21瓦斯抽采回风巷掘进作业规程新.docx
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21瓦斯抽采回风巷掘进作业规程新
隐患预排查：
1、掘进过程中易误穿煤层；
2、本巷靠近姚家沟老主井，加强水患探测排查；
3、开口时应对开口点处用2500mm锚杆进行锁梁加固。
4、开工前，认真检查绞车润滑、液压制动系统、地滚、钢丝绳情况。
5、开工前，认真检查挡车器、阻车器等安全设施的检查。
6、人员在入井、升井过程中严禁蹬爬车。
处置措施：
1、巷道开工前，必须按照巷道设计走向进行物探，钻探验证。
彻底排查巷道前方80米范围内，水患，煤层情况。
并保留30米超前距离，严禁超掘。
2、严格按照“四位一体”综合防突措施执行，做好揭煤及防突工作。
3、在提升运输时必须做到“三好”、“四有”、“二落实”。
“三好”：
绞车设备完好、巷道支护质量好、轨道道岔质量好；“四有”：
有可靠地防跑车和跑车防护装置、有地滚、有信号和躲避硐室，有声光兼备报警装置；“二落实”：
岗位责任落实、检查维修制度落实。
4、绞车司机必须做到“五不开”即：
绞车不完好不开、钢丝绳不合格不开、安全设施及信号设施不齐全不开、超挂车不开、信号不清不开
5、加入入井检查、监管，职工的培训教育工作，说明蹬爬车现象的危害。
目录
第一部分编制概要4
第一节编制要求4
第二部分规程编制6
第一章概况6
第一节21瓦斯抽采回风巷特征表6
第二节编写依据7
第二章地质开采及水文地质情况7
第一节地面相对位置及水文地质情况7
第三章巷道布置及支护说明9
第一节巷道布置9
第二节支护设计9
第三节支护工艺9
第四章掘进施工工艺10
第一节施工方法10
第三节凿岩方式11
第四节爆破作业11
第五节装载运输13
第六节管线布置13
第七节机电设备配备13
第五章掘进辅助系统14
第一节通风系统14
第二节压风系统18
第三节供、排水系统19
第四节安全监测系统19
第五节供电系统20
第六节运输系统20
第七节避灾路线22
第八节工程质量管理22
第六章巷道施工安全技术措施23
第一节施工准备23
第二节支护23
第三节操作风动锚杆钻机24
第四节钻眼25
第五节“一通三防”管理26
第六节顶板管理29
第七节装药、连线、放炮30
第八节使用固定爆破母线33
第九节防治水管理33
第十节过断层、裂隙、破碎带及防止冒顶34
第十一节提升运输35
第十二节机电管理36
第七章灾害应急措施及避灾路线36
第一节灾害应急措施36
第二节避灾线路38
第八章劳动组织与主要技术经济指标39
第一节劳动组织39
第二节循环作业40
第三节主要技术经济指标40
第九章图纸部分41
第一部分编制概要
第1节编制要求
一、巷道施工要求
（一）21瓦斯抽采回风巷作为60万吨/年新井二采区首采工作面瓦斯治理巷，井巷设计长度366.5m，采用钻爆法施工。
（二）巷道位于祥兴煤矿姚家沟（现二采区）范围内，不定坡度，顺6#煤层顶板指定煤岩层进行施工。
（三）相关部门提供的图纸有，井上下对照图、60万吨/年初步设计、西冲祥兴煤矿资源储量核实报告、地质地形图、水文地质图。
二、此作业规程附有以下图纸
（一）巷道布置平面图、剖面图。
（二）地层综合柱状图。
（三）地质平面图、剖面图。
（四）巷道支护断面图。
（五）临时支护平面图、剖面图。
（六）设备布置示意图，供电系统示意图。
（七）炮眼布置正视图、侧视图、俯视图，装药结构示意图等。
（八）通风系统示意图。
（九）运输系统、排水系统、防尘系统示意图。
（十）抽放瓦斯系统、安全监测仪器仪表布置示意图。
（十一）避灾路线示意图。
三、巷道布置原则
此巷道在设计布置时充分考虑了工业广场、水文地质、经济等因素，并以安全、经济为原则来进行施工布置。
