1工作面轨道顺槽掘进作业规程.docx
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1工作面轨道顺槽掘进作业规程
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称：
本《作业规程》掘进的巷道为12011工作面轨道顺槽。
二、巷道用途：
回采12011工作面，满足回风、材料运输、行人、管线敷设需要；
三、巷道设计长度和服务年限
设计长度为760m，服务年限为1年
四、巷道开工、竣工时间
巷道开工时间：
2007年元月1日；计划竣工时间2007年12月1日
第二节编写依据
一、矿井设计说明书及批准时间
义安矿业有限公司矿井设计说明书，批准时间为2003年7月1日
二、地质说明书及批准时间
《12011工作面掘进地质说明书》，批准时间为2006年12月15日
附图一12011工作面轨道顺槽巷道平面布置图
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近开采情况
12011工作面轨道顺槽的地面位置，在工业广场正北300m处沟坡地带，11采区上山（未掘）西部，无民房及其它影响。
地面标高+265m～+400m，井下标高-320m～-238m。
12011工作面为本矿首采面，周围无采、掘工作面。
工作面轨道顺槽设计长度760m，已掘进560m,已掘巷道情况，。
顶、底板岩性
顶板岩性：
工作面煤层为二１煤层。
伪顶不发育；直接顶为泥岩，局部相变为砂质泥岩，厚度0～3.5m；老顶为中粒石英砂岩（大占砂岩），厚9.9m～19.0m。
底板岩性：
伪底不发育；直接底为泥岩、粉（细）砂岩，厚度8.3m～10.7m；老底为Ｌ7灰岩，厚5.0～6.3m。
附图二：
12011工作面轨道顺槽煤岩层柱状图
第二节地质构造
该工作面地质构造简单，褶曲宽缓。
根据地面三维地震勘探资料，工作面西部发育有DF2、DF11正断层。
DF2断层落差为3m，断层深部切入L7灰岩，其尖灭端距轨道顺槽32m。
DF11断层落差为2m，断层深部切入L7灰岩，与轨道顺槽斜交，经胶带顺槽实践未见此断层。
工作面东部发育有DF3正断层，落差为3m，深部切入L7灰岩，其尖灭端距胶带顺槽16m，实践证明DF2、DF3断层未见，对正常掘进无影响。
第三节 水文地质
该工作面水文地质条件简单，主要充水水源为顶板砂岩裂隙水。
根据地面瞬变电磁勘探资料，工作面范围内分布有5个异常区，其中L7灰岩富水区一块，O2富水区4块，加上过DF11正断层，应设专人观察巷道水流情况，特别是过断层和富水异常区段前后，及时做好井下物探及探水工作，以确保工作面的安全掘进。
在掘进过程中，应在巷道低洼处，安设水泵，便于抽排积水。
第四节煤层情况
二１煤层：
根据现有地质资料，该工作面煤层厚度较为稳定，为0.7m～12.4m，平均为6.0m，煤层结构简单。
煤层富含FeS结核，Ad=21.42%，Sd=2.23%。
第五节煤质
该煤层煤质松软，煤芯中含有大量黄铁矿结核，属中高硫、特低磷、低中灰、高发热量、粉状贫煤。
第六节 瓦斯、煤尘和自燃发火情况
瓦斯：
根据井田地质报告，二1煤层瓦斯含量较高，含量为4.02～12.19m3/t，平均7.22m3/t。
根据揭露二1煤层及掘进实测情况，绝对瓦斯涌出量为1.5～2.5m3/min。
应加强瓦斯预测、预报，并做好瓦斯抽放工作。
煤尘：
煤尘具有爆炸危险性，抑制煤层爆炸最低岩粉量为55%。
自燃发火：
煤层为不易自燃煤层。
第三章巷道支护说明书
第一节巷道断面形状和尺寸
一、巷道断面形状：
第二节巷道布置及用途
一、巷道布置：
12011工作面为义安煤矿首采工作面，位于义安井田中部，11采区上山西部。
