织金县金龙川煤矿掘进工作面作业规程Word格式.docx

1、顶部普遍有一层含植物根部化石和粘土质的泥岩，底部一般有一 层厚0.2米左右的黑色泥岩，该层段岩性有一定变化，有时为泥质粉砂岩所代替，少数地段为细砂岩取代。在中下部常见局部发肓一薄煤层，一般厚0.2米左右，层位上下跳动，对比有困难，有时在其上面还可见到一层这样的煤层。该煤层一般呈单一结构,煤层厚度1.5-1.7米，平均厚度1.6米。煤层厚度变化根据现揭露情况,变化较小，17#煤层距16#煤层间距为510m，21#煤层距17#煤层2530米。二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数根据贵州省能源局文件黔能源煤炭（2012）498号关于请求审批毕节市2012年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告的批复

2、，金龙川煤矿瓦斯绝对涌出量1.42m3/min;二氧化碳绝对涌出量0.68m3/min。根据贵州煤田地质局试验室2013年8月为金龙川煤矿所有作煤炭自燃倾向等级鉴定报告，M17煤层自燃倾向为三类（不易自燃煤层）。第三节 地质构造及水位地质1、地质情况：从现有的资料分析，该掘进工作面内北面上部50米远处有F7、F5断层构造，预测在掘进过程中会遇到次生小构造，施工过程中地质人员应随时收集和掌握地质变化情况，如有异常及时采取有效措施，以确保施工安全。2、水文地质情况：从现有的水文地质资料分析，该段掘进巷道水文地质情况简单，主要水害为顶板砂岩裂隙水及地表水的补给；为了确保安全，施工中严格执行“有掘必探

3、、先探后掘、长探短掘”的探放水原则。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置117鉴定1巷在3#煤仓1165标高处开口（开口坐标：X=2937802:Y=35566180:Z=1366.8:）, 方位按60度和+25度坡开掘斜巷岩巷到揭穿17#煤层，再沿煤层继续开掘117鉴定1巷，预计该巷斜巷长度为60m，巷道总设计长度390米。见附图：117鉴定1巷布置图第二节 支护设计一、巷道断面117鉴定1巷巷道断面形状为：斜巷为梯形，巷道上净4000mm，下净宽4500mm，巷道净高2200mm，断面积为： S净 = 9.35m2。；沿煤巷道为矩形巷道，巷道净宽3400mm，巷道净高2000mm，断

4、面积为： S净 = 6.8m2。 断面图。一、临时支护 采用前探梁作为临时支护，前探梁使用10号槽钢，4m长、3根，吊挂采用直径为18mm钢筋做成的吊环，吊环规格为150mm100mm。先将吊环拧在锚杆外露端，每根前探梁采用3个吊环，由处向里推移；至工作面后，用刹顶木前后将前探梁背紧；爆破后安装前探梁，打锚杆，永久支护到位后取下，做到工作面不空顶。二、支护方式巷道设计采用锚网联合支护，在顶板完整、无地质构造带的条件下放炮前迎头空顶距不超过800mm，放炮后不超过2800mm，放炮后永久支护必须紧跟迎头。在过地质构造带、顶板破碎、有淋水时，依据现场情况制定相关的补充安全技术措施。三、支护参数计算

5、：1、按悬吊理论计算锚杆参数：锚杆长度计算：L = KH + L1 + L2式中：L 锚杆长度，m；H 冒落拱高度，m；K 安全系数，一般取K=2；L1 锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；L2 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m；其中：H岩 =B/2f= 3.4（23）= 0.683 （m）B 巷道开掘宽度，取3.4m；f 岩石坚固性系数，泥岩取3；则 L岩=20.683+0.5+0.05=1.916（m）2、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a：a = a 锚杆间排距，m； Q 锚杆的锚固力，50KN/根H 冒落拱高度，取0.683m；R 被悬吊泥岩的重力密度，取25K

6、N/m3；a = 50/（0.683225）1/2=1.21（m） 经验算，117鉴定1巷锚杆间排距为800800mm，锚杆顶锚采用高强度左旋无纵筋182200mm型锚杆；帮锚采用高强度左旋无纵筋181800mm型锚杆满足支护强度要求。锚、网支护时，一般情况下放炮前最后一排锚杆距迎头800mm。放炮后严格执行敲帮问顶制度，找净活矸、危岩后检查巷道毛断面尺寸，再进行锚网支护且锚网支护紧跟迎头。第三节 支护工艺一、支护材料：1、锚杆及锚固剂：锚杆为高强度左旋无纵筋182200mm和181800mm型锚杆, 间、排距为800800mm（见断面图）；每根锚杆用2支CK2570型树脂锚固剂进行锚固，锚杆

