719mK4掘进作业规程.docx
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719mK4掘进作业规程
统一编号：
掘第1702号
华蓥市林丰煤炭有限责任公司
掘进工作面作业规程
掘进工作面名称：
+719m副北二石门K4运输巷掘进工作面
施工队：
掘进队
编制：
生技科
编制日期：
年月日
目录
第一章工程概况1
第一节、编写依据1
第二节、巷道布置1
第二章地面相对位置及地质情况2
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况2
第二节煤层顶底板情况3
第三节煤层赋存特征4
第四节地质构造5
第五节水文地质5
第六节瓦斯情况6
第三章巷道断面及支护6
第一节、巷道断面7
第二节、轨道铺设7
第三节、巷道管线布置8
第四节、矿压观测8
第五节、巷道支护设计………………………………………………………8
第四章施工工艺10
第一节、施工方法、掘进方式10
第二节、爆破作业10
第三节、转载与运输12
第五章生产系统13
第一节、掘进通风13
第二节、运输17
第三节瓦斯防治18
第四节综合防尘19
第五节防灭火19
第六节、供水、供电、压风系统19
第七节、通讯系统20
第八节、人员定位系统20
第九节、压风自救系统21
第十节、紧急避险系统21
第十一节、监测、监控系统21
第六章作业方式、劳动组织及正规循环22
第一节劳动组织22
第二节循环作业22
第三节主要技术经济指标23
第七章安全技术措施23
第一节、一通三防23
第二节、顶板管理措施26
第三节、爆破措施28
第四节、防治水安全技术措施31
第五节、机电管理32
第六节、运输管理32
第八章避灾路线35
第一节、避水灾路线35
第二节、避火灾、瓦斯、煤尘爆炸路线35
第九章其它规定36
第一章工程概况
第一节、编写依据
一、《+719m水平K4煤层运输巷地质说明书》
二、《煤矿安全规程》和《煤矿岗位技术操作规程》及其它有关技术规范：
三、《华蓥市林丰煤炭有限责任公司2017年采掘生产计划》；
四、《煤矿防治水规定》（2009年版）。
五、《防治煤与瓦斯突出规定》（2009年版）。
六、《四川省煤矿安全质量标准化评级办法》有关安全质量管理规定。
七、红岩煤矿《+644m水平一采区设计》。
第二节、巷道布置
一、巷道名称、位置及其所在层位
该巷道为+719m副北二石门K4运输巷掘进工作面，位于一采区+719m水平副北二石门北翼。
该巷道沿煤层走向方向掘进，巷道坡度3‰，施工方位角175°。
二、相邻巷道名称、用途及与该巷道关系
该巷相邻巷道主要有+719m底板瓦斯抽放巷、+719m水平北二石门、+719m水平北二石门专用回风上山；该巷道布置在+719m副北二石门与+719m北三石门间的K4煤层中，通过+719m北副二石门与+719m底板瓦斯抽放巷相联，作为该巷通风、材料运输及行人用；+719m北副二石门内通过回风联络巷与+719m专用回风上山相连，上部通过+719m-+785m回风上山与+785m-+911m二号回风上山相联，作为该工作面专用回风及安全出口用。
三、该巷道用途、特征参数及开竣工时间
该巷道主要作为+719m水平的K4采煤工作面进风、行人、运输使用。
本巷道设计长度350m，服务年限约1.2年，巷道施工工程量约为1680m3。
该巷道预计2016年6月下旬开工，由于华蓥市政策的影响，去年7月起全矿停工至今，无法正常完成工程量，故竣工时间待定。
附图1：
巷道布置平面图
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
水平采区
+719m水平，一采区
