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第八节其它56
第八章灾害应急措施及避灾路线57
岔河联营煤矿集中回风巷掘进作业规程
第一章概况
第一节概述
巷道名称
施工方法
巷道类别
方位
煤、岩类别
坡度
炮掘
准备
100°
半煤岩
跟煤
一、巷道设计长度和服务年限
设计长度：
200m
服务年限：
5年以上
二、巷道用途
用于采区回采工作面及掘进工作面回风。
三、预计开竣工时间
本掘进工作面计划于2016-3-12日开工、2016-5-20日完工。
第二节编写依据
一、岔河联营煤矿（15万吨/年生产矿井）《开采方案设计》
二、岔河联营煤矿（15万吨/年生产矿井）《安全专篇》
三、《煤矿安全规程》、《《煤矿防治水规定》、《贵州省煤矿水害防治规定》
四、地质部门提供的有关地质资料和掘进地质说明书
第三节巷道平面位置
巷道平面位置见附图：
《巷道布置示意图》
第4节巷道位置及邻近情况
1、巷道布置：
该巷道布置在矿井西南方向，巷道在原集中回风巷与主皮带运输巷联络巷交叉处武器，按118°
方位跟中线、跟煤顶板施工。
2、邻近情况：
该巷道面为主皮带运输巷，东北面为10208回采工作面，其余为原生体，其对应的地表为高山坡地（见：
巷道布置图）。
第2章施工安全条件
1、地层：
该巷道所处地层属上三叠纪火把冲组中下段。
2、地层产状：
该巷道所处地层产状为：
走向北东一南西120度，倾向210度，倾角1—5度。
3、围岩岩性：
巷道沿煤层顶板挑底掘进，其岩性为：
直接顶为细砂、粉砂岩，间接顶板为粉砂岩夹粘土岩。
直接底板为细砂岩，间接底板为粉砂岩、灰质泥岩。
煤层特征情况表
煤层特征
单位
参数
备注
煤层厚度
米
1.0~1.2
煤层倾角
度
1~5°
自燃发火期
Ⅲ
不易自燃
绝对瓦斯涌出量
m3/min
0.85
矿井绝对瓦斯涌出量
相对瓦斯涌出量
m3/t
7.65
煤层爆炸指数
%
无爆炸危险
4、构造：
本巷道所掘进区域以单斜构造为主，根据原10208回风巷及主皮带运输巷施工时揭露的情况分析，基本无构造。
5、瓦斯情况：
2015年8月，贵州黔源矿业开发有限公司对贞丰县挽澜乡岔河联营煤矿进行了矿井瓦斯等级鉴定：
矿井最大绝对瓦斯涌出量为3.07m3/min，最大绝对二氧化碳涌出量为1.50m3/min，矿井相对瓦斯涌出量为9.13m3/t，二氧化碳相对涌出量为4.46m3/t。
鉴定结论为瓦斯矿井。
经实测，该巷道掘进时最大瓦斯涌出量为0.85m3/min.
根据贵州省煤田地质局实验室提供的鉴定结果，岔河联营煤矿煤尘无爆炸危险性；
煤层自燃发火等级鉴定为三级，属不易燃煤层。
6、水文地质：
该工作面开采K2煤层，据有关部门提供的水文地质资料可知，工作面的顶底地板均无含强水层，相邻的采空区采空情况已绘图标明并留设足够的安全保护煤柱，但根据《煤矿防治水规定》的要求，为做好“有掘必探、先探后掘”工作，我矿集中回风巷掘进前，必须制定探放水设计，进行探放水。
第三章施工设计
第一节巷道布置
该巷道在原集中回风巷+1920.2标高处开口（即延伸原集中回风巷），以方位角α：
沿K2煤层施工。
该巷道总工程量为200米。
第2节支护设计
一、巷道断面、支护形式
1、巷道断面及规格：
采用矩形断面。
巷道净宽2.8m，净高2.5m，净断面7.0m2。
2、支护形式：
采用锚杆配合金属网支护，顶板破碎地段采用12号矿用工字钢支护，棚距0.8m（中对中）。
3、支护材料规格及质量要求：
锚杆长2.2m（用φ18mm罗纹钢加工而成），锚网用φ3～4mm钢筋点焊而成。
质量要求：
①锚杆间距800mm，排距900mm，每排锚杆顶板打4根。
②锚网搭接不少于100mm，锚固剂顶板锚杆不少于2支，锚杆挂网不得滞后迎头2米。
③锚杆的锚固力要求达到：
顶板≥60KN
④锚杆孔深2.2m,允许偏差0～+20mm。
⑤锚杆外露长度,露出托板150～250mm。
托板紧贴岩（煤）壁。
⑥锚杆角度：
顶板垂直岩面，靠巷道两帮锚杆与岩面成75°