7、均使用配套标准螺母和标准托盘，每根锚杆锚固长度不小于700mm。2、钢筋网：钢筋网用6.5mm钢筋焊接的矩形网片，网格为100150mm，网片规格为15001000mm。二、锚杆安装工艺锚杆安装前先铺网。铺网前，首先敲帮问顶，仔细检查巷道顶帮的围岩情况，凿掉浮矸及危岩，按照中线和施工设计严格检查巷道断面规格，达到设计尺寸后再铺设钢筋网，网与网之间每隔200300mm用12#铁丝联接，不符合设计及作业规程要求时必须先进行处理。1、打锚杆眼锚杆眼的位置要准确，顶锚眼深2.15m、帮锚眼深1.75m，眼位误差不超过100mm，眼向误差不得大于15，施工过程中应严格控制锚杆的间排距，验收员必须按照设计

8、的间排距要求预先点好眼位。打眼必须由支护完好侧向未支护一侧，由外向里顺序进行。帮部可用风钻配32钻头打锚杆眼，但眼深必须达到设计要求，以确保锚杆及锚固剂能顺利插入眼内进行支护。2、安装锚杆安装前，应先进行扫眼工作，当吹尽眼孔内的粉尘后，先将锚杆杆体送入，查看锚杆孔是否够深和有无变形。当锚杆能顺利的送入孔内后，取出锚杆杆体，把树脂锚固剂送入眼底，从钢筋网外面穿锚杆把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上托盘，拧上螺帽，用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使锚杆钻机带动杆体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。20秒后，再次开启锚杆钻机，拧紧螺帽

9、给锚杆施加预紧力，使钢筋网紧贴岩面，锚杆外露长度不大于50mm。3、质量要求（1）锚杆杆体、配件及锚固剂的材质、品种、规格、强度、结构必须符合设计要求。（2）锚杆安装牢固，托盘紧贴岩面，未接触部位必须楔紧。（3）锚杆的抗拔力不小于50KN。（4）锚杆间排距为800800mm，误差为+100mm。（5）锚杆孔深度为1750-2150mm,误差为0+50mm。（6）锚杆方向与巷道轮廓线的角度为7590之间。（7）锚杆外露长度为不大于50mm。（8）每排锚杆布置10套。（9）巷道全断面钢筋网铺设。第四章 掘进施工工艺第一节 施工方法本巷道在距原3#煤仓1365处按600方位、25坡度施工。巷道掘进采

10、用全断面一次成巷的施工方法，破岩方法采用爆破法施工。 第二节 凿岩方式打眼机具为YT-28型凿岩机和风动煤钻机。风源来自地面压风机房。第三节 爆破作业一、炸药、雷管：炸药为安全等级不低于级的煤矿许用乳化炸药，雷管为煤矿许用15段毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不超过130ms。不同厂家的火工品不得混用。掏槽方式为楔式掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为200mm。二、装药方式：正向连续装药三、起爆方式：正向起爆，全断面一次装药，一次起爆；联线方式为串联。起爆使用MFd200型发爆器。四、（1）运输斜巷炮眼布置及爆破说明书炮眼数目和装药量的确定：根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：Q=qSL

11、n=1.897.351.70.85=20.07（Kg）式中:q-单位炸药消耗量，q=1.89Kg/m3; S-巷断断面积,7.35; L-炮眼深度,m,取1.7m; N-炮眼利用率,取0.85根据下列公式可算出每茬炮所需炮眼数目:N=qSmn/（xp）=（1.890.20.85）/（0.50.15）=31.48（个）;取34个N-炮眼数目,个; m-每个药卷长度,取m=0.2m; X-炮眼装药系数,一般取0.5-0.7,取0.5; P-每个药卷重量,取0.15Kg正常情况布置34个炮眼。（2）117鉴定1巷沿煤运输巷炮眼布置及爆破说明书炮眼布置、爆破说明书见附图Q=qSLn=1.56.81.9

12、0.85=16.47（Kg）q-单位炸药消耗量，q=1.5Kg/m3; S-巷断断面积,6.8; L-炮眼深度,m,取1.9m;p）=（1.50.2）=17.34（个）;取18个 P-每个药卷重量,取0.2Kg 正常情况布置18个炮眼。五、施工质量技术要求1、打眼前必须由跟班队长、班组长、验收员共同画好施工炮眼点位，并找出巷道周边轮廓标出炮眼位置，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。2、施工必须按要求掘进巷道，严禁拉底丢帮，巷道高度不小于2200mm，不大于2150mm，底板保持平整。3、中线到任何一帮的距离偏差在允许的-100mmx100mm之间。第四节 装、运岩方式一、装岩方

