗：
9÷
1.1=6.2发/m
1.1——备用系数
第四节装载与运输
人工攉煤，工作面采用SGB420/30刮板运输，SGB420/30刮板输送机直接搭接650型皮带机运输。
第五节管线及轨道敷设
Ⅱ采区回风下山掘进工作面铺设动力、信号电缆，用电缆钩悬挂在西帮上，距离底板1.6m,电缆钩间距1.5m。
静压洒水管路、压风管路、排水管路、通风管路铺设在巷道东帮，沿巷道顶板悬挂，悬挂间距为0.3m.
第六节设备及工具配备
1、设备特征表
型号
主要技术特征
局扇
YBT52-2
实际吸风量200m3/min，功率11KW
刮板输送机
SGB-420/30
电机功率30KW
小水泵
FBA-6
功率1.2KW，扬程30m
风钻
ZY-28
冲击频率37Hz
探水钻
ZDY
功率7.5KW
2、设备配备表
设备名称
使用地点及数量
总数
备注
局扇
Ⅱ采区运输下山
备用一台
Ⅱ采区回风下山及贯眼
风钻
Ⅱ采区回风下山
皮带机
1
探水站
风镐
第四章生产系统
第一节通风
Ⅱ采区回风下山与运输下山采取双巷掘进（一为进风、一为回风），采用YBT52-2型局部通风机通风，功率11KW，双电源、双风机自动切换，压入式供风，掘进工作面实行“三专两闭锁”，11KW局部通风机实际吸风量为200m3/min。
具体所需风量计算如下：
1、按照瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
Q掘=100×
q掘×
2×
K掘通=100×
0.44×
2=176m3/min
式中：
Q掘----两个掘进工作面需要风量，m3/min；
q掘----掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的绝对涌出量。
（2008年我矿瓦斯等级鉴定掘进工作面的绝对涌出量0.44m3/min）
K掘通——瓦斯涌出不均衡系数。
取1.2～2.0（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均瓦斯绝对涌出量的比值）
2、按局扇实际吸入风量计算需要风量：
Q局=（Q局＋15S）×
Ii=（200＋15×
5.2）×
1=278m3/min;
Q局——局扇实际吸入风量，m3/min。
安设局扇的巷道中的风量，除了满足局扇的吸入风量外，还应保证局扇吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s，煤巷或半煤岩巷不小于0.25m/s，以防止局扇吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；
Ii——掘进工作面同时通风的局扇台数。
3、按掘进工作面同时作业人员和炸药量计算需要风量：
每人供风≮4m3/min；
Q掘＞4N×
2=4×
9×
2=72（m3/min）
每千克炸药供风≮25m3/min
Q掘＞25A=25×
2.6=65（m3/min）
N——掘进工作面最多人数，
A——一次爆破炸药最大用量，kg.
由以上计算可知，掘进工作面需配风量278m3/min；
1、按风速进行验算：
15S掘＜Q煤掘＜240S掘（m3/min）
15×
5.2=78＜278＜240×
5.2=1248m3/min
S掘——掘进工作面断面积，m2
按《煤矿安全规程》规定，掘进工作面最高风速为4m/s,最低风速为0.25m/s,经验算，符合规定要求。
通风系统示意图附后
第二节瓦斯防治
1、必须坚持瓦斯、二氧化碳等有害气体的巡回检查制度，瓦斯、二氧化碳浓度的检查次数每班至少检查二次，对每班没有工作的工作面，每班至少检查二次。
2、掘进工作面回风流中的瓦斯浓度超过1%或二氧化碳超过1.5%时，都必须停止工作，撤出人员，并由矿总工程师采取措施进行处理。
3、工作面局部（体积大于0.5立方米的空间）积聚瓦斯浓度达到2%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。
4、因临时停电或其它原因，局部通风机停止运转，在恢复通风前，首先必须检查瓦斯，证实停风区中瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1.5%时，还必须遵守,《煤矿安全规程》第135条中关于局部通风机及其开关地点附近瓦斯浓度的规定，方可人工开动局部通风机，恢复正常通风。