工程名称
719m北副二石门K4运输巷掘进工作面
地面标高
+1060m~+940m
井下标高
+718.3m～+719.8m
地面的相对位置、建筑物、小井及其他
地面相对位置为山区林地，无房屋等建筑，无小井、废弃井窑。
井下相对位置对掘进巷道的影响
井下相对位置无其他巷道，对掘进施工无影响。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
本掘进工作面位于+719m水平（一采区一区段），起于+719m北副二石门K4见煤点，止于+719m北三石门K4见煤点，西邻K1煤层实体及+719m水平底板抽放巷，K1煤层距离K4煤层法线距离约30m，K1、K4煤层均未开采，故掘进巷道不受其他采掘影响。
地面水体及水系
对照地表无大的水体及水系，对工作面施工无影响。
第二节煤层顶底板情况
一、煤层顶、底板情况
K4煤层位于龙潭组第三亚层，其特征是灰黑色页岩及砂质页岩，局部夹薄层矽质灰岩一层，顶部邻近P2l4处有极薄煤层一层，编号K4，于李家湾井田及三百梯井田，厚度为0m～0.35m，局部小规模开采，页岩中有菱铁矿结核多层，厚度10cm左右。
本层厚度为4.28m～8.70m。
煤层顶底板情况表
煤层顶底板情况
顶板名称
岩石名称
厚度（M）
岩性特征
老顶
石灰岩
8
深灰色燧石灰岩
伪顶
无伪顶
0.05
直接底
泥岩
0.3-0.6
黑色泥岩，含植物化石碎片和黄铁矿结核。
老底
砂质页岩
2.32
浅灰及深灰色粉砂岩。
2、施工岩层及上下覆岩层情况
该巷施工以煤层顶板作为巷道顶板，巷道由顶到底岩分别为直接顶、K4煤层、直接底，属半煤类巷道。
附图2：
煤层综合柱状图；
第三节煤层赋存特征
巷道布置在K4煤层，煤层赋存稳定，煤层厚度为0.2～0.35，平均厚度0.25m,煤层倾角为45°～510，平均倾角为48°。
煤质中硬，密度1.45t/m3，裂隙发育。
据地质报告，原煤水份1.0%，灰份22.36%，挥发份15.76%，硫份2.9%，发热量6436大卡/Kg。
煤层具有爆炸危险性，煤层自燃倾向性为不易自燃。
我矿属煤与瓦斯突出矿井。
第四节地质构造
本掘进过程中无大的地质构造，从已揭露的资料来看，掘进时可能会遇局部小断层和煤层局部地段薄化现象。
因此，在掘进时要有充分的准备，积极采用可靠的加强支护措施，顺利通过小断层和煤层薄化地段。
掘进中遇底板裂隙或小断层破坏K4煤层后，有瓦斯等有害气体涌出，做好先探后掘工作。
第五节水文地质
本掘进地表无大的水体存在，主要为大气降水后部分流入落水洞或漏斗中，充水主要为含煤段上部的长兴组和龙潭组岩溶裂隙含水层。
K4煤层直接顶板为砂质页岩，老顶为龙潭组中上部的灰岩和泥质灰岩，底板为砂质泥岩。
根据已揭露的+644m水平及巷探资料显示和地质报告分析，龙潭组含水层为龙2和龙4两层石灰岩，厚15.56m和65.11m，含承压裂隙水是煤层开采顶板塌陷后直接充水的主要因素。
因此，随着掘进推进将有裂隙水浸入巷道，影响不大，为以后开采工作面任然做好排水设施的准备。
在掘进过程中，要坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的方针，钻探和物探相结合，探清地质构造，根据实际情况，采取“防、堵、疏、截、排”措施，防止水害事故的发生。
在巷道掘进过程中，局部有淋水。
在回采工作面推进过程中，有顶板裂隙水。
预计正常涌水量2m3/h，最大涌水量60m3/h。
第六节瓦斯情况
根据《广安市安监局关于公布2014年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的通知》（广市安监[2015]23号），林丰煤炭有限责任公司为煤与瓦斯突出矿井，绝对瓦斯涌出量为8.303m3/min，绝对二氧化碳涌出量为1.334m3/min。
