1530东瓦斯抽放巷作业规程.docx
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1530东瓦斯抽放巷作业规程
编号：
YJGJJ-2013-02
水城县勺米乡营脚沟煤矿
1530东瓦斯抽放巷掘进工作面作业规程
编制人：
掘进队队长：
机电副矿长：
生产副矿长：
安全副矿长：
总工：
矿长：
编制日期：
2013年3月10日
1530东瓦斯抽放巷掘进工作面作业规程会审表
会审时间
会审地点
主持人
参加会审部门（负责人）签字
参加部门
签字
参加部门
签字
参加部门
签字
安检科
技术科
通防科
调度室
机电科
掘进队
会审意见：
总工程师意见：
签名：
2013年月日
矿长意见：
签名：
2013年月日
目录
第一章··工程概况-4-
第二章··地质说明书-5-
第三章··施工方法和作业方式-6-
第四章··掘进工艺-11-
第五章··劳动组织及主要技术经济指标-13-
第六章··通风管理-15-
第七章··主要生产系统-17-
第八章··安全保障系统-18-
第九章··安全技术组织措施-21-
第十章··避灾路线-60-
第一章··工程概况
一、巷道布置情况
1530东瓦斯抽放进风巷开门位置为1530运输石门石2#导线点（X=2929278.819、Y=35485626.488、Z=1523.9）往前81m为开门中，开门后按132°57′43″方位角，+3‰坡度掘进，前掘30m后在南帮开第一个钻场，再掘进15m后在北帮开第二个钻场。
该瓦斯抽放巷布置于M10煤层顶板和M5煤层底板之间的灰色细砂岩中，距M10煤层顶12m，距M5煤层19.2m，因此在掘进过程必须打钻探明M10煤层及M5煤层变化情况，以便调整瓦斯巷掘进方位，预防误揭煤层。
二、巷道工程量
总工程量为170m，为全岩巷道。
三、工程施工工期
工程预计从2013年3月12日开始掘进施工至2013年5月27日完工，总工期为2.5个月。
第二章··地质说明书
工程名称
1530东瓦斯抽放进风巷掘进工作面
工程位置
1530运输石门石2#导线点（X=2929278.819、Y=35485626.488、Z=1523.9）往前81m为开门中。
工程周围
开采情况
该瓦斯抽放巷顶底板均无采掘工作面及采空区；北东翼为无采掘工作面及其他巷道；西南翼为1530石门及1022采面（尚未开采）。
地面建筑及地形
该掘进工作面相对地面最高点标高为+1805m，地形地貌复杂，地形为北东高南西低的陡突山坡，无民房及其他建筑物。
地质构造
情况
根据实际地质资料综合分析，该巷道在掘进施工期间无断层影响，预计局部地段有地质小构造存在。
故此，巷道掘进过程中必须加强顶板管理、工程质量管理工作。
瓦斯情况
该巷道为全岩巷掘进，预计最大瓦斯涌出量为0.6m³/min。
水文地质
情况
我矿水文地质条件复杂类型属于中等类型，矿井充水形式主要为渗水、裂隙水、突水三种形式。
根据水文地质资料综合分析，该工作面掘进期间，无老窑水、断层水等的影响，但掘进期间，必须执行好“物探先行、钻探验证及有掘必探、先探后掘”之防治水规定。
岩性
该巷道主要沿浅灰色细砂岩、粉砂岩及局部深灰色粉砂质粘土岩等岩石掘进施工。
第三章··施工方法和作业方式
一、支护方式：
采用锚网支护。
二、施工方法：
采用钻爆法掘进施工，全断面一次成巷。
三、巷道形状和断面尺寸：
1、巷道断面：
为半圆拱型巷道。
2、巷道断面尺寸规格见下表：
参数
规格
参数
规格
备注
巷道净断面（m2）
6.12
巷道毛断面（m2）
6.5
采用锚杆支护
巷道净高（m）
2.6
巷道腰高（m）
1.3
巷道净宽（m）
2.6
水沟净高（m）
0.3
半圆拱半径（m）
1.3
水沟净宽（m）
0.3
钻场净断面（m）
7.0
钻场净深（m）
3.0
钻场净宽（m）
3.5
钻场净高（m）
2.0
四、支护形式、支护材料及规格
1、临时支护及要求：
选用螺纹锚杆加钢筋网片进行支护，爆破后及时在巷道顶板补打锚杆，锚杆长度为2.0m/根，其间排距0.8m/根；或采用前探梁进行临时支护，前探梁采用≥15kg/m轨道3根，长度≥4m/根，每根轨道采用三组铁链子进行牢固在已安装牢固的顶板锚杆上，用于悬吊轨道的锚杆必须确保锚固力不得小于70KN/根，铁链子不得小于40型。
其每组链子间距为0.8m/根、轨道间距为0.8m/根，每根临时支护必须架设至巷道迎头，待轨道架设牢固后，及时在轨道上铺设单层锚网。
