K17层运输掘进工作面作业规程 2.docx
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K17层运输掘进工作面作业规程2
久丰紫马煤矿掘进工作面作业规程
工作面名称：
K17层运输下山
批准日期：
2015年4月1日
执行日期：
2015年4月5日
目录
第一章概况……………………………………………………....1
第二章地面位置及地质情况……………………………………1
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况………………………..1
第二节煤层赋存特征………………………………………………..1
第三节地质构造………………………………………………….….2
第四节水文地质………………………………………………….….2
第三章巷道布置及支护说明……………………………………3
第一节巷道布置……………………………………………………..3
第二节支护说明……………………………………………………...3
第四章施工工艺………………………………………………….4
第一节施工方法………………………………………………………4
第二节凿岩方式………………………………………………………5
第三节爆破作业………………………………………………………5
第四节装载运输与管线敷设………………………………………….7
第五章生产系统…………………………………………………..7
第一节通风……………………………………………………………7
第二节压风……………………………………………………………9
第三节综合防尘………………………………………………………10
第四节防灭火…………………………………………………………10
第五节安全监控………………………………………………………11
第六节供电……………………………………………………………12
第七节排水……………………………………………………………13
第八节运输……………………………………………………………13
第九节照明、通信和信号……………………………………………13
第六章劳动组织及主要技术经济指标…………………………..14
第一节劳动组织………………………………………………………14
第二节作业循环……………………………………………………....14
第三节主要技术经济指标……………………………………………14
第七章安全技术措施……………………………………………..15
第一节一通三防………………………………………………………15
第二节顶板…………………………………………………………….16
第三节爆破…………………………………………………………….17
第四节防治水………………………………………………………….20
第五节机电…………………………………………………………….21
第六节运输…………………………………………………………….22
第七节其它…………………………………………………………….24
第八章灾害应急措施及避灾路线………………………………..25
作业规程学习和考试记录………………………………………………...26
附图
附图１：
巷道布置平面图
附图２：
巷道支护断面图
附图３：
炮眼布置图
附图４：
通风系统示意图
附图５：
运输系统示意图
附图６：
避灾路线示意图
第一章概况
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为K17层运输下山。
二、掘进目的及巷道用途
巷道掘进目的是为了17煤层运输进风服务。
三、巷道设计长度及服务年限
1、K17运输下山设计长度516米。
2、巷道坡度：
跟K17煤层顶板掘进。
3、服务年限：
到17煤层一采区结束。
四、预计开竣工时间
本巷道自2015年4月份开工，预计2015年8月低竣工。
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
一、地面位置：
工作面位于矿区中西部，一采区北部，地面对应位置为山坡，无良田，有坡土，无建筑物地表为群山，无建筑物，无水体及钻孔。
地面标高+1580。
二、井下位置及四邻采掘情况：
该巷位于11902采空区的下方，东西面无采掘活动，南面为11901采空区，北面为矿井边界，井下标高+1431～+1295m。
第二节煤层赋存特征
一、煤（岩）层情况：
1、本面开采煤层为上二叠统龙潭组二段下部K17煤层，其结构简单，煤层较为稳定，存在夹矸厚度为0.2～1.0米，平均煤厚为1.8米。
