1201N工作面掘进工作面规程.docx

1、1201N工作面掘进工作面规程1201N工作面掘进工作面规程目录第一章概述1一、施工范围1二、掘进范围内已有的采掘情况1三、巷道用途及服务年限1四、掘进工程量1第二章地质概况2第一节、地面相对位置及邻近采区开采情况2第二节、煤层及其顶底板特征情况2第三节、地质构造3第四节、水文地质3第五节、煤岩层综合柱状图3第三章巷道布置及施工方法3一、巷道平面布置图附后3二、巷道布置说明3三、施工方法4第四章永久支护4一、巷道断面图附后(详见图1、2、3、4、5、6、7、8)4二、巷道规格及支护材料4三、永久支护说明4第五章临时支护12一、支护形式12二、使用方法12第六章施工方式及劳动组织13一、施工顺序

2、及队伍配备13二、循环作业方式13三、工艺流程14四、劳动组织14五、循环图表：15第七章施工设备及供电15一、装运方式15二、掘进机械设备15三、供电系统图附后17四、供电系统说明17第八章爆破设计和掘进机割煤17一、设计依据17二、爆破布置图18三、爆破参数表18第九章通风19一、掘进工作面通风系统图附后19二、通风系统19三、掘进工作面避灾路线图附后20四、避灾路线20五、通风方式及风量20六、安全监控22七、通风措施23第十节质量要求及保证措施24一、掘进24二、文明生产25三、永久支护26A、锚网索支护26B、U25钢支护28第十一节安全技术措施28一、顶板管理28A、锚网索支护28

3、B、锚网索支护监测30C、U25钢支护31二、爆破32三、瓦斯管理33四、综合防尘换行22五、装运措施34A、装岩机34B、小绞车运输36C、平巷运输38D、刮板输送机运输39E、胶带输送机运输40六、综掘机司机40七、巷道贯通43八、防探水44九、其它安全技术措施45十、开口及特殊地点施工安全技术措施45十一、防灭火措施45第十二章事故处理预案46第十三章预计技术经济指标47第十四章规程贯彻记录48第一章概述一、工作面施工范围该工作面井下位于+1200水平北采区，地面相对位置为本矿工业广场院墙(北)以北3202500m的木头沟，沟宽150m左右，为夏秋雨季有少量水、冬春季干涸无水的季节性河沟

4、，河沟两侧均为中低山。地面无任何建筑物。本工作面地面标高+1492+1559m,工作面标高+1215+1397m,平均走向1050m。平均倾斜长148m面积158760m;可采储量124万吨。二、掘进工作面掘进范围内已有的采掘情况井下位于+1200北翼大巷附近。地面至井下垂直深度197287m，井上、井下互无影响。三、巷道用途及服务年限该工作面运料巷、配溜子道、切眼用于该工作面生产过程中的出煤、进回风，设备的安装和运输及行人，服务于掘进和回采的全过程。抽放硐室则作为抽放大煤煤层的瓦斯使用。巷道的服务年限等同于1201N采煤工作面回采。四、掘进工程量：第二节煤层赋存特征一、煤(岩)层产状、厚度、

5、结构、坚固性系数、层间距该掘进巷道系1201北综放工作面的回风巷，巷道布置在2#煤中，沿2#煤底板岩掘进。2#煤的煤层产状：走向：NE2026，倾向NW，倾角3750。在掘进区域内，2#煤铅垂厚度6.010.0m，平均厚度7.7m。掘进中还会揭露局部“沉积基底不平”、“底鼓”等，对掘进工作会有一定影响。煤层顶、底板岩性：煤层顶板变化较大，大部分煤层直接顶为灰色粉砂岩或砂质泥岩，厚度8.0m，f=46.14;部分地段有泥岩或砂质泥岩伪顶，厚度00.5m，含植物根部化石，易与上部岩石发生离层;老顶，细中、粗粒砂岩，浅灰色，厚311m，f=6.31。煤层底板为泥质或炭质粉砂岩，灰深灰色，间夹薄煤层，

6、f=34.7。2#煤下距3#煤3137m;距5#煤53m左右。二、煤层瓦斯、煤尘、煤自燃及地温根据山西省静乐县地方国营杜家村煤矿资源整合地质报告提供的资料，2#煤煤层瓦斯绝对涌出量为0.584m;/min，相对涌出量为1.61m;/t,鉴定为低瓦斯矿井。本矿井1201(南)面回风巷和运煤巷掘进中均发生瓦斯及硫化氢气体异常涌出，因此，该巷掘进中应加强瓦斯监测监控及通风换行管理工作。2#煤煤尘爆炸性，据煤炭科学研究总院抚顺分院2008年在本矿1201南面采样化验鉴定，结论为：有煤尘爆炸性，抑制煤尘爆炸最低岩粉量45%。煤层自燃性：据煤炭科学研究总院抚顺分院2008年在本矿1201南面采样化验鉴定，

