11707回风巷掘进工作面作业规程.docx
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11707回风巷掘进工作面作业规程
织金县秀华煤矿
掘进工作面作业规程
巷道名称：
11707运输巷
施工单位：
秀华矿掘进队
编制人：
技术负责人：
编制时间：
2015年月日
11707运输巷掘进作业规程审批表
编制
2015年10月日
机电矿长
2015年10月日
生产矿长
2015年10月日
安全矿长
2015年10月日
总工
2015年10月日
矿长
2015年10月日
会签意见:
目录
第一节：
概述………………………………………………3
第二节：
编写依据…………………………………………3
第二章：
地面相对位置及水文地质情况…………………3
第一节：
回风巷巷位置及井上下关系……………………3
第二节：
煤（岩）层赋存情况……………………………4
第三节：
瓦斯、煤尘自然发火情况………………………5
第四节：
地质构造…………………………………………5
第五节：
水文情况…………………………………………5
第三章：
巷道布置及支护说明……………………………6
第一节：
巷道布置…………………………………………6
第二节：
支护设计…………………………………………6
第三节：
支护工艺…………………………………………8
第四章：
施工工艺…………………………………………9
第一节：
施工方法…………………………………………9
第二节：
凿岩方式…………………………………………10
第三节：
爆破作业…………………………………………10
第四节：
装运煤（岩）方式………………………………10
第五节：
管线敷设…………………………………………10
第六节：
设备工具配备……………………………………10
第五章：
劳动组织与主要技术经济指标…………………10
第一节：
劳动组织…………………………………………10
第二节：
循环作业…………………………………………11
第三节：
主要技术经济指标………………………………11
第六章：
生产系统…………………………………………11
第一节：
通风系统…………………………………………11
第二节：
防尘系统…………………………………………12
第三节：
压风系统…………………………………………13
第四节：
防灭火……………………………………………13
第五节：
安全检测系统……………………………………13
第六节：
供电系统…………………………………………14
第七节：
排水系统…………………………………………14
第八节：
运输系统…………………………………………15
第九节通讯系统…………………………………………15
第七章：
灾害预防及避灾路线……………………………15
第八章：
安全技术措施……………………………………19
第一节：
施工准备…………………………………………19
第二节：
“一通三防”管理……………………………19
第三节：
顶板管理…………………………………………22
第四节：
爆破管理…………………………………………23
第五节：
防治水管理………………………………………26
第六节：
机电管理…………………………………………26
第七节：
运输管理…………………………………………30
第八节：
其它………………………………………………35
第1章概况
第一节概述
一、巷道名称
11707运输巷
二、掘进目的及用途
11707运输巷：
为满足11707工作面回采时进风、运输、行人等用。
三、巷道设计长度及服务年限
巷道设计长度：
11707运输巷全长550m。
服务年限：
1年
四、预计开竣工时间
经矿有关领导研究决定：
本掘进工作面自2015年10月上旬开工，预计2015年12月份竣工。
第2节编写依据
依照年度采掘计划和当前生产安全需要。
第2章地面相对位置及水文地质情况
第一节工作面位置及井上下关系
11707运输巷相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响，以及巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系见表1。
表111707运输巷井上下关系对照表
水平、采区
一水平、1采区
工程名称
11707工作面
地面标高
+1945--+2005m
井下标高
+1905--+1875m
地面的相对位置建筑物、小井及其他
11707运输巷对应地面位置为山，无建筑物。
井下相对位置对掘进巷道的影响
在掘进过程中，应力集中，局部顶板破碎应加强顶板管理。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
除开口外，邻近无采掘情况
第2节煤（岩）层赋存特征
第3节7号煤层：
厚度1.76～1.94m，平均厚度1.85m，煤层采用厚度1.76～1.82m，平均采用厚度1.79m，层位稳定、厚度变化较小，全区可采，大部为单一结构，局部夹1层夹矸，夹矸为泥岩或炭质泥岩，厚度0.77m。
