规程样本.docx

1、规程样本编号：CJ2009001吉林成大弘晟能源有限公司油页岩矿掘进工作面作业规程工作面名称：2405运顺编 制 人：施工队长：施工单位：编制日期：09年 月 日批准日期：09年 月 日执行日期：09年 月 日 目 录各部门审批意见第一章 概述3第一节 概述3第二节 编写依据3第二章 地面相对位置及水文地质情况3第一节 地面相对位置及临近采区开采情况3第二节 岩层赋存特征4第三节 地质构造5第四节 水文地质5第三章 巷道布置及支护说明5第一节 巷道布置5第二节 矿压观测5第三节 支护设计 10第四节 支护工艺 13第四章 施工工艺 . .15第一节 施工方法 15第二节 凿岩方式.19第三节

2、爆破作业.19第四节 装载与运输.19第五节 管线及轨道敷设.19第六节 设备及工具配备.22第五章 生产系统.23第一节 通风系统.23第二节 压风系统.24第三节 防尘系统.24第四节 防灭火.24 第五节 安全监测.24第六节 供电系统 . .28第七节 排水系统.28第八节 运输系统.28第九节 照明、通信和信号系统.31第六章 劳动组织及主要技术经济指标.31第一节 劳动组织.31第二节 循环作业.33第三节 主要技术经济指标.34第七章 安全技术措施.34第一节 “一通三防”管理.34第二节 施工准备.35第三节 顶板管理.35第四节 爆破管理.36第五节 防治水管理 . 41第六

3、节 机电管理 . 41第七节 运输管理.42第八节 其他.43第八章 灾害应急措施及避灾路线.45作业规程学习及考试记录 .48第一章 概述第一节 概述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为2405运顺二、掘进目的及用途该巷道掘进的目的：为了满足2405工作面回采时的通风、行人、运输、管线敷设、设备安装的需要。三、设计巷道长度及服务年限设计长度：1500m。服务年限：16个月四、预计开竣工时间开工时间：预计2009年6月1日开工竣工时间：预计2010年2月1日竣工第二节 编写依据一、 依据矿井改扩建设计。二、 本规程以煤矿安全规程安全技术操作规程及矿方提供的地质说明书为依据编写。 第二章 地面相对

4、位置及水文情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况一、 位置、范围与邻区及地表关系1、2405运顺工作面位于一矿井田东部，该面东部为未采区，南部为未采区，西部为泄水道保护岩柱，北部为采空区。2、地表为稻田、旱田等，地表标高为+261.0+263.0m，与本工作面垂深为138.5m373m。 井上下对照关系表 （表1）水平、采区2405回采面工程名称406运顺地面标高+261.0263.0井下标高+122.5-110地面的相对位置及建筑物工作面地表为稻田、旱田井下相对位置对掘进巷道的影响无影响临近采掘情况对掘进巷道的影响无影响第二节 油页岩层赋存特征一、岩层产状工作面拉门至100m处为穿层巷道

5、，从6层底板穿到4层油页岩，100m处开始沿4层掘进，其产状走向为EW，倾向S，倾角822。二、油页岩厚度为2.22.4m，平均2.3m，三、油页岩层顶底板岩性：油页岩层顶板为灰色泥岩，厚度为3.5m5.2m，底板为灰色泥岩，厚度为1.0m1.1m 油页岩层特征情况表 （表2）指标参数备注岩层厚度（最小最大）/m2.2m2.4m/2.3m岩层倾角（最小最大）/度1216/14岩层硬度f45岩层层理（发育程度）发育岩层节理（发育程度）中等发育自然发火期/d岩尘爆炸指数 油页岩层顶底板情况表 （表3）顶底板名称岩石类别硬度厚度m岩性顶板老顶沉积岩14.516.5灰色粉砂岩直接顶沉积岩3.55.2灰