2、煤层顶底板情况
K17煤层顶板为泥质粉砂岩，底板为粘土岩；煤层顶底板稳定性较好，但底板遇水易出现泥化、底臌现象
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
1、瓦斯涌出量：
根据2011年矿井瓦斯鉴定，绝对瓦斯涌出量为1.55m3/min。
2、瓦斯等级：
瓦斯含量低，为瓦斯矿井，瓦斯灾害较小。
3、煤尘：
无爆炸性,但对人体健康有害,应严格执行综合防尘措施。
4、煤的自燃：
不易自燃。
第三节地质构造
1、该巷总体布置在F2断层构造附近，对掘进稍有影响，推测在构造内可能会发育一些小断层。
2、煤层产状：
走向195°，倾向105°，倾角8°。
3、由于煤层厚度变化大，因此在掘进过程中应跟好煤层层位。
4、巷道施工时若遇地质条件发生变化必须及时向有关部门汇报。
第四节水文地质
掘进区范围内工作面无充水影响。
矿区水文地质条件复杂程度属中等类型，根据本矿及周边矿井涌水量的调查，矿井正常涌水量为16M³/h，最大涌水量为50M³/h。
现11702运输顺槽及11702回风顺槽均未见涌水，但因K17号煤层距地表较近，可能有老窑和采空区，所以在掘进时，必须加强探放水工作。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道开门位置：
依据设计，K17层运输下山从1430B6点向前23.6米处挂线开门（标高+1432m），挂线方位为257°，跟K17煤层顶板掘进约516米1295石门联巷贯通。
巷道总工程量为516米。
二、巷道断面：
采用锚杆矩形支护净宽为4m，净高为2.4m，净断面积为9.6㎡；掘进断面积为10.25㎡。
若顶板较破碎时采用金属梯形棚支护，上净宽3.6m，下净宽4.88m，净高为2.4m，净断面积为9.408㎡；掘进断面积为9.87㎡。
三、巷道开门施工：
1、采用金属支架作开门抬棚，抬棚长度不小于4.6m，抬棚腿长不小于2.6m。
2、架设抬棚时，抬棚梁子必须放在棚梁口内，抬棚必须对山牢固，抬棚腿子要求有含口，且必须是双抬棚腿子。
3、开门抬棚处严禁空帮空顶,必须背实背牢顶帮。
4、开门口附近5m范围内，必须加强支护，榴好双边树，确保安全。
第二节支护说明
一、金属支架支护材料
1、支护材料：
矿用11#工字钢作棚梁、棚腿；背板或杂木棍、竹帘、寸筒、木塞。
2、材料规格及要求：
梁长3.8m，内空3.6m，腿长2.6m，寸筒长700mm，竹帘：
长×宽=1.5×0.8m，背板长1000mm。
二、锚杆网支护材料
1、锚杆：
采用φ20×20000mm螺纹钢制作的锚杆，且都设置挡圈，丝长不大于80mm。
2、托板：
采用5mm的钢板制作，冲压成100×100mm的方形，中心圆孔为φ20mm。
3、金属菱形网：
采用10#铁丝编制成菱形孔，网孔规格为50×50mm。
4、锚固剂：
（1）顶板：
采用Z2335锚固剂，每眼用三节，锚固长度为700mm。
（2）两帮：
采用Z2335锚固剂，每眼用二节，锚固长度为350mm。
根据施工进度配备一定数量的支护材料，存放在巷道开门处的材料存放点处，并挂牌管理。
三、锚杆安装工艺：
1、打锚杆眼;
1）首先要认真敲帮问顶，及时用用长柄工具在安全地点将顶帮的活矸片帮伞檐等不安全隐患处理掉，确保安全后，方可作业。
打眼时必须站在临时支护下进行作业。
2）打眼前，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。
不符合要求必须处理。
3）打锚杆眼时用锚杆机打眼，锚杆机钻头直径为27mm。
4）打眼深度为2.05米，锚杆外露长度小于50mm,与岩壁尽量垂直，夹角不小于75度。
打完眼后，要用压风把眼内的集水、岩粉清理干净。
2．锚杆安装方法;
孔打完后，应用压风吹洗锚杆孔，然后将锚固剂药卷装入孔内。
再用锚杆将卷送入孔底，将电煤钻锚杆用连接套连接，启动电煤钻将药捣匀，锚杆送到孔底后即可。
四、支护质量要求
1、架棚质量要求：
（1）巷道净宽:
上宽3.8m，下宽4.88m，巷道中线至任何一帮间距误差不超过0～+50mm。
（2）巷道净高：
轨道面至棚梁为2.4m，腰线下为1000mm，上为1400mm，腰线上、下均误差不超过0～+50mm。
（3）支护构件：
金属支架零件齐全，规格强度符合设计要求，其它附件齐全。
（4）棚子应垂直顶板，对山有劲。
（5）棚梁垂直巷道中线且两端水平，梁端扭距不超过100mm，支架前倾和后仰不超过±0.5°。
（6）背帮护顶：