根据中国矿业大学2014年06月提交的《华蓥市林丰煤炭有限责任公司煤层瓦斯测定研究报告》，结论为：
四川省华蓥市林丰煤炭有限责任公司红岩煤矿煤层瓦斯参数测定结果
序号
名称
K1
K4
1
+644m标高的煤层瓦斯压力（MPa）
0.97
0.25
2
煤体坚固性系数
0.46
0.51
3
瓦斯放散初速度
14.5
6.5
4
煤体破坏类型
III
Ⅱ
5
吸附常数a（m3/t）
14.84
13
6
吸附常数b（MPa-1）
0.93
0.92
7
孔隙率（%）
3.41
4.18
8
真密度（t/m3）
1.7498
1.9012
9
视密度（t/m3）
1.6901
1.8217
10
分析基水分/Mad（%）
2.1
2.2
11
分析基灰分/Aad（%）
49.45
39.46
12
分析基挥发分/Vad（%）
7.18
11
13
分析基固定碳FCad（%）
41.26
47.63
14
钻孔瓦斯流量衰减系数
（d-1）
0.0259
0.0274
15
煤层透气性系数（m2/MPa2d）
0.77
1.1
16
+644m标高的煤层瓦斯含量（m3/t）
12.3
3.9
第3章巷道断面及支护
第一节、巷道断面
根据本矿矿压、地质资料和已掘K4煤巷围岩分析，巷道断面形状采用异形断面，掘进断面宽为2.6m，高2.4m，下帮高0.8米,巷道掘进断面积S掘=4.89㎡；巷道净宽2.3m，净面积为S=4.69㎡。
巷道水沟净宽0.3m，净深0.3m，水沟布置在巷道下帮侧。
附图3：
巷道断面图
第二节、轨道铺设
1、掘进轨道的敷设必须符合《质量标准化验收标准》中的规定
轨道敷设标准：
轨道中心线偏差±100mm，轨距误差不大于5mm，不小于-2mm，轨道接头间隙不大于5mm，内错、高低差不大于2mm；轨枕间距不大于1m，轨枕偏差不得超过50mm。
巷道底板起伏不平处，轨道接头轨面前后目视必须达到平顺。
2、轨道应敷设平直，接头高低一致、平正，按线敷设，枕木要放平，轨道和枕木要用道钉钉牢。
夹板、螺丝、垫圈等部件必须齐全紧固有效。
3、轨道铺好后，枕木与底板之间用碴石填满捣实，并将流沙清理干净，浮矸煤不超过轨枕上平面。
4、轨道铺设，采用15kg/m的统一轨型。
轨距为600mm，轨枕采用木料制作，轨枕规格（长×宽×厚）=1.2m×0.2m×0.15m。
掘进中巷道轨道铺设要求紧跟出矸点。
第三节、巷道管线布置
巷道缆线铺设于巷道右帮，每隔3m在巷道支架上固定电缆挂钩，高度距巷道渣面1.8m，用于吊挂缆线；巷道风水管设置于巷道左帮，每隔3m打一个桩眼，高度距巷道渣面0.5m，深度0.3m,用于铺设风水管；风筒布置巷道右侧，风筒底部距巷道渣面2.2m，逢环吊挂，采用圆丝固定在支架上进行吊挂。
第四节、矿压观测
1、矿压观测
（1）观测对象
为保证巷道支护质量，巷道施工初期要求在机巷外口交岔点附近先设一组LBY-3型顶板离层观测仪，作为观测对象。
（以后每隔150m巷道安增设一组LBY-3型顶板离层观测仪）。
（2）观测内容
LBY-3型顶板离层观测仪的粗、中、细杆数据。
（3）观测方法
由各班跟班队长或班长进行观测，并将观测数据记录在顶板离层记录本上。
（4）数据处理
队长每月定期将收集数据上报生产科，由生产科组织技术人员对收集数据进行分析处理。
第五节巷道支护设计
1、巷道支护
1.1.临时支护；
1.1.1.临时支护采用2根长6米的11kg/m钢轨配卡体固定在支架棚梁上作为前探梁临时支护，最小控顶距800mm，最大控顶距2500mm
1.1.2.临时支护与新暴露的顶板间、临时支护与永久支护间的衔接：
