W1111开切眼掘进.docx

1、W1111开切眼掘进乔地湾煤矿巷道掘进作 业 规 程巷 道 名 称: W1111开切眼编 制 : 张 权审 核 :技术负责人 :矿 长 ： 2013年 9月 日W1111开切眼作 业 规 程 会 签 栏施 工 队机电副矿长生 技 部安全副矿长机 电 部生产副矿长通 防 部总 工安 监 部矿 长会审意见：目 录第一章 概况 5第一节 概述 5 第二节 编制依据 5第二章 地面相对位置及地质情况 5第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 5第二节 煤（岩）层赋存特征 6第三节 地质构造 7第四节 水文地质 7第三章 巷道布置及支护说明7第一节 巷道布置 7第二节 矿压观测 7第三节 支护设计 8第

2、四章 施工工艺10第一节 施工方法 10第二节 凿岩方式 11第三节 爆破作业 11第四节 装载与运输12第五节 管线及轨道敷设12第五节 设备及工具配备13第五章 生产系统 14第一节 通风 14第二节 压风 16第三节 瓦斯防治 16第四节 综合防尘 17第五节 防灭火 17第六节 安全监控 17第七节 供电 18第八节 排水 19第九节 运输19第十节 通讯 19第六章 劳动组织及主要经济技术指标 20第一节 劳动组织 20第二节 作业循环 20第三节 主要经济技术指标 21第七章 安全质量标准化管理 22第一节 工程质量管理 22第二节 文明生产管理 22第八章 安全技术措施 223第

3、一节 一通三防 24第二节 顶板管理 25第三节 爆破 27第四节 防治水 27 第五节 机电 28第六节 运输 28第七节 其它 28第九章 灾害预防及避灾路线 30第一章 概 况第一节 概 述1、巷道名称本作业规程掘进的巷道为+1255水平W1111开切眼。2、掘进目的及用途掘进目的是为W1111采煤工作面服务。用途：满足回采时的通风、行人、材料运输的要求。3、巷道设计长度和服务年限设计长度：开切眼100m（平距）服务年限：一年4、预计开竣工时间本掘进工作面自2013年9月初开工，预计2013年9月底竣工。第二节 编 制 ：1、2009年版煤矿安全规程2、总工程师审批的W111采区掘进地质

4、说明书3、矿井20132015年采掘部署规划4、重庆市煤矿安全管理标准5、乔地湾煤矿岗位责任制及操作规程6、顶板、机运、一通三防、地测防治水等上级相关的安全技术规定第二章 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1、地面位置 本掘进工作面对应地表为乔地坪，属山地地形，呈北高南低走势，地表植被茂盛。区内无大的建筑物或构筑物存在。工作面掘进对地表无影响。 2、井下位置本掘进工作面井下位于+1255m水平W111采区西翼，上部是+1276回风巷，下部是未采煤层，西是首采区边界，东是首采区采煤工作面。（见图一：巷道平面布置示意图）井上下对照关系情况表水平、采区1255水平W111采

5、区工程名称W1111开切眼地面标高+1306.6-+1426m井下标高+1255m+1276m地面的对应位置建筑物 本掘进工作面对应地表为桥地坪，属山地地形，呈北高南低走势，地表植被茂盛。区内无大的建筑物或构筑物存在。工作面掘进对地表无影响。井下对应位置对掘进巷道的影 响本掘进工作面井下位于+1255m水平W首采区西翼，上部是+1276回风巷，下部是未采煤层， 邻近采掘情况对掘进巷道的影响西是首采区边界保安煤柱，东是W1111首采工作面。对该工作面掘进无影响.第二节 煤（岩）层赋存特征 1、岩层情况该工作面掘进煤层结构简单，不含夹矸，煤层厚0.00.57m，平均0.48 m，在乔地湾原矿界内的