每架棚用竹帘6块，竹尖或背板12块（顶、帮各4块），寸筒5个，木塞6个（顶、帮各2个），竹尖或背板要过山、铺设平直均匀，木塞、寸筒应打紧、成线，背帮接顶要严实。
（7）柱窝深度：
150--200mm。
（8）棚梁接口：
要求严实合缝，离合错位误差小于5mm。
（9）棚距：
700mm+50mm。
（10）为确保工程质量，每班设立专职（或兼职）质量验收人员，做到不合格推倒重来，直至合格为止。
2、锚杆支护质量要求；
（1）巷道净宽为4m,巷道中线至任何一帮间距误差不超过0～+50mm。
（2）巷道净高为2.4m,腰线上、下均误差不超过0～+50mm。
（3）锚杆的锚固力要求达到：
顶板≥7t,两邦≥5t。
（4）锚杆外露长度,露出托板不超过50mm。
（5）锚杆要求与岩层面垂直，锚杆与巷道轮廓线夹角不小于75°。
（6）锚杆间排距为700×700mm±100mm。
（7）两帮必须垂直巷底，空帮、空顶处必须接死垫牢。
（8）锚网间搭接必须符合要求。
（9）紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手，拧紧力矩大于16kgf.m。
（10）为确保工程质量，每班设立专职（或兼职）质量验收人员，做到不合格推倒重来，直至合格为止。
附图2：
巷道支护断面图
第四章施工工艺
第一节施工方法
1、本巷道采用全断面一次成巷方法，掘进与支护顺序作业。
2、掘进采用人工钻眼爆破，分次起爆。
3、巷道永久支护采用锚杆或金属棚支护。
工作面临时支护采用前探支护，支护必须紧跟迎头。
4、按生产科给定中线施工，跟K17煤层顶板掘进。
5、交接班后，必须进行安全质量检查，发现隐患必须立即处理，确认安全无误后方可开工。
然后进行打眼、装药、爆破等工作，当工作面炮烟吹散后，由班组长和爆破员、瓦检员进入工作面，由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况，确认安全后，方可作业。
第二节凿岩方式
一．打眼机具
1、打岩石眼采用YT-24型风钻2台（其中一台备用），打煤眼采用MZ-1.5KW煤电钻2部（其中一台备用），打锚杆眼采用YSP-45型锚杆钻机2台（其中一台备用）。
2、钻杆：
分别配备1.0m、1.6m、2.0m风钎钻杆及麻花钻杆各2根。
3、钻头：
一字型风钻钻头及Ф42mm电煤钻钻头。
二、防尘方法：
采用湿式钻眼、使用水炮泥、爆破喷雾、装碴洒水、净化风流等综合防尘措施。
第三节爆破作业
一、爆破器材：
（1）1～5段毫秒延期电雷管，其延期时间不超过130ms；
（2）煤矿三级含水乳化炸药；
（3）MFB-150型发爆器一台；
（4）放炮母线为阻燃两芯电缆。
二、装药结构：
全部炮眼统一采用正向装药，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，有水时要用防水套，以免受潮拒爆。
炮眼装填结构图：
123456
1-脚线2-黄泥3-水炮泥4-黄泥5-雷管6-药卷
三、起爆方式：
采用楔形掏槽方式，周边眼与设计轮廓线距离为200mm。
爆破网络采用大串联分段、全断面一次起爆。
四、炮眼布置图及爆破说明书
1、炮眼布置：
这些炮眼布置是在一般情况下采用，在实际工作中根据岩石的硬度和厚度及岩性适当增加眼数和装药量。
2、炮眼布置图：
（见附图7）
3、爆破原始条件：
序号
名称
单位
数量
序号
名称
数量
1
掘进断面积
m2
8.64
4
瓦斯等级
瓦斯
2
循环进度
m
1.4
5
掏槽方式
楔形掏槽
3
岩石坚固系数
f
4～6
6
炮眼利用率
95%
4、爆破参数表：
眼号
炮眼个数
炮眼名称
炮眼长度（m）
装药量（卷）
倾角（度）
爆破顺序
联线方式
卷/眼
小计
水平
垂直
1-4
4
掏槽
1.7
2
6
75
0
Ⅰ
串联
5-9
5
扩大
1.5
1.5
3
0
0
Ⅱ
串联
10-13
4
帮眼
1.5
1
6
15
0
Ⅲ
串联
14-17
4
顶眼
1.5
0.5
2
0
+15
Ⅲ
串联
18-22
5
底眼
1.5
2
10
0
-15
Ⅲ
串联
小计
22
27
5、预期爆破效果：
序号
名称
单位
数量
序号
名称
单位
数量
1
炮眼利用率
%
95
5
每米巷道炸药消耗量
kg/m
2．5
2
每循环工作面进度
m/循
1.4
6
每循环炮眼总长度
m/循
27.8
3
每循环爆破实体岩
m3/循
7.7
7
雷管消耗量
发/m3
2.9
4
炸药消耗量
kg/m3
0.35
8
每米巷道雷管消耗量
发/m