。
4、相关要求
锚杆的间、排距偏差-100-100mm，锚杆露出螺母长度为10-40mm，锚杆应与井巷轮廓线切线或与层理面、节理面裂隙面垂直，最小不应小于75º
，抗拔力、预应力不应小于设计值的90%。
5、临时支护
掘进工作面临时支护采用单体液压支柱配铰接顶梁，铰接顶梁上端采用厚50mm，长26000mm的木板铺平，木板上面用坑木进行接顶，接顶必须严实，临时支护必须牢固。
铰接顶梁必须及时移到迎头使用，严禁空顶作业。
临时支护平面图
2、临时支护工艺、工序及要求：
（1）掘进（爆破）一个循环进度后，工作人员站在永久支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活石悬矸（煤），并随时进行敲帮问顶工作。
确保无安全隐患后，人员站在永久支护下前移铰接顶梁。
铺设木板时必须从外向内顺序进行，所有人员必须在有完整支护的地段工作，在临时支护保护下，完成出煤、刷帮、立柱腿、背帮等永久支护工艺过程，临时支护时必须有专人监护顶板及两帮情况。
顶板维护好后，撤出迎头所有人员，由外向里架设永久支护。
临时支护与迎头的最大距离≦0.2m。
（2）加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员待顶板稳定后方可继续工作。
二、永久支护工艺及要求
1、待炮掘够一个循环进度→工作人员用长柄工具处理顶帮活矸、活煤，并进行敲帮问顶→前移临时支护→铺木板→接顶严实→永久支护。
每移动一次铰接顶梁都必须检查是否合格。
2、永久支护必须紧跟迎头。
待煤（矸）运出后，即可在临时支护下施工锚杆眼（或挖柱窝）架设永久支护。
3、使用11#矿用工字钢支护时，棚距为800mm，巷道背帮接顶必须严实。
4、巷道永久支护工程质量及文明生产要严格按《煤矿安全质量标准化掘进质量标准及考核评级办法》执行。
三、支护设计
（一）锚杆选用验证计算按悬吊理论计算锚杆参数
1、锚杆长度计算：
L=KH+L1+L2
式中：
L—锚杆长度，m；
H一冒落拱高度，m；
K一安全系数，一般取K=2；
L1一锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m
L2一锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m；
其中：
H=B／（2f）=3.4／（2×
3）=O．57
B一巷道开掘宽度，取2.8m；
F—岩石紧固性系数，取3；
则：
L=2×
0.57+0.5+0.05=1.69m<
2.0m
（二）锚杆间、排距计算，通常间排距相等，取a；
a=Q／（KHr）式中：
a一锚杆问排距，m：
Q一锚杆设计锚固力60KN／根
H一冒落拱高度取0.57m；
r一被悬吊砂岩的密度30KN／m3；
K一安全系数，一般取K=2：
a=60／（2×
0.57×
30）=1.75m>
0.9m
通过以上计算，选用φ18×
2200mm的高强度锚杆，间、排距为800mm×
900mm，矩形布置，可满足安全及质量施工要求。
附：
巷道施工断面图（见附图）
第4章施工工艺
第一节施工方法
巷道采用打眼爆破法掘进，楔形掏槽，全断面一次装药一次起爆（否则必须分次装药分次起爆）。
迎头爆破后，及时在有效支护掩护下按由外向里、先顶后帮的顺序找掉活石危岩，然后对迎头暴露顶板、煤壁进行临时支护。
第二节掘进方式
1、掘进施工时采用普通爆破法施工工艺。
即爆破落煤（矸），人工掏矸，人工支护，皮带配溜子运输的掘进作业方式。
钻眼时采用ZM-1.2型煤电钻两台（一台备用）,配合麻花钻杆两根（2米/根），合金钻头两个（型号为32），进行钻眼工作;
风钻（7655或开山24钻机）用于卧底钻眼。
2、钻爆掘进工艺流程：
钻眼前的准备（检查瓦斯）→空顶段敲帮问顶→临时支护→钻眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯并撤人设警戒→爆破→检查瓦斯及检查爆破效果→洒水消尘、维护顶板临时支护→出煤（矸）→永久支护。