12011工作面轨道顺槽设计长度740m，地面标高＋265m～+400m，工作面标高-320m～-238m，巷道方位角315º。
设计为梯形，采用矿用12#工字钢架棚支护。
二、巷道断面尺寸：
设计毛断面：
高2.57m，上宽3.7m，下宽5.37m，面积为11.51m2；净断面：
高2.4m，上宽3.24m，下宽4.86m，面积为9.79m2。
棚腿扎角72°。
附图三：
12011工作面轨道顺槽巷道支护断面图
第二节管路布置
一、风筒、管线及电缆吊挂：
巷道左帮吊挂风筒。
风筒直径800mm，采用一趟风筒时，吊挂高度距底板1.5m；采用两趟风筒时，吊挂高度距底板400mm。
巷道右帮吊挂电缆、压风、供水管路和瓦斯抽放管。
电缆吊挂距底板1.6m，电缆吊挂点的间距不大于3m；压风管（4寸）、供水管（3寸）采用钢管时，管路吊挂位置距底板800mm。
瓦斯抽放管吊挂距底板2m。
运输中心线（偏巷道左帮）与巷道中心线间距为700mm。
第三节巷道支护
一、支护密度的确定：
借鉴以往支护经验，确定棚距为400mm。
二、支护材料及规格：
1、临时支护：
采用前探梁和棚式支护顶梁做为临时支护，前探梁用2根4.5m长的24kg/m道轨制做，一梁配2个卡钳式悬梁器。
最大空顶距为2000mm，最小空顶距为不大于400mm。
2、永久支护：
采用12#矿用工字钢梯形棚进行支护，梁长3.5m，腿长2.8m，巷道净高2.4m，棚腿扎角72°。
附图四：
12011工作面轨道顺槽临时支护示意图
3、支护材料规格：
1）棚梁：
长度为3500mm的12#工字钢。
2）棚腿：
长度为2800mm的12#工字钢。
3）串杆：
700mm×Ф30mm圆木。
4）荆芭：
1100mm×600mm。
5）半圆木：
700mm×Ф140mm。
6）木楔：
200mm×70mm×70mm。
7）撑杆：
500mm×50mm×50mm方木。
4、巷道背设要求：
1）托煤顶掘进时，巷道顶、帮采用双荆芭（或塑料网）、双串杆背设；沿直接顶时，巷道顶、帮采用单荆芭（或塑料网）、单串杆背设；沿老顶掘进时，顶部可采用串杆、圆木、半圆木、木楔背牢背紧，要求每棚棚梁接顶不少于三处，巷帮采用单荆芭（或塑料网）、单串杆背设。
2）顶帮要背严背实。
沿顶掘进时，串杆26根/棚（顶10根，两帮各8根）；沿底掘进时，串杆36根/棚（顶10对，两帮各8根）。
串杆均匀布设。
撑杆每棚6根，其中顶梁两端各一根，棚腿各2根，（其中梁下200mm处各1根，梁下1m处各1根）。
串杆、撑杆要打直、打牢，前后成一条直线，其串杆直径不得小于30mm。
3）用塑料网背设时，网与网之间搭接长度100mm，并用网绳联牢，网外背好背木，出现网兜及时处理。
5、质量要求：
1）掘进时，要加强探煤厚工作，掌握好煤厚变化情况，并记录备查。
2）水平巷道支架要垂直于巷道顶底板。
合格标准：
支架前倾、后仰偏差不超过±1°（1m垂线不大于17mm）。
优良标准：
支架前倾、后仰偏差不超过±0.5°（1m垂线不大于9mm）。
倾斜巷道每6--8°坡度,支架应有1°迎山角，使支架迎山有力，严禁后仰。
3）加强质量管理，及时校正中线，发现中线点不一致时，必须及时与地测科联系放线。
4）如果煤层较软，顶帮易片冒时及时打薄板木钎板控制。
5）巷道净宽、净高，误差在-30mm~+50mm。
6）巷道棚距，误差不大于±100mm。
7）棚梁接口错差＜5mm。
第四章施工方法
第一节 施工工艺
一、破煤方法：
12011工作面轨道顺槽设计沿二1煤层顶板掘进，为全煤巷。
采用全断面一次掘进，采用钻爆法破煤。
胶带输送机和刮板输送机运输，人工装煤。
二、钻眼机具及爆破器材：