属稳定型煤层。
位于龙潭组含煤地层上部，上与6号煤层间距在22m左右，下与14号煤层间距在45m左右。
顶板为细砂岩、粉砂岩或粉砂质泥岩，底板为泥岩或粉砂质泥岩。
第三节瓦斯、煤尘自燃发火情况
贵州省煤炭管理局文件：
贵州省煤炭管理局文件：
黔能源发[2012]498号关于毕节地区工业和能源委员会《关于请求审批2012年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告》的批复:
瓦斯绝对涌出量为：
6.07m3/min,鉴定等级为高瓦斯矿井。
根据《织金县三塘镇秀华煤矿6号、7号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，贵州省能源局文件（黔能源煤炭[2011]579号）：
关于对《织金县三塘镇秀华煤矿6号、7号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的批复》，秀华煤矿+1870米标高以上的6号煤层无突出危险性，+1855米标高以上的7号煤层无突出危险性；该掘进工作面7号煤层无突出危险性。
7号煤层为不易自燃煤层，自燃倾向分类为III级。
根据贵州省煤田地质局实验室提交的鉴定报告，7号煤层的煤尘无爆炸性。
第四节地质构造水文情况
矿区位于三塘向斜北西翼，张维背斜南东翼。
工作在总体为单斜构造，7煤层平均走向北75°东，倾向东75°南，煤层倾角倾角11～15°，平均倾角13°，工作面内无影响掘进的断层和褶曲构造。
第五节水文情况
一、分析巷道区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、涌水量、补给关系、影响程度等。
矿区含煤地层龙潭组含基岩裂隙水，为矿床直接充水含水层，煤系地层上覆有较厚的隔水层（P3c、T1f1），含煤地层下为约326m的玄武岩相对隔水层，因此含煤地层上下含水层对煤层开采无影响。
当地最低排泄基准面标高为+1910m。
矿区地下水以大气降水补给为主，自然斜坡有利于地表水排泄，故对降水渗漏较为不利，主要矿体大部位于当地最低排泄基准面（+1910m）以下，构造破碎带富水性弱，导水性较好。
综上所述，矿区水文地质类型属顶板直接进水为主的裂隙充水矿床，水文地质类型为简单型。
2）水害威胁情况分析
煤层顶板砂岩水是掘进过程中最直接的水源。
根据已开掘好的巷道涌水情况分析：
该巷道施工期间不可能有涌水出现，可能有顶板淋水现象。
因此，该巷道在施工中不可能有大的涌水出现。
但在具体施工期间还必须制定专项探放水措施，进行防探水工作，做到有疑必探、先探后掘，并要配备有完好的排水设备，掘进巷道正常涌水量约2m3/h，最大涌水量5m3/h。
第3章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
11707运输巷：
开门口位于11轨道下山管子道以上10米的位置，开口中线方位角239°掘进20米后，再按方位角329°掘进12米与11轨道下山贯通，形成11707运输巷的专用回风巷，然后再退后12米，按10°倾角，方位角189度掘进48米揭煤。
揭煤后沿着7#煤层按方位角180°掘进煤巷至井田边界煤柱，全长550米（其中开门至揭煤岩巷为83米）。
第二节支护设计
一、巷道断面
该巷道岩巷为拱形锚网喷支护，设计断面规格为：
净宽3.4米，净高3米，煤巷采用锚网或锚网+锚索支护时，设计断面为矩形。
断面规格为：
净宽3.2m，净高2.2m，净断面积为7.04m2。
施工中线距左帮1.6m，距右帮1.6m。
附：
巷道支护断面图3-2
（二）、支护形式
1、临时支护
该巷道采用矩形断面锚网+锚索支护时，迎头采用由3根前探梁组成的前探支架作临时支护，前探梁采用11#工字钢制作，长度不小于6m，用树脂锚杆和吊环固定，吊环形式为矩形，每根前探梁的固定点不小于3个。
前探梁的间距1.0m～1.2m。
安装吊环的锚杆长度不得小于支护锚杆的长度，每个锚杆孔内树脂锚固剂不得少于2块（树脂锚固剂长不小于0.3m），锚固力不小于64KN。
前探梁的前端用2块长不小于3.0m的木板梁（宽×厚≥150mm×60mm）和木小杆接顶。
最大控顶距：
放炮前为0.8m，放炮后为2.1m，循环进尺为1.3米；在前探梁的掩护下方可进行扒碴、打锚杆等工作。
附：
临时支护平、剖面图3-3
2、永久支护
⑴、该巷道沿煤层顶板掘进且顶板完整时，采用树脂锚网+锚索支护；锚杆按施工中线均匀布置，顶板每排五根，株排距0.7m×0.8m。
每根锚杆均用2块型号为MSCK2335树脂锚固剂固定，锚固剂直径为23mm，每块长度为300mm，锚固长度不少于500mm。
锚杆外露10-50mm,托盘采用厚度不小于6mm的钢板压制成弧形，规格为：
不小于120mm×120mm的正方形或直径为120mm的圆形，其三点支撑抗压试验强度不低于设计锚固力。
