水仓作业规程.docx
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水仓作业规程
轮台县卫东矿业有限公司
卫东煤矿
掘
进
作
业
规
程
掘进工作面名称：
水仓
施工单位：
卫东煤矿掘进队
编制人：
刘斌
施工负责人：
赵天云
编制时间：
2008年7月1日
执行时间：
2008年7月5日
作业规程会审记录
工程名称：
水仓
会审时间：
2008年7月4日
会审地点：
总工办
主持人：
张光忠
会审内容：
施工方法及施工安全措施
会审单位及人员签字：
生产技术科：
年月日
机电运行部：
年月日
总工程师：
年月日
矿长：
年月日
注：
会审单位及个人可根据本矿生产技术安全管理部门设置决定。
作业规程学习和考试记录
序号
姓名
成绩
签字
序号
姓名
成绩
签字
1
20
2
21
3
22
4
23
5
24
6
25
7
26
8
27
9
28
10
29
11
30
12
31
13
32
14
33
15
34
16
35
17
36
18
37
19
38
负责人：
赵天云传达人：
张光忠贯彻时间：
2008年7月5日
第一章工程概况
1、巷道名称及位置、用处、工程量:
⑴巷道名称：
水仓
⑵位置：
该巷道布置在+1450水平C11煤层底板和C10煤层顶板之间的南石门中，水仓入口离中央变电所12米，高程为+1450水平。
（具体位置见图1）
⑶用途：
该巷道为全矿井集中排放涌水，起到囤积矿井涌水，集中排放，提高矿井抗灾能力。
⑷工程量：
150米，断面设计为半圆拱，锚喷支护，断面为净宽2.2米、净高为2.7米。
⑸工期期限：
2008年7月5日—2008年8月15日共计40天。
⑹巷道标高：
+1450m
第二节编写依据
1、卫东煤矿地质报告
2、轮台卫东工贸有限公司煤矿改扩建工程初步设计（代可研）
第二章煤层赋存情况
1、掘进技术条件：
C12煤层顶板岩石天然状态下单向抗压强度为51.09MPa,饱和状态下为12.12MPA,单向抗拉强度为3.02MPa,直剪切强度为6.58MPa，软化系数为0.08，如遇水浸透，则顶板强度急剧下降，为不稳定顶板。
C12煤层顶底板岩石天然状态下单向抗压强度为52.62MPa,饱和状态下为31.95MPa,单向抗拉强度为3.34MPa,直剪切强度为8.94MPa。
2、巷道特征：
C12煤层平均厚度1.51m，倾角18º——22º与上部C10煤层间距33.34m，顶板为深灰～灰黑色粉砂岩，钙质胶结，具有裂隙与节理，斜层理发育，为中等坚硬岩层。
底板为灰～灰黑色粉砂岩，钙泥质胶结，裂隙及节理较发育，具波状斜层理，为中等坚硬岩层。
3、瓦斯、煤尘及煤的自燃：
根据哈密矿山安全仪器仪表计量检验站2002年9月7日提交5号井瓦斯等级和二氧化碳测定报告，该矿井的瓦斯绝对涌出量为0.34m3/min,相对瓦斯涌出量为4.85m3/t；二氧化碳绝对涌出量为0.28m3/min，相对涌出量为4.03m3/t，经测定属低瓦斯煤层，但是在实际工作中必须加强检查、监测，防止瓦斯局部积聚，煤尘根据化验具有爆炸性。
为此必须严格控制各工作面风量分配，防止煤尘飞扬。
同时认真做好洒水降尘和定期除尘工作，经对煤层着火点实验，煤层自燃发火期为2－3月，为易自燃煤层。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
