+772井底车场西巷作业规程.docx
《+772井底车场西巷作业规程.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《+772井底车场西巷作业规程.docx（21页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
+772井底车场西巷作业规程
阜康市广源煤矿井底车场
西巷施工作业规程
矿井名称：
新疆阜康市广源煤矿
工程名称：
+772水平井底西场东巷
编制：
审核：
汲言斌
编制日期：
2007年7月10日
目录
目录…………………………………………………1~4
第一章编制依据………………………………………………………4
第二章作业规程内容……………………………………………1～18
一、巷道布置示意图及巷道用途说明……………………………………1
二、地质、水文情况……………………………………………1～12
三、煤层柱状图…………………………………………………………12
四、工作面附近已有的采、掘巷道情况说明…………………………12
五、工作面附近预计水文、地质情况…………………………………12
六、巷道断面图………………………………………………………12
七、支护型式、材料，间、排距，最大控顶距…………………9～10
八、掘进方式………………………………………………………13～15
九、通风、瓦斯、煤尘……………………………………………14～16十、供电及通讯系统……………………………………………………16
十一、探老峒、过老空、过断层、防破碎带冒顶，贯通等安全技术措施…………………………………………………………………………16
十二、劳动组织图表……………………………………………………16十三、正规循环作业图表………………………………………………17
十四、主要经济技术指标表……………………………………………17
十五、避灾路线示意图及说明…………………………………………18
第三章安全技术措施……………………………………………18～23
一、顶板管理措施…………………………………………………18～19
二、放炮安全措施…………………………………………………19～20
三、机电、运输的安全措施………………………………………20～21
四、通风的安全技术措施………………………………………20～21
五、综合防尘措施………………………………………………………21
六、防瓦斯安全措施……………………………………………………21
七、防灭火的安全措施……………………………………………21～22
八、防水的安全技术措施………………………………………………22
九、火工品管理安全措施………………………………………………22
十、喷浆的安全技术措施…………………………………………22～23
十一、工程质量的管理措施……………………………………………23
第一章编制依据
本规程依据下列文件编制：
1：
《煤矿安全规程》2006年版。
2：
《煤矿矿井质量标准化标准》。
3：
《采煤概论》。
4：
《矿井通风》。
5：
《矿井地质说明书、地质设计说明书》
6：
《矿井设计说明书》、《矿井设计安全专篇》。
7：
《煤矿工人安全知识》。
8：
《采矿工程设计手册》。
第二章作业规程内容
一、巷道布置示意图及巷道用途说明：
1、巷道布置示意图：
（见附图）
2、巷道用途说明：
巷道位置在772水平长度104.272米，巷道方位305度，坡度7‰下坡，主要作为变电所和主要水泵房运料、行人、运输煤矸、物料等。
二、地质、水文情况：
1、矿井位于阜康市南三工甘沟内，距阜康18千米，属昌吉回族自治州阜康市管辖，矿区东西长0.77千米，南北宽0.32千米，井田面积0.162平方公里，中心地理坐标：