根据以往实践经验，经矿长、总工程师及各专业人员研究，该巷道采用锚索加强支护，锚索成单排布置，排距为3m,分布在巷道的中心，锚索垂直巷道顶板安装布置。
锚梁长度1.0米。
锚索初锚力不小于120KN，锚固力不小于300KN。
锚索外露长度为100-200mm。
当顶板局部出现裂隙或遇断层等地质构造顶板不完整、较破碎时，及时采用架棚支护。
（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0.1m；
其中：
HB/2f=3.4/7=0.49（m）
式中：
B—巷道开掘宽度，取3.4m；
f—岩石坚固性系数，砂岩取3.5；
则L=2×0.49+0.5+0.1=1.58（m）
锚杆株距、排距计算，通常株排距相等，取a：
a=
式中：
a—锚杆株排距，m；
Q—锚杆设计锚固力，64KN/根；
H—冒落拱高度，取0.49m；
R—被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN/m3；
K—安全系数，一般取K=2；
a=
=2.6（m）
通过以上计算，选用直径18mm、长度1600mm的左旋等强度螺纹钢锚杆，锚杆、株排距为700m×800m，能够满足支护要求。
（2）、锚索加强支护
确定锚索长度：
L=La+Lb+Lc+Ld
式中L—锚索总长度
La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；
Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2m；
Lc—上托盘及锚具的厚度，取0.2m；
Ld—需要外露的张拉长度，取0.3m；
按GBJ-1985要求，锚索锚固长度La按下式确定：
La≥K×
式中K—安全系数，取K=2；
d1—锚索钢绞线直径，取17.8mm；
fa—钢绞线抗拉强度，N/mm2（1920MPa，合1883.52N/mm2）；
fc—锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2。
则
La≥2×
=1676.3mm=1.6m
取La=2.0m，则L=2+2+0.2+0.3=4.5m。
设计取锚索长度为6.0m。
第3节支护工艺
一、支护材料
1、支护材料
⑴、锚杆支护材料的规格及质量要求：
锚杆及锚固剂：
锚杆采用HRD335号钢制成的左旋等强度螺纹钢锚杆，规格为：
?
18mm×1600mm，每根锚杆孔内装树脂锚固剂不得少于2块，锚固长度不小于500mm。
锚杆与顶板岩面的夹角不得小于75°。
锚杆杆体的屈服载荷不小于7t，其螺母应选用配套的标准螺母，强度与杆体相匹配。
托盘采用厚度不小于6mm的钢板压制成弧形，规格为：
不小于120mm×120mm的正方形或直径为120mm的圆形，其三点支撑抗压试验强度不低于设计锚固力。
树脂锚固剂规格：
?
＝23mm，长300mm，锚固剂型号为MSCK2335，每根锚杆的锚固力不得小于64KN，树脂锚固剂搅拌时间为15～20秒，凝胶时间一般为0.5～1min，等待时间一般为5min。
⑵、锚网：
锚网采用直径不小于4.5mm的冷拔丝制作的经纬网，网格之间要焊接牢固，网的规格为：
长×宽=1800mm×1000mm，网格为：
长×宽=100mm×100mm，网要压茬连接，搭接长度不小于100mm，搭接时采用14#铁丝，每10cm固定两个点，并在使用前清除锈污；采用联网钩子连接。
⑶、高强锚索直径为17.8mm，长度为6000mm。
每孔使用3块型号为MSCK2335树脂锚固剂固定。
2、锚杆安装工艺
⑴、打锚杆眼：
打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时，必须先进行处理，打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危石，确认安全后方可进行工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15°。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度1.5m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净，打眼时，必须在前探支架的掩护下操作。
打眼的顺序，应由外向里依次进行。
⑵、安装锚杆：
①安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净，吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。
6
②检查锚杆眼的深度，其深度应保证锚杆外露丝长度为10mm～50mm。
锚杆眼的超深部分应填入炮泥或锚固剂；未达到规定深度的锚杆眼，应补钻至规定深度。
③检查树脂锚固剂，破裂、失效的锚固剂不准使用。
④将树脂锚固剂按照安装顺序轻轻送入眼底，用锚杆顶住锚固剂，利用快速搅拌器搅拌15～20秒，然后停止锚杆旋转，等待5min，然后拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于120N·M。