该巷道布置在+1450水平C11煤层底板岩层和C10煤层顶板岩层中，水仓入口离中央变电所12米，方位为310度，掘进5米平巷，然后掘下山19米，坡度25度，然后平行变电所掘进42米与变电所贯穿，主仓掘45米与变电所贯穿，巷道坡度控制在3‰，平巷右帮挖水沟，水沟的深度必须低于车场，水沟规格为40厘米（宽），水仓入口3米处有一个沉淀池，规格为1.2米（宽）*1.5米（深）。
一、巷道断面及特征：
根据《煤矿安全规程》要求，该巷道必须满足回风、行人、运输。
巷道设计说明及断面布置示意图（附后）
巷道特征表
巷道名称
煤岩类别
断面形状
掘进断面
净断面
支护方式
巷道坡度
宽
高
面积
净宽
净高
面积
米
米
㎡
米
米
㎡
‰
水仓巷
岩
半圆拱
2.6
2.8
6.81
2.4
2.7
6.1
锚喷
3
第二节施工程序
一、施工顺序
施工工艺：
交接班——敲帮问顶——检查瓦斯——湿式打眼——检查瓦斯——装药——连线放炮——通风、检查瓦斯—刷顶、帮（处理安全）—临时支护－降尘、出渣（煤）——清理工作面—锚喷支护
二、施工方法
〈1〉在+1450水平C8~C12煤层集中石门内，井下变电所东南方向7米，方位3100作大巷道171米。
〈2〉施工采用煤电钻打眼、3#铵梯煤矿安全炸药爆破、瞬发电雷管起爆、人工十字镐刷帮。
三、支护方式、说明和要求：
由于C12煤层的顶板岩石天然状态下单向抗压强度为51.09MPA,饱和状态下为12.12MPA,单向抗拉强度为3.02MPA,直剪切强度为6.58MPA，煤层比较坚硬，支护采用锚喷支护，可以实现巷道安全。
计算如下：
1、锚杆长度L＝N＊（1.1+B/10）式中L为锚杆长度，N是围岩稳定影响系数，砂岩稳定性较好，巷道为拱形N取1，B是巷道的宽度。
即L=1.2＊（1.1+2.6/10）=1.632m取L=1.8m
2、锚杆直径d=1/100L＊K式中L为1.6m，K取2，即d=0.0125m，一般孔径比锚杆直径大4～6cm，所以d取16cm。
3、锚杆排间距：
rhDD+0.5rhdd≤Q/K，r取2吨/立方米，h为支护厚度取1.7m，Q为支护强度，一般为7吨。
D＝0.5m。
四、工作面采用人工装煤（渣）、矿车运输。
五、炮眼数量确定：
根据N=qsnm/ap计算
式中：
q—单位岩体炸药消耗量。
查表q=1.85
S---巷道掘进断面
n----炮眼利用率一般为n=85%
m---每个药卷的长度，15公分
a---装药系数0.5~0.7
p---每个药卷的重量，0.15公斤
N=1.85*0.85*6.81*0.15/0.5*0.15=29（个）
炮眼布置图（三视图）
〈1〉爆破原始条件：
序号
名称
单位
数量
序号
名称
单位
数量
1
巷道断面
m2
6.81
5
净断面
m2
6.1
2
岩石硬度
F
<3<6
6
工作面瓦斯
%
0.04——0.06
3
炮眼深度
m
1.4—1.5
7
电雷管
发/M
11
<2>爆破说明书图表
眼号
炮眼名称
炮眼眼深
角度
装药量
炮泥深度
炮眼利用
循环进度
爆破顺序
连线方式
水平
垂直
卷∕眼
小计
1-4
掏槽
1.8m
850
850
5
3kg
封满填实
85％
1.5
Ⅰ
串联
5-8
辅助
1.6m
900
900
4
2.4kg
100％
1.5
Ⅱ
9-11
辅助
1.6m
900
900
4
2.4kg
100％
1.5
Ⅲ
12-18
帮眼
1．5
850
850
4
4.2kg
19-22
底眼
1．5
850
850
4
2．4
23-26
顶眼
1．5
850
850
4
4．2
合计
.