东经88°16′05″，北纬44°05′17″。
矿井交通便利，乌奇公路和吐乌大高等级公路在矿区以北6千米处通过，距乌奇公路、吐乌大公路有简易柏油公路通往矿井、生产井口有简易公路相通。
2、地质构造：
矿区范围内出露地层为下侏罗统八道湾组（J1b）和第四系黄土状亚砂土及坡积物。
自下而上为：
（1）、侏罗统八道湾组（J1b）：
岩性由深灰色、灰色等杂色的泥岩、粉砂岩、细砂岩与煤组成。
岩相为泥炭沼泽相沉积，矿区范围内少见岩石露头。
（2）、第四系（Q）
主要由浅黄色风成亚砂土及坡积物组成，分布于煤矿范围内的绝大部分地段，不整合接触于八道湾组地层之上，地层厚0—5米。
矿区构造形态为倾向南的单斜构造，地层走向58—62°，地层倾角62—65°，与区域构造线基本一致。
矿区范围内未发现明显的断裂构造。
矿区范围内仅一层煤，编号45＃，由于第四系覆盖，沿走向延伸情况不明，井下观察煤层厚度变化不大，厚度平均值约28米。
煤层末状—块状，条带状构造，暗亮型，结构简单。
辖区内煤质牌号为工业动力煤，主要用于工业用煤和民用煤。
3、煤层及煤质：
矿区内含煤一层，赋存于侏罗统八道湾地层中，出露于矿区中部，倾向南东，倾角62-65°，向北东及南西方向延入邻区。
煤层厚度28米，倾角62-65°，走向NE80—100°，结构简单，无夹矸，厚度稳定，顶、底板均为泥岩，风化带深度20米。
煤质分析结果为：
该煤层属低灰、特低硫、特低磷、低容灰分的工业用煤和民用煤，容重为1.3/立方米。
4、水文情况：
（1）、影响地下水形成自然因素
[1]地形地貌
矿区位于博格达山北麓低山丘陵地带，地势总体南高北低，西高东低，海拔+900—+1080m，相对高差约180m。
大气降水、融雪（冰）水形成的地表水流顺地势由西向东汇入矿区东侧的三工河，地形陡竣有利于自然排水，因此，矿区地形地貌条件不利于地下水的形成与汇集。
[2]地表水体
矿区东界之外700m处流经的三工河为常年性流水，水位标高+821.05，为当地侵蚀基准面。
该河主要接受南部山区融雪水与大气降水补给，年径流量4272.82万m3。
6—8月为洪水期，月均流量1.255—4.009m3/s,三工河河水由南向北运移过程中，通过煤系地层的孔隙裂隙顺向渗透补给，为矿区地下水的主要补给源。
[3]地层构造
矿区含煤地层为侏罗系中统西山窑组，主要由砂岩、粉砂岩、泥岩与煤层互层组成，这种多韵律结构使得地下水在接受大气降水的不及时起到了一定的阻隔作用。
侏罗系下统三工河组位于矿区南部，其岩性主要为粉砂岩、细砂岩、泥岩及炭质泥岩，也一定程度上阻挡了地下水对含煤地层的渗透补给。
矿区位于阜康向斜南翼，地层倾角较陡，呈单斜构造，没有发现走向断裂，矿区东界f1断层属垂直地层走向平移断层，断层面破碎带可能成为大气降水入渗的通道之一，但受规模与性质的影响，蓄积的地下水有限。
[4]火烧区
矿区内43号煤层火烧后形成一条贯穿东西的烧变岩带，烧变岩内孔隙发育，可接受大气降水及地表水的补给，并蓄积一定量的孔隙潜水，对矿井开采威胁较大。
（2）、含（隔）水层（段）划分
矿区含（隔）水层（段）依据岩性特征和富水性划分。
侏罗系含煤地层属河流—沼泽相沉积，垂直向上，由多个由粗到细的岩性组合叠合而成；走向上，岩性渐变过渡现象较明显，尤其砂岩类组成的砂体变化极大，因此，只能根据各段的砂砾岩与砂岩所占比例，划分为含（隔）水段，矿区内共划分为5个含（隔）水层（段），分述如下：
[1]第四系全新统透水不含水层（Ⅰ）
由全新统的冲积物组成，主要分布在矿区的南部沟谷及山坡与坡脚处，冲洪积物主要由松散的砂砾、碎石等组成，厚度0—5m,透水性好，自身不具备储水条件。
[2]侏罗系中统西山窑组上段孔隙裂隙弱含水段（Ⅱ）
主要分布在矿区北部，烧变岩孔隙潜水含水层之上，属含煤地层西山窑组上段地层。