5、临时停工的地点，不得停风。
否则，必须切断电源设置栅栏
揭示警标，禁止人员进入，并向矿调度室报告。
停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3%或其它有害气体浓度超过《煤矿安全规程》第106条的规定，不能立即处理时，必须在24小时内封闭完毕，严禁在停风或在瓦斯超限的区域内进行作业。
6、必须坚持执行掘进工作面的风电闭锁，不闭锁不得生产。
第三节综合防尘
地面设置200m3消防洒水蓄水池，75mm钢管送入井下，工作面进、回风巷分别设置两趟静压洒水管路，工作面机头、运输巷中每个转载点必须设置一组防尘洒水喷头（每组喷头不得少于3个喷头），每隔100m设置一组全断面覆盖的防尘水幕，每组水幕的喷嘴为5个，净化风流。
每50m设置一个三通，便于清洗巷道和消防用水。
Ⅱ采区回风下山掘进工作面设置一组辅助隔爆水棚，选用40L水袋42个，棚区长度不小于20m。
水棚用水量按巷道断面计算，不得少于200L/㎡。
第四节防灭火
井下火灾事故有自然火灾与外源火灾。
自然火灾多发生在留有煤柱的未闭的采空区，未及时密闭的废弃巷道，在我矿一般不易发生；
外源火灾，主要发生在失爆设备，白炽灯照明，以及井下电焊，氧焊作业，违章工人将烟火带入井下等地点。
第五节安全监控
为及时监测掘进工作面的甲烷变化情况，掘进工作面甲烷传感器必须尽量靠近工作面设置，距离工作面大约5米，安装时甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。
Ⅱ采区回风下山掘进工作面甲烷传感器的设置位置示意图；
T1——掘进工作面风流中的甲烷传感器
报警浓度：
≥1.0%CH4
断电浓度：
≥1.5%CH4
复电浓度：
＜1.0%CH4
断电范围：
掘进巷道内全部非本质安全型电气设备
第六节供电
地面两趟YJLV223×
50mm2型铠装电缆直接引入井下中央变电所，由中央变电所引入采区变电所，采区变电所设置2台KBSG——315/10，10/0.69/0.4型变压器，还设置KBSG—50/10型矿用隔爆型干式变压器2台，BGP—47—10型高压开关3台，KBZ—400/1140（660）型矿用隔爆低压馈电真空开关6台，照明信号综保1台；
井下电压660V。
采区变电所两趟3×
50＋1×
16像套电缆直接引入掘进工作面，两趟3×
16＋1×
6像套电缆直接引入局部通风机开关，掘进工作面设置BQD—80Z防爆真空开关4台。
供电系统示意图附后
第七节排水
根据以前Ⅰ采区掘进工作面掘进情况来看，此掘进工作面涌水量较小，对巷道掘进影响不大，故设置一台1.2Kw小潜水泵排水。
第八节运输
掘进工作面原煤攉在SGB620/30T型刮板输送机上，经转载刮板运输机转载到贯眼刮板输送机后，到运输顺槽皮带运输机上至皮带下山大巷，经皮带大巷运至煤库由主提升箕斗提升到地面。
掘进工作面所需材料从副井经联络风门→材料大巷→联络风门→Ⅱ采区回风下山→掘进工作面。
第九节通讯
一、在调度室安装OHK—ID型交换主机（32门）一部，井上下个作业点均可用内线电话指挥、汇报、联系，掘进工作面刮板机头安设一部矿用电话直接与地面调度室联系。
二、工作面及各转载点照明，全部使用防爆白炽灯照明。
三、各运输设备的信号为声光组合电铃，一停二启动。
第十节防治水
该矿井下水文地质条件属简单—中等型，即第四纪全覆盖的地下水补给不良、排泄不畅的半封闭向斜水文地质构造，4#煤层生产正常涌出量为10m3/h,经实际调查了解，在井田内无小窑，采空区，2006年区煤炭局圈定为无水患矿井，但是，Ⅱ采区回风下山掘进工作面由于地质构造比较复杂，断层、破碎带频繁出现，大有可能断层漏水，因此，为进一步加强我公司的安全基础工作，突出抓好水害防治管理工作，根据《煤矿安全规程》、《井下探放水规范》的有关规定，必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则。
一、探水设备的配备：
1、掘进工作面配置一台探水钻，型号：
ZDY型，功率7.5kw。
2、钻杆长度必需配置200m，掘进工作面探水距离为200m。
每次探水后掘进长度60m，每次探水和掘进必须做好记录。