3、钻爆工序要求：
1）钻眼前，必须详细检查迎头10m范围内的瓦斯及支护情况，发现问题及时处理。
2）必须依据巷道在工作面的位置按规定布置眼位。
3）严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式钻眼。
4）爆破要严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。
5）爆破采用正向装药，联线方式为串联，使用毫秒延期电雷管，不低于三级的煤矿许用乳化炸药，第一段与最后一段的间隔时间不得超过130ms，每眼使用1～2个水炮泥。
6）爆破前班长必须派专人在所有通往爆破地点的各个通道口及爆破撤人距离以外有掩护的安全地点设置警戒，警戒位置：
7号煤回风巷与运输斜井交叉口、一部皮带机尾处，每一警戒点安排2人设警戒，设好警戒后，一人负责警戒，另一人返回通知爆破员及班组长，已设好警戒。
只有每个警戒点的警戒员都通知到后才可装药爆破，放炮必须在进风流中进行。
爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒。
第三节爆破作业
掏槽眼装药量为0.45×
4=1.8Kg，辅助眼及周边眼装药量0.3×
6=1.8Kg，顶眼装药量为0.3×
5=1.5kg，底眼装药量0.45×
6=2.7kg，循环爆破炸药消耗量为7.8Kg，炮眼布置图与爆破说明书如下：
：
炮眼布置三视图（1：
50）
爆破说明书
眼号
炮眼
名称
炮眼深度
（米）
炮泥长度
装药量
倾角
爆破
顺序
联线方式
个/眼
总计（kg）
水平
垂直
1~4
掏槽眼
1.5
填满
3
7.8
75
Ⅰ
串
联
5~6
辅助眼
1.3
2
90
Ⅱ
7~10
帮眼
80
11~15
顶眼
+85
Ⅳ
16~21
底眼
—85
Ⅴ
共计
30.6
图4—2炮眼装药结构示意图
表4—1爆破条件
序号
名称
单位
数量
1
掘进断面
米2
7
坚固性系数
f
4~5
工作面瓦斯情况
0.78
4
毫秒雷管
段
1～5
5
煤矿安全炸药
Ⅲ级
表4—2预期爆破效果
序号
数量
炮眼利用率
每米巷道炸药消耗量
公斤/米
5.5
每循环工作面进尺
1．3
6
每循环炮眼总长度
米/循环
32
每循环落煤（矸）
米3
9.4
每米3煤炭雷管消耗量
个/米3
1．64
炸药消耗量
公斤/米3
1．0
8
每米巷道雷管消耗量
个/米
22．6
1、发爆器型号MFB－100
2、一次装药一次放炮，严禁一次装药分次放炮。
第五章主要生产系统
第一节通风系统
一、通风方式
采用压入式通风，用对旋式轴流局部通风机送风。
供风距离300m。
二、掘进工作面风量计算
1、按瓦斯涌出量计算：
Q=100×
q×
k=100×
0.85×
1.5=127.5m3/min
Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min;
100——单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过0.8％的换算值;
q——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，0.85m3/min;
（根据掘进工作面瓦斯涌出量最大值计算）
k——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.5。
2、按炸药量计算：
Q=25A=25×
7.8=195m3/min
25——每千克炸药不低于25m3的配风量;
A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg;
3、按人数计算：
Q=4×
n=4×
9×
2=72m3/min
4——每人每分钟不低于4m3/min的配风量;
n——掘进工作面同时工作的最多人数。