6、色泥岩伪顶0无底板直接底沉积岩1.01.1灰色泥岩老底沉积岩1.72.4黑色泥岩（附综合柱状图、综合地质平面图）第三节 地质构造工作面主要地质构造：无第四节 水文地质工作面水文地质条件比较简单。工作面内裂隙发育，裂隙将油页岩上、下部弱含水层相互导通、补给，造成工作面涌水，预计工作面正常涌水量为12m3 /h第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、 巷道布置4205运顺拉门位置在406泄水道前进左帮，拉门方位 114。工程量为1500m。工作面拉门口至100m处为直墙半圆拱巷道，断面为下宽3.6m，中高3m。100m以外为梯形巷道，断面下款为3.6m，中高2.6m。（附图：巷道布置平面图、

7、剖面图）第二节 矿压观测一、观测站的设置方法 巷道每100米设置一个观测站，顶板压力显现明显段每50米设置一个观测站。二 、观测方法与要求 1、观测方法表面位移：采用十字观测法，量取巷道收敛量。锚 固 力：采用锚杆拉拔计检测。综合柱状图综合地质平面图巷道布置平面图剖面图 预 紧 力：采用力矩扳手检测。 2、观测要求 观测时必须确保数据准确。 距离工作面50米以内的观测站，每三天观测一次，50米以外的观测站每7天观测一次，顶板下沉量较明显时每天观测一次，并把观测结果及时上报。 三、观测内容 1、巷道帮、顶收敛量：按观测要求及时记录有关数据。 2、锚杆、锚索预紧力和锚固力：定期做锚杆、锚索的锚固力

8、和预紧力检查。锚固力：每50根锚杆检查1根；每10根锚索检查1根。预紧力：锚杆逐根检查，合格率不低于90%；锚索的合格率为100%。 四、观测值的分析和处理方法： 将观测值填表，并绘出帮顶收敛量与时间的变化曲线图。如发现异常可采取补救措施，防止冒顶事故的发生。第三节 支护设计 一、巷道支护形式及参数选取 1、巷道断面 2405运顺采用锚杆、金属网、钢带联合支护，半圆拱巷道断面积9.4m2。梯形巷道断面积为9.3m2。 2、支护方式 （1）、临时支护：采用探顶杆临时支护，探顶杆长度为3m，数量为2根，探顶杆采用2寸钢管，吊环采用3寸管制成，用配套的螺母固定在顶锚杆上。前探梁的最大控顶距为1.8m

9、，每根前探梁上方用刹杆备实、紧牢。 （2）、永久支护：采用锚杆、金属网、钢带联合支护。二、支护参数选取1、顶锚杆长度L：L = L1 + L 2+ L3 = 0.05 + 0.72+ 0.5 = 1.27米 取2.0 米 。式中： L锚杆长度，米； L1锚杆外露长度，0.02-0.05 m； L2锚杆有效锚固长度，m； L3锚杆的锚固长度，0.3 - 0.5 m。（1）当 f 3时： L21.6B / 2f = (1.6 3.6)/(24) = 0.72m。f 煤岩体普氏系数；B 巷道宽度,m。2、帮锚杆长度S:S =S1 + S2 + S3= 0.3 + 1.12 + 0.05= 1.47

10、m 取2.0 m。 式中：S1锚杆锚固长度,0.3 - 0.5 m；S3外露长度,0.02- 0.05 m；S2帮锚杆有效锚固长度, m；S2 =（1+f） /（1+2f ）+ (B1) /（ B+1） = (1+4)/(1+24) + (3.6- 1)/(3.6+1) =1.123、锚杆直径dd = 35.52 = 35.52 = 17.54 mm 取20 mm。 式中：Q锚固力，由拉拔试验确定，100KN；f1锚杆抗拉强度，410MPa。d锚杆杆体直径，mm。4、锚杆锚固长度L3 L3=kdf1 / 4f2 =220 410/（416）=0.256m 顶锚杆取0.5m；帮锚杆取0.5m。式