如遇巷道顶板破碎地段，则在前探梁上部加铺板皮（厚度不小于5cm）或双层钢筋网片进行临时支护。
爆破后及时架设临时支护，临时支护必须紧跟迎头，严禁空顶作业。
2、开口点支护：
瓦斯抽放巷开口点前后各5m范围内采用锚杆、锚索进行加固，锚索长≥5.3m/根，间排距为3.0m/根，锚杆间排距为0.8m/根，沿1530运输石门及1530瓦斯抽放巷顶部各补打两排锚索。
开口点前后各5m范围内的巷道必须进行喷浆支护，确保开口点的支护质量符合要求。
3、永久支护选型计算：
（一）、计算锚杆支护参数
①锚杆长度的选择：
顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用达到支护效果的条件，应满足：
L≥L1+L2+L3
式中：
L—锚杆总长，m
L1—锚杆外露长（锚网厚度+托板厚度+螺母厚度+0.02～0.05m，顶锚杆取0.07m）m。
L2—有效长度（顶锚杆取免拱高b，帮锚杆取岩帮破碎深度c）m。
L3—锚入岩层内深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m）m。
普氏免压拱高：
b=[B/2+Htan（45°—ω帮/2）]/f顶
式中：
B、H—巷道掘进跨度和高度，B=2.7m,H=2.65m
f顶—顶板岩石普氏系数，f顶取3；
ω帮—两帮煤层的内摩擦角，ω帮取63.43°（查表得）。
b=[2700/2+2650×tan（45°-63.43/2）]/3=658mm
c=265×tan（45°-63.43/2）=625mm
L=L1+L2+L3=0.07（0.1）+0.658（0.625）+0.8（0.6）=1.53m（1.33m）
通过上述计算得出：
顶锚杆长1.53米，帮锚杆长1.33米，取锚杆长度为2.0米。
顶、帮锚杆选用¢200mm,长2.2m的螺纹锚杆，间距800mm，排距800mm，锚杆锚固力不小于70kN，扭力矩不小于100N·m,帮锚固力不小于30kN，扭力矩不小于60N·m。
②、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距：
每根锚杆悬吊岩体重量G=γL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。
为安全起见再考虑安全系数κ，取κ=2
κ·G＜Q
a=（Q/κ·γ·L2）1/2所选顶锚杆的锚固力Q≥70kN，计算得：
a＜（70kN/2×26.7kN×1.0）=1.14m因此锚杆间、排距参数能够满足计算结果。
（二）、锚索参数设计：
根据地质资料分析，虽岩层顶板岩层为坚硬。
但为防止顶板离层或发生大面积整体跨落，则选用直径Φ15.24mm、L=5300mm（锚入岩层1500深）的岩体钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最大高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。
此时，靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略粘结力和内摩擦力的条件下取垂直力的平衡，可以用下式计算锚索间距。
L=ｎ·F2/[B·H·γ-（2F1sinθ）/L1]
式中：
L—锚索排距，m
B—巷道最大冒落宽度，2.7m；
H—巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.7m；
γ—岩体重量，26.7kN/m3；
L1—锚杆排距，0.8m
F1—锚杆锚固力，70kN；
F2—锚索极限承载力230kN；
θ—角锚杆与巷道顶板的夹角，75°；
ｎ—锚索排数，取1。
通过计算L=8.9m,锚索选用Φ15.24mm、L=5300mm、1860低松弛钢绞线，沿巷道顶板中线布置单排锚索，间距3.0m/根。
锚索预紧力不小于120kN，锚固力不小于230kN
锚索材料选用1×7-Φ15.24mm高强度、低松弛粘结式钢绞线；
锚索参数以悬吊作用为主来确定。
①、锚索长度：
L=La+Lb+Lc+Ld
式中：
L—锚索的总长度m
La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度至少1.5m
Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度Lb=2.0m
Lc—上托盘及锚具的厚度（一般为0.1m）
Ld—需要外露张拉的长度（一般为0.2m）
将相关数据，计算得：
L=1.5+2.0+0.1+0.2=3.8m
②、锚索锚固长度：
La≥k×（d1fs/4fc）
式中：
k—安全系数一般K=2
d1—锚索钢绞线直径d1=17.8mm
fs—钢绞线抗拉强度fs=1860N/mm2
fc—锚索与锚固剂的设计粘结强度，树脂锚固剂fc=10N/mm2
将相关数据代人上式，计算得：
La≥2×（17.8×1860/4×10）=1417mm
因此，选用5卷K2338型树脂药卷做锚固剂，
采用Φ28mm钻头打眼，则实际锚固长度为：
La´=（L×R12）/（R2-R22）=（5×350除11.52）/（142-7.62）
=1674mm≥La，满足要求。
（三）、支护规格、参数及选用材料说明
（1）巷道顶部及两帮均选用螺纹锚杆+钢筋网片+锚索进行支护，锚杆间、排距0.8m/根，每根锚杆使用锚固剂为2节，螺纹锚杆选用L:
2200mm、Φ:
20mm，两帮从轨道面往上1m范围内不进行支护，如遇两帮破碎地段，则全断面进行支护，即全断面为9根。
锚索选用Φ:
15.24mm、L:
5300mm、1860低松弛钢绞线，沿巷道顶板中线位置布置单排锚索，间距3.0米/根，每根锚索使用锚固剂为5节。
每个钻场开口处补打4根锚索加强支护，锚索预紧力不小于120kN，锚固力不小于230kN。
（2）如遇地质构造地段（围岩稳定性差、破碎带、断层带等）则根据实际情况加密锚杆、锚索间排距或采取U型钢棚等方式进行支护，要求永久支护必须紧跟迎头工作面。
（见巷道支护示意图）
4、支护材料规格：
参数
规格
参数
规格
螺纹锚杆
L2200mm、Φ20mm
锚索
L5300mm、Φ15.24mm
钢筋网片
Φ6.5mm、1000×1500mm
树脂锚固剂
K2338
锚杆托盘
100mm×100mm×5mm
锚索锚盘
200mm×200×15.25mm
5、断面、支护规格及质量标准
序号
项目
允许偏差
标准
1
锚杆间、排距
±100mm
800mm/根
2
锚杆安装角度（限值）
≤15°
垂直巷道轮廓线≥75°
3
螺纹锚杆外露长度
±10mm
露出托板≤50mm
4
锚杆安装
牢固、托板紧贴岩、煤面，未接触部位必须楔紧
5
锚网连接
±0.5圈
缠绕2圈
6
锚网搭接
±50mm
100mm
7
锚索间距
±100mm
3000mm
8
锚索外露长度
±50mm
露出托板100mm
9
锚杆孔深
0～+50mm
2200mm
10
锚索孔深
±200mm
5300
11
螺纹锚杆使用锚固剂
0～+1节/根
2节/根
12
锚索使用锚固剂
0～+1节/根
5节/根
13
巷道平整度
≤50mm
无凹凸
14
锚杆支护横、排要求
±100mm
必须成一直线
15
巷道净高
-30～+150mm
2600mm
16
巷道净宽
-50～+150mm
2600mm
17
水沟高、宽
0～+100mm
300mm
18
巷道施工坡度
±1‰
3‰
19
轨枕间距
±100mm
1000mm
20
轨道间距
±5mm
600mm
21
轨道接头的间隙
＜5mm
22
轨道高低和左右错差
＜2mm
第四章··掘进工艺
一、落岩、装岩及运输：
采用YT28气腿式凿岩机施钻炮眼，爆破落岩，全断面一次成巷。
耙斗装岩机装岩，人力推车至1530车场，再经副井绞车提升至地面。
二、支护：
采用MQT-130/2.4气退式锚杆钻机施钻锚杆眼，锚杆钻机配合锚锤安装螺纹锚杆及锚索，人工铰接网片。
三、掘进工艺流程：
瓦斯检查→敲帮问顶→打眼→装药→爆破→风释烟雾→临时支护→出渣→永久支护。
四、主要设备、工具配备表：
名称
型号
使用台数
备用台数
合计台数
凿岩机
YT28
1
1
2
探水钻机
1250型
1
1
2
探水钻杆
Φ42mm
100
20
120
瓦斯电闭锁
1
1
风电闭锁
1
1
局扇风机
2×18.5KW
1
1
2
放炮器
MFB-500
1
1
2
风镐
G10
1
1
2
锚杆机
MQT-130/2.4
1
1
2
耙斗装岩机
P30B（22KW）
1
0
1
锚索张拉机
MS15-180/55
1
1
2
真空磁力启动器
QBZ-80
1
1
五、掘进方式：
1、打眼：