6、中部，煤层遭受岩溶破坏变薄，有可能遇到浅部小窑采空区。平均倾角8，煤呈黑褐色，玻璃光泽，硬度f=23。煤（岩）层特征表顶底板名称岩石类别硬度厚度（m）岩性顶板直接顶砂质页泥岩64.0深灰色粉砂质泥岩，局部含星点状黄铁矿。伪 顶泥 岩40.00.15灰黑色含黄铁矿结核炭质泥岩底板直接底 铝土质泥 岩42.53.5灰色泥岩。老 底石灰岩682.25紫灰色含鱼子状黄铁矿铝质岩，地表风化呈水红色、褐白色。2、其它 矿井属低瓦斯矿井，相对涌出量为7.37 m3/td，工作面绝对瓦斯涌出量一般为0.44 m3/min，煤层具有爆炸性，煤层自燃倾向属类，地温和地压无异常现象。第三节 地 质 构 造本掘进工作

7、面工程地质条件好，岩层稳定；地质构造简单，无大的构造影响掘进工作。只在局部地段岩石较为破碎，施工过程中要加强支护管理。第四节 水 文 地 质该区属乌江水系，支流郁江流域接近武陵山边缘，雨量充沛，地下补给良好，但无大的地表水体河流、渠道、塘、水库的威胁。主要含水层为下三叠统嘉陵江组灰岩和大冶组灰岩，区内石灰岩出露广泛，天坑、漏斗、溶洞等地形发育，一般条件下对井下采掘活动无甚影响；但在老塘积水方面，由于桑柘片区煤层埋藏较浅，小窑沿露头线密布；特别是以前小窑开采硬煤后形成的采空区，可能留有一定的老塘积水，生产活动中随时可能会遇到老塘积水，掘进中必须引起高度重视，必须坚持“有掘必探，先探后掘”的原则。

8、第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷 道 布 置W1111首采区开切眼在+1255运输巷以西160米开口，沿工作面倾向掘进贯穿+1276回风巷，布置半煤岩巷道。第二节 矿 压 观 测1、观测对象W1111开切眼。2、观测内容用LBY-3型顶板离层仪观测顶板位移情况，在顶板设标记观察点，用钢尺测量巷道表面位移，即顶、底板和两帮移近量。具体观测内容见下表。序号观察项目观 察 目 的观 察 方 法1巷道浅部顶板移近量顶层04m煤层及岩层变化量观察浅层离层仪读数2巷道深部顶板移近量顶层48m煤层及岩层变化量观察浅层离层仪读数3巷道两帮相对移近量两帮移近量在标记点间用钢尺量3、观测方法（1）测点布置：正

9、常情况下，每405m，在巷道中安设一组LBY-3型顶板离层仪。（2）观测时间：离煤头200m以内的巷道内测点煤45天观测一次，200m以外的巷道内测点每10天观测一次。4、数据处理采取边施工、边观测，及时对量测的数据加以分析、判断，并把量测的结果反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施、指导施工。第三节 支 护 设 计一、巷道断面工 程 特 征 表单位工程编号岩石硬度性系数巷道长度 m巷道坡度工 程 量形状断 面支 护掘进断面净断面 DW16-150/63单体支护46808梯形3.62.88二、支护方式该巷道采用矿工钢架棚支护方式支护。1、临时支护（1）临时支护形式永久支护距工作面这段

10、距离必须进行临时支护，临时支护采用前探梁。前探梁及时跟头，其最大控顶距2.5米。每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排支柱上，前探梁上用木板梁（18002000mm）维护，木板梁两端伸出前探梁不小于20cm，顶板破碎时采用人字木支护（2）前探梁及夹具规格前探梁：用由15kg/M的两根钢轨制作，长度不小于4米，间距不大于1.2米，用夹具固定。每根前探梁不少于2个夹具。夹具：用厚度为12 mm的钢板制作的专用夹具，夹具形式为倒梯形，每根前探梁不少于2个吊环。2、永久支护巷道永久支护采用矿工钢架棚支护。根据该工作面地质说明书和现场生产的实际情况，为确保支护质量和防止放炮时将支柱冲坏，永久支护

