21062切眼掘进作业规程解读.docx
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21062切眼掘进作业规程解读
基层会审意见
1、必须把拉门口附近的顶板进行有效支护后，方可组织对切眼进行掘进施工作业。
爆破作业前必须安排人员在通往爆破地点的所有巷道设置好警戒。
2、施工中严格执行敲帮问顶制度，使用好临时支护，严禁空顶作业。
3、施工必须确保锚杆支护的工程质量。
4、严格按中心施工。
队长
生产队长
技术队长
安全队长
矿会审意见
一、存在的主要问题：
二、处理意见：
会审单位及人员签字
会审主持人：
矿调度信息中心：
安全监察处：
技术部：
计划:
地测科：
通风区：
机电科：
机电安装队：
运输区：
劳动保障部：
供应科：
煤质销售部：
安全副矿长：
生产副矿长：
总工程师审批意见：
第一章概况6
第一节编制依据6
第二节巷道布置6
第二章地面相对位置及地质情况9
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况9
第二节煤（岩）层赋存特征9
第三节地质构造12
第四节水文地质14
第三章巷道断面及支护14
第一节巷道断面14
第二节支护设计16
第三节支护工艺19
第四节轨道及道床19
第五节巷道排水沟20
第六节巷道管线布置20
第七节矿压观测21
第四章施工工艺21
第一节施工方法21
第二节凿岩方式22
第三节爆破作业23
第四节装载与运输24
第五章生产系统26
第一节掘进通风26
第二节掘进压风30
第三节瓦斯防治30
第四节综合防尘31
第五节防灭火33
第六节安全监控33
第七节供电35
第八节排水37
第九节运输37
第十节照明、通信和信号37
第六章劳动组织及主要技术经济指标38
第一节劳动组织38
第二节循环作业39
第三节主要技术经济指标40
第七章安全技术措施41
第一节一通三防安全技术措施41
第二节顶板安全技术措施43
第三节爆破安全技术措施43
第四节防治水安全技术措施45
第五节机电安全技术措施45
第六节运输安全技术措施45
第七节绞车使用安全技术措施46
第八节耙斗机使用拆除安全措施46
第九节蓄电池机车使用专项措施48
第十节防治瓦斯安全技术措施49
第八章灾害应急措施及避灾路线50
作业规程学习和考试记录52
作业规程学习和考试记录53
作业规程学习和考试记录54
作业规程补充学习和考试记录55
作业规程补充学习和考试记录56
第一章概况
第一节编制依据
一、花山煤矿《+900m水平一采区设计说明书》
二、地质说明书：
花山煤矿《21062掘进工作面地质说明书及附图》
三、《煤矿安全规程》和《煤矿岗位技术操作规程》等
四、矿批准的生产接替计划
五、其它依据：
《四川省煤矿安全管理标准》
第二节巷道布置
一、巷道名称、位置及其所在层位、与煤（岩）层、相邻巷道的关系及相邻巷道名称、用途，本巷道用途，设计长度、工程量、坡度、服务年限、开（竣）工时间等：
21062切眼位于+900m水平一采区的6#煤层东翼。
巷道起点底板标高+974.6m,全长设计约160m,按煤层自然倾角施工，终点底板标高+1044.6m。
巷道破6#煤层直接底掘进，煤层平均倾角26°。
该切眼为21062采面安装综采设备准备。
预计二00九年七月份开工，二00九年八月竣工。
二、施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题：
顶板岩性为中粗砂岩，属于含水层，施工中加强地测防治水工作。
附图1-1-1巷道布置平面图和巷道关系剖面图（倾斜方向）（1:
2000）。
巷道关系剖面图一：
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