在树脂锚固剂没有固化前严禁移动或晃动锚杆体。
二、矿压观测
1、仪器安设
在掘进工作面每隔30m安设一台顶板离层仪。
2、矿压观测内容
每周对掘进巷道内布置的顶板离层仪进行两次以上动态监测，并记录所得数据，及时对数据做出相应分析。
三、工程质量标准
工程质量标准按照《贵州省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）》中的锚网巷道质量验收标准执行，对现场工程质量逐项对照检查验收。
工程质量必须达到优良品。
附：
锚网巷道工程质量标准表见表2
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法
1、11707运输巷施工方法：
11707工作面掘进采用人工接溜槽、人工装煤，SGB420／40TX刮板输送机、DSJ60／20／2×22皮带运输机运煤。
2、开门口处为锚喷支护，顶板完整，开门口放炮前，首先将开门口前后各不小于10m范围内的巷道进行检查、加固，及时摘除顶帮的危岩活石。
3、响完炮后，先进行敲帮问顶、摘除活岩危石，并用前探支架作临时支护，控制好顶板，在其掩护下进行出碴、支棚等工作，严禁空顶作业。
4、施工中，严格执行敲帮问顶制度和放炮站岗制度。
二、掘进工艺流程
交接班→安全检查→延长刮板输送机→钻炮眼→装药爆破→整修支架→洒水除尘→敲帮问顶→临时支护→出煤→打锚杆→铺网→出货清理。
第2节凿岩方式
本工程所施工巷道均采用打眼放炮的方法破煤（岩）。
一、打眼机具：
采用2台风煤钻（一台使用，一台备用）；2.0m长麻花钻杆打眼。
二、降尘方法有水炮泥定炮、装煤前洒水、爆破后冲刷煤帮，开启水幕。
第三节爆破作业
该掘进工作面采用炮掘，楔形斜眼掏槽方式进行破煤。
一、炸药、雷管：
使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管。
二、装药结构：
正向装药结构
三、起爆方式：
起爆使用MFB200型发爆器起爆，联线方式为串、并联联线，全断面一次装药，一次起爆。
附：
爆破说明表表3
附：
炮眼布置图4-1
附：
装药结构示意图4-2
第4节装运煤（岩）方式
采用SGW-40T溜子配合胶带输送机进行运输。
第五节管线敷设
一、管线吊挂
掘进迎头风筒沿左帮吊挂，防尘水管沿风筒下沿吊挂，距底板为1.5m，电缆沿巷道右帮吊挂，每3m设一个吊挂钩，吊挂高度距底板1.6m。
第6节设备工具配备
附：
设备工具配备表表4
第五章劳动组织与主要技术经济指标
第1节劳动组织
本工程施工期间采用“三八制”，一日三班，每班一循环组织生产，循环进尺1.7m，日进尺5.1m，月进139m，正规循环率为97％，每小班在册10人，出勤8人，出勤率80％。
采用综合工种，一工多能，分工负责的劳动制度，放炮员、刮板输送机司机等特殊工种一定要经过培训，取得合格证者方可担任，并做到持证上岗。
附：
劳动组织图表表5
第2节循环作业
附：
正规循环作业图表表6
第三节主要技术经济指标
附：
技术经济指标表表7
第六章生产系统
第一节通风系统
一、掘进工作面风量计算：
1、①按照瓦斯涌出量计算
=125×0.467×2.0=116.75m3/min
式中:
Qhf—掘进工作面需要风量；
qhg—掘进工作面回风流中年度最大绝对瓦斯涌出量，取0.467m3/min，；
Khg—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，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日绝对瓦斯涌出量的比值，取2.0；
125—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8%的换算系数。
②按炸药量计算
Qhf≥25Ahf=25×7.5=187.5m3/min
式中：
Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，7.5kg。
③按工作人员数量验算
Qhf≥4Nhf=4×13=52m3/min
式中：
Ncf—掘进工作面同时工作的最多人数，13人。
按风速进行验算
a.验算最小风量
有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷
Qhf≥60×0.25Shf=60×0.25×6.88=103.2m3/min
b.验算最大风量
Qhf≤60×4.0Shf=60×4×6.88=1651.2m3/min
式中：
0.25—有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；
Shf—掘进工作面巷道的通风净断面积，取6.88m2。
根据以上计算，取掘进工作面需要风量为188m3/min（大于以上计算的最大值）