4、确定掘进工作面实际需要风量：
确定掘进工作面实际需要风量：
200m3/min。
5、掘进工作面风量、风速测算：
（1）根据巷道断面积和掘进工作面实际需要风量，验算煤巷风速为：
V=Q/S=200/（7×
60）=0.52m/s＞0.25m/s
V——巷道风速，m/s;
Q——巷道风量，m3/min;
S——巷道净断面，m2;
（2）根据《煤矿安全规程》中第一百零一条规定：
掘进中的煤巷、半煤巷最低允许风速为0.25m/s，最高允许4m/s，以上计算出的巷道风速为0.52m/s，符合《煤矿安全规程》规定。
《通风系统示意图》
三、设备选型及局部通风机的安装地点
根据以上计算，选用FBD-N0：
6.3/2×
15局部通风机两台，风量280～
190m3/min，采用Φ600mm的阻燃柔性风筒导风。
局扇通风机必须实现双风机、双电源、自动切换和风电、瓦斯电闭锁的控制方式，一台工作，一台备用。
局部通风机安设在主皮带运输巷风门外,不影响皮带运行。
局扇安设高度离地面不低于0.3m。
主皮带运输巷（新鲜风流）→导风筒（经过风门）→回风联络巷（导风筒）→掘进工作面
掘进工作面（乏风）→集中回风巷→风井→地面。
第二节防尘、防灭火系统
工作面设置简易防尘系统一套，主要由直径25mm塑管、“50米设一三通”、净化水雾设施、转载点喷雾装置和工作面喷淋管路组成。
防尘用水接于主运巷矿井防尘用水主管路（附：
防尘系统图）。
第三节运输系统
1、工作面出煤（渣），采用刮板机、皮带机运输。
2、工作面所需材料，地面装车后，通过副井放至井底车场，由对拉绞车拉至联络巷，然后人工推车至工作面（见运输系统图）。
运煤系统
工作面→回风联络巷→主皮带运输巷→主斜井→地面。
材料设备运输系统：
地面→副斜井→主轨道运输巷→主皮带运输巷→工作面
《运输系统图》
第四节供电系统
该迎头掘进施工中，电源来源于井下变电所，供电方式为集中供电，经分路开关——阻燃电缆接至主皮带联络巷开关，再用不同平方电缆，经过综合保护开关，供迎头各机械设备用，电缆要吊挂整齐，电缆钩间距不大于3m一个，电缆的垂度不大于50mm。
第五节排水系统
根据地质说明书的有关资料，参照已掘进的临近巷道实际情况，掘进过程中局部裂隙发育地段可能有少量淋水。
排水系统：
工作面迎头设临时水仓一主皮带运输巷一主轨道运输巷一主水仓一副井一地面污水处理站。
第六节安全监控系统
1、为加强工作面瓦斯管理，必须在工作面设置瓦斯监控设备，安装1台分站，2个瓦斯传感器、1个一氧化碳传感器。
2、在工作面距迎头5m内（在风筒另一侧）、距回风口10～15m处各设置1个瓦斯传感器。
瓦斯传感器位置为距顶板不大于0.3m，距巷帮不小于0.2m，其报警值为0.8%；
距回风口10～15m处安设1个一氧化碳传感器，其报警值为24PPm。
安全监控系统图
第七节压风系统
工作面压风风源来自地面工业广场（副井口侧）压风机房，该机房安装型号LG-105/8G压风机一台，电机功率为55KW。
承担井下所有工作面用风，通过压风管路到达掘进工作面用风地点，主管的管径为Φ100，支管管径为Φ50。
压风路线：
地面空气压缩机→副斜井→主轨道运输巷→主皮带运输巷→工作面迎头。
压风系统图
第八节通信
井下掘进工作面与矿领导、各区队、调度室、绞车房、车场、配电室等地点通讯联系，采用程控自动交换机。
矿用本质安全型壁挂话机，每个电话机旁都配有全矿各部门的电话号码。
本安型电话机安设位置距工作面迎头不超过50m。
通过通讯电缆敷设到井下各施工地点。
第六章劳动组织与主要技术经济指标
第一节劳动组织
1、作业方式：
三八工作制。
2、严格执行交接班制度：
预期爆破效果
88
每昼夜循环工作面进尺
m
3.6
每循环爆破实体煤岩
m3
11.28
每昼夜循环雷管消耗量
个
54
每昼夜循环炸药消耗量
Kg
74.07
每米掘进巷道雷管消耗量
个/m
11.25
每m3原煤（岩）雷管消耗量
个/m3
4.787
每米掘进巷道炸药消耗量
kg/m
15.563
9
每m3原煤岩炸药消耗量
kg/m3