一、巷道相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构建筑对工程的影响等：
工作面对应地面为荒山，无需保护建筑。
二、巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系，附近已有的采掘情况对工程的影响：
21062采面的上部为3064采空区，3064运输巷距21062回风巷垂高约15.0米，其余三面未开采。
三、分析采空区的水、火、瓦斯等对工程的影响：
3064采空区的水、火、瓦斯等对工程的影响不大。
井上下对照关系表
水平、采区
+900水平一采区
工程名称
21062切眼
地面标高
1340米～1495米
井下标高
974.6m～1044.6m
地面的对应位置建筑物
荒山，无需保护建筑
井下对应位置对掘进巷道的影响
无
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
无
第二节煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（f），预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特性分析：
该工作面属较复杂结构，较不稳定煤层，一般由三层煤、两层夹矸组成。
煤层平均厚度分别为0.26m、0.28m、0.12m。
夹矸岩性为泥质粉砂岩，厚度分别为0.19m、0.55m。
煤层结构由上往下为：
0.26（0.19）0.28（0.55）0.12。
平均采高1.40米。
二、预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等：
瓦斯相对涌出量（4m3/t），煤层自然发火期大于365天，煤尘具有爆炸危险性，地温（22～24℃）。
三、其他煤（岩）层技术特征分析:
煤（岩）层特征表
指标
参数
备注
煤（岩）层厚度（最大—最小/平均）（m）
0.55～0.75/0.66
煤（岩）层倾角（最大—最小/平均）（°）
26—28/26
煤（岩）层硬度系统（f）
煤：
2～3，岩:
4～6
煤（岩）层层理（发育程度）
中等发育
煤（岩）层节理（发育程度）
裂隙发育
煤层自然发火期（d）
大于365
绝对瓦斯涌出量（m3/min）
0.3
相对瓦斯涌出量（m3/t）
4
煤尘爆炸指数（%）
煤尘具有爆炸危险性
地温（℃）
22～24
围岩类型
Ⅱ类
煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度
岩性
顶板
老顶
中～粗砂岩
6～8
4.00米
灰白色厚层状坚硬
直接顶
粉砂～泥质粉砂岩
4～6
2.20米
浅灰色中厚层状
伪顶
无
底板
直接底
泥质粉砂岩
4～6
0.28米
深灰色薄层状
老底
细砂岩
6～8
2.70米
浅灰色厚层状
附图2-1-2综合柱状图（1:
50）
第三节地质构造
一、巷道煤（岩）层产状要素（走向、倾向、倾角），断层，褶曲，裂隙，火成岩侵入的岩墙、岩床，陷落柱，导水性及其控制程度等参数：
根据掌握的地质资料，可能有影响21062切眼掘进工作面的地质构造存在。
二、受冲击地压威胁的煤（岩）层或应力集中区掘进，对施工的影响，进行技术分析：
（略）。
三、在突出煤层顶底板掘进岩巷时，经定期验证的地质资料情况：
（略）。
四、岩石普氏分类及普氏系数（略）。
附图2-2-3地质剖面图（1:
1000）:
A--A
附图2-3-4有煤与瓦斯突出的瓦斯地质图（或1:
2000）（略）。
第四节水文地质
一、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（略）。
