+410m南翼瓦斯抽采巷掘进作业规程.docx
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+410m南翼瓦斯抽采巷掘进作业规程
作业规程
矿井名称：
********煤业有限公司
掘进工作面：
+410m南翼瓦斯抽采巷
矿长：
年月日
技术负责人：
年月日
安全副矿长：
年月日
生产副矿长：
年月日
机电副矿长：
年月日
编制：
年月日
二○一二年三月二十六日
目录
第一章概况5
第一节概述5
第二节编制依据5
第二章地面相对位置及地质情况5
第一节地面相对位置及邻近釆区开釆情况5
第二节煤岩层赋存特征6
第三节地质构造7
第四节水文地质7
第三章巷道布置及支护说明7
第一节巷道布置7
第二节矿压观测7
第三节支护设7
第四节支护工艺9
第四章施工工艺11
第一节施工方法11
第二节凿岩方法12
第三节爆破作业12
第四节装截与运输14
第五节管线敷设14
第六节设备及工具配备15
第五章生产系统15
第一节通风15
第二节压风16
第三节防治瓦斯17
第四节綜合防尘17
第五节防灭火18
第六节安全监埪18
第七节排水20
第八节运输20
第九节照明、通信和信号20
第六章劳动组织及主要技术经济指标20
第一节劳动组织21
第二节作业循环21
第三节主要技术经济指标22
第七章安全技术措施22
第一节一通三防22
第二节顶板24
第三节爆破25
第四节防治水28
第五节机电管理28
第六节运输管理31
第七节其它32
第八章灾害应急措施及避灾路线34
附件：
一、作业规程学习和考试记录
二、作业规程补充学习和考试记录
三、作业规程复审记录
前言
1、在本掘进工作面施工的所有作业人员、队管理人员必须掌握并严格遵守本《掘进工作面作业规程》。
2、凡本规程未涉及到的施工工艺、方法、材料、设备以及其他未提及的内容皆视为禁止内容，任何人不得违犯。
确需采用本规程未涉及到的施工工艺、方法、材料、设备等时，必须编写补充（修改）措施，并严格审批，否则禁止采用。
3、凡从事本规程所涉及工作的人员，必须根据工种、岗位等经过具备资质的培训部门培训，取得资格证（操作证），否则不得从事相关工作。
同时，具备煤矿安全生产相关知识、熟悉有关安全生产规章制度和所从事工种的安全操作规程，掌握本岗位的安全操作技能，了解本职工作所存在的危险因素、防范措施以及事故应急措施。
否则，不得独立上岗。
4、各工种作业人员必须持有效资格证（操作证）上岗。
工作中严格执行《煤矿安全规程》中的相关规定程序进行工作。
5、本规程只适用于指导本掘进工作面施工，本掘进工程一旦经过矿竣工验收，本掘进作业规程自行废止。
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本作业规程掘进的巷道为+410m南翼瓦斯抽采巷道。
二、巷道用途、性质、设计长度
1、满足1402二段瓦斯抽采。
2、巷道设计长度：
+410m南翼瓦斯抽采巷设计长度220m。
3、服务年限：
为5年。
附图1：
+410m南翼瓦斯抽采巷道设计图。
第二节编写依据
一、编写依据
1、《煤矿安全规程》（2010版）
2．《中华人民共和国矿山安全法》﹙1993年﹚
3．《中华人民共和国煤炭法》﹙1996年﹚
4．《中华人民共和国安全生产法》﹙2002年﹚
5．《煤矿安全监察条例》﹙2000年﹚
6．《小煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
井上下对照关系表表1
水平名称
+410m