四、掘进作业规程按章节附图表，并按顺序编号
五、相关内容规定
《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿防治水规定》中已有明确规定的，且又属于在作业规程中必须执行的条文，只在作业规程中写上该条文的条、款号，在学习作业规程时一并贯彻其条文内容;未明确规定的，而在作业规程中需要规定的内容，在作业规程或施工措施中已明确规定。
六、其它专项安全技术措施编制要求
（一）专项安全投术措施，由施工单位的工程技术人员根据施工现场生产条件发生变化的实际情况进行编写。
（二）编写的专项安全技术措施要有预见性、针对性、可行性。
编制前，编写人员必须先到现场勘察工作面的实际情况，掌握现场施工条件;要使安全技术专项措施符合工程设计文件的规定。
（三）出现下列情况之一者，应编写专项安全技术措施并报矿总工程师进行审核。
1•施工过程中突然遇到地质构造，过较大的断层、褶曲构造、老空，瓦斯异常、透水等;
2•遇冲击地压、煤与瓦斯突出、冒顶区，应力集中区;
3•施工过程中遇松软的煤、岩层或流沙性地层;
4•在火区附近、注浆采区下分层威胁施工安全;
5•施工现场地质条件、施工方法、支护方式发生变化，与作业规程不符;
6•作业规程有关规定不具体或末包括的内容;
7•其他可能受到危害或威胁的施工现场。
（四）安全技术专项措施编制的内容:
1•施工方法、工艺、工序安排等;
2•支护方式和支护材料;
3•生产系统与原规程不同的，在措施中说明;
4•工程的规格尺寸等，要有附图;
5•其他与措施有关的内容。
七、预防瓦斯突出专项安全技术措施（另行编制区域和局部防突措施，并包括以下内容）
（一）煤与瓦斯突出的预兆。
（二）防突措施的选定。
（三）注水措施技术参数。
（四）预测指标和临界值的选定。
（五）预测方法。
（六）操作要求。
（七）安全防护措施及防止灾害扩大的措施。
九、出现下列情况之一时必须重新编写作业规程
（一）地质条件和围岩有较大变化。
（二）改变了原巷道规格和支护形式。
（三）改变了原施工工艺和主要工序安排。
（四）原作业规程与现场情况不符，失去可操作性。
第二部分规程编制
第1章概况
根据《祥兴煤矿60万吨/年初步设计》中21抽采会风巷设计断面为8.0㎡（下净宽3.0m，净高3.0m的半圆拱锚网喷），我矿目前断面为6.5㎡（下净宽2.8m，净高2.6m的半圆拱锚网支护），采用定向施工，皮带占用1.4m宽后无法安装瓦斯管路（安全专篇中瓦斯管径为325mm），如安装150mm管径抽放管以后还需拆除再安装，增加工程量与费用。
目前21瓦斯抽采回风巷均未超过70m，经矿研究建议往后施工断面变更为7.22㎡（下净宽3.2m，净高2.6m的半圆拱巷道）。
特对本作业规程进行复新修改装订。
第一节21瓦斯抽采回风巷特征表
1、主要工程概况
序号
井筒特征
井筒名称
总工程量（m）
21瓦斯抽采回风巷
366.5
1
巷道用途
煤层瓦斯抽放、通风、管线敷设及行人
2
煤层编号
顺层
3
开口坐标
经距（x）
X:
2849540.419
纬距（y）
Y:
5456199.526
4
方位角（0’”）
自由巷
5
井筒坡度（0’”）
6
开口标高（m）
+1550.794
7
水平标高
（m）
+1550
8
最终水平
（m）
+1550
9
井筒形状
半圆
服务年限（a）
5
10
井筒宽度（m）
净宽
3.2
净高
2.6
11
支护形式
锚网
腰线高（m）
1.2
12
井筒断面
（m2）
净断面
7.22m2
掘进断面
7.22m2
13
锚网
厚度（mm）
材料
锚杆、10#铁丝网、锚固剂
二、施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题