15.7
第四节装载运输与管线敷设
采用人工装煤碴，SGB－420/40型刮板运输机及轨道运输，材料由人工从材料场运至当头。
在掘进巷道中所敷设的电缆、风水管、风筒等，均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。
电缆钩每2m一个，电缆垂度不超过50mm,水管要接口严实，不得出现漏水现象，风（水）管距迎头10米范围内使用1寸胶皮管（高压管），10米外使用2寸（1寸）铁管，要随工作面前进及时延长，以备当正常用风（水）。
第五章生产系统
第一节通风
采用局部通风机压入式通风。
在1430运输进风巷设置两道正反防突风门，局扇安装在风门外的新鲜风流中，巷道最长供风距离500米。
一、掘进工作面风量计算：
1、按瓦斯涌出量计算：
Q掘=100×qch4×K掘=100×0.22注（实测）×1.5=33M3/min
其中：
qch4—本巷道CH4绝对涌出量取值；取qch4＝0.22；
K掘—掘进通风系数，取K掘=1.5。
2、按当头作业人数计算：
Q掘=4N=4×10×1.2=48M3/min
其中：
N—当头同时工作最多人数，为10人。
3、按炸药消耗计算：
Q掘=25×A=25×3=75M3/min
其中：
A—为一次爆破使用的最多炸药量，3.0Kg。
4、根据风量验算：
1）按最低风速验算：
Q1=60×V×S净=60×0.25×4.8=72M3/min
2）按最高风速验算：
Q2=240×V×S净=60×4×4.8=1152M3/min
根据计算结果取Q=150M3/min
计算风速：
V=Q／S=150／（4.8×60）=0.52M/s
所以，0.25二、局部通风机、风筒规格选型
1、局部通风机吸风量的确定：
QF=QJ/（60×∮C）=150/（60×77％）=3.33m3/s=200m3/min
式中：
QF—局部通风机实际吸风量
QJ—掘进工作面所需风量m3/s。
∮c—风筒有效风量率，％；取0.77
2、根据局部通风机的吸风量200m3/min选用JBJ-22kw×2对旋式风机可以达到要求。
3、风筒采用抗静电，阻燃风筒，直径800#软质风筒，风筒要吊挂平直,缓慢拐弯,保证风流畅通
三、掘进工作面风量验算：
1、按最低风速验算：
Q1=15×S=15×5.6=84m3/min＜Q掘
2、按最高风速验算：
Q2=240×S=240×5.6=1344m3/min＞Q掘
3、按掘进工作面温度和炸药量验算：
炸药量大于20kg、温度为23-26℃所需风量为100m3/min＜Q掘
4、按有害气体的浓度验算：
P瓦/Q掘=0.23/150×100=0.15%＜1%
根据以上验算，风机选择合理，符合有关规定。
四、局部通风机安装地点和要求
1、局部通风机安装地点：
局扇安装在1430运输进风巷风门外新鲜风流中。
2、局部通风机安装要求：
1）风机必须吊挂在顶板上或放在风机托架上，距离底板不小于300mm。
2）风机开关必须上架，风筒口距迎头≤5m，岩巷风筒出口距迎头≤8m。
3）局部通风机必须挂牌管理，专人负责，装设“三专、两闭锁”设施，装备“双风机、双电源”，并实现自动切换、自动分风的功能。
4）风筒接头要严密,软质风筒接头要反压边。
风筒吊挂要平直，缝环必挂,拐弯处要用弯头，工作面风筒不落地。
5）必须保证风机连续运转，不准无故停电、停风。
五、一通三防安全技术要求
通风系统合理可靠，保证工作面有足够的新鲜风流，保证工作面每人的供风量不低于4m3/min，保证巷道内风速不低于0.15m/s、不高于4m/s,保证巷道内和工作面任何地方有害气体和瓦斯不超限。
六、通风系统
1、新鲜风流：
地面→主副井筒→11902运输上山→1430运输进风巷→风机→垱头；
2、乏风：
垱头→17运输上山→17回风上山→11901回风上山→风井总回
→地面。
附图4：
通风系统示意图。
第二节压风
1、地面压风机房→副井筒→11902运输巷→1430运输进风巷→垱头；分别用2寸铁管和1寸胶管沿路接入垱头。
2、巷道每40m安装一组压风自救装置，每组4～5个自救袋。
压风自救装置必须进入硐室内。
车场及绞车房各设一组压风自救装置。
3、压风自救装置安装高度：
自救器装置安装高度要适当，开关位置便于操作，以距巷道底板1.4-1.6米高为好。
不可太高或太低或过于隐蔽。
4、压风自救装置的安装和管理由生产单位负责，瓦斯员每班进行检查，有问题及时汇报调度室。
5、必须确保压风自救装置24小时有压风，任何单位和个人严禁随意关风，特殊情况下必须经得调度室同意。
第三节综合防尘
一、防尘
