11401切眼掘进作业规程Word文件下载.docx
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与邻近工
作面及地
面的关系
此巷周边无任何巷道及采空区，相对地表标高最低为1410.5m，与地表垂深最小为243m左右，地表为山坡，无村庄及其它建、构筑物、河流。
工作面
特征
走向长
240m
开采煤层
4#层
顶底板
岩性及
其稳定
性
煤层结构单一，煤层层位和厚度稳定，煤层中无夹矸，顶底板均为粉砂岩，煤层厚1.00-1.61m，平均厚度1.3m。
构造情况
本掘进工作面地质构造较简单，根据已揭露的巷道看，预计本巷范围内无地质构造。
水文地质情况
本巷掘进范围内无水体，但要预防不明小窑，必须采取先探后掘的原则，探明前方煤岩层情况及水源情况，防止误揭不明水体。
瓦斯涌出情况
此巷岩巷掘进，根据周边巷道观察，瓦斯涌出量最大为0.24m3/min。
其他情况
该煤层+1024m水平以上签定为不突出煤层，本巷掘进按不突出管理。
二、掘进区域煤岩层综合柱状
第二章工程概况
一、巷道布置平、剖面图
施工巷布置平面图
三、巷道概况
沿煤层顶低板掘进，煤层厚度1.6m，采用单体柱和绞接顶梁支护，三梁三柱。
巷道全长130m。
第三章巷道施工
第一节掘进方式
一、本规程所施工的巷道均采用打眼爆破的方法进行。
二、打眼机具：
采用MZ-1.2电煤钻打眼。
三、装载、运输：
采用溜子走货，人工装（煤）矸。
四、炮眼布置图
炮眼布置图（单位：
㎜）
五、爆破参数表
炮眼
序号
炮眼名称
炮眼角度
炮眼深度（mm）
装药量
（kg）
计累装药量
起爆
偏角
倾角
顺序
1—4
掏槽眼
16
1800
0.6
2.4
1
5—8
辅助眼
1600
0.4
1.6
2
9—13
顶眼
+7
3
14—15
帮眼
7
0.8
16—20
底眼
-7
4
合计
六、装药结构
采用正向装药，正向起爆，见装药结构图如下：
装药结构布置图
七、连线、起爆方式
起爆使用MFd-100型发爆器全断面一次起爆，连线方式为串联。
八、循环进度：
不大于1.6m，炮后出货后及时支护。
八、防尘方法
采用湿式钻眼，炮前、炮后、出货洒水降尘，使用风水喷雾，随时冲洗巷道。
第二节巷道支护
巷道永久支护采用单体柱配合铰接顶梁进行支护，所用铰接顶梁为HDJA-1000，单体柱为DZ14—30/100，单体柱性能：
最大高度：
1400mm，最小高度：
900mm，工作行程：
500mm，工作阻力：
300Kn,工作液压38.2mm，缸径：
100mm，重量40Kg。
顶梁用三根铰接顶梁铰接而成，每棵单体柱下打一棵单体柱（支柱打在顶梁端头1/3处），单体柱排距1m，间距700mm，巷顶采用木板或竹笆背设，木板规格：
长1000mm，宽100mm，厚30mm以上，如顶空，必须用木料接实顶板。
支护剖面图（单位mm）
巷道荒断面：
5.12m2
切眼下口煤壁往外至少10米范围内，采用DZ28型单体柱配合HDJA-1000铰接顶梁架设顺巷托棚加强支护，长度不少于10米，铰接顶梁必须成铰接状态，一梁一柱。
切眼下口3.2米范围内采用“五组十梁”架设迈步棚支护，棚间距800mm，组间距300mm，迈步1m，梁为3.2m长兀型钢梁，柱为DZ14型单体柱（具体支护见下图）。
切眼下口支护平面图（单位mm）
4、质量要求
打柱必须成直线，顶梁必须全部铰接，巷顶用竹笆或木反背实。
第三节装载运输
一、运输方式：
溜子（炮后人工攉煤，装入溜子，经11401运输、运输上山进入煤仓，煤仓放煤后，经皮带运输到地面）。
二、皮带型号：
DTC800、溜子型号：
40T
第四节施工组织及技术经济指标
一、掘进工艺流程
二、施工设备及配备表
设备及工具配备表
名称
型号
数量
备用
备注
煤电钻
ZM15D（A）
溜子
8
煤保
9