18．38kg
〈3〉工作面爆破预期效果
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
％
85
每立方米炸药耗量
㎏/m3
0.43
每循环进尺
Μ
1.5
炮眼总长度
Μ
52.64
循环爆破量
m3
12.93
每立方米雷管耗量
发/m3
8
爆破消耗量
㎏/m
15.79
巷道雷管耗量
个/m
26．77
五、工作面运输方式及路线：
工作面运煤方式：
放炮后，由人工装煤至矿车井底车场——主斜井——地面
工作面材料运输：
地面材料库——材料车——主斜井——井底车场——工作面。
六、设备、工具配备表
机具名称
单位
数量
机具名称
单位
数量
1.0吨矿车
台
2辆
十字镐
把
3把
局扇11Kw
台
1台
铁锹
把
4把
放炮器
台
1台
传杆
根
1根
煤电钻
台
1台
七、劳动组织图表
工种名称
出勤人数
工种名称
出勤人数
总计
班次
一班
二班
三班
一班
二班
三班
爆破工
1
1
1
支护工
1
1
1
爆破安全员
1
1
1
装车工
2
2
2
推斗工
2
2
2
安全工
1
1
1
班长
1
1
1
合计
8
8
8
24
八、循环作业图表（后见图）
第四章通风、避灾、防尘、供电系统
第一节通风方式及路线：
1、通风方式：
该矿井为斜井开拓方式；矿井通风为中央并列式，通风方式为抽出式。
（掘进工作面为局扇压入式）
2、通风路线：
主斜井-----井底车场------局扇------工作面------C12+1450运输大巷------C12通风联络上山-------+1483C12煤层回风巷------回风斜井-------地面。
3、避灾路线：
（1）发生瓦斯、煤尘、火灾时，避灾路线为：
工作面-----井底车场------主斜井------地面。
（2）发生水灾时：
避灾路线为：
工作面-------井底车场------主斜井------地面
第二节通风系统及工作面风量计算：
（1）按工作面作业人员计算：
Q掘=4N=4×8=32m3/min=0.53m3/s
（2）按瓦斯涌出量计算：
Q掘=100×q掘×K掘=100×0.08×2=16m3/min=0.27m3/s
（3）按工作面使用量炸药计算:
Q掘=25×Ak=25×4.8×1.4=168m3/min=2.8m3/s
（4）按局扇实际吸风量计算：
根据该工作面的实际需要,选择JBT51（11KW）局扇的吸风量可取150m3/min，为掘进工作面供风。
为了防止局部通风机吸循环风，局部通风机安放的巷道中的风量，除了保证局部通风机吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风道口之间的最低风速，煤巷不低于0.25m/s的要求。
（5）按风速进行验算:
掘进面的风量取以上计算的最大值2.5m3/S
按最低风速验算,工作面最小风量
Q1=15×6.81（掘进断面）=102.15m3/min
按最高风速验算,工作面最大风量为
Q2=240×S=240×6.81=1634.4m3/min
通过以上计算，风量取150m3/min，符合《煤矿安全规程》规定。
局部通风机的安装地点：
局部通风机安放在车场距工作面回风口10米处，垫高30公分。
第三节综合防尘措施：
（1）工作面采用矿用隔爆煤电钻打眼爆破。
（2）从井底车场安装防尘水管，有足够的水源，做到放炮前后洒水降尘。
（3）加强通风，风带悬挂整齐，接口要反压边。
（4）使用水炮泥。
第四节工作面供电系统
1、掘进工作面来自井底配电硐室馈电。
2、掘进供电设备表：
局扇JBT—5111KW煤电钻MZ——121.2KW
防爆开关QC83——30/80A综合保护器ZZ8L——2.5KWA
3、供电示意图：
第五章安全技术措施
第一节封泥、装药，引药等安全措施