7、煤层自燃倾向性等级为类，有自燃倾向。地温：至今尚未发现地温异常。第三节地质构造本井田位于宁武煤田宁静向斜东翼，构造形态总体上属于走向北东向北西倾斜的单斜。地质构造总体上简单，以断裂构造为主。原杜家村矿过去开采及本矿1201南面掘进揭露情况，在2#煤中仅发育少量断层。在+1200水平大巷、水仓、变电所等处掘进过程中，多处揭露(穿过)F1断层。该断层为一东升西降走向正断层，其产状为：走向北东20，倾向北西，倾角6070，落差79m。所揭露断层的层位均在2#煤的底板岩石及3#5#煤之间，该断层向上延展至2#煤并未将煤层断开，而是形成了“挠曲”构造形态。因而在F1断层延展的部位上，2#煤局部倾角加大。

8、另外，现场观察，F1断层在2#煤中虽未显露，但其延展部位附近，煤层顶板有“异常破碎区”存在，初始观察似采空冒落区一般，岩块大小不一，相互镶嵌，岩块之间无充填、无胶结，给支护工作带来困难。此外，在煤层中经常可见到因受挤压而产生的裂隙及“摩擦镜面”，这些构造面，对煤层完整性产生破坏;对巷道支护工作有一定影响。该巷道掘进中，可能会揭露一些勘探阶段未探明和控制的断层或其他构造，届时根据揭露情况再作现场观测与分析。第四节水文地质一、充水因素分析对1201北面掘进(回采)工作构成影响的充水因素主要来自两个方面：1、2#煤老顶K3砂岩水。K3砂岩位于2#煤上部，大部分地段由直接顶相隔，局部直接覆盖在2#煤上

9、，厚度35m，含裂隙承压水，是直接影响工作的主要充水因素。据D6号钻孔抽水试验，q=0.03L/sm，富水性弱，但该层砂岩含水性不均一，砂岩中有时有小型溶洞发育。+1200水平北翼大巷迎头至+1200北回风巷H1导线点这一段，在掘进过程中，顶板涌水量加大。2008年12月，1201北回风巷自Q3点向外(南)掘进。当时下帮破顶掘进，顶板即有淋水涌出，涌水量小于10m;/h。12月30日10时40分，迎头位置在Q3点以南11m，顶板出水突然加大，瞬时涌水量接近200m;/h(目测)。十几分钟后，水量减少;40分钟后，实测涌水量62m;/h;24小时后实测涌水量22m;/h。水量稳定。该迎头出水后，

10、原北翼大巷迎头不再涌水，Q3点附近的原出水点也干涸，1201北回风巷迎头处的淋水涌水量也有所减少。目前，仍有16m;/h的水量涌出。后经分析认为涌水量突然加大的原因是此处存在顶板“异常破碎区”，破碎区内缝隙大，储存水，揭露后即集中涌出。预测该巷道在掘进中还可能遇到类似的顶板砂岩集中富水段，对正常掘进会产生影响，但一般对人身及矿井安全则不会构成直接危害。2、老窑采空区积水。该掘进巷道东侧由南向北先后相邻原杜家村矿2107面采空区、桦洼、梨树嘴老窑采空区、原庄车坪矿采空区等。其中：(1)2107采空区边界已清楚，已留出60m的隔离煤柱，满足安全要求。(2)桦洼、梨树嘴两处老窑早已废弃，老空内应存有

11、积水及大量有害气体。开采状况及老窑采空区边界不详，开采水平一般在+1400以上。该巷距2#煤1400m等高线有150200m的间距，满足安全要求。(3)原庄车坪矿2006年以后已经关闭，开采情况及开采边界不清楚，采空区及老巷内肯定存有大量积水及有害气体，是对该巷掘进及1201北面回采构成威胁的最主要充水因素。二、防治水措施：1、为防止顶板砂岩水对巷道施工带来影响，巷道应尽量沿伪斜上坡掘进，并在下帮预留水沟，以利疏水。若巷道形成低洼存水时，应在低洼部位安设排水设备排水。2、为防止遇老空透水，对原庄车坪采空区推定了一个边缘线，自边缘线外推60m作为积水采换行空区警戒线。巷道迎头接近警戒线后，必须编