二、巷道区域的图纸资料，分析相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位置、封孔质量、构造导水等对施工安全的影响程度（略）。
三、第四纪砂砾层水、承压水等的水量、水压及其与工程的距离和关系，进行隔水层安全厚度计算（略）。
四、有积水区域附近掘进巷道，应在掘进工程平面图上标出其“三线”（积水线、探水线和警戒线）（略）。
说明：
掘进时必须严格执行“有疑必探，先探后掘”的原则。
第三章巷道断面及支护
第一节巷道断面
一、根据巷道布置层位、水平标高、围岩岩性选择巷道断面形状:
根据21062切眼综采设备的安装和进风的需要以及煤层倾角的实际情况，切眼断面设计为矩形，破煤层直接底掘进。
二、巷道断面设计：
净断面的设计，必须满足通风、行人、运输等且按支护最大允许变形后的断面确定并计算有关数据，计算出巷道掘进断面积、净断面积：
切眼断面设计为矩形，中高2.0米，净宽度2.6米。
S掘=5.2㎡=S净=5.2㎡。
1--1切眼断面形状及规格尺寸（比例1：
50）
巷道在煤岩层中的位置（图示或文字说明）：
切眼破煤层底板施工。
三、确定并计算：
巷道工程量、坡度、中腰线设置、开口位置、方位角等：
21062切眼全长约160米，按煤层自然坡度施工，给参考中心，若有条件安设激光指向仪按激光施工。
开口位置根据21062运输巷的实际情况现场确定，按约42°的方位施工。
四、躲身硐断面形状、断面尺寸规格、深度，躲身硐间距，与倾斜巷道关系（略）。
第二节支护设计
一、巷道永久支护：
根据巷道围岩性质，矿压观测资料，施工现场实际情况，选择科学的支护设计，确定巷道支护形式，支护材料、支护参数等。
确定永久支护与工作面的最大、最小距离：
永久支护，如图所示：
顶板用φ16mm×1.8米的普通金属锚杆进行支护，锚杆间排距1.0米，两帮不支护。
永久支护距工作面的最大距离1.3米，最小距离0.3米，失效锚杆及时处理。
二、巷道临时支护方式：
明确临时支护的方式，支护材料等，确定临时支护与工作面的最大、最小距离，临时支护移动规定等：
21062切眼每循环爆破完毕，在通风良好的前提下，用长把工具找净帮顶的浮石伞岩后，两根φ≮18cm×2.2m圆木加木帽（规格为：
0.65×0.15×0.1m）沿走向按间距1.0米的要求进行支护，严禁空顶作业。
三、临时支护与永久支护间、临时支护与新暴露的顶板间的支护衔接等：
根据矿里《攀煤花生技字【2007】102号》文件要求，施工倾斜巷道的临时支护用木点柱。
在木点柱的掩护下，出货至一定高度，及时用锚索钻机按照垂直顶板的要求打设锚杆对顶板进行永久支护。
附图：
巷道永久（临时）支护平面图、剖面图（1:
50）。
1、
（一）、巷道断面支护图及说明：
1）、切眼支护图（包括侧视图，比例1：
50）B—B：
2、支护说明
序号
项目
指标（规格）
1
支护形式
普通金属锚杆
2
支护材料规格
锚杆：
φ16mm×1.8米，每米3根
3
树脂锚固剂
2360每米4.5支
4
锚杆间排距
1米
5
临时支护
戴帽木点柱（两根）
6
最大空顶距（m）
1.3米
7
每米坑木消耗量
0.035m3（档煤板，钉档煤板的立柱）
8
永久支护
锚杆支护
9
永久支护距工作面最大距离（m）
1.3米
10
永久支护距工作面最小距离（m）
0.3米
10
水沟要求
（无）
11
掘进断面积（m2）
5.2㎡
12
净断面积（m2）
5.2㎡
工作面爆破后找净帮顶的浮石伞岩，及时打设戴帽木点柱，严禁空顶作业。
第三节支护工艺
支护工艺及要求：
一、21062切眼掘进施工爆破后，在通风良好的前提下，用长把工具找净帮顶的浮石伞岩，及时按照要求打设临时支护。
出货至适当高度，及时用锚索钻机垂直顶板打设锚杆眼，顶板正规支护用φ16mm×1.8m的锚杆，按间排距1.0米的要求布置。