11、距工作面1.5m。当班新掘进巷道，当班必须支护，。未进行永久支护之前必须先用木支柱打临时点柱，点柱必须牢固，支撑有力，并且必须随时检查处理巷道内的危岩、活矸。永久支护和新掘出的巷道最大距离为2.5m，超过2.5m，就视为空顶作业。 3、支护质量标准液压单体支护必须穿鞋戴帽，柱距中对中为1米，共3排，排距为1.0米，顶板破碎地方采用一梁二柱，支护必须打紧打牢迎山受力。.第四章 施工工艺第一节 施工方法1、巷道采用钻爆法施工。破煤层底板掘进，煤岩分装分运，一次成巷。工作面采用17#刮板机运输。2、巷道严格按腰线施工，坡道为8随煤层倾角变化而变化。3、巷道岩层稳定时，炮眼布置按设计要求图布置。当岩层

12、遇地质构造时，周边眼眼距应控制在300mm。4、巷道中、腰线的延设和使用（1）、每班打眼前当班班长要根据测量施设的中、腰线延到工作面。（2）、严格按炮眼位置、角度、距离在工作面迎头标出眼位。（3）、生技部测量人员每应及时对该巷道的中、腰线进行延伸。第二节 凿 岩 方 式1、本规程所有巷道均采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。岩层周边眼眼距为600mm，抵抗距为450mm。当岩层遇地质构造时，周边眼眼距应控制在400mm。2、打眼使用YT-28凿岩机进行打眼，风源来自地面和+1216空压机房，通过108mm、57mm和25mm管路输送到工作面。3、工艺流程：安全检查标定中腰线临时支护打煤眼爆破安全检

13、查、临时支护出煤、洒水打岩眼爆破安全检查临时支护、出渣永久支护。第三节 爆 破 作 业1、爆破条件（1）、巷道断面：巷道掘进断面为3.6m2。净断面为2.88 m2（2）、通风采用压入式通风，新鲜风流由+1216轨道上山供给。（3）、巷道采用楔形掏槽。（4）、循环进度每班为1.2m。（5）、使用煤矿许用2#乳化炸药和煤矿许用毫秒电雷管起爆。2、起爆使用MFB-100型防爆发爆器起爆，正向装药，联线方式为串联，分次装药分次起爆。炮眼封泥长度不得小于0.5m。3、放炮警戒：放炮警戒不少于100米。放炮时，当班班长必须指定责任心强的人员到能进入放炮地点的巷道入口处站岗，站岗距离不得小于100m，放炮

14、距离为100m。放炮时，班长必须清点好当班人数后，方可下达放炮命令。附图2：炮眼布置正面图、俯视平面图、剖面图。 爆破说明书眼 号炮 眼名 称炮眼深度（米）眼距（米）装药量倾 角爆破顺序联线方式每眼装药量/Kg总计（kg）水 平垂 直1-4掏槽眼1.40.40.62.475-9075I大串联5-7辅助眼1.31.00.61.89090II7-11周边眼1.30.60.43.08585总计7.2 第四节 装 载 与 运 输1、装（煤）岩方式巷道掘进中，工作面使用刮板机运输（煤）岩。2、运输方式施工中采用1t翻斗矿车运输，到轨道上山由人工运输。+1216轨道上山经1.2绞车下放到下部车场，5吨机车