1、封泥长度要求，一般封泥不得小于炮眼深度的1/2，具体要求如下：
⑴炮眼深度小于0.6米时，不准装药放炮；
⑵炮眼深度大于0.6米时，装填炮泥0.3米以上。
⑶炮眼深度1米以上，装填炮泥0.5米以上。
⑸“安全规程”规定井下严禁放明炮、糊炮。
⑹炮泥材料要选用黄土加沙、加水制作或用水炮泥。
⑺严禁用煤沫、纸及可燃性材料做炮泥。
2、装引药必须按以下要求进行操作
⑴地点要选在距工作面10米以外，顶板牢固，支架完好无淋水、无电缆和导体的地点进行。
⑷装药前要掏尽炮眼内的煤粉或岩粉，必须清除炮眼内的数量、深度、角度、偏斜方向。
⑸在煤巷掘进中采用正向爆破，在岩巷掘进中采用反向爆破。
严禁加盖药（即正向爆破不准外加药，反向爆破不准加垫药）。
（6）装药时要一次装入，严禁分节装入，防止残爆、殉爆。
3、放炮线要求：
⑴放炮线的选择必须要用铜芯绝缘软线，且符合要求。
⑵长度要求：
直线巷道100m，有拐弯的巷道不小于80m。
⑶放炮线要随放炮员上下井，不允许长期放在井下。
⑷放炮时，必须把炮线挂起，不准放在地上，悬挂时，要挂在无动力电缆一侧，如两帮都有动力电缆时，要挂在电压低的一侧的下方，距离30cm以上放炮母必须扭接无短路（在接线前），同时，对破坏处要及时用胶布包好。
⑹雷管线接头处和与母线连接处不得触地。
第二节放炮警戒及瞎炮处理
A、警戒与信号
1、对放炮地点有出口都必须设置警戒，在+1450水平车场处和+1450水平运输大巷及主副井联络巷处设警戒。
放完炮后由班长撤离警戒。
2、自定信号，一般大喊三声：
放——炮——了。
3、信号发出5秒钟后，放炮器方允许充电放炮，充电时间15-17秒。
B、放炮
1、放炮器钥匙，放炮员必须随身携带，严禁挂在放炮器上，严禁转交别人。
2、联线放炮必须由放炮员一人操作。
3、严格执行“一炮三检”，和“三人连锁放炮”制度。
4、发爆器指示灯亮后，马上放炮。
5、放炮后，放炮员必须从放炮器接线柱上取下炮线并扭接。
C、放炮后工作检查
1、炮后警戒不撤，有瓦检员、班长、放炮员共同进入工作面检查爆破情况，查明一切正常后方可撤除警戒。
2、发现瞎炮，重新联线放炮。
两上以上的瞎炮可采用并联接线。
3、检查瞎炮的眼深、角度、偏斜方向。
4、在距离瞎炮0.3米处，平行打眼，重新装药放炮。
D、处理瞎炮注意事项：
1、瞎炮必须当班处理，实在无法处理时，要当面给下一班交接清楚，由下一班处理。
2、严禁用镐刨，电钻掏药或用手拽放炮线。
3、瞎炮处理后，必须捡出不爆的电雷管和炸药，下班后交回库房。
4、残炮不管有无残药，切严禁用电动工具继续加深残眼。
第三节通风管理和瓦斯、煤尘的防治
A、通风
1、采掘工作面的进风流中，氧气浓度不得低于20%；CO2浓度不得超过0.5%。
2、加强对通风设施的管理，风筒必须挂接好，对漏风处要及时进行处理。
3、局扇必须安装在巷道进风口，距回风口的距离不得低于10米，高出底板0.3米以上，风筒必须采用抗静电、抗阻燃型。
4、必须建立测风制度，掘进工作面每天要进行测风一次，且结果要填在记录牌上。
5、风筒出风口距工作面的距离不得大于5米。
B、防治瓦斯
1、瓦检员每天要对掘进面CH4和CO2检查三次，检查结果必须记入瓦斯日报表和检查地点的记录牌上，并把检查情况通知现场工作人员，并有班长或现场人员签字。
2、每班瓦斯检查报告单必须及时填写，经调度、生产部长签字，报主管矿领导审阅并存档。
3、认真执行瓦斯巡回检查制度，不漏检、少检、假检。
4、当掘进工作面风流中瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤除人员采取措施进行处理。
5、当工作面风流中CH4浓度达到1%时，必须停止电钻打眼；爆破地点20米以内风流中的CH4浓度达到1.5%时,必须停止工作切断电源,撤除人员,进行处理.