巷道新掘出新暴露的顶板必须及时按临时支护要求迅速进行临时支护。
1.2.永久支护
该巷道永久支护设计采用工程类比法，参照本矿有关的经验和设计的要求，根据本煤矿或邻矿同煤（岩）层矿压观测资料、支护方式与参数和经验；决定该巷道永久支护采用11#矿工钢“7”型棚架料支护，棚距0.8m，棚腿长2.2m,棚梁长1.2m，梁端与棚腿接触部分必须加木垫板，棚梁两端用木料刹紧；帮顶采用排材笆片背帮，笆片后用矸石充填，必须背实背严。
附图5：
巷道永久支护断面图；
2.支护工艺及要求；
永久支护工艺流程：
敲帮问顶→挖脚窝→立棚腿→上棚梁→背帮接顶。
支护要求简要说明：
1、金属“7”型棚采用11#矿用工字钢架设。
2、帮顶采用排材笆片满背，笆片后用矸石充填，必须背实背严。
3、棚距0.8m，棚腿长2.2m,棚梁长1.2m,梁端与棚腿接触部分必须加木垫板，棚梁两端用木料刹紧。
4、架设支架巷道规格偏差标准：
净宽-30mm～+50mm,净高-30mm～+50mm，支架间距±100mm,支架梁扭距≦100mm,支架梁水平度≦50mm,支架前倾后仰≯34mm,棚梁位置无错牙，棚腿落在实底上。
5、加强顶板管理，放炮前必须将工作面10m范围内的支架采用固棚器和撑杆进行加固定，特别是对工作面前五架支架实行“五连锁”使之成为一个整体，防止放炮崩倒支架，造成冒顶事故。
6、放炮崩倒的支架必须由外向里逐架进行，先扶好新支架再扶正旧支架。
7、架设金属“7”型棚永久支护必须跟拢碛头，其最大控顶距为2.5m,最小控顶距为0.8m,控顶距内采用前探梁作为临时支护。
第四章施工工艺
第一节、施工方法、掘进方式
1、采用钻眼爆破法，光面爆破施工工艺，减少围岩破坏，周边成形规整。
2、采用7655式气腿凿岩机、直径40mm的钻头钻眼；采用留顶破底掘进。
3、实行分层打眼，分层分次装药，分层放炮，分层装运，掘支分次成巷的施工方法。
4、施工工艺流程：
安全检查→打眼爆破作业→安全检查→处理安全→出渣→铺轨。
第二节、爆破作业
1、该巷道为半煤岩，巷道设计断面形状为梯形巷道，沿煤层走向掘进，巷道掘进断面为4.8m2,其顶板岩性为深灰色砂质粘土岩、粘土岩夹粉砂岩、细砂岩，巷道岩性属中等稳定岩层；巷道掘进通风方式采用压力式通风，预计掘进工作面瓦斯涌出量为0.36m3/min,通风线路最长为410m。
2、根据以上条件，巷道掏槽方式采用单排扇形掏槽，先布置掏槽眼后布置辅助眼、周边眼,实行光面爆破的施工方法。
掏槽眼布置在煤层中，设计打眼深度1.5米（掏槽眼比其它炮眼深200mm），炮眼利用率按90%计算，则循环进度为1.35米。
3、炸药采用3＃煤矿许用乳化炸药，雷管采用煤矿许用毫秒延期电雷管。
（放炮员领取雷管炸药时，必须认清雷管、炸药是否是同一厂家生产的产品，不得将不同厂家生产的雷管、炸药掺混使用）。
4、周边眼眼距不大于750mm，辅助眼眼距不大于600mm，光爆周边眼最小抵抗线不低于300mm。
5、放炮点设在距爆破点300米以外有掩护的+644m水平底板抽放巷防突风门外的新鲜风流中，同时关闭防突反向风门，每次放炮前必须由班组长派专人在所有能进入爆破危险区的通道口设置警戒，防止人员误入爆破危险区，放炮前必须撤出掘进回风区域内所有人员及切断回风路线上的所有电源，并向矿调度室汇报同意后方可启爆。
6、炮眼数目的确定：
q×s×m×n
根据公式：
N=
a×p
式中：
N：
炮眼个数q：
单位炸药消耗量kg/m3
m：
每个药卷长度L：
炮眼深度
n：
L0/lL0:
一荐炮进尺
p：
每个药卷重量kgS：
巷道掘进面积m2
a：
炮眼装药系数，一般取0.5。
q×s×m×n1.55×4.8×0.15×0.85
则：