1、钻眼机具：
煤巷采用ZM—1.2煤电钻打眼，岩巷采用YT—28风动凿岩机打眼，共3台风动凿岩机，2台工作，1台备用。
2、爆破器材：
煤矿许用三级乳化炸药，1～5段毫秒延期电雷管，MFB—200发爆器一台。
3、施工方法：
必须按照防治煤与瓦斯突出的“四位一体”措施进行施工。
首先对掘进工作面进行突出危险性预测预报，采取防突措施，经效果检验，各项指标不超，采取安全防护措施后，再进行正常施工。
1）全煤巷道掘进时，只布置掏槽眼和底眼，掏槽眼眼深2.2m，底眼眼深2.0m，手镐修边。
2）全岩巷道掘进时，布置掏槽眼、辅助眼、周边眼和底眼，掏槽眼眼深1.8m，辅助眼、周边眼和底眼眼深1.6m。
3）半煤岩巷施工时，根据实际情况布置炮眼和装药量。
4）采用正向装药方式，全岩巷采用全断面一次起爆，实现光面爆破。
5）炮掘工作面迎头必须采用防倒棚设施，加固长度均不小于5米，并随掘进同步前移，防止崩倒架棚。
三、炮掘工艺流程:
交接班、验收→打眼、放炮、通风→正棚、移前探梁、放梁、背顶→出碴→掘两帮柱窝、栽腿、背帮→出碴、打撑木→清理→交接班、验收。
附图五：
全煤巷炮眼布置图和爆破参数表
附图六：
全岩巷炮眼布置图和爆破参数表
第二节设备及工具配备
设备及工具配备见下表：
设备及工具配备表
名称
型号
数量
备注
局扇
DBKJNO.6.3（2×30kw）
1
接于动力负荷上
局扇
DBKJNO.6.3（2×30kw）
1
接于专用线路上
总开关
KBZ-200A
1
安装于轨道大巷
开关
KBZ-200
2
安装于轨道大巷
开关
KBZ-4×120
1
风机开关
开关
BQZ-200
1
SGW-40T刮板开关
开关
BQZ-80N
1
DJ-11.4D绞车开关
开关
BQZ-30
1
2×5.5KW风机开关
开关
QBZ-120
1
SJ-650胶带机开关
开关
ZBZ-80N
1
JD-40绞车开关
开关
BQZ-120
1
SGW-30T刮板机开关
开关
ZXB-4L
1
信号照明保护
刮板输送机
SGW-30X
1
安装于轨道顺槽
刮板输送机
SGW-40T
1
安装轨胶联络巷
胶带输送机
SJ-650
1
安装于轨道顺槽
风泵
FB20/40
1
安装于巷道泵窝
煤电钻
ZM—15
2
安装于巷道正头
风动凿岩机
YT-28
3
安装于巷道正头
第五章生产系统
第一节运煤系统
一、运输方式：
正头采用爆破落煤，通过人工装煤入SGW-30X刮板输送机内，由刮板输送机转入SJ-650胶带输送机至轨道顺槽与轨胶联巷交叉点，再转入SGW-40T刮板输送机到12011中部车场，用JD-11.4绞车牵引进入运输大巷，由电机车牵引至副井，从副井罐笼提升到地面。
二、运输线路：
工作面→12011工作面轨道顺槽→12011工作面轨胶联络巷→12011工作面中部车场→东翼轨道大巷→副井→地面。
第二节运料系统
一、运输方式：
用1t固定式矿车或叉车装料，由电机车牵引至12011工作面中部车场，用JD-25绞车牵引进入工作面料场。
二、运输线路：
地面→副井→东翼轨道大巷→12011工作面中部车场→12011工作面轨道顺槽→12011工作面料场。
附图七：
12011工作面轨道顺槽运输系统图
第三节通风系统
一、掘进工作面风量计算：
1、按瓦斯涌出量计算Q=100qCH4×K
式中：
qCH4--掘进工作面瓦斯绝对涌出量，取1.5-2.5m3/min。
K—通风不均衡系数K=2.0。
则：
Q=300-500m3/min
2、按每循环炸药消耗量计算：
Q=25A
式中：
A—一次爆破的最大装药量，kg；A=18.8kg
则Q=470m3/min
3、按工作面同时工作的最多人数计算：
每人每分钟需风量为4m3，工作面交接班时人数最多为40人。