信保
10
瓦斯传咸器
GJC4（B）
11
风机
FBDNO6.02/2×
15
1台备用1台工作
12
风机开关
13
闭锁开关
14
风镐
铲
手镐
17
找顶工具
18
大锤
风管
4″
水管
2″
20
探水钻
ZY750
21
放炮器
MFd—100
三、循环组织
采取综合工种组织作业，掘进后及时支护，并搞好巷道文明生产，每班不少于两个循环，每个循环不大于1.6m，严格执行现场交接班制度。
四、劳动组织（见劳动组织表）
劳动组织表
编制
出勤
合计
在册
备注
班次
工种
早
中
夜
班长
机电工
溜子司机
出碴工
5
打眼工
6
放炮员
支护工
瓦检员
安全员
代班矿长
五、正规循环作业图表
正规循环作业图表
注：
每天分三班，八点班8—16点，四点班16—0点，夜班0—8点，每班两个循环，均同上图循环。
六、主要经济指标
主要技术指标表
指标
单位
巷道断面
㎡
5.12
巷道坡度
°
26°
单体柱
棵/m
4.28
顶梁
根/m
工程量
m
130
施工期
天
循环进尺
1.4
日循环数
个
日进度
8.4
月进度
252
工人数
班/名
50
掘进效率
m/工
0.168
第四章一通三防
第一节局部通风
一、需风量计算
1、按同时工作最多人数计算：
Q=4×
N=4×
20=80m3/min
式中：
Q—工作面所风量（m3/min）,下同；
N—同时工作最多人数；
4—每人每分钟供风标准（m3/min）。
2、按最多同时起爆药量计算：
Q=500×
A/t=500×
8.8/30=146m3/min
A—最多同时起爆药量（Kg），取8.8Kg；
t—稀释炮烟所需的时间，一般取20—30min。
500—每公斤炸药爆破后稀释炮烟所需的风量（m3）。
3、按瓦斯涌出量计算：
Q=100q绝k=100×
0.24×
2=48m3/min
q绝—绝对瓦斯涌出量；
k—瓦斯涌出不均衡系数1.2—2.1，取2.0
3、按最低、最高充许风速验算：
满足Vmin×
S≤Q≤Vmax×
S
Vmin×
S=0.25×
5.12×
60=76.8m3/min
Vmax×
S=4×
60=1228.8m3/min
Q取200m3/min符合要求
S—掘进巷道净断面（m2），取5.12m2；
Vmin—允许最低风速（m/s）；
Vmax—允许最高风速（m/s）
二、局部通风机选型
根据风量计算及各种功率局部通风机性能，选用2×
15KW的对旋式局部通风机。
其额定风量为250m3/min—450m3/min符合通风要求。
三、局部通风机安设
风机安装在运输上山，距该巷回风口至少15m以下，具体布置见风机安设位置示意图。
风机安装位置示意图
第二节安全监测监控
一、安全监测监控安装位置示意图。
监控系统布置示意图
说明：
T1（型号GJC4（B））—掘进工作面风流瓦斯传感器，安装在距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，距工作面迎头不大于5m的地点。
T2（型号GJC4（B））—掘进工作面回风流瓦斯传感器，安装在距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，距工作面回风口不大于10m的地点。
T1、T2瓦斯传感器报警浓度均为≥0.8%，瓦斯传感器断电浓度≥1.2%，复电浓度﹤0.8%。
断电范围：
T1、T2：
掘进工作面及其回风流内全部非本质安全型电器设备电源。
第三节瓦斯防治
1、严格按要求完善通风系统,保证风机供风正常,风筒无破口漏风现象,风筒出口距迎头不大于5m。
2、加强局部通风管理，风筒吊挂平直，无破口漏风现象，严禁微风、无风作业。
4、加强瓦斯检查制度。
5、加强机电设备管理，杜绝失爆。
6、严格爆破管理。
7、监控系统必须正常监控，风电闭锁、瓦斯电闭锁必须保证灵敏可靠。