N===13a×p0.5×0.15
根据井下实际取13个
7、循环炸药消耗量：
Q=a、s、l、n=1.56×4.8×1.5×0.85=9.5kg。
式中：
a：
单位炸药消耗量kg/m3s：
巷道掘进断面积m2
l：
炮眼深度mn：
炮眼利用率
8、爆破预期效果：
序
号
名称
单位
数量
序
号
名称
单位
数量
1
炮眼利用率
%
85
6
单位体积炸药消耗量
Kg/m3
1.56
2
循环进度
M
1.5
7
单位体积雷管消耗量
个/m3
2.7
3
循环炸药消耗量
Kg
7.5
8
炮眼密度
个/m2
2.7
4
循环雷管消耗量
个
13
9
日循环数及进尺
个/m
3/4.5
5
循环实体岩石体积
M3/循
4.8
10
月循环数及进尺
个/m
135
附：
炮眼布置三视图、装药结构示意图；
眼号
炮眼
名称
眼
深
（m）
炮眼角度（度）
装药量
（kg）
爆破
顺序
水平
倾斜
串联
1-6
掏槽眼
1.7
90
70-80
3.6
一次起爆
7-18
周边眼
1.5
90
90
5.4
19-23
辅助眼
1.5
90
90
2.25
合计
11.25
第三节、转载与运输
一、确定装载与运输方式：
采用人力耙矸装入1吨的U型矿车，由CCG5.0/600型防爆柴油机车牵引至+719m-+785m轨道上山下车场内，经轨道上山提升绞车串车提升至+785m轨道上山上车场内，再由CCG5.0/600型防爆柴油机车经+785m岩石运输巷牵引出地面。
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。
装载设备：
人工装矸；
运输设备：
MGC1.1-6G型固定箱式矿车、JTPB-1.2×1.0P矿用防爆型提升绞车、CCG5.0/600型防爆柴油机车。
装矸后的机车牵引距离不超过100米，斜坡串车提升距离167米，CCG5.0/600型防爆柴油机车牵引运输至地面，其牵引距离2000米。
三、煤、矸、材料、设备等的运输方式。
材料、设备采用材料架子车从+785m水平地面工业广场装车后利用CCG5.0/600型防爆柴油机车经+785m水平排矸平硐牵引运输至++785m一采区轨道上山上车场，再经JTPB-1.2×1.0P矿用防爆型提升绞车串车下放至轨道上山下车场，由CCG5.0/600型防爆柴油机车牵引运输至使用地点。
四、人力推车时的安全要求：
1、每班作业人员在进行装矸作业前，必须先进行敲帮问顶工作，检查作业点内的支护、顶板及两帮安全情况，并按规定作好临时支护。
2、人力推车时一人只准推一辆车，同向推车时，其间距不得小于30米。
3、推车时必须时刻注视前方，不得埋头推车，在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门时，推车人员必须减速并发出警号。
4、推车过风门时，要放慢车速，严禁高整猛冲硬撞，推车人员应停车后先打开第一道风门，车过去将风门关好，再打开第二道风门，严禁两道风门同时打开，严禁拆开风门闭锁装置。
5、处理下道矿车时，人员只能站在矿车的两端进行，两侧严禁有人。
6、其它未尽事项，严格按照《煤矿安全规程》、《操作规程》中的相关规定执行。
第五章生产系统
第一节、掘进通风
一、选择通风方式及通风路线：
1、采用压入式或抽出式或混合式通风方式：
该掘进工作面通风方式采用FBD№5.6-2×11型局部通风机压入式通风。
2、风筒敷设方式：
风筒采用直径500mm的抗静电阻燃风筒从局部通风机出风口处接到用风点，其间必须对风筒进行吊挂，其风筒的吊挂不影响行车与行人要求。
4、供风距离：
经计算该掘进工作面的最长供风距离为400米。
5、通风路线：
新风1：
+785m排矸平硐?