选用YT28凿岩机配合L2m钻杆人工钻眼。
2、爆破：
选用MA标志的安全等级不低于三级的煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管，爆破药卷为矿用Ф32mm，长度225mm，重量0.2kg/节的乳化炸药，其联线方式为：
串联全断面一次起爆。
采用MFB-200型发爆器起爆，爆破见爆破说明书。
3、炮眼布置及装药量表：
（见炮眼布置图）
炮眼名称
眼号
眼
深
m
装药量
雷管用量
炮眼角度
雷管段号
引爆顺序
联线方式
封泥
长度
单孔节
单孔kg
合
计
kg
单孔节
合计
水平角°
垂直角°
掏槽眼
1-4（4）
2
3
0.6
2.4
1
4
81
90
Ⅰ
Ⅰ
大串联
一节水炮泥加黄泥封满眼口
辅助眼
5-14（10）
1.8
2
0.4
4.0
1
10
90
90
Ⅱ
Ⅱ
底眼
15-22（8）
1.8
2
0.4
3.2
1
8
90
99
Ⅲ
Ⅲ
周边眼
23-35（13）
1.8
1
0.2
2.6
1
13
93
93
Ⅳ
Ⅳ
合计
35
8
1.6
12.2
4
35
4、预期爆破效果表：
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
%
85
每米巷道炸药消耗量
Kg/m
7.17
循环进尺
m
1.7
每循环炮眼总长
m/循环
63.8
每循环爆破实体煤层
m3
16.6
每米巷道雷管消耗量
个/m
20.6
第五章··劳动组织及主要技术经济指标
一、组织形式及作业制
采用综合工种及“三·八”作业制。
二、施工准备
1、地测部门按要求现场标定巷道开口点及中腰线。
2、施工单位备足生产用料和工具，做好施工准备工作。
3、机电队将风水管接通至施工地点并按规定设好三通阀门。
按规定在施工地点安设一台防爆电话及T1、T2瓦斯探头。
4、通风队接好风筒至工作面，确保风量满足要求。
5、开工前，施工队队长必须组织人员对开口点前后各5m范围内的设备设施、管线等采用废旧胶带或板皮等材料进行掩盖，防止施工期间设备设施或管线被损坏。
每班作业人员不得少于8人。
三、具体劳动组织如下表（综合工种）
工种
班组
全队
工种
班组
全队
安全员
1
3
耙斗机司机
1
3
瓦检员
1
3
运输
2
6
班长
1
3
打眼
2
6
支护
2
6
管理人员每班（人）
3
放炮
1
3
班组合计作业人员（人）
8
全队合计（人）
24
四、主要经济技术指标
项目
单位
数量
项目
单位
数量
巷道长度
m
170
螺纹锚杆消耗量
根/m
11.25
掘进断面
m2
6.5
锚索消耗量
根/m
1.5
日进尺
m
5.1
雷管消耗量
个/m
20.6
班进尺
m
1.7
炸药消耗量
Kg/m
7.17
日出勤
人
24
锚固剂消耗量
节/m
23
掘进功效
m/工
0.21
网片消耗量
块/m
5
月进尺（27天）
m
137
循环个数
个/天
3
五、循环作业图表（三班相同）：
时间
工序
早班（中、夜班同早班）
8h
9h
10h
11h
12h
13h
14h
15h16h
瓦斯检查（15min）
敲帮问顶（15min）
打眼（120min）
装药（35min）
放炮（25min）
风释烟雾（30min）
临时支护（10min）
出渣（60min）
永久支护（170min）
第六章··通风管理
一、通风设计：
1、设计项目：
1530东瓦斯抽放巷掘进工作面通风。
2、通风方式：
局扇通风机压入式通风。
二、局扇安装位置及风筒选择：
1、局扇安装位置：
1530车场防突风门外新鲜风流中。
2、风筒选择：
选用直径600mm抗静电阻燃风筒送风至掘进工作面。
三、风量计算及配风
1、风量计算
（1）按CH4（CO2）最大涌出量计算（本工作面为岩巷掘进，预计最大瓦斯涌出量计算，即0.6m3/min）：
Q掘＝100×q掘绝×Kd
式中：
Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3/min；
kd—备用风量系数，取Kd=2.0；
q掘绝—掘进工作面绝对瓦斯涌出量=0.6m3/min；
故：
Q掘＝100×0.6×2.0＝120m3/min
（2）按排除炮烟所需风量计算：
Q掘=25Aj
式中：
25—为排除炮烟每千克炸药需要的风量,m3/min；
Aj—掘进工作面一次放炮使用最多的炸药消耗量，kg；
故：