6、临时停工时，不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏，指示警标，禁止人员入内，并向矿值班调度报告。
7、局扇因停电或故障，停止运转时，在恢复通风前，必须先检查瓦斯，只有当停风区最高瓦斯不超过1%时，或前方CO2浓度不超过1.5%时，方可启动局扇，恢复正常通风。
8、当因线路或设备故障而造成临时停电时，工作人员要撤到有新鲜风流
的进风巷中等待,禁止停电时在工作面从事其他工作或坐在工作面等待。
9、独头掘进工作面巷道必须设置瓦斯传感仪，安设位置距工作面10米。
断电CH4浓度1.5%,断电范围掘进工作面及其附近20米内全部电气设备；复电CH4浓度1.0%。
10、风筒吊挂做到“两靠一直”逢环必挂，严禁拐死弯，异径风筒必须使用过度节。
C、粉尘的防治
（1）工作人员上班时，必须佩带口罩，以预防职业病的发生。
（2）工作面设供水管道，进行喷雾撒水，把粉尘降到最低程度。
（3）打眼采取湿式打眼，放炮后及时撒水，否则,不许生产。
第四节掘进工作面顶板管理措施
1、按照〈〈煤矿安全规程〉〉第四十一条规定：
掘进工作面严禁空顶作业，靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须加固。
爆崩倒、崩坏的支架必须先行修复之后方可进入工作面作业。
2、进入工作面，必须用排险杆进行敲帮问顶，处理要彻底，检查要细致，严禁用铁锨、十字镐、炮棍等短物工具敲帮问顶。
3、对局部顶板破碎地点，掏槽眼或顶眼爆破后，要使用前探梁支护顶板，或打临时点柱。
4、在该巷道掘进中，两帮严禁留伞檐，巷道顶帮支架和所背的避子，必须按作业规程操作。
5、每班人员在上班前和放炮后，班组长必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面。
6、掘进工作面架距为1m，工作面不足1m时必须超前临时支护。
7、水仓入口和个别破碎带应砌碹支护。
第五节巷道掘进过断层与破碎带时的安全事项
1、施工方法有：
1）超前导硐边刷边支法、撞楔法。
2）锚喷支护法和撞楔、喷射混凝土联合支护法等，在采用不同的施工方法时，应注意以下安全事项。
2、在掘进断面超过15m2以上的较大巷道时，可采用超前导硐边刷边支法。
先掘导硐后刷大，砌拱顶部分，再掘，刷小导硐砌墙，最后破除中间岩柱，砌拱顶时，如拆除临时支架纵梁会发生冒顶，可不拆纵梁，将它砌入碹后，但必须保证砌碹厚度。
3、在采用各种方法掘进时，只能放小炮或风镐破岩。
4、撞楔要严密排列，分次成排向前打入，每次100～200mm，严防露顶，在撞楔的掩护下向前掘进，架设支架，直至通过破碎带为止，如巷道两帮岩石很破碎，又不易维护，就必须在掘进时两帮同时打用条撞楔的办法。
5、采用锚喷支护法和撞楔、喷射混凝土联合支护时，都必须在破碎的顶帮暴露后，立即用喷浆或喷射混凝土封闭，以防岩石风化，露矸，并保证锚杆和喷射混凝土的质量，一次喷够厚，待达到一定强度后才能开掘。
第六节巷道贯通的安全措施
工作面与中央变电所贯通时，为防止冒顶、放炮事故的发生。
巷道贯通工作必须遵守下列规定：
1、矿地测部门
1）必须有准确的测量图，每天在图上填明进度
2）一般掘进巷道同其它巷道在贯通相距20m，必须向矿总工程师报告，并通知通风部门。
2、矿通风部门
1）贯通前
应做好正常的通风工作，保证两端的巷道内不积存瓦斯，并做好贯通时调整风流的准备工作。
准备工作应包括：
①绘制贯通散发道两端附近的通风系统图，图上标明风流方向、风量和瓦斯涌出量，并预计贯通后的风流方向，风量和瓦斯涌出量的变化情况。
②明确贯通时调整风流设施的布置和要求，并做好有关的准备工作。
2）贯通时