13、式巷道掘进施工中，采用人工出货。二、运输方式工作面采用40T型刮板运输机和650mm皮带运输机运输。第五节 管线及轨道敷设在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置和煤矿安全规程要求吊挂，吊挂符合规范要求。电缆钩每隔2m一个，电缆垂度不超过50mm。风、水管吊挂钩每隔4m一个，风、水管接口要严密，不得出现漏风漏水现象。风、水管随工作面推进及时延长，以备迎头正常供风供水。根据 “一通三防”的规定，风筒要逢环必挂，风筒口距迎头不得大于5m；以保证迎头有足够的风量。第六节 设备及工具配备设备及工具配备情况简表序号设备工具名称型号规格功率单 位数量备 注1局部通风机 FBD N

14、0-630KW台2刮板运输机SGW-40T40KW3皮带运输机DSJ65/20/6032KW4风 钻YT-28部65锚杆机MQT-110CM一台帮锚机风 镐G107小绞车11.48风煤钻机第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织巷道施工采用“三八”作业制组织生产，实行正规循环作业；循环进尺1.60m，日进尺4.8m。劳动组织见下表。劳 动 组 织 表工 种出勤表早中夜合计打眼工爆破工安注锚杆工班长出碴工瓦检、安全员机电修 11133第二节 循环作业迎头施工根据劳动组织合理配备人员、安排工序，尽量平行作业，充分利用时间，提高工时利用率。作业循环图表 第三节 主要技术经济指标见下表 ：技

15、 术 经 济 指 标 表序号项目单位指标备注在 册 人 数人34每天出勤人数出勤率%96循环进尺m1.6效率m工0.15月循环次数个75按25天/月月进尺120循环率909炸药消耗每循环岩：20.07Kg；煤：16.47Kg矿用三级乳化炸药10雷管消耗34个；18个；毫秒延期电雷管锚杆消耗套/m高强度左旋无纵筋12树脂锚固剂支/m22CK2570型第六章 生产系统第一节 通风系统施工过程中，采用局部通风机压入式通风。一、掘进工作面风量计算：1、按井下同时工作最多人数计算： Q掘=4NQ掘=411=44m3/min2、按炸药消耗量计算：Q掘=25A，m3/minQ掘=2520.07501.75m

16、3/min3、按岩层瓦斯涌出量计算：Q掘 =100q瓦K q瓦 1.42m3/min（上一年度瓦斯等级鉴定得出） K：瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.8 Q掘=1001.421.8=255.6m3/min 4、按局部通风机实际吸风量计算：Q=Q局IR=255.611.2=306.72 m3/min5、按风速进行验算：取最大值501.75 m3/min 按最低风速计算：Q掘15S掘=157.35=110.25 m3/min按最高风速计算：Q掘240S掘 =2407.35=1764m3/min按上述计算确定该掘进工程采用吸入风量为260-630m3/min的局扇，型号为FBD No 230KW

17、。一台工作，一台备用，实行双风机供风，双电源供电，并且能够自动切换，自动分风。实现风电、瓦斯电闭锁。风筒采用防阻燃风筒，风筒直径为800mm。附图：通风系统示意图。三、局部通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点原11602底抽1巷局扇安装在1353皮带运输巷内，泛风经11602回风上山进入1365水平西翼回风巷，现11602底抽1巷停止掘进，利用11602底抽1巷局扇，风筒经11602底抽1巷风门组，经11601底抽1巷回风上山进入工面。2、通风系统：新风：主斜井一1353水平西皮带运输巷皮带运输巷（风机）11602底抽1巷11602底抽1巷回风上山工作面乏风：迎头117鉴定1巷117

18、鉴定1巷回风联络巷1365水平西翼回风巷回风斜井地面。详见附图：通风系统图。第二节 压风系统风源来自地面压风机房，主斜井、一水平西翼皮带运输巷、原11602底抽2巷、117鉴定1巷。地面风压为0.8 Mpa。地面至一水平西翼皮带运输巷段压风管路为矿井永久标准管路,管径125mm，11602底抽2巷口至117鉴定1巷迎头为临时管路，用50mm铁管敷设。生产系统图。第三节 供水系统水源来自地面水池，经主斜井、一水平西翼皮带运输巷、原11602底抽2巷、117鉴定1巷。地面至皮带运输大巷段压风管路为矿井永久标准管路，管径100mm,11602底抽2巷口至117鉴定1巷迎头为临时管路，用50mm铁管敷

19、设。第四节 防尘系统防尘水源采用供水系统，施工巷道内每50m设三通一个。采用湿式打眼，放炮使用水炮泥，爆破喷雾，冲刷岩帮，净化风流等综合防尘措施。防尘水幕距工作面距离不得大于50m。巷道内水幕供水系统 装水炮泥水针冲刷岩帮水管第五节 防灭火本掘进巷道防火重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。消防库应备足沙子、灭火器等灭火材料和铁锨、水桶等灭火用具，防火水源来自井下供水系统。第六节 安全监控系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、项目部管理人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（甲烷报警点为1%）必须查明原因,进行处理。2、爆破工下井进行爆