岩性主要由细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩与薄煤层组成，局部夹有粗砂岩。
厚度78.50m。
该含水段主要接受大气降水及融雪水的补给。
该含水层单位涌水量为0.0011升/秒·米，渗透系数0.00208m/日，属弱含水层。
[3]侏罗系中统西山窑组下段烧变岩孔隙潜水含水层（Ⅲ）
烧变岩含水层位于主侏罗系中统下段的顶部，由43号煤层燃烧烘烤而成，形成贯穿矿区东西的烧变岩带，该带地表宽度15—30m,距离45号煤层之上30—70m，烧变岩中孔隙发育，易接受大气降水与地表水的补给，较易储存孔隙潜水。
矿区西部广源立井与中部股份合作立井穿越该烧变岩带时，均出现水量增大现象，目前上述部位无明显涌水。
处此外，尚无生产矿井在其深部加以揭穿，深部含水情况不明。
[4]侏罗系中统西山窑组下段孔隙裂隙含水段（Ⅳ）
该含水层由烧变岩含水层底板至西山窑组下段底界，含45号煤层内，厚度176.44m,45号煤层顶板至烧变岩含水层底板以粉砂岩、泥质粉砂岩夹炭质泥岩或煤线为主；45号煤层地板至西山窑组下段底界主要岩性为粉砂岩与泥岩等，但底部有不甚稳定的砂砾石层存在，砂砾石厚度在3—19m之间。
该含水段水位埋深+880m标高，生产矿井自西向东揭露深度标高由+772.91m递减为+637m，矿井涌水量也由120m3/d递增为440m3/d。
此外，矿区东部的六运湖农场矿井开拓穿越该含水段底部砂砾岩层时水量明显增大。
[5]侏罗系下统三工河组上段隔水段（Ⅴ）
该隔水段分布于矿区南部边缘一带，伏于西山窑组下段孔隙裂隙含水段之下。
岩性主要为泥质粉砂岩、泥岩夹细砂岩夹砂砾岩薄层，厚度为101.37m，矿区内各生产井均未揭穿该段，依据区域性岩石组分特点划分为隔水段。
（3）、矿床充水因素分析
[1]生产矿井充水情况
A、广源矿井
该矿现开拓水平为+772.9m标高，较东邻股份合作井的最低开拓水平高出43m。
主立井位于45号煤层顶板，在垂深75—110m（+888—+853m标高）区段穿越烧变岩孔隙潜水含水层，水量明显增大。
此外，矿井附近45号煤层露头有较显著的塌陷坑，尚见有少量雪融水蓄积。
目前该矿井主要是煤层顶板渗水，排水量可达250m3/d。
B、股份合作矿井
该矿井现开拓水平为+730m标高，低于西邻广源矿井而高于东邻六运湖农场矿井。
主立井位于45号煤层顶板，在118—178m（+828—+768m标高）区段穿越烧变岩孔隙潜水含水层时，水量加大，目前该矿井以顶板渗水为主，白水量较小，约120m3/d。
C、六运湖农场矿井
该矿井现开采标高为+693m，低于西部两个矿井。
井下调查可知，地下水主要从煤层底板砂砾岩中渗出，排水量184m3/d。
D、三工平安煤矿
东邻三工平安矿井现开采水平为+637m，低于本矿区各生产井，井下实测得知，由底版向煤层开拓的斜井中的砂砾岩层有地下水渗出，局部可见股状，形成的水流汇入水仓。
排水量400—480m3/d。
[2]、矿床充水因素分析
通过生产井调查访问，现已基本查明矿床充水的主要因素与充水途径如下A、三工河河水及河床第四系孔隙潜水通过含煤地层与河床直接接触部位，顺层补给地下水，并自东向西使各矿床依次充水。
同时，矿界以西600m处甘沟中的地表径流对矿区也会产生自西向东的侧向补给。
B、大气降水和雪融水通过第四系松散物或地表风化裂隙与构造裂隙下渗到侏罗系中统西三窑组下段孔隙裂隙含水段（Ⅳ），通过煤层顶底板进水对矿床充水。
C、位于第Ⅳ含水段之上的烧变岩孔隙潜水含水层（Ⅲ）通过裂隙孔隙对矿床间接充水。
D、45号煤层地表塌陷坑与塌陷沟蓄积有少量的大气降水与雪融水，亦可沿采空区裂隙等对矿床充水。
E、区域上沿阜康南背斜轴部延伸的F3断裂沟通了三工河等地表径流，其西部距离矿区较近，也可能成为矿区充水因素之一。