锚杆外露长度不大于50mm不小于30mm,树脂锚固剂搅拌时间不小于10秒。
若顶板破碎或压力大，必须挂网或加打锚索。
二、支护工序安排与支护要求、质量要求和安全措施：
爆破后在通风良好的前提下，用长把工具（长度≮2.5米）找净帮顶活石伞岩。
及时打设木点柱作临时支护，严禁空顶作业。
出货至适当高度，及时安装要求打设锚杆队顶板进行正规支护，锚杆外露长度不大于50mm不小于30mm，若补打锚索，外露长度不大于300mm,锚杆、锚索支护必须垂直顶板。
三、备用支护材料的品种、数量、规格型号、存放地点规定：
备用支护材料存放在距切眼拉门口不大于100米的运输巷内上帮归类码放整齐，码放不得影响安全退路、回风断面、车辆进出的要求。
备用量不得低于两个原班的使用量。
第四节轨道及道床
一、确定永久轨道的钢轨型号及标准道床（技术参数）：
二、临时轨道：
三、倾斜巷道轨道：
轨道及道床参数表（单位：
mm）
轨道型号
轨距
（mm）
轨道与巷道中心线距
道床高度
道碴厚度
碴面至轨面间距
枕木间距
（mm）
道碴粒度
排水孔径
排水孔间距
第五节巷道排水沟
一、正式排水沟：
二、临时排水沟：
排水沟有关技术参数（单位：
m2、mm）
水沟排水量
水沟净断面积
水沟掘进断积
水沟净高度
水沟掘进高度
水沟净宽度
水沟掘进宽度
浇筑厚度
水沟盖板长：
宽：
厚
附图3-3-7：
水沟断面图（1:
50）
第六节巷道管线布置
一、机车架线及吊挂机车架线要求（略）
二、永久压风管吊挂及托架的固定：
21062切眼风、水管沿切眼东帮底板往上1.0米布置。
三、永久瓦斯抽采管吊挂及托架的固定（略）
四、消防、防尘供水管吊挂及托架的固定（略）
五、排水管吊挂及托架的固定（略）
六、临时管道吊挂及托架的固定（略）
七、其它管道吊挂及托架的固定（略）
八、电缆、通讯、照明、监测线等敷设方式及电缆钩的固定等：
21062切眼的电缆线、监测线用电缆钩挂在巷道东帮帮顶夹角处，爆破母线与风筒同帮布置。
九、风筒吊挂及出口到工作面距离：
21062切眼风筒布置在巷道西帮帮顶结合处，沿巷道按规定用8#铁线或钢丝绳拉紧拉吊挂风筒，风筒出口距工作面的距离≯5米。
十、倾斜巷道管线防滑、防坠：
所有管线及风筒必须用铁线系牢固。
第七节矿压观测
一、观测对象：
21062切眼用锚杆支护，及时按要求进行矿压观测。
二、观测内容：
观测锚杆拉力是否符合设计要求。
三、观测方法：
用锚杆拉力计测定锚杆的拉力。
四、数据处理：
观测数据交生技部处理。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、确定巷道施工方法：
根据我矿机械设备装备水平，21062切眼采用钻眼爆破的方法施工。
二、巷道开口施工：
21062切眼根据设计的要求测量人员准确给出拉门口的中心线沿6#煤层顶板破底板施工。
三、巷道施工顺序：
21062切眼由下往上逐米进行。
四、特殊条件下的施工方法均要作出具体规定和要求，如：
1、石门揭开煤层时的施工方法：
2、硐室的施工方法：
3、交岔点的施工方法：
21062切眼拉门前，测量人员根据要求在预定位置给出巷道中心线方位，施工时拉门口必须以浅打眼，适量装药进行作业。
爆破前必须保护好交岔点前后20米范围内的全部设备。
拉门施工前必须用锚杆等对拉门口附近的顶板进行有效支护后，根据拉门口顶板的实际情况，交叉口的帮顶用锚杆、金属网等进行支护。
4、倾斜巷道的施工方法（略）
附图4-1-9巷道开口大样图
附图4-2-10特殊工程大样图（1:
50或1:
100）（略）
第二节凿岩方式
一、确定凿煤（岩）方式和凿岩机具、数量等：
根据矿里机械设备配置的现实情况：
21062切眼采用TY-23型气腿式风钻一台、煤眼用MZ-1.2型煤电钻一台、顶板用锚索钻机打眼，爆破掘进的方式进行作业。