第四节防尘、隔爆和防自然发火
1、防尘：
在回风流设置全断面净化水雾，炮前炮后洒水降尘，坚持湿式钻眼，装岩洒水，清洗巷帮等综合防尘措施。
2、隔爆：
在回风流设置一组隔爆水棚，水袋间距1m，总设置长度不小于20m。
3、自然发火：
煤层按自然发火煤层进行管理，巷顶巷帮采用不燃性物质充填严实,防止煤层自然。
第五节防治水
1、该巷施工必须编制探放水措施，严格按探放水措施执行，必须做到先探后掘。
2、该巷掘进，帮距取28m，超前距取20m。
孔深50m（见探放水钻孔布置图）。
3、其他严格按《11401探放水安全技术措施》执行。
第五章掘进供电
一、该巷掘进，严格按供电设计进行供电及设备布置。
二、掘进供电基本要求
风机必须实行三专供电，严格执行风电闭锁、瓦斯电闭锁。
供电线路敷设：
电缆悬挂点间距不得大于3m；
电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。
电缆严禁悬挂任何物件，电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子的上方，并保持0.3m以上的距离。
井筒和巷道的通信和信号电缆应与电力电缆分挂在井巷的两侧，当受各种限制需布置在同一侧时，应敷设在距电力电缆0.1m以上的地方。
电缆沿线每隔一定距离、拐弯或分支点以及连接不同直径电缆的接线盒两端，穿墙电缆的墙两边都应设置注有编号、用途、电压和截面的标志牌。
电缆穿过墙壁部分应用套管保护，并严密封睹管口。
整定电流校验、检漏试验制度严格执行供电设计。
电器设备“三大保护”齐全。
第六章生产系统
一、通风系统
1、局部通风机安装地点：
局部通风机运输上山,距该巷回风口往下至少15米以外。
2、选用抗阻燃、抗静电的风筒，其直径为600mm。
3、风机的安装要求
（1）、风机必须安装在平整的地方，且不得阻碍正常的通车及行人。
（2）、凡施工人员必须听从负责人的指挥，不得到处乱串，相互打闹。
（3）、风机安装前必须对风机及开关进行检查，确认完好后方可运下井。
（4）、风机安装前的基础必须找平、牢固，其部件及螺栓必须齐全，完好无损伤。
（5）、电工必须持证上岗，严格按接线工艺要求施工，电气设备严禁进水，严禁失爆，严格执行停送电制度。
电工必须清楚供电线路。
（6）、风机安装高度不得低于0.3米。
（7）、按设计必须安装“三专两闭锁”装置。
（8）、安装过程中，应全面检查风机，确认完好后方可进行试运转，先空试，再带负荷运转。
（9）、安装过程中，应作到稳拿稳放，严禁猛烈撞击。
（10）、试运转过程中，如遇紧急情况，应立即停机。
4、风筒的安装要求
（1）、风袋与局扇连接处必须使用铁风筒作过度接，接触严密不漏风。
（2）、吊挂风袋前先拉直大线，在直巷段必须吊挂平直，缝环必挂，拐弯处必须使用弯头，严禁拐死弯。
（3）、风袋的吊挂高度尽量与巷道底板保持同一高度。
（4）、风袋的吊挂严禁用铁丝进行吊挂。
（5）、风袋之间的连接处必须采用双反边连接。
（6）、需处理钻场、高顶处的瓦斯时，必须接风袖，严禁割破口处理瓦斯。
（7）、风筒出口距迎头的距离不大于5.0米。
（8）、风袋进行编号管理。
（9）、风筒布的环严禁用铁丝进行吊挂。
5、双风机、双电源要求：
为保证该头局部通风的可靠性，在该头开口前即安装两台2×
15KW同等能力的风机，并各引自一趟电源，当一台局扇停止运转时自动切换启动另一台局扇，局扇出风口均安设风流自动切换装置。
从而防止掘进工作面瓦斯的积聚，减少或杜绝无计划排放瓦斯。
6、通风系统：
新风：
地面→主、副井→运输石门（轨道石门）→采区联巷→运输上山（局扇）→11401运输（风筒）→11401切眼（风筒）→掘进迎头
污风：
掘进迎头→11401切眼→11401运输→运输上山→11401回风→回风平硐→地面
7、通风系统示意图。