（4）、矿井涌水量
矿区内外自西向东依次排列的四个矿井目前排水量分别为250、120、184、440m3/d,据调查，此排水量受季节性影响不大，具有一定的代表性。
可作为未来矿井扩大生产能力时的比拟参数。
目前生产矿井排水量取四个矿井的平均值，即250m3/d，未来设计矿井年产量为9万t，采用水文地质比拟法对拟建9万t/a矿井进行涌水量的概算。
则预计矿井涌水量为750m3/d。
预测公式如下：
Kcp=Q1/P1
Q=Kcp·P
式中：
Q—拟改扩建矿井涌水量（m3/d）；
Q1—目前生产矿井平均排水量（m3/d）；
Kcp—富水系数
P—未来矿井年开采量（万吨）
为了防患于未然，对矿区范围内易造成突水的地段，如火烧区、塌陷区等采取一定的防范措施，以防突水事故的发生，留足防水煤柱，做好超前探放水工作。
5、瓦斯涌出情况：
矿井于2004年9月由本矿做了瓦斯等级和二氧化碳涌出量等级鉴定工作，根据我矿开采煤层+772m水平鉴定结果为低瓦斯矿井，其中瓦斯相对涌出量3.67m3/T，二氧化碳相对涌出量4.07m3/T，瓦斯绝对涌出量0.46m3/min，二氧化碳绝对涌出量0.51m3/min，依据上述情况，考虑到瓦斯梯度，推测一水平（+772m）也为低瓦斯矿井，待（+772m），水平正常生产后，立即补做该水平的矿井瓦斯和二氧化碳等级鉴定工作。
6、煤尘与自燃：
根据新疆煤矿集团化验室提交的报告，辖区内煤层具有自燃倾向性，分类等级为二级自燃发火期2—4个月，煤尘具有爆炸性，爆炸指数vr＞38.5，火焰长度＞400mm。
三、煤（岩）层柱状图：
（见附图）
四、工作面附近已有的采、掘巷道情况说明：
该工作面南上部（+822m水平）正在掘进一分层运输巷、轨道巷。
（+772水平）原生产系统井底车场东运输大巷、南、北运输巷、西煤门、+772～+822水平轨道上山。
五、工作面附近预计水文、地质情况：
矿区含煤地层为侏罗系中统西山窑组，主要由砂岩、粉砂岩、泥岩与煤层五层组成，这种多韵律结构使得地下水在接受大气降水的不及时起到了一定的阻隔作用。
侏罗系下统三工河组位于矿区南部，其岩性主要为粉砂岩、泥岩及炭质泥岩。
矿区内43号煤层火烧后形成的烧变岩带，烧变岩内孔隙发育，可接受大气降水及地表水的补给，并蓄积一定量的孔隙积水，对矿井开采威胁较大。
尤其是+842m水平上部采空区存有大量积水。
该巷道掘进中一定要做好上部采空区积水的探放工作，认真执行“有疑必探，先探后掘，有水必放”的原则。
该工作面地质条件简单，没有大的地质构造。
六、巷道断面图：
（见附图）
七、支护型式，材料，钢筋间距，最大控顶距：
1、支护型式：
采用混凝土锚喷支护。
（支护厚50㎜）。
2、临时支护：
锚杆、锚索。
3、材料：
水洗砂（中粗φ0.35～0.5㎜）、石子（φ10～15㎜）、水泥（425＃）、水泥：
砂：
石子配合比1：
2：
2、锚杆φ16×1600㎜、树脂锚固剂。
4、锚杆间距：
800㎜、锚杆排距：
800㎜，间、排按五花形排列。
5、最大控顶距：
10000mm。
八、掘进方式：
1、掘进方式：
钻爆法掘进。
2、岩（煤）、材料运输路线说明：
（1）、材料的运输路线：
地面→主、副立井→工作面
（2）、岩（煤）的运输路线：
工作面→主、副立井→地面
3、炮眼布置图：
（见附图）
4、爆破说明书：
炮眼布置及装药量表
眼号
眼名
眼深
（m）
眼长
（m）
装药量
倾角
爆破
顺序
联线
方式
卷/眼
小计
水平
垂直
1-6
掏槽眼
1.45
1.55
4
24
21°
8°
1
串
联
7-9
辅助眼
1.30
1.33
3
9
90°
13°
13°
90°
2
10-22
二圈眼
1.30
1.30
3
39
90°
90°
3