在施工中如遇地质破碎带，巷道支护压力大的时候立即汇报矿总工程师，采取其它加固措施或更换支护方式。
在施工中严格执行探放水以及防突工作，特别是原姚家沟老主井积水应加强注意。
三、巷道布置平面图（附图一）
第二节编写依据
（一）21瓦斯抽采回风巷工作面设计；
（二）21瓦斯抽采回风巷地质说明书；
（三）《祥兴煤矿掘进安全技术操作规程》、祥兴煤矿各工种岗位责任制等；
（四）祥兴煤矿有关安全管理制度；
（五）有关法律法规。
第二章地质开采及水文地质情况
第一节地面相对位置及水文地质情况
一、地面相对位置及邻近采区开采情况
根据调查以及井上下对照图，巷道上方地面最高+1850m，最低+1725m，在整个21瓦斯抽采回风巷上方无任何路桥、建筑及设施，地表为山地类型，有部分山地覆盖。
在此巷道前方40米，上部14米处为原姚家沟老井1234运输巷。
根据钻孔资料分析，无采空积水情况。
在巷道掘进范围内无地下承压水及地下泾流，仅断层导水以及裂隙水对施工影响较大，在雨季时降水量大，通过裂隙有部分地表水渗入井下。
目前处于旱季，本巷在施工时各水体对其影响较小，但对施工影响的水体主要为姚家沟原采空区，依然要加强水患防治工作。
二、煤（岩）层赋存特征
矿区内有可开采每层13层（1、3、4、7、9、10、12-1、12-2、17-1、17-2、18、20、24）本巷仅做为7#、3#煤层瓦斯治理巷道，在掘进过程中由于可能受地质条件影响有穿层可能，因加强对煤层的探测，做好揭煤及防突工作。
根据贵州省煤田地质勘探公司一五九队提交的普查勘探报告，通过对钻孔中取出的煤炭样品进行分析，本矿井瓦斯较高。
另外，根据整合前原大湾祥兴、小云盘煤矿均为高瓦斯矿井。
本矿的瓦斯等级为高瓦斯矿井。
但我矿井田曾经发生过突出，为突出矿井，所以严格按突出矿井进行管理。
贵州省煤田地质局实验室2004年2月提交的1、3、4、7、9、10、12—1、12—2、17—1、17—2号煤层的煤炭自燃倾向等级鉴定报告和煤尘爆炸性鉴定报告。
云南省煤炭产品质量检验站2010年6月8日提交的18、20、24号煤层的煤炭自燃倾向等级鉴定报告和煤尘爆炸性鉴定报告。
井田内1、4、7、9、10、12—1、12—2、17—1、17—2号煤层自燃倾向性等级为Ⅲ类；其余煤层为Ⅱ类。
本设计按Ⅱ类即自燃考虑。
本矿井所有煤层的煤尘均有爆炸危险性。
附图1：
工作面地层综合柱状图。
该段巷道顺6#煤层顶板掘进主要为灰色粉砂岩，粉砂质泥岩；底板为深灰色泥岩。
三、断层情况及其对回采的影响
区域内断层情况表
断层名称
走向
倾向
倾角
性质
落差（m）
对回采的影响
F266
SN
NE
60°
逆断层
15-20m
本巷道位于井田西部，且在断层范围内，受断层影响。
21瓦斯抽采回风巷设计方位及走向和本断层垂直施工，该断层走向为10°左右。
倾向北西，倾角60°左右。
推测该断层对本巷道局部影响。
四、水文地质
1、在21瓦斯抽采回风巷掘进区域的主要水源有老窑水、雨季地表渗水、裂隙水以及煤岩含水。
根据轨道上山、回风上山掘进期间资料分析含水层厚度8～10m，涌水量比较大，经实测，在雨季期间进风斜井裂隙涌水、断层导水、采空区渗水量最大为67m3/h左右，主要补给方式是地表降雨，随着雨季到来而增加，对掘进期间有一定的影响，在排水设备正常的情况下能及时排出工作面积水。
2、该巷道的区域内的主要资料来源于地质钻孔以及地质储量报告，在21轨道石门掘进过程中，以探测过该区域30米范围内的水患影响，根据地质钻孔探测也未见水体存在。
距本巷40米处原姚家沟老井巷道一直保持通风排水，由于煤体透水及断层导水性较强，根据在采空积水区及断层导水带，巷道保护距离已大于30m，已将上部存水抽放净，能完全满足防治水需要。