Q=4Ν
则：
Q=160m3/min
综合以上，Ｑ取最大值为500m3/min。
4、按局扇实际吸风量选风机：
2BKJNO.6.3（2×30kw）局扇实际吸风量为570m3/min。
根据计算结果，应选2台2BKJNO.6.3（2×30kw）风机供风，均可满足要求。
其中一台接至动力电源，另一台接至专用电源，两台局扇用自动倒台装置实现自动倒台，实现风电、瓦斯电闭锁，保证工作面正常通风，风筒直径为800mm。
5、风速验算：
按《煤矿安全规程》规定，巷道风速必须满足以下要求：
即 Vmin=0.25m/sVmax=4m/s
Smin=8.5m2Smax=9.7m2
则:
Vmin=570/（11.51×60）=0.83m/s
Vmax=570/（9.79×60）=0.97m/s
所以:
0.25m/s故风速验算符合《煤矿安全规程》规定。
选用DBKJNO.6.3（2×30kw）风机，风量为570m3/min符合规定。
由于我矿按煤与瓦斯突出矿井管理，根据2005年11月东翼轨道大巷掘进情况看，12采区煤层中瓦斯含量较大。
因此，12011工作面轨道顺槽在掘进中，若实际条件发生变化导致供风量不足时，可铺设两趟风筒供风，一趟直径800mm，另一趟直径600mm。
二、通风方式：
1、风机安装位置：
风机安装于东翼轨道大巷1号交叉点，确保不串联通风。
2、通风方式：
压入式通风。
风筒出风口距迎头：
岩巷不超过8m，煤巷不超过5m；风筒吊挂平直，逢环必挂，拐弯处采用特制弹簧风筒或弯头，采用双反向压边接口，每百米漏风率不大于3%。
3、通风线路：
（1）新鲜风：
地面→主副井→东翼轨道大巷→局扇→12011工作面轨胶联巷→12011工作面轨道顺槽→工作面。
（2）乏风：
工作面→12011工作面轨道顺槽→12011工作面轨道顺槽回风石门→东翼回风大巷→2＃回风石门→风井→地面。
附图八：
12011工作面轨道顺槽通风系统图
第四节监测系统
一、安全监测设备：
KJ＿70型监测系统布置在地面调度室中心机房，KJF3型分站一台，布置于东翼轨道大巷口。
二、探头位置：
（T1）距掘进正头不超过5m，（T2）距回风巷口10～15m。
悬吊位置距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。
三、报警断电点：
报警点:
T1、T2均为≥0.8%;
断电点:
T1、T2均为≥0.8%；
复电点：
T1、T2均为＜0.8%。
四、断电范围：
（T1）、（T2）断电范围均为本巷道内所有非本质安全型电器设备。
五、每班的班长，队干、维修工必须携带便携式瓦斯检测仪上岗。
六、每天监控工对“瓦斯电、风电闭锁”装置进行检查，并有记录可查，确保其灵敏、准确、断电功能可靠。
附图九：
12011工作面轨道顺槽监测系统布置示意图
第五节防尘系统
一、掘进时必须按防尘要求安设防尘管路，并要直达掘进工作面。
防尘管路每50m必须安设一个三通，管路吊挂平直，吊挂间距不超过5m。
二、掘进时必须使用湿式打眼，否则应有灭尘措施。
装药时，必须使用水炮泥，放炮前后必须喷雾洒水，装煤时必须洒水灭尘。
三、掘进时按规定安设两道喷雾装置，第一道距工作面正头不超过30m，第二道距工作面正头不超过50m，喷雾装置要操作灵活，雾化好，封闭全断面。
四、防尘设备要指定专人维护和管理，不准随意拆除。
五、放炮前后，距掘进工作面30m范围内巷道要全断面进行冲刷。
六、每天要对巷道的煤尘进行清扫，工作面人员要佩带防尘口罩。
七、在掘进巷道内安设一组隔爆水棚，第一列水棚距正头间距60～200m，水量不小于200L／m2，水袋总数不少于60个，棚间距1.2m，安设后要经常加水、维护，确保水量充足，水质符合规程要求。