一采区轨道上山（一采区行人上山）?
+719m采区上山下车场?
+719m北底板抽放巷（局部通风机）?
+719m北副二石门（风筒）?
掘进工作面碛头。
新风2：
+360m主平硐?
+370m井底车场?
+370m~+644m轨道上山（+370m~+644m行人上山）?
+644m水平底板抽放巷?
+644m~+719m轨道上山（+644m~+719m行人上山）?
+719m北底板抽放巷（局部通风机）?
+719m北副二石门（风筒）?
掘进工作面碛头。
乏风：
掘进工作面?
+719m北副二石门?
+719m北二石门专用回风上山→+719m-+785m回风上山?
+785m-+911m二号回风上山?
+911m回风平硐?
+911m主扇风机?
地面。
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。
1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
Q=100qk
式中：
Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min
100——单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值。
q——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min,取0.5
k——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（掘进工作面最大与平均瓦斯绝对涌出量之比）通常机掘工作面：
k=1.5-2.0，炮掘工作面k=1.8-2.0,取2.0
Q=100qk=100×0.5×2.0=100m3/min
2、按最大起爆炸药量计算
Q掘=
=
≈99/min
式中：
Q掘——掘进巷道稀释和排除炮烟所需风量，m3/min；
t——掘进巷道爆破后的通风时间，min；（取15min）
A——同时爆破的炸药量，7.5kg
S——掘进巷道的净断面，4.8m2；
L——掘进巷道的通风距离（取爆破乏风进入回风上山最大通风距离），200m。
3、最多人数计算
Q=4N=4×12=48m3/min
式中:
N为工作面同时工作的最多人数（每班工作人员为6人,交接班时人最多为12人）。
4、按局部通风机的实际吸风量计算
Ｑ＝Ｑ局Ikf=191×1×1.3=248m3/min
式中：
Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min
Ｑ局——拟选掘进局部通风机的额定风量，m3/min，（拟选的FBD5.6—2×11KW型局部通风机额定风量345～180m3/min，全压495～4518Pa，取190m3/min）。
I——掘进工作面同时运转的通风机台数，1台
kf——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.1
掘进工作面实际需要风量，是根据瓦斯、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的，根据以上计算其中最大值为248m3/min。
因此，取248m3/min为该掘进工作面的需风量。
5、掘进工作面风量验算。
（1）、按最低风速验算。
按半煤巷掘进面的最低风量Q全（单位：
m3/min）,
Q全≥15S半煤=15×4.8=72m3/min
式中：
15——半煤巷掘进工作面最低风速的换算系数
S半煤——掘进工作面的净断面积，4.8m2
（2）、按最高风速验算。
岩巷、煤巷和半煤岩掘进工作面最高风速的验算最高风量（单位：
m3/min）
Q≤240S=240×4.8=1152m3/min
式中：
240——掘进巷道最高风速的换算系数
S——掘进工作面的净断面积，4.12m2
根据以上计算，72m3/min﹤248m3/min﹤1152m3/min，因此，掘进工作面的需风量为210m3/min是符合风速要求的。
6、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。
①、局部通风机风量的确定：
Qf=Qj/Φc=248/97%=256m3/min
式中：
Qf——局部通风机风量，m3/min
Qj——掘进工作面需要风量，248m3/min
Φc——风筒的
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