通风系统示意图
二、压风系统
1、地面压风房并联两台螺杆式空气压缩机，型号：
AEDV110A；
转速：
1490r/min，功率：
110KW，排气量：
20m3/min，额定/最大排气压力：
0.8/0.85Mpa
2、压风主管采用4寸铁管，各施工地点采用2寸铁管接到，设置变头，将风引向设施、设备。
3、压风路线：
压风房→副斜井→轨道石门→采区联巷→运输石门→轨道上山→辅助运料石门→11401运输巷→11401切眼→施工迎头
3、压风系统图。
压风系统示意图
三、综合防尘系统
1、防尘水源来自矿区泉水，储水池为400m3水池，用4寸铁管往井下输送，主管路每隔50m设置一个三通，便于冲洗巷道和防灭火。
2、在该巷回风流设置防尘水幕，水幕安装距离顶板不大于300mm。
全断面净化水幕距离迎头50米安设一组，掘进过程中每隔200米安设一组，迎头采用软管进行洒水灭尘。
3、防尘管路路线：
同压风管路。
4、防尘系统图。
防尘系统示意图
四、防灭火系统
1、防灭火系统采用防尘系统，管路中随时保证有水源。
2、机电设备集中地点，施工迎头附近各配备两台合格的灭火器（8Kg）和0.5m3灭火砂，灭火器和灭火砂必须放在专用的架子和砂箱内，不得移做他用。
五、安全监控系统
1、掘进工作面必须配备两台瓦斯传感器。
2、瓦斯传感器安装位置及断电范围：
瓦斯传感器报警浓度≥0.8%，瓦斯传感器断电浓度≥1.2%，复电浓度﹤0.8%。
3、安全监控的安装、使用、维护严格按《煤矿安全规程》规定执行。
4、矿长、副矿长、技术负责人、爆破工、班组长、安全员、电工等下井时都必须携带便携式甲烷报警仪对所经过的路线和施工地点随时进行瓦斯检测。
5、见第四章第二节安全监测监控。
六、供电系统：
见供电设计。
七、供水系统：
和防尘系统相同。
八、排水系统
1、各施工地点的水经排水沟排到水仓。
经水仓水泵经副斜井排到地面污水处理站。
排水路线：
施工地点（水沟）→11401运输→运输上山→采区联巷→轨道石门→水仓→副斜井→地面。
2、排水系统图
排水系统示意图
九、运输系统
1、采用溜子、皮带走货。
2、运输路线：
施工地点→11401运输（溜子）→运输上山（溜子）→溜煤斜巷（溜子）→煤仓→运输石门（皮带）→主斜井（皮带）→地面。
3、采用矿车或平板车运输。
4、运料路线：
地面→副斜井→运料石门→采区联巷→运输石门→材料上山→输助运料石门→11401运输→11401切眼→施工地点。
5、运输路线图。
运输路线系统图
十、通讯、照明系统
1、主斜井、副斜井、运输石门、轨道石门、运输上山、轨道上山、设置照明，各施工地点及其他巷道采用矿灯照明。
2、通讯系统：
各施工地点、硐室、车场、变电所、皮带面头、机尾、绞车房等设矿用程控电话直通矿调度室。
第七章安全技术措施
第一节施工准备
一、施工准备，由工程技术人员负责组织人员传达贯彻《作业规程》及相关措施，并进行考试、签字，成绩合格后方可下井作业，不合格的严禁下井作业。
二、施工前，必须完善通风、供风、供水、供电、乳化泵站及管路、所需支护材料备好、劳动用具、用品配备齐全。
三、施工前地测科必须按设计要求在现场给定中线，严格按中线施工。
四、开口前必须按要求在切眼往外至少10米范围内按技术要求架设好双托棚，支护完善后再开口，托棚支护范围必须用圆木和木板接实顶板。
第二节打眼、爆破与爆炸材料管理
放炮前，综掘机至少退到放炮地点50m以外，并掩盖好。
1、打眼地段支护必须齐全完好,打眼时,人员要站在支护齐全完好的地点进行。
2、打眼时,应严格按照本作业规程规定的炮眼布置图进行,如有特殊变化,应经现场跟班、队长汇报后提报安全措施或备案报告后方可改变。
3、打眼时,禁止戴手套,工作服袖口必须绑扎好。
4、打眼时,刮板运输机必须停止运转。
5、装药时,必须用水炮泥、黄泥充填好,并且一次装药一次起爆.