6.6
10
月进度
81
11
日循环个数
12
正规循环率
13
月生产天数
d
25
劳动组织配备表
工种
人数
圆班人数
备注
一班
二班
三班
打眼、支护
信号、排水
装车工
班长
27
主要技术经济指标表
指标名称
6.3
16
砌块消耗定额
米3/米
/
净断面
5.6
17
掘进煤量
吨/米
巷道坡度
18
日出勤人数
人
工程量
500
19
掘进工效率
米/工
0.2
昼夜循环个数
20
工期
月
循环进尺
1.2
21
日进尺
米/日
22
月循环率
23
平均月进度
米/月
24
坑木消耗定额
0～0.1
炸药消耗定额
8.33
26
雷管消耗定额
18.9
钢材消耗定额
28
14
水泥消耗定额
29
15
砂子消耗定额
30
直接成本
元/米
（1）各班班长必须认真组织、严格执行交接班制度。
（2）每个生产班必须由班长统一领工，做到集体入井、集体交接、集体收工、集体出井。
（3）每个班入井前，必须由跟班矿长主持召开班前会。
首先根据上一班井下作业地点汇报情况，针对性地进行生产工作安排；
二是进行安全预想、讨评。
班前会要准时、简明，完毕后排队领灯、接受检身，排队入井，要准时入井，安全准时到达作业地点。
（4）进入作业地点后，必须与上一班岗对岗、面对面交班，交不清不能走。
（5）每个班和每个岗位必须按照作业计划、岗位责任制和质量标准化的要求，在本班内保质保量按时完成额定工作任务。
（6）交班人员必须将当班安全生产情况、设备运行情况、材料配件消耗和供需情况、遗留工作和存在问题，以及接班后注意事项交接清楚。
（7）交班人员对本班内能够处理的问题必须在交班前解决。
（8）凡能够通过试运转交接的设备，必须进行运转验收。
对于交接过程中发现影响生产的问题，交接双方必须共同予以处理，确保当班按时进入正常生产状态。
（9）接班人员必须在交班人员在现场的情况下，按照设备与工程质量标准、作业规程规定，对分工负责的设备和工程状况进行认真细致的检查。
接班者对自己盲目接班后发生的问题要负全部责任。
（10）交接双方班长要相互协调，如发生争执意见，必须及时向本队队长或当日值班矿长汇报，并按值班矿长提出的协调意见执行。
第二节作业循环方式
一、炮掘循环方式
掘进正规循环作业见表
第七章安全技术措施
一、工程质量要求：
1、巷道掘进以中线控制方向，中线至两帮各为1.4m，因此，施工过程中必须严格注意中线，保证中线至两帮的误差不得大于50mm。
该巷道为沿K2煤层掘进，以K2煤层顶板为基准，K2煤层顶板到轨道面高度为2.3米，正负偏差不得大于50mm，如遇煤层变化由矿生产技术部另给腰线按腰线施工。
2、巷道煤壁必须平整，避部凹凸不得超过200mm；
不许留有200mm以上的伞檐。
3、支护质量：
①锚杆排距、杆距为800mm×
900mm，误差不得大于100mm。
②锚网四周搭接100mm，搭接部分不密合的，必须用铁丝帮扎牢实。
③严禁空顶作业，锚杆挂网不得滞后工作面2米，迎头必须使用前探梁做临时支护。
④锚固剂长度不小于孔深的2／3。
⑤必须保证锚孔与锚杆两径配合，其差不得大于8IIl『Il（锚杆径为20m1时，锚孔径不得超过28rm）。
⑥锚杆安装完成锚固力不少于18MPa。
二、钻眼爆破安全技术措施：
l、领取的炸药雷管必须分开装入专用木箱内，由放炮员亲自运送，禁止转交其它人员运送，运送炸药时，不得中途逗留，运送时间应选择在避开上、下班人员集中时段，避开与人群同走。
2、炸药雷管运送到工作面后，必须放入专用的木箱内并清点后加锁，炸药箱必须放于顶板完好支架完整；
避开电器、机械设备的干燥地方，每次放炮前必须把火药箱放到警戒线以外的安全地点。
3、制作引药时，雷管必须从炸药平头沿中心线装入并全部装入药卷内，然后用脚线固定，禁止将雷管捆绑在药卷上或斜插于药卷上。
4、制作引药的地点必须选择在远离人群，避开机械、电器设备、顶板完好，支架完整，干爽的
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