12、制专门探水措施，先掘钻探硐室，打钻进行超前探测，超前距30m，在掘进过程中坚持探水掘进，先探后掘探7m掘3m，保证4m超前距。否则不得冒然施工。此外还要积极利用物探手段，查清采空区边缘，并根据回采时对放水煤柱的要求，计算放水煤柱宽度，与实际隔离煤柱对比，确定安全与否，并进一步制定防治水措施。3、巷道临近D2号钻孔、杜2号钻孔时，要认真观察水情变化，若迎头发生出水或原涌水量有明显加大时，应作为疑似封孔不良钻孔导水，提前20m距离对钻孔进行探查，边探边掘，否则，不得冒然施工。六、煤层柱状图第三章巷道布置及施工方法一、巷道布置平面图附图1-1：1201北工作面平面布置图。(1：1000)二、巷道布置

13、说明运料巷设计开口位置在N25点前5m处，按测量部门给的中线，沿煤层底板施工，巷道设计总工程量140m。配溜子道设计开口位置在Q40点前56m处，按测量部门给的中线，沿煤层顶板施工，巷道设计总工程量913m。切眼设计开口方位282，按测量部门给的中线，沿煤层底板施工，巷道设计总工程量148m(斜距)。严格按生产技术部测量组给定的中线摸底施工，过断层巷道段严格按中腰线施工。巷道具体布置详见设计平面图。三、施工方法当顶板围岩稳定时，每循环截割两排(1.8m)，支护完后进行下一循环。当顶板围岩破碎时，采用短掘短支(0.9m)形式掘进。1、采用EBZ200掘进机掘进，操作顺序为：截割时利用截割头上下、

14、左右移动截割出初步断面形状，然后根据中线或激光束指定的断面形状进行修正。当截割较软岩石(煤)时，采用左右循环向上截割;当截割较硬岩石(煤)时，采用由下向上左右循环截割。附图:掘进机截割线路图2、切眼、配溜子道掘进均采用钻爆法落煤(岩)，耙岩机装载，配合皮带运输机出煤(岩)，再配合耙岩机装入1t的矿车出煤(岩)，运料采用人工装运或小绞车牵引1t的矿车运输。切眼采用搪瓷溜槽跟迎头，后路耙岩机装载配合皮带运输机出煤(岩)。第四章永久支护附图1-2：巷道断面图(图中未标注单位均为mm，比例1：50)三、永久支护说明(一)1201N运料巷、配溜子道、联络巷1201N运料巷、联络巷顶煤岩坚硬完整无裂隙采用

15、锚带网+锚索支护，巷道为圆弧拱形断面，净规格35003000mm(净宽净高)，锚杆间排距为800800mm(间距排距)。配溜子道采用锚带网+锚索支护，巷道为圆弧拱形断面，净规格38003000mm(净宽净高)，锚杆间排距为800800mm(间距排距)。1、顶板采用6根22L2500mm的全螺纹钢等强锚杆。每根顶锚杆配备1个K2335、2个Z2335型树脂药卷，配“W”钢带(42002805mm)及10#金属菱形铁丝网(4500900mm)支护。2、帮部采用6根22L2500mm全螺纹钢等强锚杆配“W”钢带(22002805mm)及10#金属菱形铁丝网(2200900mm)支护，两帮底锚杆距底板

16、控制在300mm。金属菱形铁丝网横向串联,纵向用14号铁丝每200mm扎实联结一处,网要拉平铺展,不延网不悬空。3、顶锚索沿走向布置三趟，五花型布置，间排距为16002400mm(间距排距),锚索长度7000mm，每根锚索配备1个CK2360、3个Z2360树脂药卷换行。锚带网+锚索支护确保支护强度和支护质量达到质量标准化要求。当过断层、顶板破碎时，锚杆间排距缩小为800600mm(间距排距)，锚索支护改为双排布置，间排距为16001600mm(间距排距),(二)切眼切眼断面为矩形，净规格为：70002600mm，(净宽净高)，采用锚网索+W钢带联合支护。1、顶板采用6根22L2500mm全螺

17、纹钢等强锚杆、每根锚杆均用Z2835型3支树脂锚固剂固定，顶板采用17.8L9000mm锚索;锚索托梁采用12#工字钢，长度2000mm;每根锚索托梁两端各打一根锚索，五花布置。托“W”钢带(42002805mm)及10#菱形铁丝网(4500900mm)支护，每根锚索均用4支树脂锚固剂固定，树脂锚固剂直径为28mm，锚固剂型号为1支CK2860和3支Z2860型。2、两帮采用8根16L2400mm圆钢锚杆配“W”铁护板(3502503mm)及双抗塑料网(2600900mm)支护，每根锚杆均用2支Z2835型树脂锚固剂固定。顶板锚杆间排距700mm800mm，锚索间排距1600mm1400mm，