23-38
周边眼
1.30
1.30
1.5
24
90°
90°
4
39-45
底眼
1.45
1.55
3
21
21°
90°
5
1.30
1.30
90°
21°
合计
59.7
60.6
117
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
%
92.3
每米炸药消耗量
㎏/m
14.63
每米循环进尺
m
1.2
每循环炮眼总长度
m
60.6
每循环爆破量
m3
7.39
每米3煤雷管消耗量
个/m3
6
每米3炸药消耗量
㎏/m3
2.37
每米雷管消耗量
个/m
37.5
预期爆破效果表
九、通风、瓦斯、煤尘：
1、风量计算、通风设备选用、局部通风示意图：
（1）、风量计算：
a、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
Q掘=100q瓦掘×K掘通
式中：
Q掘———掘进工作面实际的需要风量m3/min。
q瓦掘———掘进工作面瓦斯绝对涌出量（取0.5m3/min）。
K掘通———掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数（取1.5）。
Q掘=100×0.5×1.5=75m3/min=1.25m3/s。
b、按工作面同时工作最多人数计算：
Q掘=4×N
式中：
N———掘进工作面同时工作的最多人数（取8人）。
Q掘=4×8=32m3/min=0.53m3/s。
C、按炸药量计算：
Q掘=25×A
式中：
A——工作面一次爆破的最大炸药量（取5㎏）。
Q掘=25×5=125m3/min=2.08m3/s。
d、按局部扇风机供风量计算：
Q掘=Q扇×I×Kp
式中：
Q扇———局部扇风机供风量（取120m3/min）。
I———工作面使用局部扇风机台数（1台）。
Kp———风量备用系数（取1.25）。
Q掘=120×1×1.25=150m3/min=2.5m3/min
e、按风速验算：
9×S掘≤Q掘≤240×S掘
式中：
S掘——掘进工作面掘进断面积（取6.16㎡）
9×6.16≤Q掘≤240×6.16
55.44m3/min≤Q掘≤1478.4m3/min
根据以上风量计算Q掘取最大值150m3/min。
局部扇风机选用FBD－№2×5.5型对旋式局扇（额定风量：
100～250m3/min）。
（2）、局部通风示意图：
（见附图）
2、瓦斯、煤尘、发火期情况：
（1）、瓦斯、二氧化碳涌出量：
瓦斯绝对涌出量：
0.46m3/min
瓦斯相对涌出量：
3.67m3/t
二氧化碳绝对涌出量：
0.51m3/min
二氧化碳想对涌出量：
4.07m3/t
（2）、煤尘具有爆炸性，爆炸指数Vr＞38.5，火焰长度＞400mm。
（3）、发火期为2—4个月，分类等级为二级自燃煤层。
十、供电及通讯系统：
1、电源引自矿井地面变电所，接QC83—60型防爆开关1台，FBD—№2×5.5对旋式局扇1台，VF－12/7（电机功率75KW）空压机1台。
2、通讯采用井下防爆电话，工作面、向地面矿调度室、绞车房、风机房、矿长办公室、副矿长办公室相连接，地面通信采用程控电话与外界联系。
十一、探老峒、过老空、过断层、防破碎带冒顶、贯通等安全技术措施：
1、该巷道无过老空、过断层、探老峒现象。
2、防破碎带、冒顶措施参见后页安全技术措施中“顶板管理措施”。
3、巷道贯通，按《煤矿安全规程》的有关规定执行。
十二、劳动组织图表：
劳动组织图表
工种
每班
圆班
备注
工种
每班
圆班
备注
班组长
1
3
电工
1
3
井底打铃工可由安全员兼任
安全网员
1
3
打铃工
1
3
放炮员
1
3
翻渣工
1
3
掘进工
5
15
合计
11
33
十三、正规循环作业图表：