11、中： k安全系数，取2； d锚杆杆体直径，20mm； f1锚杆抗拉强度，410 MPa ； f2锚杆与锚固剂粘结强度，16MPa 。5、锚杆间、排距A = = = 1.67m 取间距0.7m、排距0.8m; 式中：Q锚杆的锚固力，KN； K锚杆安全系数，一般取1.5-2； Y煤岩体积力, 18KN /m3； L2锚杆的有效锚固长度, m；A-锚杆间、排距，m。锚索支护设计1.锚索长度的确定X=X1+X2+X3=0.3+5+1.6=6.9m 取8m试中：X1锚索外露长度，取0.30.35m；取0.3m。X3锚索的锚固长度，取1.52m；取1.6m。X2锚索的有效锚固长度。全岩稳定长度顶板X2=B

12、全煤或复合顶板X2=1.376B=1.3763.6=5mB巷道跨度。2、锚索支护密度NN=KYBH/Q=2183.60.8/240=0.43根/m。式中B巷道跨度，3.6m。K安全系数，巷道有双排顶柱取1.无顶柱取2。Y煤岩体积力，查表得18KN/m3。H巷道松动破碎区高度，m； Q锚索最低破断力，240KN。3、锚索排距=Nq/KYBH=2240/（2183.60.8）=4.6m 取1.6m一对。N每排锚索确定数，取2；Q每根锚索最低破断载荷，取240kN；Y煤岩体积力，18KN/m3B巷道宽度，取3.6m。H巷道松动破碎区高度，m；当f3时H1.6B/2f=1.63.623.2=0.94、

13、锚索间距可按下式计算：锚索间距=0.85B/n=0.853.6/2=1.53 取1.6m式中：n每排锚索数，取2；B巷道宽度，3.6m；5、锚索的锚固长度X3：X3=kdfs/￥fc=217.81725/（410）=1.53m 取1.6m式中：k安全系数，一搬取2；d钢绞线直径。17.8mm；fs钢绞线抗拉强度，1725Mpa；fc锚索与锚固剂的粘结强度，取10Mpa。（附图：巷道支护断面图、临时支护平面图、剖面图）第四节 支护工艺一、 支护材料1、锚杆及锚固剂：锚杆采用5#（A5）钢制成的螺纹钢锚杆，直径为20mm，长度为2000mm，每根锚杆均用一只树脂药卷锚固剂固定，锚固长度不少于500

14、mm，锚杆外露长度为2050mm，拖盘为正方形，规格为长宽=110110mm，用6mm钢板压制层碟形。树脂药卷锚固剂直径为23mm，每支长为500mm，锚固剂型号为CK2350，每根锚杆锚固力顶不小于100KN，帮不小于60KN。2、锚网采用金属网，规格为长宽=5000mm1000mm，顶网要压茬连接，搭接宽度不小于100mm，帮网要用串联连接，上下两片网搭接宽度不小于100mm，相邻两片网之间要用14号铁丝连接，连接点要均匀布置，间距0.2m。3、钢带采用12#钢筋制成，半圆拱巷道钢带长4.2m，宽70mm，每个钢带上有6个钢带孔，钢带孔间距为80mm，钢带孔规格为80mm70mm；钢带孔间

15、距为800mm。梯形断面钢带长3.6m，宽70mm，每个钢带上有6个钢带孔，钢带孔间距为80mm，钢带孔规格为80mm70mm；钢带孔间距为700mm。4、锚索为钢绞线锚索，长度为8000mm，外露长度为300mm350mm。5、采用树脂药卷锚固，每个锚索孔内不少于3卷锚固剂，每卷长为500mm。6、锚索间排距为1.6m1.6m，从巷道中心向两侧各800mm。 7、锚索托盘采用10mm钢制成，规格为300mm300mm。8、拉门口至5m段采用锚喷支护，喷浆厚度为100mm，基础深100mm。5m至100m段采用锚网+钢带联合支护。二、支护工艺：半圆拱巷道锚杆支护间排距为800mm800mm，梯

16、形断面锚杆支护间排距为700mm800mm，锚杆、钢带、金属网必须紧跟工作面。三、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前，首先按照中心、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理，打眼前要敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，去掉活矸、危岩，确认安全后，方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于5度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上作好标记，严格按锚杆长度打眼。帮、顶眼深度为2.0m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时必须在前探梁的掩护下操作。打眼的顺序应由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆安装前应将眼内的积水，岩