采区名称
+410m南翼瓦斯抽采巷
地面标高
+660～+700m
井下标高
+413m
地面相
对位置
道志坝以南。
井下相对位置及掘进巷道的影响
，四邻均无采空区存在。
巷道长度
220m
第二节煤层赋存特征
一、岩产状、厚度、结构及坚固性系数
本掘进工作面岩层产状稳定，岩层厚度变化不大，岩层走向NE30°，倾向大致为倾向NW120°1，倾角为35～37°，平均倾角为36°。
K2煤层全部歼灭，层位属二叠系乐平统龙潭组。
从勘探钻孔及现有巷道揭露的煤层资料分析，须然K2煤层全部歼灭,但岩层层位比较稳定；K2煤层（煤线）顶板：
伪顶为0.10m的炭质页岩，直接顶为深灰色钙质泥岩及厚层状石灰岩，平整完好属Ⅱ类，f:
为6～8，厚4m；底板为页岩，易膨胀。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数、CO2、冲击地压及地温情况
因属全岩不涉及煤与瓦斯突出、煤尘爆炸、煤层自燃，；无高温危害，无冲击地压。
煤层特征情况表表2
指标
参数
备注
煤层平均厚度（m）
岩层倾角（最大～最小/平均）（º）
35～37
36
岩层硬度（f）
6～8
岩层层理（发育程度）
中等发育
岩层节理（发育程度）
轻微发育
自然发火期（d）
绝对瓦斯涌出量（m3/min）
煤尘爆炸指数（%）
地温（℃）
21°
煤层顶底板情况表表3
顶底板名称
岩层名称
硬度（f）
厚度（m）
岩性特征
顶板
老顶
硅质灰岩
10
0.70
坚硬易碎
直接顶
泥岩、砂质泥岩
5
1.37
岩性中等
伪顶
钙质泥岩
4
0.1
岩性中等
底板
直接底
粘土页岩
4
1.8
松软易产生地鼓
老底
灰岩及砂质泥岩
8
4.70
岩性中等
附图2：
综合柱状图
第三节地质构造
根据本区的地质资料及相邻采区工作面的开采情况分析，待掘巷所在范围内局部有小褶曲外，无其它大的地质断层存在。
第四节水文地质
由于该工作面为该采区首掘面，四邻均不存在采空区，地表无河流、水库，根据附近所掘巷道揭露的地质资料，无明显的断层构造及其它水体显象，因此，无明显水患威胁。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
+410m南翼抽采巷道沿煤层（煤线）走向布置在岩层中，半圆拱巷道。
第二节矿压观测
根据+410m南翼瓦斯抽采巷以前所掘巷道，使用锚网支护的效果来观察，该掘进巷道采用锚网支护能够满足支护要求。
第三节支护设计
一、确定巷道支护形式
根据煤岩层综合柱状图分析，K2煤层（煤线）顶板直接顶为泥岩、砂质泥岩，厚度1.37m，属于较稳定岩层，适合锚网支护。
根据前段巷道支护经验，初步确定+410m南翼抽采巷道采用锚网支护。
锚杆采用端锚；巷道顶板、两邦铺设12#铅丝网。
二、支护参数设计
（一）采用类比法合理选择支护参数
根据+410m南翼抽采巷（前段）支护经验，巷道选用Φ18×2000mmKMG500左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，间距为800mm、排距为700mm。
（二）采用计算法校核支护参数
1、锚杆支护参数校核
（1）、锚杆长度计算：
L＝KH+L1+L2
式中：
L—锚杆长度，m；
H—软弱岩层厚度，取0.7m；
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；
则L=2×0.7+0.5+0.1=2.0m
（2）、锚杆直径确定：
根据经验公式D=0.018
取锚杆直径为Φ18mm.