15、运到主斜井下部车场，再用1.2m绞车从+1216主井提升出井。第五节 管线及轨道敷设1、在施工中，所铺设的电缆、排水管路、供水和供风管路、风筒等均应按巷道支护断面图中规定的位置吊挂整齐。及时施工电缆钩眼，高度从轨面上1.6m，眼间距为2.5m，眼深为0.20m，必须施工成一条直线。2、风水管路接头要严密，不得漏风、漏水，高度从道床面上0.3m。供风和供水管路使用57mm和25mm的钢管，钢管距工作面不超过30m，设三通。25mm胶管紧跟工作面，以满足洒水需要。3、风筒吊挂在巷道设计水沟帮一侧，吊挂要平直，不影响运输行人。风筒出口到工作面距离不得大于5米。管线及轨道敷设方式表序号名称规格型号数量

16、m吊挂方式与工作面距离m枕木间距m轨面高低差轨道接头间隙1风筒400mm500悬吊不大于52风管57mm450管架不大于303水管25mm450管架不大于304线缆42450电缆钩不大于5第六节 设备及工具配备设备及工具配备见下表。序号机 具 名 称型 号单 位数 量备 注1凿岩机YT28台2备用12刮板输送机SGB420/30台13馈电开关KBZ-200台14控制开关QBZ-80台15局部通风机YBT-11台16放炮器MFB-100台17光学瓦检器GWJ-1A型台18掏耙0.4公斤把6备用19撮箕0.04 m3个8备用210钎子2m根211钻头28颗4备用212顶板离层观测仪LBY-3台6第

17、五章 生产系统第一节 通风1、通风方式及距离 采取压入式通风，局部通风机安装在轨道上山新鲜风流中，最长供风距离300m。 2、通风系统 新风：+1216进风大巷+1216轨道上山局部通风机及风筒工作面。乏风：工作面+1276已掘回风巷+1276总回风巷技改风井地面。（见图三：通风系统、监控系统及避灾路线示意图） 3、风量计算（1）、按人数计算： Q=4N=415=60m3/min.式中N当班同时工作的最多人数 （2）、按瓦斯涌出量计算： Q=100qK=1000.441.5=66m3/min.式中q掘进工作面瓦斯绝对涌出量 m3/min. K掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.5（3）、按炸药

18、使用量计算： 使用乳化炸药，Q =25A公式不适用，故不进行计算 （4）、 按风速计算：按最小风速验算Q15S=153.6=54 m3/min。 按最大风速验算Q240S =2403.6=864m3/min。式中S掘进断面积，m2该掘进工作面需风量为66 m3/min。（5）、按局部通风机的实际吸风量计算：Q=Q扇i +15S=1501+155=225m3/min式中 Q扇局部通风机实际吸风量i为掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1。S为局扇安装点巷道断面积。该掘进工作面局扇安装处全风压需配风225m3/min。4、局部通风机、风筒规格的选型（1）、局部通风机吸风量的确定：根据风量计算和风

19、速验算，工作面需风量66m3/min,百米漏风率按照2%计算，供风设计长度为300m,则局部通风机供风量应大于85 m3/min。Q扇=Q/(60P有效）=66（6090%）*66=81m3/min。式中 Q扇局部通风机吸风量，m3/min；Q掘进工作面需要风量， 66m3/min；P有效风筒有效风量率，%；取90%。（2）、根据局部通风机吸风量Q扇81m3/min，选用YBT-11（吸风量为120230m3/min）型局部通风机能达到要求。（3）、风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径为400mm。5、掘进工作面风量验算（1）、按最低风速验算：掘进工作面最低风量为Q60VS=600.253.6=54

20、m3/min式中 V掘进工作面最低风速，取V=0.25m/s； S掘进断面积，S=3.6m2。（2）、按最高风速验算：掘进工作面最高风量：Q240S=2403.6=864m3/min式中 240换算系数；S掘进断面积，S=3.6m2.（3）、按掘进工作面温度和炸药量验算对比：根据以上表格数据对比，该掘进工作面当温度为20、一次性爆炸炸药量为5.8kg时，风量为60m3/min。 （4）、按有害气体浓度验算:回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不超过1%，即Q=P瓦/Q掘 1%式中 Q掘进工作面需要风量，m3/min； P瓦瓦斯绝对涌出量，m3/min。则 Q掘 P瓦/1%=0.44/0.01=44m3/