1、防尘水源来自地面，经副井筒→11902运输巷→1430运输进风巷→垱头；分别用2寸、1寸铁管和高压管沿路接入垱头。
2、巷道中至少设置1道水幕，距回风出口20m。
3、防尘采用1寸水管管路，每50m开设一个三通，水管离当头不超过20m。
4、防尘设施齐全有效，喷雾装置必须覆盖巷道全断面且水压符合要求。
5、综合防尘措施有：
湿式凿岩、使用水炮泥、放炮喷雾、装碴洒水、冲洗岩帮、净化风流、佩带口罩等。
二、隔爆
1、隔爆水袋棚用水量按巷道断面积计算为200L／m2，安装30L/个的水袋数量为34个。
2、隔爆水袋间的前后间距为1.2-1.3m，设置2排。
3、隔爆水袋棚设置在巷道开门后60～200米安装一组。
4、水袋棚的安装采用吊挂式，其安装原则是当受爆炸冲击力冲击时，水袋中的水容易泼出。
5、水袋边与巷壁、支架、顶板构筑物之间的距离不得小于0.1m；水袋底部至顶梁〈顶板〉的距离不得大于1.6m；如果大于1.6m，则必须在该水袋的上方增设一个水袋。
第四节防灭火
掘进工作面防灭火水源来自地面，经副井筒→11902运输巷→1430运输进风巷→垱头；分别用4寸、2寸、1寸铁管沿路接入工作面。
1、该巷相邻采区、邻近巷道无火区情况，防火的重点是煤层自燃和电缆、机械摩擦及人为火灾。
2、巷道内浮煤要定期冲洗和清扫，沉积煤尘长度小于5m，厚度小于2mm。
3、在皮带设备机头处放置2个干粉灭火器及0.5m3灭火沙，灭火器必须实行挂牌管理并及时更换。
4、灭井下火时必须严格按《煤矿安全规程》第二百四十四条规定执行。
若电气设备着火时，先切断电源，然后用沙子灭火。
第五节安全监控
一、通风监测仪表及布置
1、监测仪表的数量和型号：
工作面必须吊挂GJC4/40型瓦斯传感器2台，GFK70型局部通风机开、停传感器1台。
2、布置位置：
瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方，距顶板0.2米，距巷壁0.3米。
其中1台吊挂在距当头10m处,另1台吊挂在距回风口10～15M处的回风流中。
3、局部通风机开、停传感器安设置风机专用线上。
监测电缆铺设在动力电缆上方0.3m处。
断电主机安设在进风风流中。
4、瓦斯传感器断电浓度及范围
探头位置
报警浓度
断电浓度
复电浓度
断电范围
T1
≥0.8%
≥0.8%
＜0.8%
掘进巷道内全部非本质安全型电气设备
T2
≥0.8%
≥0.8%
＜0.8%
二、便携式甲烷报警仪的配备和使用
1、区队长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点0.8%）必须进行处理。
2、当班班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作并进行处理。
第六节供电
一、供电方式：
本掘进工作面动力电源及风机专用电源来至井下中央变电所，供电电压为660V。
二、电力计算：
1、电力负荷的计算：
所有负荷为溜子SGD－420/40KW,钻机5.5KW,风机2×22KW,电煤钻2KW，原边电流为83A.
所以：
＝1.2×91.5×0.75≈83A
2、开关及电缆选型：
根据总负荷的电流计算结果IM=83A为依据，主电缆选型为MY3*25,电压
长度为400米25mm2铜芯电缆，电缆允许载流量为Ip=113A＞IM=83A，馈电开关分总选型为BKD-200,额定电流为200A＞IM=83A,垱头断电开关选型为QBZ-80真空防爆开关。
3、电气保护整定计算:
馈电分总开关BKD-200的保护整定计算:
额定电流的整定：
IZ≤IM=83A 所以：
IZ整定为30A。
②短路电流的整定:
IZ≥IQe+KX∑Ie
IQe=22×1.15×7=177A
KX∑Ie=0.5×0.077×1000
≈83A
所以：
短路电流的整定为IZ=240A≥177+38=215A。
断电开关QBZ-80额定电流的整定:
IZ≤IM=18A所以：
整定为18A。
≈18A
7.5KW钻机开关的额定电流的整定值计算为:
IZ≤IM=7.7A所以：
整定为7A。
4、线路最远端短路电流：
根据各电缆截面换算长度LH=K1L1+K2L2+…LX+KgLg为1415米，经查表12最远端短路电流为Id2=522A.
5、馈电开关最远端短路电流校验：
所以：
校验合格
第七节排水
根据地质资料提供本工作面最大涌水量0.4T/h；正常涌水量0.05T/
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