3、探水“三线（积水线、探水线和警戒线）图（附图三）。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1、21瓦斯抽采回风巷位于盘县西冲大湾祥兴煤矿井田二采区区域内，巷道开口在6#煤层顶板，开口标高+1550.7m，设计净断面7.22m2。
腰线为底板往上1.2m，巷道开口点坐标（X:
2849540.419；Y:
5456199.526，Z：
+1550.7m）。
2、巷道开口施工:
巷道使用锚网支护，每掘进0.8m立即进行支护。
开口前准备好所有打眼机具、风水管、各种开关设备等。
2、严格按技术部门设计的巷道布置图进行施工。
3、地测部门在巷道开口前必须及时给定巷道开口位置和方位，掘进过程中经常校核巷道的方位和坡度，严格按巷道中腰线施工。
4、21瓦斯抽采回风巷使用的风机安设于21轨道石门防突风门外进风中。
附：
平面图位置及剖面图：
第二节支护设计
一、根据巷道围岩性质，矿压观测资料，施工现场实际情况，设计采用锚网设计。
二、巷道支护设计，根据祥兴煤矿初步设计方案内容进行支护。
三、巷道临时支护的方式:
巷道临时支护采用锚杆，工作面与临时支护的距离不大于0.3m，工作面与永久支护的距离不超过0.8m，“敲帮问顶”工作结束后，立即对其进行挂网打设锚杆进行支护工作。
四、如遇煤层或过构造带，顶板岩性较差根据实际情况补打锚索或架设25#U型钢，编制专项措施，由矿总工程师审批后执行。
五、巷道支护平面图、断面图。
第三节支护工艺
一、永久支护：
（详见巷道支护平面图、断面图）
1、永久支护为锚网，锚杆为Φ20×2000mm等强度右旋全螺纹钢制锚杆,锚杆间排距800×800mm，锚杆锚固长度不得低于锚杆1/3长度，锚杆外露长度在30mm—50mm之间，锚固力不低于90KN，每根锚杆使用2节树脂锚固剂。
锚网采用10#菱形铁丝网，锚网铺设必须紧贴岩面，锚网搭接长度不得低于100mm不得高于300mm，网片之间使用不低于8#铁丝双股连接，锚杆与锚索尽量布置在两网片搭接处。
所有锚杆及锚索施工后必须对其锚固力进行拉力测定，符合率不低于95%。
在使用锚固剂时严格按设计要求使用。
三、质量标准与检验
质量标准与检验
项目
设计尺寸、数量
允许偏差
巷道净宽/mm
3200mm
合格
-50—100mm
优良
巷道中高/mm
2600mm
合格
-50—100mm
优良
水平巷道前倾后仰
1m垂线前倾后仰不大于17mm（±10）
符合设计
锚杆/mm
50mm（±30mm）
符合规定
锚杆间排距
800mm（±50mm）
符合规定
第四章掘进施工工艺
第一节施工方法
1、施工方法：
使用人工打眼，钻爆法施工，运输方式为刮板机、皮带配合矿车。
2、作业方式：
班班掘进、支护，三班平衡作业。
3、炮掘循环进度1.4米,可根据实际情况缩小循环进度。
第二节施工工艺
1、炮掘掘进工艺
交接班→检查迎头支护→打眼→检查瓦斯→装药→检查瓦斯→放炮→检查瓦斯→临时支护→出货→永久支护，完成一个进尺循环。
2、锚杆支护工艺
钻顶板中部锚杆眼孔→清孔→向上托钢带或网（两端用人工扶住）→装填锚固剂（2~3支）→插入锚杆→利用锚杆机搅拌锚固剂→上托盘、紧螺母→依次安装两边锚杆。
3、锚索支护工艺
按照设计施工锚索眼→清孔→装填锚固剂（4~6支）→插入锚索→利用锚索机搅拌锚固剂→上好锚具利用液压千斤顶拉紧锚索。
第三节凿岩方式
采用风钻钻眼爆破的方法破岩。
1、采用7655或YT28\YT29型气动凿岩机进行湿式打眼，打锚杆采用ZYX80锚杆机。
2、采用湿式打眼、水炮泥、放炮喷雾、扒矸前洒水、装岩过程中开放水幕等方法降尘。
3、炮掘工艺如下：
在工作面画出炮眼位置→分上下层、炮眼类型进行打眼→清洗炮眼→装药→接线→起爆→找危岩（煤）→临时支护→出货→正式支护→画炮眼。