3、设计在探水地点安装一部防爆电话机。
4、必须设置专职探放水人员，探放水人员必须经过专业培训，取得操作资格证后，方可上岗。
二、探水施工顺序
（一）、钻孔的确定
1、位置、角度的确定
现探水地点为煤巷掘进巷道，探水孔布置为扇形，中间一孔其磁方位角为4°
30′，仰角为1°
；
下帮孔两个，磁方位角分别为2°
30′和359°
30′，仰角1°
，上帮孔两个，磁方位角分别为6°
30′和9°
30′，共设5个钻孔。
2、钻孔深度及超前距离的确定
在采用边探边掘的探水方案情况下，钻孔钻进一定的距离以后，钻孔的终止位置对巷道的终止位置始终保持一段超前距离，这样留有相当厚的煤柱，以确保掘进工作面的安全，由于我们在煤层中掘进，而且煤质较软，所以超前距离规定140m，钻孔深度为200m，这样每探一次可以连续向前掘进60m。
3、钻孔直径
在无特殊情况下，采用钻水孔放出积水，由于考虑到既可以使积水顺利排出，又能防止积水冲跨煤壁，保证积水安全控制，故探水孔直径取35mm。
（二）、探水工序安排
1、探水前应先加固探水工作面周围的煤壁及顶帮，采用戴帽点柱支护，在点柱之间再加以木棚架支护，点柱间距为1米。
柱顶紧靠煤壁，柱底挖窝10cm，棚架采用矿用工字钢梁，棚架间距0.8m，顶部配用构木，顶梁两端紧靠煤壁，并采用一梁四楔，棚腿挖窝10cm，点柱和棚腿与煤壁之间以2.5cm厚的松木板和煤帮背实，木板之间上下间隔为10cm，点柱和棚架迎山有力，必要时加戗柱，以防压力水冲垮煤壁。
2、加固工作面后，接着在设计的钻孔位置按各钻孔规定的方位角、倾角先人工钻直径76mm的套管孔，孔深4m，用以安装4m的套管。
套管用平车内胎缠绕其上，用捶打入套管孔内，要打严打实，在套管外部焊一垂直长管，并在长管处打两根戗柱，钻杆通过套管工作，达到了控制水的目的，在水压铰大的防止套管被冲出，然后在套管外部安装100mm的阀门，或用带有止动光环的套管用混凝土固定在煤岩中，钻杆通过套管工作，达到了控制水的目的。
3、钻机安装在距工作面2～4m处，按各钻孔规定的方位角、倾角钻进，孔深200m。
4、钻探开始前，瓦斯员首先检查瓦斯，同时当班负责人、现场指挥员都必须在场。
5、在钻深过程中，当班负责人对本班钻探的方向、深度、异常情况写在记录本上，并及时向矿领导汇报。
第六章正规循环作业、劳动组织及主要技术经济指标
第一节工作方式：
Ⅱ采区回风下山掘进工作面作业方式为三·
八制，掘进与支护平行作业，每班两循环，循环进度1.6m，班进度3.2m，日进度9.6m。
第二节正规循环作业图表
（见附图）
第三节劳动组织表
班次
工作
早班
中班
夜班
班长
炮工
攉煤工
6
支护工
安检员
瓦检员
机电工
刮板司机
皮带司机
合计
12
36
第四节主要技术经济指标表
项目
单位
数量
备注
循环进度
m
1.6
班循环数
个
日循环数
日进度
9.6
日工数
效率
m/工
0.26
钢梁
根/m
3.75
金属网
m2/m
6.6
炸药
kg/m
3.7
雷管
m/发
6.2
第七章安全技术措施
第一节一通三防
一、通风
1、施工前在距回风口10m以外支架完好的地方安设风机，风机必须安设消音器。
2、掘进工作面必须实行“三专两闭锁”（即专用变压器、专用线路、专用开关、风电闭锁、瓦斯电闭锁）。
双风机、双电源自动切换。
3、风机不能有循环风，通风队必须按《配风方案》配风，满足工作面的需要。
4、风筒口距掘进工作面不能超过5m，风筒除末端10m（一节风筒）外，不应有破口。
风筒接头要采用双反边接法，确保严密不漏风，风筒吊挂要平、直、稳，逢环必挂。
5、风筒要缓慢拐弯，不准拐死弯，当风筒直径不同时，要先大后小，并使用过渡节，不准花接。
6、风机要正常运转，无论何时都不准停风机，包括交接班和其它原因。
如因检修停电，必须事先撤出人员，复电时必须经瓦检员检查瓦斯。
瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》规定，方可恢复生产。
7、任何人不准损坏通风设施，不准随意停、开风机，必须由瓦检员停、开风机，如因接地掉闸，修理工要及时查明原因，进行处理，必须经瓦检员检查瓦斯
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