二、机掘作业方式，截割顺序等或炮掘施工工序安排，工艺流程等。
三、描述巷道掘进施工，不同的钻爆、耙装、运输方式等。
四、不同施工方式的机具、钻具、供电、照明、湿式凿岩（煤）、通风、设备型号、数量及布置方式及防止炮崩等措施。
五、在有煤与瓦斯突出倾向的巷道掘进。
六、相对掘进、斜交掘进、正交掘进巷道时：
序号
机具名称
型号
数量
动力
配套方式
备注
1
风钻
TY-23
2
压风
2
锚索钻机
MS-100
2
压风
附图4-3-11：
绘制设备布置示意图。
附图4-4-12：
绘制掘进机截割顺序图。
第三节爆破作业
一、21062切眼爆破说明：
巷道断面、顶板，通风方式、瓦斯含量，掏槽方式，周边眼与设计轮廓线关系，循环进度，炸药的种类，雷管的型号及段数，炮眼利用率，炸药、雷管消耗量等。
1、（主要包括：
掏槽形式、炮眼利用率、循环进度、装药结构、联线方式、是否采用光面爆破、全断面是否一次起爆等内容）
（1）、采用楔形掏槽方式，眼深1400mm，眼口距1200mm，眼底距200mm。
（2）、采用正向装药、严禁反向，每个炮眼内装2个水炮泥，剩余部分应用黄泥封严实。
（3）、串联联线，全断面一次起爆。
炮眼利用率按83%计算，每循环进度为1.0m。
（4）、打眼个数以及装药量应视工作面岩石厚度变化及软硬程度及顶板破碎情况酌情增减。
爆破说明表：
（B—B断面）
眼号
眼深
（m）
炮眼角度
装药量（kg）
雷管段数
爆破顺序
水平
倾斜
1---4
1.4
700
900
4×0.2×3.0＝2.4
Ⅰ
Ⅰ
5---13
1.2
900
900
9×0.2×2.0＝3.6
Ⅱ
Ⅱ
14---26
1.2
900
850-950
13×0.2×2.0＝5.2
Ⅲ
Ⅲ
27---33
1.2
850-950
900
7×0.2×3.0＝4.2
Ⅳ
Ⅳ
合计：
15.4
爆破指标及材料消耗：
（1—1断面）
矿井瓦斯等级
低
火药种类
煤矿许用乳化炸药
掘进断面（m2）
5.2
雷管种类
毫秒延期电雷管
岩石硬度系数（f）
2---3
一循环火药消耗量（kg）
15.4
炮眼个数（个）
33
一循环雷管消耗量（个）
33
炮眼利用率（%）
83
一循环水炮泥消耗量（个）
66
一循环进度（m）
1.0
2、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，必须注明采取的安全措施。
具体说明光面爆破作业采取的措施等。
3、爆破警戒：
21062切眼掘进施工爆破前当班安全第一责任人亲自布置人员在通往爆破地点的所有巷道口设置警戒，警戒人员距爆破地点的直线距离＞150米，90°拐弯巷道＞100米，爆破工必须在警戒距离之外进行爆破作业。
附图4-5-13：
炮眼布置正面图、俯视平面图、剖面图：
附图4-6-14：
炮眼装药结构示意图。
第四节装载与运输
一、确定装载与运输方式：
21062切眼拉门口往上约10米范围内的货下至运输巷，用耙斗机装车外运。
10米往上范围内的货，根据矿里机械装备水平和掘进一队施工人员的操作技能，决定使用自滑溜皮下货至下口，在下口装车人工推至21062运输巷拉门口，倒入6#层运煤上山刮板运输机内，运至6#层反井在+900石门装车外运。
二、装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置、固定方式，安全设施的安设方式、运输距离等。
序号
设备名称
型号
数量
安装位置
固定方式
运输方式
运输距离
备注
1
耙斗机
BDJ-17
1
21062运输巷掘进工作面
卡轨器
2
3
三、煤、矸、材料、设备等的运输方式：
材料、设备等由机车经井口运至工作面。
四、人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求：