18、两帮锚杆间排距800800mm，锚索施工在钢带眼上，锚索施工紧跟迎头;切眼分二次施工，先掘大断面，规格为：40002600mm，(宽高)。再扩之到设计规格。扩切眼前，打设一排一梁三柱(液压点柱)，间距1.0m，板梁采用200mm的一面平板梁，板梁长度2.6m，板梁距帮0.3m，点柱柱头必须用尼龙绳拴在顶板菱形网或锚杆上拴好拴牢。液压点柱采用外注式，规格2.8m，初撑力不小于90KN，点柱必须穿铁鞋。(三)躲避硐室(其它硐室)断面为矩形：宽高深=2.01.81.4m(净)。锚杆间排距为700800mm(间距排距)，锚杆采用20L2000mm的全螺纹钢等强锚杆。每根顶锚杆配备3个Z2335型树脂药

19、卷，配“W”钢带(22002805mm)及10#金属菱形铁丝网(4500900mm)支护。第五章临时支护一、支护形式：1201N运料巷、配溜子道、联络巷每循环割煤或放炮后，先进行敲帮问顶，找净活石危岩后，挂金属网片，然后使用前三根探梁作为临时支护，顶部及两肩窝各使用一根。切眼顶板采用带帽的轻型玻璃钢液压点柱做临时支护(数量不少于2根);迎头采用超前锚杆做临时支护(数量23根)。二、使用方法1、使用方法(1)每循环割煤、放炮后炮烟散净，确认安全正常后，自外向里检查维护支护，检查前探梁及迎头支支护的稳固性，敲帮问顶，找净活矸危岩，排除不安全隐患。(2)在班组长的统一指挥下，确认无活矸危岩后，挂网连

20、好网，上钢带背实顶板，插好打牢打紧木楔，使前探梁升到上梁高度。(3)在斜巷施工必须使用防滑链。(4)临时支护时间不超过10分钟。2、技术要求(1)前探梁采用型钢或采用3寸不小于4m的优质钢管制作。(2)吊环采用22螺纹钢或使用不小于7mm厚的钢板制作制作。(3)前探梁要均匀布置在支架的中线两侧，间距0.8-1.6m。(4)所有前探梁必须打紧木楔，不得松动。(5)审帮问顶后及时采用顶锚杆或锚索固定梁卡子，交替前移前探梁。用于挂前探梁的锚杆外露长度必须达到3050mm以便固定卡子。前探梁卡子上好后，螺母必须上牢，锚杆外露不得小于510mm。三、控顶距离最大控顶距1.0m;严禁空顶作业。第六章施工方

21、式及劳动组织一、施工顺序及队伍配备1201N工作面配溜子道、运料巷、切眼掘进各一个施工队进行施工。二、循环作业方式2.循环作业方式炮掘：采用“三八制”作业循环方式，每日配置三个小班，每小班两个循环，每个循环0.8m，班换行进尺1.6m，日进4.8m。综掘：采用“三八制”作业循环方式，每日配置四个小班，其中三个生产班，一个生产准备班。早班生产班三个循环生产，准备班利用两次割煤时间间隙检修设备，其它时间做生产准备工作。每班采取多循环作业，每班班3个循环，每个循环进度0.8m，班进尺2.4m，日进7.2m。三、工艺流程、炮掘：安全检查准备工作(风、水、钻眼机具)划线点眼位打眼装药爆破通风临时支护出煤

22、(砟)永久支护打注锚索。安全检查：在进入工作面之前，首先对顶板、巷帮、通风等情况进行检查，发现安全隐患及时处理。准备工作：接好风水管线，准备好钻眼机具，进行设备试车。划线点眼位：校正中线，点出炮眼位置。打眼：按点出的炮眼位置和爆破图表规定的角度、深度进行钻眼。装药爆破：按爆破图表规定的药量进行装药爆破。通风：吹出炮烟及爆破后产生的有毒有害气体。临时支护：爆破以后先敲帮问顶找掉悬矸围岩，挂网及时前移前探梁，上钢带用背木背好顶板。出煤(砟)：出煤矸前先晒水，在采用耙岩机扒至运输皮带。永久支护：在有效的临时支护下，按设计打注好顶锚杆，先中间在两边，先顶后帮，两帮锚网支护：按规定的间、排距打出两帮锚杆