第六节供风、供水和瓦斯抽放管路系统
一、供风、供水和瓦斯抽放系统：
分别从东翼首采面中部车场引接供风管一趟（4寸钢管）和一趟供水管（3寸钢管），至轨道顺槽工作面。
供风、供水管布置在巷道右帮，距巷道底板800mm。
二、瓦斯抽放管：
铺设一趟φ355mmPVC管子，布置在巷道右帮，距巷道底板2m。
第七节供电系统
一、动力电源：
由井下中央变电所动力变压器→东轨道大巷→12011工作面中部车场外配电点→12011轨道顺槽机电设备和动力风机。
二、风机专用线：
由井下变电所风机专用变压器→东翼轨道大巷→12011工作面中部车场外配电点→12011工作面轨道顺槽专用风机。
三、供电系统要求：
实现双风机、双电源、自动倒台、风电、瓦斯电闭锁。
供电线路及设备做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。
四、电气设备及电缆安装要求按照《义安煤矿机电系统文明生产实施细则》要求，实现标准化及文明生产标准。
附图十：
12011工作面轨道顺槽供电系统图
第八节照明和通讯系统
一、值班室安设调度电话，可直拨矿内各单位，24小时有专人接听。
二、工作面正头及煤破地点，各安设一部防爆电话，可直拨矿内各生产单位，24小时有专人接听。
三、照明专用开关接127V矿用防爆灯。
第六章劳动组织及循环图表
第一节 劳动组织
全队在册人数134人，其中队干9人，杂工人5，直接工120人，采用“三八”工作制。
附：
劳动组织表
劳动组织表
工 种
班组出勤人数
小计
备注
0
8
4
绞车司机
1
１
１
3
挂钩信号工
1
１
1
3
验收员
1
１
1
3
打眼工
3
3
3
9
运料工
3
3
3
9
机电工
1
1
1
3
架棚工、装车工
6
6
6
18
杂工
5
5
班长
1
1
1
3
跟班队长
1
1
1
3
队干部
1
1
1
3
合计
20
30
20
62
单头
第二节 循环图表
一、按“四位一体”防突措施进行消突后，按正规循环组织生产。
煤巷掘进：
每班1个循环，循环进尺2.5m，班进尺2.5m，日进尺5m。
附图十一：
12011工作面轨道顺槽煤巷正规循环图表
附图十二：
12011工作面轨道顺槽岩巷正规循环图表
第七章主要技术经济指标
主要技术经济指标表
序号
项目
单位
棚式支护
备注
1
巷道总长
m
740
2
煤层硬度
普氏系数
f=0.19
3
掘进断面
m2
11.51
4
净断面
m2
9.79
5
支护形式
工字钢梯形棚
6
循环进度
m
5
7
月循环个数
个
20
8
月进尺
m
100
9
正规循环率
%
90
10
实际月进度
m
90
11
循环出煤量
t
22.1
12
每米巷道炸药消耗
kg/m
3.6
13
每米巷道雷管消耗
发/m
4.5
14
日出勤人数
个
62
15
坑木消耗
m3/100m
4.5
16
全员工效
m/工
0.05
17
串杆消耗
根/m
70
18
施工工期
月
12
第八章安全技术措施
第一节 施工准备
1、施工前，由队长负责组织人员，由技术人员传达贯彻《12011工作面轨道顺槽作业规程》及相关措施，并进行考试、签字，考试合格后方可下井作业。
2、施工前地测科必须提前标好中、腰线，施工单位严格按线施工。
3、开口前必须对开口处10m范围的支护进行检查、加固。
4、施工前按设计要求，形成正规的通风系统和其它系统，并能正常的使用。
5、开工前必须经相关科室检查，达到安全生产条件，并且持有批准的开工报告方可施工。
第二节防治煤与瓦斯突出安全技术措施
为加强防突管理，按突出危险区管理，严格执行“四位一体”防突措施，特制定安全措施，具体内容如下：
一、瓦斯突出预兆：