17、粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。把一支树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的锚杆机卡住螺帽，开动锚杆机，使锚杆机带动锚杆旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤出锚杆机。搅拌旋转时间大于35秒后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽。12分钟后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧矩力不小于120NM。3、锚索安装工艺（1）采用锚杆机配中空六角接长式锚杆和28双翼式转头湿式打眼。为保证孔深准确，在转杆上用白色油漆标出终孔位置。（2）使用树脂药卷前，必须检查其质量，以手感柔和为

18、合格。（3）锚索使用前，必须将锚固段的水，煤屑等擦干净，确保锚固质量。（4）锚索顶住锚固剂缓缓送入底孔，不能反复抽拉锚索，确保锚固剂全部送入孔底。（5）锚杆机不少于两人操作，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程快速旋转，搅拌时间控制在35秒以上。（6）停止搅拌后，要继续保持锚杆机的推力约3分钟，然后退下锚杆机。（7）2人一起将张拉千斤顶套在锚索上，并用手托住托盘、锁具。开泵进行张拉，观察压力表的读数，达到设计的预紧力120130KN时，迅速换向回程。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、 拉门措施1、 严格按测量部门给定的中心，腰线施工2、 拉门前要对拉门口附近5米内范围内的巷道进行重新加固，

19、补打锚索、锚喷支护，拉门口处的支护必须按拉门支护大样图施工。3、 拉门放炮时，必须按拉门放炮警戒布置图设好警戒。4、 严格执行放炮员亲自接送警戒人制度，警戒人必须由班长亲自布置和检查，确认无问题后方可放炮。5、 放炮母线长度及警戒距离直线不得小于100m，曲线不得小于75m。6、 拉门采用分次打眼、分次装药、分次爆破，循环进度为1m，放炮后及时支护，不得空顶作业。（附图：拉门口支护大样图、拉门放炮警戒布置图）三、 施工顺序与工艺流程示意图施工顺序： 交接班安全检查、敲帮问顶画轮廓线、定眼位打眼装药放炮排放炮烟敲帮问顶窜探顶杆出货打上部锚杆、挂网、挂钢带出矸打下部锚杆、挂网、施工工艺流程示意图交

20、接班安全检查 敲帮问顶 画轮廓线、定眼位打眼装药爆破排放炮眼 敲帮问顶 串探顶杆 出 货 打上部锚杆、挂网、挂钢带 出货打下部锚杆、挂网 拉门口支护大样图拉门放炮警戒布置图第二节 凿岩方法本规程所施工的巷道，采用打眼放炮，配合风镐掘进的方法。一、打眼机具：采用ZQST35/2.0型风煤转进行打眼。二、降尘方法降尘方法采用湿式打眼、净化风流、个人防护。第三节 爆破作业一、掏槽方式：楔形掏槽法。二、爆破材料：炸药、雷管使用煤矿许用2#硝铵炸药；段发电雷管，雷管必须编号。三、装药结构 正向装药结构四、起爆方式起爆使用MFD100型发爆器，采用分次装药，分次爆破方式进行爆破，连线方式为串联。（附图：炮

21、眼布置图及爆破说明书、装药结构示意图）第四节 装、运岩方式一、装岩方式采用耙斗机装岩，耙斗机的尾轮用锚杆固定在巷道顶板上，耙斗机距离工作面不得大于20m。二、运输方式 工作面耙斗2405运顺皮带406泄水道溜煤眼运输大巷皮带副井皮带地面第五节 管线及轨道敷设一、 管线及风筒吊挂（一） 电缆、风筒吊挂及风水管敷设（1）、电缆吊挂平直，距轨面不得小于1.8m，电缆钩每1.5m一个。（2）、风筒必须吊挂在拉绳上，保持风筒平直，环环必挂。风筒接头严密不漏风，无破口、无挤压、无反接头、并反压边。风筒出风口端必须有风圈，拐弯处要设弯头或缓慢拐弯，不准拐死弯、急弯。（3）管路吊挂平直距底板必须小于1.6m，