（3）、设计锚杆间距为0.72m，计算锚杆最大允许排距：
D1＝
式中：
D1－锚杆间排距，m
D2－锚杆间距，m
Q－锚杆设计锚固力，50kN／根
H－软弱岩层厚度，取0.7m；
r－被悬吊岩石的密度，取25kN／m3
K－安全系数，一般取K＝2；
D2＝50/1.8*2*0.7*0.72*25＝1.10（m）
根据计算锚杆最大允许排距为1.1m,结合矿井掘进施工的循环进度情况并考虑一定安全系数，取锚杆排距为0.7m。
锚杆以垂直巷道顶板岩层层面安装最为有利，锚杆倾角确定为80°。
三、支护
锚网永久性支护。
碛头20m范围使用临时支护,单体液压支柱配开块木料。
四、支护参数及材料
1、锚杆间、排距及锚固剂：
巷道选用φ18×2000mmKMG500左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，间距为800mm、排距为700mm。
锚固剂选用CK2350型，2支/孔，每根锚杆锚固力设计为50KN。
2、金属网：
金属网采用12#铅丝编织，网格为30×30mm，其规格为：
长×宽＝3200×850mm。
4、锚梁及垫板
锚梁长度：
3200mm，采用φ12mm圆钢加工。
垫板规格：
长×宽×厚＝100×100×10mm。
附图3：
巷道支护断面图。
第四节支护工艺
一、支护形式及材料规格
1、支护形式
（1）临时支护釆用单体液压支柱长2800mm,配开块木料长2500mm,厚不小于80mm支护。
（2）巷道采用锚杆、钢筋钢带、菱形网联合支护。
2、支护材料规格：
锚杆Φ18×2000mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆
托板100×100×10mm正方形托板
药卷CK2350型树脂药卷（每孔2支）
钢筋钢带φ12mm×2500mm圆钢加工而成
菱形网30×30mm12#铅丝编织
3、临时支护和安装锚杆要求
（1）临时支护柱距1000mm,排距上宽1500mm,下宽2000mm。
（2）锚杆间距为800mm、排距为700mm。
（3）锚杆外露长度从托板算起≤100mm。
锚固力：
锚杆不小于50KN。
螺母扭力矩：
锚杆不小于50KN·M。
（4）锚杆遇到裂隙时，锚杆要尽量垂直于裂隙面。
（5）树脂药卷均使用快速树脂药卷，安装锚杆时，用锚杆体顶住送至孔底，启动搅拌机，边旋转边匀速推进到孔底，搅拌时间为8～15s。
搅拌停止后，等待10～60s，卸下搅拌器上托板，拧紧螺母。
（6）锚杆间排距误差不超过±100mm。
（7）用单体液压支柱配开块木料先临时支护，临时支护只限于碛头20m范内,其后用锚网永久支护。
4、铺联网要求：
相邻网必须对接，每隔200mm用双股0.9号扎丝连接一道，拧紧不小于3圈。
二、支护工艺及要求
（一）临时支护
1、临时支护采用单体液压支柱配开块木料。
2、临时支护工艺、工序及要求：
（1）巷道掘进800—1200mm后，操作人员站在原临时支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶板的活矸危岩，并进行敲帮问顶。
确保无任何隐患后，人员站在原临时支护下，打好临时支护，打临时支护时，必须有专人监护顶板及煤帮。
（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，由外向里加强支护后方可继续施工。
（3）打顶锚杆时必须由外向里、由中间向两边。
若临时支护占据锚杆位置，可先打其它锚杆后，退出临时支护打剩余锚杆。
（4）碛头煤帮松软时，根据现场情况使用单体液压支柱及半圆木等临时护帮。
（二）临时支护、锚杆支护工艺及要求
1、安全检查及隐患处理→打眼→装药联线→爆破→通风排炮烟及处理安全隐患→临时支护→人工装矸→临时支护→人工装矸→文明生产→质量验收。
2、锚杆支护安排专人施工，锚杆间排距按设计要求进行布置，扭力距和锚固力达到要求3、锚杆头螺纹部分、锚固端部分必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。