4、掘进全岩巷及煤层较少时采用光爆一次性全断面起爆，设计见（一次性爆破图）。
5、放炮地点设置21行人联巷防突风门外，站岗点共设置四个：
1：
21轨道石门岔口上部20米；2：
21轨道石门岔口下部20米；3：
21行人联行防突风门外；4：
21专用回风石门内。
6、打眼工作完成之后，风筒及瓦斯探头吊挂牢靠，打眼机具及其他工具材料必须放置在作业点后方宽敞不影响安全地点摆放好。
第四节爆破作业
掏槽方式为楔形掏槽，采用7655或YT28\YT29型气动凿岩机成孔。
1、爆破条件:
巷道断面为半圆拱、采用压入式通风，采用多向楔形掏槽方式，周边眼与设计轮廓线边距0.1m，周边眼间距0.48m，每循环进度1.4m，使用矿用三级乳化炸药，雷管使用取得产品许可证的煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管，炮眼利用率为85%，每米消耗炸药22.7kg、雷管41个。
2、爆破器材
采用煤矿许用三级乳化炸药，药卷直径为30mm，药卷长300mm，重300g，1～5段毫秒延期电雷管引爆，MFB-100型隔爆发报器起爆。
3、装药结构
炮眼采用正向连续装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线。
4、钻孔要求
1）炮眼的深度为1.6～1.8m;
2）周边炮眼的间距为450～500mm;
3）周边炮眼的密集系数为0.3～0.5;
4）周边炮眼的药卷直径为25～30mm。
孔号
装药量
雷管（个）
炮泥长度
使用段数
备注
节（段）
公斤
0
￠75mm空孔不装药
1～5
7
1.4
5
600
1.5
6～13
5
1.0
8
800
1
14～34
0.5
0.1
21
600
2
35～41
4
0.8
7
600
3
合计
113.5
22.7
41
5、装药结构与起爆
采用大串联正向装药。
起爆原始条件
项目
单位
数量
项目
单位
数量
巷道的掘进断面
㎡
7.22
炮眼数目
个
41
煤岩的坚固系数
f
1.5
雷管数目
个
41
炮眼深度
m
2.0~2.2
总装药量
kg
22.7
预期爆破效果
项目
单位
数量
项目
单位
数量
炮眼利用率
％
85
每循环耗药量
kg
22.7
每循环工作面进尺
m
1.4
每循环炮眼总长度
m
50.2
每循环爆破实体岩石
m3
8.96
每米3岩石耗雷管量
个/m3
5
炸药消耗量
kg/m3
2.7
每米巷道耗雷管量
个/m
25
每米进尺炸药消耗量
kg/m
12.6
6、在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的掘进工作面，爆破应全断面一次起爆;不能全断面一次起爆的采取多次起爆的必须另行编制安全技术措施。
7、光面爆破作业应尽量采取以下措施
细长药卷连续装药；小直径药卷空气间隔装药；标准直径药卷空气间隔装药。
应达到以下要求：
岩面上周边眼眼痕保存率不少于75%，且均匀清晰，超挖量不超过150mm，欠挖量不超过50-100mm，岩层上不能出现明显的炮震裂隙。
详见炮眼布置及爆破说明。
第五节装载运输
1、出煤（矸）前必须先进行敲帮问顶，并在煤（矸）上洒水灭尘以后，方可进行出货工作。
2、采用刮板机及普通皮带输送至人行斜井内的人字形花纹皮带，再由人字形花纹皮带输送至地面。
3、刮板机使用SGB40T型，距工作面不大于20m，机尾安设于工作面后方3m位置,机尾使用地锚（长压度不得低于1.5m）固定，机头使用11#工字钢加工架子（机电科出具图纸）固定，所有设施必须牢固。
工作面开工后50米采用40T刮板机出渣超过80米后安设第二部刮板机，第二部刮板机安设好后拆除第一台刮板机，安装630普通可伸缩型皮带运输。