人员进出21062运输巷必须看清前方车辆进出情况，并注意靠帮避让。
同向推车间距大于30米。
五、耙装机固定、防滑、防出槽、机身照明方式，耙装机与掘进工作面的最大和最小的允许距离等：
耙斗机用卡轨器和软硬楔子固定和牵引，耙斗机货槽里不能存货，耙斗机与工作面最大距离≯20米，耙斗机与工作面最小距离≮7米。
六、小绞车及转向滑轮的安装、固定方式等。
七、装载与运输各工序安排、与其他工序协调等：
工作面用耙斗机出货时，钢丝绳运行范围内严禁有人员活动。
附图4-7-15：
运输系统示意图（略）。
第五章生产系统
第一节掘进通风
一、选择通风方式：
1、采用压入式或抽出式或混合式通风方式：
采用压入式局扇供给工作面供风。
2、高瓦斯区域、瓦斯抽采对通风的特殊要求（略）
3、风筒敷设方式：
掘进施工21062切眼时风筒沿西帮用8#铁线或钢丝绳进行吊挂。
4、供风距离：
施工21062切眼，供风距离全长约为650米。
二、掘进工作面风量计算。
掘进工作面实际需要风量，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。
（一）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
按沼气或CO2涌出量计算：
Q=100qk=100×0.3×1.6＝48m3/min
（二）按炸药使用量计算：
21062切眼：
Q=25A=25×15.4=385m3/min；
（三）按最多工作人员数量计算：
Q=4N＝4×20=80m3/min
（四）按局部通风机的实际吸风量计算：
（无需计算）
（五）掘进工作面风量验算。
1、按最低风速验算。
岩石：
Q≥9S净
煤或半煤：
21062切眼：
Q≥15S净=15×5.2=78m3/min
2、按最高风速验算。
岩石：
Q≤240S净
煤或半煤：
21062切眼：
Q≤240S净=240×5.2=1248m3/min
3、按掘进工作面温度和炸药量验算：
根据掘进工作面温度和炸药量对应风量表
炸药量（kg）
＜5
5-20
＞20
温度（℃）
＜16
16-22
23-26
＜16
16-22
23-26
＜16
16-22
23-26
对应风量（m3/min）
40
50
60
50
60
80
60
80
100
掘进工作面平均温度为23°C，21062切眼一次使用炸药量为15.4㎏，所对应的风量为Q=80m3/min。
4、有害气体的浓度验算：
c%=q绝/Q=0.3/145=0.2%,符合回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%规定；其他有害气体浓度应符合《煤矿安全规程》中的有关规定。
三、局部通风机选型计算：
根据掘进工作面风量计算和验算，选取适合要求的局部通风机和风筒。
风机选型：
选用FBD:
2×7.5kw局部通风机二台。
一台正常供风，另一台备用，风筒选用直径为600㎜的柔性阻燃风筒。
四、局部通风机安装规定：
根据施工现场的实际情况确定通风机安设在21054边上山上口距乏风流大于10米的新鲜风流中。
风机吊挂或安设在专用架子上，距巷道底板＞300mm。
五、确定放炮后通风时间计算：
风量确定：
21062切眼一次使用炸药量为15.4㎏，所需风量按延长排烟时间的方法来确定。
风量Q=20/t×25A=20/53×25×15.4=145m3/min,t：
排烟时间确定为53分钟。
风量确定为145m3/min。
六、说明三专两闭锁设施，“双风机、双电源”，自动切换、自动分风的功能等：
必须设双风机、双电源，主、副风机自动切换。
并实行“三专两闭锁”。
专人看管风机，任何人不
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