4、煤体锚杆眼必须用压风将眼内煤粉吹净。
5、临时支护使用厚度不小于100mm的半圆木，一梁两柱，柱距800～1000mm，临时支护的长度，碛头往外15～20m段，其于为锚网支护。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道开口施工方法
1、巷道施工采用爆破岩层一次成巷，巷高（中心线轨面处）1800mm,巷宽（巷高1400mm处）1800mm。
2、严格按标定的腰线掘进。
3、工艺流程：
安全检查及隐患处理→打眼→装药联线→爆破→通风排炮烟及处理安全→临时支护→人工装矸→临时支护→人工装矸→文明生产→质量验收。
4、锚网支护安排专人施工，锚网支护与出矸工作可进行平行作业。
5、放炮后空顶段采用开块木料配2.8m的内注式单体液压支柱架设临时支护，并做到随掘随支，严禁空顶作业。
二、锚网施工
1、准备工作：
检查设备是否完好，材料是否齐全，锚固剂是否失效等。
2、钻孔工作：
采用MQT-130/2.0—A风动锚杆机、φ28mm锚杆钻头钻眼，钻孔过程中必须严格掌握好眼子的深度、角度和间排距等，使其符合设计要求。
3、清洗锚杆眼孔：
用压风清洗干净眼子内的岩粉、煤粉、余水。
4、装锚固剂：
用锚杆杆体将锚固剂送入眼孔内，并且缓慢地推到眼底。
5、搅拌锚固剂，用MQT-130/2.0—A风动锚杆机进行搅拌，搅拌时间为5～10秒，搅拌旋转方向为顺时针方向。
6、固定锚杆：
达到搅拌时间后，停止搅拌后用一只手撑稳锚杆，轻轻地卸下搅拌器，此间严禁摇动锚杆杆体。
7、加金属网紧固锚杆：
在卸下搅拌器后，挂上金属网，然后上好金属垫板和螺母。
8、顶锚杆的锚固力应达到50KN，为使锚杆有一定的预应力，必须用1000mm加长扳手或BK42系列气扳机拧紧螺帽。
第二节凿岩方法
一、掘进施工方式
1、使用YT—29型凿岩机，Φ42一字型合金钻头进行打眼。
2、生产工艺流程：
检查瓦斯→钻眼前准备→钻眼→检查瓦斯→装药连线→检查瓦斯→撤人设警戒→检查瓦斯及爆破效果→洒水消尘、维护顶板→出煤矸→临时支护→下一个循环。
3、钻爆工序要求：
（1）钻眼前，必须详细检查碛头10m范围内的支护，发现问题及时处理。
（2）必须依据腰线在工作面按炮眼布置定眼位。
（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）爆破严格执行“一炮三检”和“三人连锁爆破”制度。
（5）爆破采用正向装药，大串联连线方式，一次起爆。
二、煤矸运输方式
爆破落矸石人工装车→人工推车→+420m上车场→人工推车→主斜井下车场→绞车提升→地面。
第三节爆破作业
一、掏槽方式
凌形掏槽法。
二、炸药、雷管
使用不低于三级的煤矿许用乳化炸药（规格Φ32×200mm）、煤矿许用毫秒延期电雷管1-5段，电雷管必须编号。
三、装药结构
正向连续装药；使用的煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不超过130ms。
四、起爆方式
起爆使用MFB-100矿用防爆型发爆器全断面一起起爆，联线方式为大串联，起爆顺序为先掏槽眼、辅助眼、顶眼最后为底眼。
五、质量要求
1、严格按照爆破图表的要求布置炮眼、打眼、装药、连线、爆破。
2、严格控制巷道的爆破成型质量，煤岩坚固性系数发生变化时，允许调整炸药用量、优化爆破参数。
爆破条件表表4
名称
单位
数量
名称
单位
数量
巷道掘进断面积
ｍ2
3.24
每循环实体煤（岩）体积
ｍ3
3.888
巷道净面积
ｍ2
3.24
每循环松散煤（岩）体积
ｍ3
7.0
炸药种类
三级含水炸药
每循环雷管消耗
个
19
雷管种类
煤矿许用毫秒电雷管
每循环炸药消耗
kg
11.4
循环进尺
ｍ
1.2
岩石硬度系数
f
0.5-5
炮眼利用率
％
77.8
绝对瓦斯涌出量
ｍ3/min
0.9
爆破说明表表5