4、所有煤、矸、材料、设备等匀使用皮带进行运输，但长型材料设备必须使用材料车进行提放，如需提放异型、大件设备必须另外加工专用材料车。
5、所有人员必须加强自主保安和联防保安工作，避免出矸伤人。
第六节管线布置
风筒在巷道左侧距底板1.6m位置靠帮安设，与工作面距离不得超过6m，风管、水管安设在右侧距底板0.5m位置靠帮安设、间距0.2m。
附：
巷道断面图（管线、风筒、设备等布设）
第七节机电设备配备
巷道开工准备设备及材料
序号
名称
型号
单位
数量
备注
1
绞车
JTP-1.6×1.2
台
1
21瓦斯抽采回风巷掘进
2
刮板运输机
SGB40T
台
1
3
皮带机
630
台
2
4
1.2m3矿车
台
5
5
局部通风机
FDⅡ-2×45KW
台
2
6
风机开关
QBZ-120
台
2
7
闭锁开关
KBZ-400
台
1
8
钻机开关
ZZ8L-2.5
台
2
9
电话
KTH13
部
1
10
馈电开关
KBZ-630
台
1
11
开停传感器
KGF2
台
2
12
甲烷传感器
GTC4A
台
3
13
综保
ZXZ-4
台
1
14
荒扒
把
6
15
风镐
把
2
16
28#凿岩机
台
5
17
钻杆
配套
根
10
2.2米长
18
钻头
配套
个
20
19
锚杆机
台
3
20
锚钻头
配套
个
20
21
锚钻杆
配套
套
5
第五章掘进辅助系统
第一节通风系统
一、采用压入式通风，在高瓦斯区域必须进行先抽后掘，如需施工排放孔时必须增加有效风量，减少漏风量，风机安设在21行人联巷防突风门外，风筒吊挂方式详见第四章第五节第一条，压风机安设在地面，通入4吋压风管送入井下，隔爆水袋安设在工作面后方60～200m位置，按每平方不少于200m3水量标准安装。
监控探头T1安设在工作面后方风筒另一侧5m位置,T2探头安设在距离21瓦斯抽采回风巷距21轨道石门20m处，T3探头安设在21轨道石门距21瓦斯抽采巷汇流10m处，均按监控设施安装要求进行安设，采用800mm阻燃风筒。
二、我矿属于突出矿井，已经按规定装设三专（专用变压器、专用开关、专用线路）、两闭锁（风电、瓦斯电闭锁），装备“双风机、双电源”，并能自动切换、具有自动分风的功能。
三、掘进工作面风量计算
（一）掘进工作面实际需要风量，应按我矿企业的“一通三防”规定或根据瓦斯、二氧化碳涌出量，炸药用量，同时工作的最多人数，局部通风机的实际吸风量等因素分别计算，并选取其中最大值。
按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。
Qj＝100×q掘×Kj
＝100×2.0
＝200
式中Qj——掘进工作面需要风量，m3/min;
q掘—本巷为全岩巷掘进，作为瓦斯治理用，瓦斯涌出暂不考虑。
k—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观测的结果确定（掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比）。
通常机掘工作面k=1.5～2.0;炮掘工作面k=1.8～2.0。
（二）按炸药使用量计算:
Q=25A
=25×22.7
＝567.5
式中
Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min;
25—每千克炸药爆炸不低于25m3的配风量;
A—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量，kg。
（三）按工作人员数
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