工序
时间（分）
1
2
3
4
5
6
7
8
准备
20
打眼
180
装药放炮
40
出渣
230
临时轨铺设
30（平行）
交接班
10
十四、主要经济技术指标表：
序号
技术经济指标
单位
数量
1
岩石的硬度
级
F=4～6
2
巷道净断面
㎡
7.07
3
巷道掘进断面
㎡
7.41
4
支护形式
混凝土锚喷
5
落矸方式
爆破
6
工效（工作面直接工、平均工效）
米3/工日
0.924
7
在册人数
个
33
8
日进尺
米
3.6
十五、避灾路线示意图及说明：
（见附图）
图例：
（1）水灾
（2）火灾、有害气体、瓦斯、煤尘事故
说明：
（1）、遇水灾时的避灾路线：
+772工作面→+772－+822轨道上山→+822回风大巷→安全出口（回风井）→地面。
（2）、遇火灾、有害气体超限、瓦斯、煤尘灾害时的避灾路线：
+772工作面→副立井、或主立井→地面。
第三章安全技术措施
一、顶板管理措施：
1、开工前必须首先检查工作面的安全情况，处理安全隐患后方可进行工作。
2、严格执行敲帮问顶制度，及时处理帮顶活煤活矸。
3、严格控制控顶距离，支护要及时，并要保质保量。
4、顶板特别破碎时，应改变支护方式，要短掘短支，不留空顶。
或用探板梁，进行支护。
锚杆长度要增长，要打到硬煤（岩）底，锚固力要达到规定要求。
5、遇围岩压力增大时，要进行补打锚杆和加钢带，增强支护能力。
6、遇淋水大时，要及时掌握和测量水源和水量，进行探放水，要坚持“有疑必探、先探后掘、有水必放”的原则。
7、大面积维修巷道时，工作面应停止作业，以防冒顶堵人。
8、碹胎支立要牢固，混凝土凝固时间符合规定，防止发生垮塌。
9、处理局部冒顶的措施：
（1）、应采取其它支护，尽快封住冒顶。
（2）、作业人员应站在安全一侧进行处理作业。
由外向里进行处理。
（3）、及时清理巷道中的浮煤、浮矸和杂物，确保退路畅通。
（4）、处理局部冒顶时，瓦斯员、安全员要现场跟班，随时掌握气体和安全情况。
发现异常立即停止作业，撤出人员。
（5）、处理冒顶时队、矿领导要现场指挥，确保作业安全。
二、放炮的安全措施：
1、严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。
2、放炮前后对工作面进行洒水灭尘。
3、躲炮距离岩巷直巷不小于100米，有直角拐弯巷不小于75米。
4、工作面附近20米以内，瓦斯浓度达到1%时，不准装药放炮。
5、炮泥制作和填实长度严格按照《煤矿安全规程》规定执行。
6、处理瞎炮严格按照《煤矿安全规程》有关规定执行。
7、严禁打眼、装药平行作业。
8、装药、联线只准放炮员一人进行操作。
9、放炮员必须持证上岗，放炮器钥匙不准转交他人。
10、装药后撤人，并认真检查瓦斯情况，同时要按规程规定充填炮泥，严禁放明炮、糊炮。
11、放炮前认真检查线路，放炮母线不准有明接头、破皮现象。
12、引药制作必须在顶和支护完好，安全通风，无机电设备的地方
进行。
13、放炮后，必须等15分钟以上，待炮烟散尽后再进入工作面，以
防炸药二次燃爆事故的发生。
14、放炮时必须先设好警戒，并大喊三声“放炮了”发出放炮信号。
待停留5秒钟后，再起爆。
15、要坚持使用水炮泥。
16、若同水平相距20米以内的两条巷道同时作业时，放炮时要通知
另一巷道作业人员撤到安全地方。
三、机电、运输的安全措施：
1、机电设备要保持完好，消灭失爆，严禁出现明接头、鸡爪子、羊
尾巴现象。
坚持使用煤电钻综保和瓦斯断电仪。
2、电缆必须悬挂整齐，严禁拖拉在地。
3、工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须撤出人员，切断电源进行处理。
4、装运物料是，要轻拿轻放。
不要碰坏机电设备和其它设施。
5、立
升级会员 