炮眼
名称
炮眼编号
眼
深
（m）
眼距（m）
炮眼角度（。
）
装药量
封泥长度（m）
≮
爆破顺序
联线
方式
装药结构
水平
竖直
眼数（个）
单孔装
药量（条）
小计（条）
掏槽眼
1-4
1.6
1.0
66
90
4
3
12
0.5
A
大串连
正向装填
辅助眼
5-8
1.2
0.5
90
90
4
3
12
0.5
B
帮、顶、底眼
9-23
1.2
0.5
90
90
11
3
45
0.5
C
0
合计
23
69
附图4：
炮眼布置三视图，炮眼装填结构示意图。
第四节装载与运输
一、装载与运输方式
爆破落煤矸人工装车→人工推车→+356m车场→绞车提升→+420m上车场→人工推车→主斜井下车场→绞车提升→地面。
二、运输设备及安全措施
（一）运输设备
1、一吨固定式矿车
（1）巷道铺设的钢轨为15Kg/m,铺设必须平整，接头用道夹板配螺栓进行联接,枕木间距≤800mm。
（2）矿车必须完好无损。
（二）人力推车时必须遵守下列规定：
1、一次只准推一个矿车，严禁在两侧推车，同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5‰时，不得小于10m;坡度大于5‰,不得小于30m。
2、推车时必须时刻注意前方。
在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物，从坡度较大地方向下推车以及接近道岔、湾道、巷道口、风门、硐室出口时，推车人必须及时发出警号。
3、严禁放飞车。
巷道坡度大于7‰时，严禁人力推车。
第五节管线敷设
在掘进施工中所敷设的电缆、压风、水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。
一、管路、风筒
压风、水管路安设在巷道人行道一帮（巷道左帮）。
供风、供水均采用Φ50mm，水管在下风管在上，两路管间距220mm。
管路吊挂高度：
最上部管路吊挂高度为顶板下400mm（±100mm）。
固定方法：
采用圆丝吊挂在巷帮锚梁上，悬吊点间距为3000mm（±150mm），管路敷设应与巷道坡度一致，同一坡度内管路必须成一直线。
风水管路每隔50m安装一个三通及阀门，设压风自救器、防尘软管。
风水管接口严密，无漏风、漏水现象。
风水管距迎头20～50m，范围使用Φ25mm高压胶管。
风筒吊挂与电缆分列巷道两侧，用棕绳将风筒吊环与风管绑牢，每环必挂，风筒出风口不得落地，距碛头≤5m。
二、电缆
电缆采用电缆棕绳吊挂，电缆棕绳吊挂间距为3.0m，电缆垂度不超过50mm，吊挂电缆下缘距巷道底板高度为1500mm（±100mm）。
电缆排放自上往下为：
安全监控传输线、其它设备线，要求垂度适当，无交叉、不脱挂、无积尘，放炮母线严禁在同一侧。
第六节设备及工具配备
掘进生产系统所需设备、工具详见表6。
设备及工具配备表表6
序号
设备工具名称
型号
单位
数量
备注
1
局部通风机
FBD№5/2×7.5Kw×2
台
2
2
凿岩机
YT—29
台
2
1台备用
3
气动锚杆钻机
MQT-130/2.0—A
台
3
4
气扳机
BK42
台
3
一台备用
5
张拉千斤顶
MQD--250
台
1
6
顶板离层指示仪
DLY
台
12
7
压力计
MYJ－10
台
1
8
锚杆拉力计
ML－20
台
1
9
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式及供风距离
对旋式局部通风机配Φ600mm柔性风筒压入式通风，风筒出口距离掘进碛头不大于5m。
掘进工作面必须实现“三专两闭锁”。
二、风量计算
风量计算表 单位：
m3/min 表7
项目
公式
计算结果
Q—工作面实际需要风量，m³/min
q—工作面平均瓦斯绝对涌出量，m³/min
k—瓦斯涌出不均匀的备用风量系数
n—工作面同时工作的最多人数，人
Ｑ局—局部通风机的实际吸风量，m³/min
Ｉ—同时运转的局部通风机台数，台
Kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数
S—巷道掘进断面积，m2
P瓦——瓦斯绝对涌出量，m³/min
按瓦斯涌出量计算
Q＝100qk
100×1×1.5＝150m3/min
按人数计算
Q＝４n
=4×8=32m3/min
按局部通风机的实际吸风量计算
180m3/min
确定需要的配风量
180m3/min
风
量
验
算
按最低风速
1.岩巷：
Q最小≥0.15m/S=180÷3.24÷60＝0.92m/S
2.煤巷：
Q最小≥0.25m/S=
（根据煤岩巷的性质定）
按最高风速
Q最大≤4m/S＝180÷3.24÷60＝0.92m/s
按温度和炸药量
13.8kg＝60m3/min
按有害气体浓度
=0.9÷270＝0.0033≤1%
三、局部通风机的选型及安装地点
根据工作面配风量选用FBD№5/2×7.5Kw×2的局部通风机，局部通风机安装在+410m南抽采巷（运输巷）风门外的进风流中。
四、通风系统。
1、地面→主斜井→+420m主石门→+410m南抽采巷（运输巷）风门处→局部通风机→风筒→工作面→回风上山，总回风→地面。
通风系统详见通风系统示意图。
附图5：
通风系统示意图
第二节压风
本工作面压风源来自地面工业广场压风机房，承担井下采区工作面用风。
通过地面→主斜井→+420m主石门→+420m车场→+410m南抽采巷（运输巷）→工作面，详见配压风系统图。
附图6：
压风系统示意图。
第三节防治瓦斯
1、该掘进工作面为全岩掘进。
2、在距掘进碛头25—40m处安设一组压风自救装置,其于按间隔50m安装安设一组压风自救装置,每组压风自救装置可供5--8人使用,平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。
3、人员入井必须携带自救器，到达作业现场后悬挂在距碛头30-40米的巷道帮上。
4、在+410m南翼抽采巷在K2回风上山外安设两组牢固可靠正反向风门，反向风门平时敞开,放炮时必须关闭。
第四节综合防尘
一、防尘水源：
地面→主斜井→+410m主石门→+410m南翼瓦斯抽采巷→工作面。
二、防尘措施如下：
1、掘进巷道内间隔每100m安设一组防尘喷雾装置道，生产班作业时开启，停止作业时关闭，巷道内的沉积粉尘长度不大于5m、厚度不大于2mm。
2、施工过程中，必须铺设Φ50mm静压水管，每隔50m安设一个三通及阀门，水管吊挂平直与巷道坡度一致。
3、工作面必须采用湿式打眼，做到无水不开钻，停水停钻，爆破作业时使用水炮泥和压风喷雾净化水幕。
4、装煤装矸及转载点附近设喷雾洒水装置，装煤矸前要进行喷雾洒水。
5、水幕和喷雾装置安装距顶板距离不得大于300mm。
6、定期冲洗巷道，防止粉尘堆积，掘进队每班进行清扫，通瓦部每7天进行1次彻底冲洗。
7、对于产生粉尘飞扬和煤尘大的地点，根据实际情况随时进行冲洗。
8、防尘设施齐全，喷雾装置必须覆盖巷道全断面且水压符合要求，详见防尘系统图。
附图7：
防尘系统示意图
第五节防灭火
一、防灭火措施
工作面防灭火水源来自地面防尘水池，其系统使用防尘管路系统。
具体防火措施如下：
1、巷内浮煤、积尘要定期冲洗和清扫。
2、井下使用易燃物（如棉纱、润滑油、布头、纸等）必须放入盖严的铁桶或工具厢内，定期由专人送到地面，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油留在巷内或硐室内。
3、严禁将剩油、废油泼在巷道内。
4、严禁用明火作业和电器失爆。
5、灭井下火灾时必须严格按《煤矿安全规程》第二百四十四条规定执行。
6、灭电气设备火灾时先切断电源，然后用砂子灭火。
7、严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。
二、隔爆措施
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