21、min掘进工作面需风量80m3/min满足以上4个条件。6、局部通风机安装地点局扇安装在轨道上山新鲜风流中。此处全风压风量大于局部通风机吸风量，且可以保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风道口之间的最低风速。第二节 压 风风源来自+1216空压机硐室，硐室风压为0.7MPa,迎头风压不小于为0.4MPa。压风系统：+1216空压机硐室+1216进风大巷大巷+1216轨道上山工作面。用57mm钢管和25mm胶管输送到工作面。第三节 瓦斯防治1、施工队必须按要求及时接好风筒，风筒吊挂必须平直，环环必须吊挂，接头不得拐死角，接头不得漏风。风筒工按职责进行巡回检查，及时补好风筒，保证工作面有足够的风量。

22、2、如停电等原因停风时，必须立即撤出人员到新鲜风流的巷道中，并切断开关电源。在恢复通风前，瓦检员必须按煤矿安全规程第129条严格执行。在瓦斯浓度不超标的情况下，人员方可进入工作面。施工队作业人员应爱护通风设施，不得随意损坏风筒。3、甲烷传感器悬挂在距碛头5m段回风侧的上方。4、瓦斯监测所有设备必须按规定进行定期调试、校正，确保监测设备灵敏可靠。5、在进入平巷60m后按规定安设一组隔爆水袋。第四节 综合防尘1、防尘水源：+1305防尘水池。2、防尘线路：+1305防尘水池主斜井主斜井下部车场+1216W运输巷+1216轨道上山下部车场轨道上山工作面，分别用57mm钢管和25mm胶管输送到工作面。

23、3、湿式钻眼，装岩洒水，放炮喷雾，冲洗巷帮，装水炮泥，净化风流，佩戴防尘口罩等综合防尘措施。4、在距碛头50m范围内安设一组隔断全断面的防尘水幕，洒水管路接到碛头。使用快速接头时，每隔50m必须连接法兰盘接头或接一个三通，便于安设防尘水幕。防尘水管必须吊挂，离地面高度不小于25cm。第五节 防灭火该工程为沿煤层掘进，煤层自燃发火倾向属II类，防火的重点是电缆、机械摩擦和人为火灾，W1111掘面施工中在轨道上山上部车场内储备砂子一箱。机械摩擦和人为火灾可用砂子、水直接灭火，电缆火灾必须先切断电源，再用砂子、或防火水源进行灭火。 第六节 安全监控1、便携式甲烷报警仪的配备和使用矿各科室管理人员、值

24、班队长、技术员、班长、爆破作业工和流动电钳工等下井时都必须携带甲烷报警仪，对经过的路线和地点连续进行瓦斯监测。瓦检员必须做好“一炮三检”工作，并做好记录；电钳工在检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警信号时必须停止作业、汇报调度室进行处理。2、甲烷传感器的配备和使用掘进工作面的甲烷传感器距工作面不得大于5m，并且应有防炮崩措施；掘进工作面回风的甲烷传感器，安装在该巷交汇处平巷内距交汇处1015m的地方。具体位置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm，且该处巷道顶板要坚固、无淋水，不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少一次。甲烷传感器、甲烷检测设备，每10天必须使用校准气样和空气样调校一次，安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器每班必须进行对照，并将记录和检查结果报告通风调度室值班员；当两者读数误差大于允许误差时，先以读数大者为依据，通防部必须及时对两种监测仪器进行调试。（见图三：通风系统、瓦斯监测系统及避灾路线示意图）3、巷道瓦斯监测设定值瓦 斯 监 测 设 定 值 表瓦斯监测名称报警值断电值复电值碛头瓦斯探头1.0%1.5%1.0%回风瓦斯探头1.0%1.0%1.0%第七节 供 电1、