20、破作业时，必须携带便携式甲烷报警仪并随时检查瓦斯，如有报警现象严禁打眼、装药、放炮。3、当班的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，停止作业撤出人员。4、机电维修工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：1、掘进工作面甲烷传感器安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警浓度为0.8%（CH4），断电浓度为0.8%（CH4），复电浓度为0.8%（CH4），断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。2、在距117

21、鉴定1巷专用回风巷口15米处安装一台甲烷传感器，在距迎头5米处安装一台甲烷传感器，它们的报警浓度为0.8%（CH4），断电浓度为0.8%（CH4），复电浓度为0.8%（CH4），断电范围为掘进巷道内全部非本质电器设备。3、甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。4、放炮前派专人负责保护瓦斯监控探头，放炮后按上述要求恢复到迎头位置。5、监控系统并入矿井监控系统。瓦斯监控系统图第七节 供电系统该迎头掘进施工中，供电方式为集中供电，电力来源于井下中央变电所，经过350开关，橡套电缆送往200开关，再使用不同型号的电缆经过综合保护开关，供迎头动力用电

22、。主要用电设备有钻机、刮板运输机、皮带运输机等 供电系统：详见供电系统图第八节 排水系统根据11601运输、回风巷，11401运输、回风巷掘进期间揭露的地质情况分析，初步判断本区内的水文地质情况属于简单型，但防治存在顶板砂岩裂隙水淋水，该段施工期间排水主要为顶板砂岩裂隙水、施工用水、防尘用水。排水系统：掘进迎头117鉴定1巷水沟原11602底抽2巷回风巷水沟11602底抽2巷水沟皮带运输巷水沟主斜井水沟水仓水泵抽至副斜井地面。第九节 运输系统1、煤矸运输迎头117鉴定1巷煤仓一水平西翼皮带运输大巷煤仓（放斗）主斜井地面。2、辅助运输地面副斜井一水平西翼轨道巷一水平西翼皮带运输大巷11602底抽

23、2巷原11602底抽2巷回风上山117鉴定1巷掘进迎头；第十节 通迅系统本掘进面安设一部内部生产电话，并入矿井通信系统。电话安设在距掘进迎头不大于30米位置处，能够直接与地面调度室、矿部值班室等单位相互联系。第十一节 瓦斯抽排（1）瓦斯抽放主管采用400mmPVC管，支管采用3500mmPVC管。（3）抽放系统：117鉴定1巷钻场117鉴定1巷运输巷117鉴定1巷专用回风巷一水平1365标高西翼总回风巷风井地面瓦斯抽泵房第七章 灾害预防及避灾路线一、灾害预防坚持“有掘必探、先探后掘”的原则，迎头采取超前打探眼的方式探明掘进工作面前方情况。二、避灾路线若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘、顶板等灾害时，

24、施工人员应按如下路线进行撤离并熟悉各避灾路线：1、若迎头发生水灾时，施工人员按如下路线进行撤离：施工迎头117鉴定1巷117鉴定1巷专用回风巷一水平西翼回风巷联络巷风井地面。2、若迎头发生瓦斯爆炸、煤尘爆炸、火灾等事故，迎头施工人员应按如下线路进行撤离：施工迎头117鉴定1巷一水平西翼皮带运输巷主斜井地面。避灾路线图第八章 安全技术措施第一节 施工准备及质量保障1、施工前，由掘进队负责人组织、技术人员负责传达批准的117鉴定1巷掘进作业规程。2、掘进队严格按给定的中腰线施工。3、为高质量的完成公司给我矿下达的掘进任务，我矿要求每个掘进迎头配备专职验收员，打眼前迎头画出轮廓线；放炮后支护前，验收

25、员必须再找线，安排人员将巷道不合格处处理完毕，保证巷道符合设计要求；复喷前，验收员先临时标出中、腰线，进行挂线喷浆。4、为了确保巷道方位、高程控制，每月必须由地测技术人员进行一次复测，以校对掘进工作面巷道中、腰线是否出现偏差，出现偏差时应及时调整。5、掘进头开工前必须把117鉴定1巷前期工程回风口砌筑合格的防突风门，防止12101掘进工作面的回风串入171鉴定1巷。第二节 “一通三防”管理一、通风管理1、加强通风管理，局部通风机必须实行挂牌管理，内容包括：巷道名称、施工队、风机功率、风筒长度、日期、班次、吸入风量、负责人等，由局部通风机负责人填写。局部通风机负责人必须由经过专门培训并考试合格、熟悉局部通风机性能、责任心强的专职人员担任，其他人员不得随意停开。2、风筒采用800mm抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