Q掘=25×12.2=305m3/min
（3）按人数计算所需要的风量：
Q=4NK：
Q=4×12×1.2=57.6（m3/min）
式中：
4—每人每分钟所需的空气（m3/min）；
N—掘进工作面同时工作的最多人数（人）；
K—风量备用系数，取1.2。
2、通过以上计算，该掘进工作面供风量不能小于计算最大风量305m3/min。
预取风量350m³/min。
由于在供风过程中存在部份漏风，选用2×18.5KW局扇为该工作面供风，该局扇风量为350—550m3/min。
3、风量验算：
最大风速=350÷6.2÷60=0.94m/s；
最小风速=350÷10.3÷60=0.56m/s。
故：
0.56m/s＜4m/s～0.94m/s＞0.15m/s
通过以上验算，选择2×18.5KW局扇对该掘进工作面进行供风，其风量满足要求，并符合规定。
四、通风系统流程
1、新鲜风流
新鲜风流由地面→副斜井→1530车场（局扇风机）→1530运输石门（风筒）→掘进工作面。
2、泛风风流
1530东瓦斯抽放巷掘进工作面→1530石门→1530回风联络巷→专用回风井→地面（详见通风系统示意图）。
第七章··主要生产系统
一、运输系统
1、运矸：
1530东瓦斯抽放巷掘进工作面（耙斗装岩机）→1530石门（矿车）→1530车场→副斜井（绞车）→地面。
（见运输系统示意图）
2、运料路线：
地面工业广场→副斜井→1530车场→1530石门→1530东瓦斯抽放巷掘进工作面。
二、供水系统
地面300m3消防水池（1634m标高）→副斜井→1530石门→1530东瓦斯抽放巷掘进工作面。
三、通讯系统
地面40门程控交换机→副斜井→1530石门→1530东瓦斯抽放巷掘进工作面（819）。
四、供电系统
勺米10KV电网→地面变压器→地面配电室→副斜井→1530车场→掘进工作面用电（详见供电系统示意图）。
五、排水系统
1530东瓦斯抽放巷掘进工作面排水沟自排→1530石门→副斜井→主水仓→主排水泵→专用回风井→污水处理站→地面水沟（详见排水系统示意图）
第八章··安全保障系统
一、安全监测监控
为确保1530东瓦斯抽放巷掘进工作面安全施工，设立安全监测监控设备设施如下：
1、为监测局部通风机的开停状态，在局部通风机的开关负荷侧（即启动电缆上）设置一台局部通风机开停传感器KGT。
2、在距掘进工作面迎头≤5m的位置（距顶板≯300mm、距帮≮200mm）设置一台甲烷传感器T1瓦斯探头。
3、在1530东瓦斯抽放巷距1530石门10～15米位置（距顶板≯300mm、距帮≮200mm）设置一台T2瓦斯探头。
4、甲烷传感器的报警浓度，断电浓度，复电浓度和断电范围。
1）T1的报警浓度为≥0.8％，断电浓度≥1.0％，复电浓度为＜0.8％，其断电范围为掘进工作面内全部非本质安全型电气设备。
2）、T2的报警浓度为≥0.8％，断电浓度≥1.0％，复电浓度为＜0.8％，其断电范围为掘进工作面所有回风流非本质安全型电气设备。
5、各种监测监控设备的型号：
监测监控系统：
KJ101N
甲烷传感器：
KG101-45B
局部通风机开停传感器：
KGT19
局部通风机开关：
QBZ120—80
馈电传感器：
KDD—I/馈电
闭锁开关：
QBZ
中分站：
KFD—S
二、防尘
1、通防队、机电科在掘进工作面安设防尘水管（主管3寸，支管6分），末端距工作面10—20米，要求安设可靠的闸阀，并保证正常供水。
2、机电队在掘进工作面内每隔50米安设一组水管三通阀门，在工作面防尘水管末端安设一个阀门，并连接一根长度不少于15米的软质胶管。
3、通防队在掘进工作面内每隔50m安设一组净化水幕装置，爆破及出货期间必须开启降尘。
4、通防队在1530石门石2点处安设一组隔爆水棚，其隔爆水袋水量为200L/m2，故不得少于1240L。
水棚长度不得小于30m，水袋内水中混入5%的粉尘后应立即换水，对隔爆水棚架设，要求水棚应设置在直线巷道段，水棚安设前后各20m的巷道断面应一致。
5、严格执行洒水消尘制度及湿式打眼制度，爆破前后及出货期间必须洒水消尘。
6、通风队2—3天必须对该巷掘进工作面内进行洗尘工作，防止粉尘堆积。
7、掘进工作面必须严格按规定使用好水炮泥。
8、施工人员必须佩戴防护口罩，搞好个体防护。
三、防灭火：
1、在掘进
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