22、铁管敷设到耙斗后，再用胶管连接至迎头。炮眼布置图及爆破说明书装药结构示意图第六节 设备及工具配备设备及工具配备情况表序号设备工具名称规格型号功率（KW）单位数量备注1局部通风机YBT1111KW台12喷浆机40KW台13耙斗机P3030 KW台14胶带运输机8040KW台15风煤钻ZQXT35/2.0台46风镐台4备用2台7麻花钎杆2.0m根68大锤把19锹把410尖镐把2111213第五章 生产系统第一节 通风系统一、通风方式及供风距离施工过程中采用压入式通风，局部通风机安设在回风石门鲜风流中，最长通风距离2000m,风筒距工作面距离不大于5m。二、风量计算（一）按瓦斯涌出量计算：Q1=10

23、0qk=10002=0m3/min（二）按最大炸药使用量（按一次爆破最大量）计算：Q2=25A=253.3=82.5m3/min（三）按人数计算：Q3=25A=417=68m3/min（四）按风速计算：Qmin=9S=99.3=83.7m3/minQmax=9S=2409.3=2241m3/min（五）确定需要的配风量：Q84三、风量验算（一）按风速验算V=Q/S/60=85/9.3/60=0.152 m/s 0.15 m/sV=Q/S/60=85/9.3/60=0.152 m/s4m/s（二）局部通风机选型及安装地点1、选用局扇型号:YBT112、安装地点：回风石门（附图：通风系统图）第二节

24、 压风系统井下压风机+160大巷盲斜轨道上部车场盲斜轨道回风石门运输大巷406泄水道工作面，分别用2.5寸塑料管和19mm高压胶管接至工作面。(附压风系统图)第三节 防尘系统防尘水来自主井筒1段排水，经供水管路至迎头，巷道内每50m设三通一个，使用冲刷巷帮、净化风流、个体防护等综合防尘措施。（附防尘系统图）第四节 防灭火巷道施工时，防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。可用砂子、岩粉直接灭火。重点做好下列工作：1、做好井下机械运转部分的维修保养工作，预防摩擦生热引起的火灾。2、搞好机电设备的维修与管理，电缆吊挂整齐，做到“无羊尾巴、无鸡爪子、无明接头”机电设备要有过流保护。3、水管

25、每隔50m安装一个三通和水门便于防火作用。4、预防井下放炮引火，不得使用过期的炸药，严禁裸露爆破。严禁用易燃物品代替炮泥，坚持使用炮泥装炮。5、掘进巷道风筒与电缆要分开吊挂。第五节 安全监测一、便携式甲烷报警仪的配备和使用;1、队长、技术员下井时必须携带便携式瓦斯报警仪，对其分管范围内的瓦斯进行不间断的监测，如有报警现象，必须立即撤出人员并汇报矿调度室。2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式瓦斯报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作。通风系统图压风系统图防尘系统图3、当班的班长下井时必须携带便携式瓦斯报警仪，并把常开的报警仪悬挂在顶板下0.2m，距帮0.3m，距掘进工作面不大于

26、5m范围内无风筒一侧，当报警仪报警时，立即停止工作，立即撤出人员并汇报矿调度室。4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式瓦斯报警仪，在检修工作地点20m范围内检查瓦斯气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。第六节 供电系统电源来自运输大巷联络巷移动变电站，电压为660V经开关KBD400开关像套电缆接至联锁开关，风机连锁开关QBZ-200,在接至80皮带机KBD400馈电开关，由皮带配电点KBD400接至工作面KBD400馈电开关, 再接至耙斗机QBZ-80开关,再接至信号综保,电缆要吊挂整齐,工作面的所有电气设备受风电闭锁控制,且每班由专人负责试验风电闭锁的状态,有试验记录.供电系统：运输大巷联络巷移动变电站运输大巷406泄水道工作面（附图：供电系统图）第七节 排水系统根据水文地质资料，本掘进工作面预计正常用水量为12m3 /h工作面积水用BQX5.5KW潜水