必须派管理人员或工程技术人员现场统一指挥，确保施工安全。
3、采掘部门
（1）一般巷道贯通相距20m时，只准从一个工作面向前贯通，对方工作面必须保证正常通风，停止一切工作，撤出作业人员，还必须经常检查风筒是否脱节，按规定检查工作面及回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时必须立即处理。
（2）贯通前5m时，两个工作面的支架都要进行加固，增设顺抬棚，防止崩倒柱子，造成冒顶事故，掘进工作面开始打超前探眼，其深度要大于炮眼深度1倍以上，放炮前用黄泥将炮眼填满。
岩质在中硬以上时，可全断面一次放炮，岩质松软破碎时，应分次放炮，或小断面掘进后刷大。
（3）掘进工作面每次装药放炮前，掘进工作面班组长，必须派专人和瓦斯检查员共同到与之贯通的巷道或停掘工作面检查其回风流的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，先停止掘进工作的作业，然后处理瓦斯。
只有在两处及其回风流中的瓦斯浓度在1%以下时，方可进行掘进工作面装药放炮。
每次放炮前在两个面都必须设置栅栏和专人警戒。
爆破工作应坚持“一炮三检”制度。
每次放炮后，放炮员和掘进工作面班组长必须巡视放炮地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架和瞎炮等情况。
如发现异常情况，应立即处理。
只有等两处检查完毕，认为无异常情况，人员退出警戒区域后，才允许进行掘进工作面的下一次放炮工作。
（4）间距小于20m的平行巷道，其中一个巷道进行放炮时，两个工作面的人员都必须撤至安全地点。
3）贯通后
通风部门立即组织人员进行风流调整，实现全风压通风，并检查风速和瓦斯浓度，符合《规程》规定，通风系统稳定后，方可恢复工作。
第七节铺轨要求
1、掘进工作面采用轨道运输，随着工作面不断向前推进，每隔7m，铺设一固定轨道（轨道规格长7m），选用国际工字轨，掘进过程中，工作面与固定轨道距离不够7m时，中间加铺临时轨道，临时轨道长3m/对。
2、每隔1m铺设一根枕木，枕木规格为200×200mm的方木，轨距为600mm。
3、轨道铺设坡度为3‰，接头连接平整，接头位置必须铺垫枕木，并且两边轨道头都落在枕木上，用道板连接，接头高差不得超过±2mm，间隙不得超过5mm，道碴铺平。
4、轨间距为600mm，最大安装误差不得超过计划±10mm，巷道上帮留设800mm的人行道，轨道中心线与巷道中心的偏差为100mm。
第八节其他安全管理制度
1、全体管理人员和职工必须认真学习执行矿制定的《安全管理制度》、《掘进作业规程》，严禁任何管理人员违章指挥，严禁任何职工违章作业，杜绝违反劳动纪律现象。
2、所有管理人员进入工作面前，首先检查安全出口锚网是否脱层，出口是否畅通、设备及防爆是否规范，确保掘进工作面单一安全出口和工作面人员的安全。
3、在掘进工作面或其它施工作业中，对危害职工生命安全有险情时，工人有权立即停止工作，撤离安全地点。
险情未排除不能保证人身安全时，工人有权停止工作。
4、管理人员在现场安全管理工作中，如生产和安全发生矛盾时，必须坚决服从安全，严格做到不安全不生产，不消除事故隐患不生产，防范措施不落实不准生产。
5、在现场管理中，对发现有安全隐患问题，现场制定整改措施，按照“四定”的原则（定人、定事、定时、定措施）落实解决。
6、在提升过程中，+1450水运输大巷和车场人力推车必须要与此工作面达招呼，在提升时必须先提升上来再通过，避免压钢丝绳。
7、在人力推车时必须瞻前顾后，特别在叉尖处会车时的安全。
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