2、以掘进工作面需要风量Qhf和巷道设计最大供风距离，计算局部通风机需要吸风量。
Qaf=Qhf/（1-P百）m=188/（1-10%）5≈318m3/min
式中：
Qaf—局部通风机需要吸风量，m3/min；
Qhf—掘进工作面需要风量，188m3/min；
m—独头通风百米长度指数（即通风长度为100，200，300…800m时，m=1，2，3…8），取5；
P百—柔性风筒百米漏风率，可参照表（4）得。
柔性风筒百米漏风率 表4
通风距离（m）
＜200
200-500
500-1000
1000-2000
＞2000
百米漏风率（%）
＜15
＜10
＜3
＜2
＜1.5
据上述计算，掘进工作面供风选用KDF-6.3型2×11KW局部通风机，其实际吸风量为330m3/min，大于219m3/min，配ф0.8m的风筒。
3、掘进工作面全风压风量计算
Qhf=Qaf+60×0.25Shd
=330+15×9.2
=468m3/min；
式中：
Qhf—局部通风机安装地点的需要风量，m3/min；
Qaf—局部通风机实际吸风量，m3/min；
0.15—无瓦斯涌出的岩巷允许的最低风速；
0.25—有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；
Shd—局部通风机安装地点到回风间的巷道最大断面面积，9.2m2。
因此，本巷需要风量为468m3/min。
第2节防尘系统
自回风井防尘干管上接Φ50mm铁管、Φ19mm和Φ13mm胶管接至迎头，供水压力0.3MPa。
距迎头30～50m范围内安设风流净化喷雾，并悬挂捕降尘水帘。
喷雾管固定在棚梁上，且喷雾管在前，水门开关在后，相距3～5m。
各转载点要自动安装喷雾装置，并保持灵敏可靠，雾化效果好，使用正常。
掘进工作面的回风口混合风流20m范围内安设一道能封闭全断面的水幕。
所有的防尘及降尘设施都要随巷道的不断延深而前移，防尘管每隔100m，预留一个三通阀门，以备接水管定期冲刷巷道内的粉尘，放炮前后冲刷30m内巷道洒水降尘，定期冲刷巷道顶帮，20m内每班冲尘一次，20m外每旬冲尘一次。
搞好个人保护，坚持人人佩带防尘口罩，搞好风流净化，健全防尘设施等综合防尘措施。
附：
防尘系统图6-1
第3节压风系统
风源来自地面压风机房，自主平硐→接入11707运输巷迎头，分别用Φ150mm、Φ50mm铁管和Φ19mm胶管接至迎头。
地面风压为6MPa，迎头风压最小为3.5MPa。
压风系统
地面压风机房→副平峒→11707运输巷
附：
压风系统图6-2
第4节防灭火
该掘进工作面防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。
控制风流、调节风流控制火势蔓延。
防火水源来自回风井防尘干管，接Φ50mm铁管及Φ19mm、Φ13mm胶管至迎头。
皮带机电峒室要储备至少2台干粉灭火材料，并要定期检查更换。
第5节安全监测系统
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用
１、瓦检员携带便携式甲烷报警仪及光学甲烷检测仪，安全员及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0.8％）必须进行处理。
２、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录。
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不大于5m的范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作，进行处理。
４、机电流动电钳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。
5、严格执行《煤矿安全检控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ-1029-2007）
二、监测分站及传感器的配备和使用
１、局部通风机开关附近安设KJ95N安全监控分站，对迎头瓦斯、风车开停、供电情况进行远程监控。
分站安设于局部通风机开关附近，便于人员观察、调试、检验、支护良好、无积水、无杂物的进风巷道或硐室中，安设时应加垫支架，使其距巷道底板不低于300mm或吊挂在巷道中。
2、安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。
3、巷道内设置2个瓦斯传感器T1、T2，T1距工作面迎头不大于5m，断电浓度为0.8%，T2距回风口10～15m，断电浓度为0.8%,复电浓度均在0.8%以下,并只能人工复电,要求瓦斯电闭锁必须完好，能正常断电。
4、甲烷传感器应安装在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷
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