23、眼，铺好两帮铁丝网(塑料网)，上好钢带，紧固螺丝。打注锚索：如果锚索距迎头距离达到4m以上，要及时打注锚索。锚索必须打在两排钢带之间。、综掘：交接班安全确认截割出煤敲帮问顶临时支护(挂顶网架设钢带)打顶锚杆出煤打注帮锚杆打锚索四、循环作业图表1、巷道炮掘班循环图表(图表1-4)第九章通风一、换行通风系统及避灾路线(见附图)二、通风系统(1)、运料巷掘进通风系统新鲜风流：主井水平煤仓1201N补充回风巷1201N轨道上山运料巷掘进工作面乏风流：掘进工作面运料巷1201N补充回风巷北翼回风上山总回风(2)切眼、配溜子道掘进工作面通风系统进风：副井车场1201N运输巷溜子道掘进工作面切眼回风：掘进工

24、作面溜子道1201N运输巷北翼回风巷总回风配溜子道回风：掘进工作面溜子道副井车场副井地面三、避灾路线：1、避灾路线运料巷、掘进工作面避水灾路线：掘进工作面1201N运料巷1201N轨道上山1201N北补充回风巷北翼回风上山-总回风地面切眼、配溜子道掘进工作面避水灾路线：1201N切眼：掘进工作面1201N溜子道1201N轨道上山1201N补充回风巷北翼回风上山风井配溜子道：掘进工作面1201N配溜子道溜子道1201N轨道上山北翼回风上山风井地面配溜子道、切眼掘进工作面避火、瓦斯路线：掘进工作面切眼配溜子道1201溜子道副井车场副井升坑运料巷掘进工作面避火、瓦斯路线：掘进工作面1201N运料巷1

25、201N溜子道副井车场四、风量计算：掘进工作面实际需要风量，应按照制定的“一通三防”规定或根据瓦斯、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CH4浓度不超过1%计算按CH4涌出量:Q掘=100qCH4K掘通=1001.60.584=93.44m3/min式中：qCH4-绝对瓦斯涌出量，取0.584m3/minQ掘掘进工作面需要风量，m3/min;100单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超1%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值;qCH4掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min;K掘通掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风

26、量系数，应根据实际观测的结果确定(掘进工作面最大绝对涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比)。通常，机掘工作面k=1.52.0;炮掘工作面k=1.82.0。(2)按每次放炮最多装药量计算Q掘10A=1016.4=164m3/min式中：A-一次放炮最多装药量取25.2kg式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;10每千克炸药爆炸不低于10m3的配风量;掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量，Kg;(3)按最多人数计算Q掘4N=432=128m3/min(32人为两班交接班最多人数)式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min;N-工作面同时最多工作人员，

27、取32人。(4)按局部通风机的实际吸风量计算为：煤与半煤岩巷掘进：Q掘=Q通I+600.25&tim换行es;S=4001+600.2512.03=430.45m3/min该工作面配风量不小于430.45m3/min。Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;Q通掘进工作面局部通风机的额定风量，215Kw局部通风机吸风量取400m3/min;I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，1台;S局部通风机安设位置巷道断面积，取12.03m2。(5)风速计算：A、按最低风速验算：Q掘60V小S=600.2512.03=180.45m3/min式中：Q按以上1-4分别计算后，取其中的最大值，595.3m3/

28、min;V小掘进工作面最低风速m/s，岩巷为0.15m/s，煤巷及半煤岩巷为0.25m/s。S掘进巷道净断面积，m2。B、按最高风速验算：Q掘240S=24014.8=3552m3/min式中：240按掘进工作面最高风速4m/s的换算系数;S掘进工作面的断面积，m2。3、局部通风机的选型及安装地点：根据以上计算，局部通风机选择为215kw的对旋式风机向工作面供风。安装局部通风机的地点全风压风量大于局部通风机的吸风量，且满足局部通风机吸风口至掘进工作面回风口之间的最低风速不小于0.25m/s，固选择在原1201N运输巷以里10m处。五、安全监控：1、便携式甲烷检测报警仪的配备和使用：(1)区管理人员下井时，必须佩戴便携式甲烷检测报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的检测，如有报警现象(甲烷报警点为0.8%)必须查明原因，采取措施处理。(2)爆破工下井担任爆破工作时，必须佩戴便携式甲烷检测报警仪和光干涉甲烷测定器，在爆破地点每次爆破时时进行“一炮三检”工作，并做好记录。(3)当班的班组长下井时必须随身佩戴便携式甲烷检测报警仪，并在掘进工作面5m范围内非风筒侧悬挂便携式甲烷检测报警仪，当报警仪报警时，停止工作，并进行处理。(4)电钳工下井担负机电维修工作时，必须佩戴便携式甲烷检测报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，仪器报警时不得通电或检修。2、甲烷传感器的配备和使用：