1、有声预兆：
煤（岩）体内有闷雷声、放炮声、机关枪声、岩体破裂声，声音由小到大，由单响到连响。
2、无声预兆：
工作面瓦斯涌出变化异常，忽大忽小，煤层厚度发生变化，尤其是软分层更为明显（煤层通常由薄变厚，有时由厚变薄），煤质松软，光泽暗淡，层理不清，工作面温度有明显变化，通常煤体温度降低。
二、突出危险性预测：
严格执行“预测——效果检验——掘进”的循环作业，每个预测循环必须保留6m的预测超前距。
主巷每20m进行一次突出危险性预测，无论指标大小，均要采取防突措施。
采取措施后，必须进行效果检验。
巷帮钻场施工前必须进行突出危险性预测，指标不超时方可施工钻场。
指标超标时必须采取防突措施。
1、在掘进工作面打3个直径为42mm，深11m（钻场8m）的预测钻孔，中孔沿掘进方向，两边孔的终点应位于巷道轮廓线以外4m处。
2、预测孔应尽可能布置在最软的软煤分层中，并应布置在距措施孔不得小于0.4m，钻速为0.5m/min。
3、中孔在2、4、6、8、10m处，边孔在3、5、7、9、11m处分别依次测定三参数。
4、测定瓦斯涌出初速度时，测量室长度0.5m，并做到封严不漏气，封孔气压不低于0.2MPa，测定工作在2min内完成。
5、钻屑量测定按测定深度提前1m取钻屑。
危险性
瓦斯涌出初速度指标
钻孔钻屑量指标
钻孔钻屑解吸指标
有突出危险
qmax≥4.5L／min
Smax≥6Kg／m
Δh2≥200Pa
无突出危险
qmax＜4.5L／min
Smax＜6Kg／m
Δh2＜200Pa
三、防突措施：
为了保证12011工作面轨道顺槽安全、快速掘进，在掘进过程中，采用主巷浅孔排放和巷帮钻场抽放，主巷排放钻孔控制前方距离11m，钻场排放钻孔控制前方距离8m，经效检、掘进后，保证有6m（钻场5m）的措施孔超前距。
1、主巷浅孔排放
主巷深孔超前排放设计排放孔21个，孔径91mm，钻孔沿巷道中线对称布置，具体见钻孔参数表1及主巷深孔超前排放孔设计图；排放孔全部打成后排放时间不少于2小时。
2、巷帮钻场排放
在主巷的巷帮采取钻场深孔抽放措施，钻场设计在12011工作面轨道顺槽，每隔20m（中-中）在巷道两帮交替施工一个钻场，钻场在巷道左右帮交替迈步施工，钻场深3m，钻场的巷道断面和支护形式与主巷相同，掘进钻场前，必须施工排放孔进行消突，排放孔个数布置21个孔，排放孔控制巷帮5m，孔径91mm，钻场排放孔设计参数见表2，排放孔布置见图2。
排放孔施工完后经效果检验指标不超后方可施工。
表1主巷排放措施工排放孔设计参数表
孔号
孔径
（mm）
孔深
（m）
距中线距离（mm）
与煤层顶板夹角
（度）
与中线夹角
（度）
1
Φ91
11.5
1200
下俯7
左偏16.6
2
Φ91
11.2
800
下俯7
左偏11.3
3
Φ91
11.1
400
下俯7
左偏5.7
4
Φ91
11
0
下俯7
0
5
Φ91
11.1
400
下俯7
右偏5.7
6
Φ91
11.2
800
下俯7
右偏11.3
7
Φ91
11.5
1200
下俯7
右偏16.6
8
Φ91
11.5
1200
下俯5
左偏16.6
9
Φ91
11.2
800
下俯5
左偏11.3
10
Φ91
11.1
400
下俯5
左偏5.7
11
Φ91
11
0
下俯5
0
12
Φ91
11.1
400
下俯5
右偏5.7
13
Φ91
11.2
800
下俯5
右偏11.3
14
Φ91
11.5
1200
下俯5
右偏16.6
15
Φ91
11.5
1200
上仰1.6
左偏16.6
16
Φ91
11.2
800
上仰1.6
左偏
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