6、放炮前,要对放炮地点附近进行加强支护,所有支柱必须进行二次注液。
7、放炮前，班长必须在能通往放炮地点的所有通道上，距放炮地点50米以外派专人设置警戒，警戒范围内严禁有人，经联系确认警戒设置好后，方可进行爆破作业，警戒的撤除只能由班长进行，并执行拉线挂牌制度。
8、放炮前，必须执行好放炮“停电撤人”制度。
9、爆破前、后,用乳化枪进行洒水灭尘。
10、爆破后人员进入迎头作业时,必须先进行敲帮问顶工作，用长把工具找尽悬矸活石，维护好顶板后方可进行其它工作。
11、爆破后,从下往上出货，能打柱时必须及时打柱，严禁将所有货全出完后再统一支护。
12、打眼放炮时，必须坚持"
一炮三检查"
和"
三人联锁"
放炮制度,打眼前、放炮前、放炮后必须有专职瓦检员检查放炮地点附近20米范围内的瓦斯情况,如瓦斯浓度大于等于1%时,严禁作业。
13、打眼放炮必须严格按照《煤矿安全规程》（2011版）第316、317、318、321、324、325、326、327、328、329、331、333、334、337、338、339、340条执行,在组织学习时一并贯彻.
14、在处理拒爆、残暴时,必须严格按照《煤矿安全规程》（2011版）第341、342条执行。
第三节顶板管理
1、严格执行敲帮问顶制度，如有松动悬矸，必须站在安全地点用长把工具找掉。
2、支柱打设必须迎山有力（迎山角度取4-5°
），立于实底，不得打在浮煤浮矸上，顶要背严接实。
3、同一排支柱要打成一条直线，排、柱距要符合规程规定。
4、如顶板破碎、煤壁片帮，必须及时挂梁，背好顶，及时支柱，靠煤壁侧支柱与煤壁间用木料填实。
5、如遇特殊地质构造，如断层、顶底板不平等现象时，尽量使用木料将顶板降平，如不能按规定排距间距支设支柱时，可根据具体情况支打支柱，但支柱必须迎山有力，排距、间距不大于0.6m。
6、在顶板破碎段，适当缩小循环进度，尽量少放炮，做到及时支护。
7、工作面有拉沟或顶板有裂隙时，不得对准拉沟或裂隙支打支柱，必须沿拉沟或裂隙两端架设支柱或打戴帽点柱。
8、支柱时，必须使铰接顶梁与顶盖吻合，以防止支柱偏心承载，压坏活塞。
9、支柱时要二人配合作业，一人将支柱对号入坐，并抓好支柱把手，扳动注液枪手把升柱。
注液枪插入阀嘴前，应先用注液枪冲洗阀嘴，另一人查看顶板，扶好顶梁和水平销，防止水平销从顶梁缺口掉落伤人，支柱升紧前，要把顶梁调正，使之垂直与煤壁并刹好顶。
10、支柱时，应将三用阀朝向工作面下部，支柱不得打在两顶梁铰接处，在顶梁的1/3处，支柱初撑力不得小于90KN。
11、支柱工用手抓拿支柱手把时，应使掌心向上，防止升柱过程中，顶板矸石掉落砸伤手背。
12、严禁出现单梁单柱现象，铰接顶梁必须铰接。
13、支护时，人员不得踩在溜槽内，溜子机尾必须打牢压柱。
14、下缺口端头采用“五组十梁”支护，其余地段采用铰接顶梁配合单体液压支柱支护。
15、下出口超前1米，方便人员上、下和运料。
16、发现损坏或失效的支柱必须及时更换。
17、每棵柱子必须系防倒绳，防止卸压倒下伤人。
18、需更换支柱时，必须先将所回地点的基本柱打齐，然后检查工作地点的顶板、周围支护情况，维护好顶板，加固周围支护后，再进行更换。
如果顶板破碎、压力大和悬顶过大时，更换前必须先打上临时支柱再更换。
19、回拆时，如遇死柱，必须采取卧底或其他有效措施进行处理，严禁放炮崩底或绞车硬拉。
20、利用单体液压支柱配合链子回柱、梁时，链子抗拉强度必须足够，固定的两头必须牢固可靠，升柱人员只能站在侧方进行，并且设专人观山。
21、下端头支护大梁时，要有足够的人力互相配合进行，下撤支柱要慢，降柱、升柱时，要提醒托梁人员，防止夹手碰头，并严格执行迈步前移，严禁两棵大梁同时移动。
22、严禁空顶作业，严禁进入无支护区。
23、回柱时必须用专门的手把对柱子进行卸压放液。
24、回柱必须严格执行八项注意事项：
一问（敲帮问顶）、二松（找掉悬矸）、三清（清理退路）、四支（支好附近基本柱及
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