719mK4掘进作业规程.docx

1、719mK4掘进作业规程 统一编号：掘第1702号华蓥市林丰煤炭有限责任公司掘进工作面作业规程掘进工作面名称： +719m副北二石门K4运输巷掘进工作面施工队：掘进队 编 制：生技科编 制 日 期： 年 月 日目 录第一章 工程概况 1第一节、 编写依据 1第二节、 巷道布置 1第二章 地面相对位置及地质情况 2第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 2第二节 煤层顶底板情况 3第三节 煤层赋存特征 4第四节 地质构造 5第五节 水文地质 5第六节 瓦斯情况 6第三章 巷道断面及支护 6第一节、 巷道断面 7第二节、 轨道铺设 7第三节、 巷道管线布置 8第四节、 矿压观测 8 第五节、 巷道

2、支护设计 8第四章 施工工艺 10第一节、 施工方法、掘进方式 10第二节、爆破作业 10第三节、转载与运输 12第五章 生产系统 13第一节、 掘进通风 13第二节、 运输 17第三节 瓦斯防治 18第四节 综合防尘 19第五节 防灭火 19第六节、 供水、供电、压风系统 19第七节、 通讯系统 20第八节、 人员定位系统 20第九节、 压风自救系统 21第十节、 紧急避险系统 21第十一节、 监测、监控系统 21第六章 作业方式、劳动组织及正规循环 22第一节 劳动组织 22第二节 循环作业 22第三节 主要技术经济指标 23第七章 安全技术措施 23第一节、 一通三防 23第二节、 顶板

3、管理措施 26第三节、 爆破措施 28第四节、 防治水安全技术措施 31第五节、 机电管理 32第六节、 运输管理 32第八章 避灾路线 35第一节、 避水灾路线 35第二节、 避火灾、瓦斯、煤尘爆炸路线 35第九章 其它规定 36第一章 工程概况第一节、 编写依据一、+719m水平K4煤层运输巷地质说明书二、煤矿安全规程和煤矿岗位技术操作规程及其它有关技术规范：三、华蓥市林丰煤炭有限责任公司2017年采掘生产计划；四、煤矿防治水规定（2009年版）。五、防治煤与瓦斯突出规定（2009年版）。六、四川省煤矿安全质量标准化评级办法有关安全质量管理规定。七、红岩煤矿+644m水平一采区设计。第二节

4、、 巷道布置一、巷道名称、位置及其所在层位该巷道为+719m副北二石门K4运输巷掘进工作面，位于一采区+719m水平副北二石门北翼。该巷道沿煤层走向方向掘进，巷道坡度3，施工方位角175。二、相邻巷道名称、用途及与该巷道关系该巷相邻巷道主要有+719m底板瓦斯抽放巷、+719m水平北二石门、+719m水平北二石门专用回风上山；该巷道布置在+719m副北二石门与+719m北三石门间的K4煤层中，通过+719m北副二石门与+719m底板瓦斯抽放巷相联，作为该巷通风、材料运输及行人用；+719m北副二石门内通过回风联络巷与+719m专用回风上山相连，上部通过+719m-+785m回风上山与+785m

5、-+911m二号回风上山相联，作为该工作面专用回风及安全出口用。三、该巷道用途、特征参数及开竣工时间该巷道主要作为+719m水平的K4采煤工作面进风、行人、运输使用。本巷道设计长度350m，服务年限约1.2年，巷道施工工程量约为1680m3。该巷道预计2016年6月下旬开工，由于华蓥市政策的影响，去年7月起全矿停工至今，无法正常完成工程量，故竣工时间待定。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 井上下对照关系表水平采区+719m水平，一采区工程名称719m北副二石门K4运输巷掘进工作面 地面标高+1060m+940m 井下标高+718.3m+

6、719.8m地面的相对位置、建筑物、小井及其他地面相对位置为山区林地，无房屋等建筑，无小井、废弃井窑。井下相对位置对掘进巷道的影响井下相对位置无其他巷道，对掘进施工无影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响本掘进工作面位于+719m水平（一采区一区段），起于+719m北副二石门K4见煤点，止于+719m北三石门K4见煤点，西邻K1煤层实体及+719m水平底板抽放巷，K1煤层距离K4煤层法线距离约30m，K1、K4煤层均未开采，故掘进巷道不受其他采掘影响。地面水体及水系对照地表无大的水体及水系，对工作面施工无影响。第二节 煤层顶底板情况一、煤层顶、底板情况K4煤层位于龙潭组第三亚层，其特征是灰黑色页岩

7、及砂质页岩，局部夹薄层矽质灰岩一层，顶部邻近P2l4处有极薄煤层一层，编号K4，于李家湾井田及三百梯井田，厚度为0m0.35m，局部小规模开采，页岩中有菱铁矿结核多层，厚度10cm左右。本层厚度为4.28m8.70m。煤层顶底板情况表煤层顶底板情况顶板名称岩石名称厚度（M）岩性特征老 顶石灰岩8深灰色燧石灰岩伪 顶无伪顶0.05直 接 底泥岩0.3-0.6黑色泥岩，含植物化石碎片和黄铁矿结核。老 底砂质页岩2.32浅灰及深灰色粉砂岩。2、施工岩层及上下覆岩层情况 该巷施工以煤层顶板作为巷道顶板，巷道由顶到底岩分别为直接顶、K4煤层、直接底，属半煤类巷道。附图2：煤层综合柱状图；第三节 煤层赋存

8、特征巷道布置在K4煤层，煤层赋存稳定，煤层厚度为0.20.35，平均厚度0.25 m,煤层倾角为45510，平均倾角为48。煤质中硬，密度1.45t/m3，裂隙发育。据地质报告，原煤水份1.0%，灰份22.36%，挥发份15.76%，硫份2.9%，发热量6436大卡/Kg。煤层具有爆炸危险性，煤层自燃倾向性为不易自燃。我矿属煤与瓦斯突出矿井。第四节 地质构造本掘进过程中无大的地质构造，从已揭露的资料来看，掘进时可能会遇局部小断层和煤层局部地段薄化现象。因此，在掘进时要有充分的准备，积极采用可靠的加强支护措施，顺利通过小断层和煤层薄化地段。掘进中遇底板裂隙或小断层破坏K4煤层后，有瓦斯等有害气体

9、涌出，做好先探后掘工作。第五节 水文地质本掘进地表无大的水体存在，主要为大气降水后部分流入落水洞或漏斗中，充水主要为含煤段上部的长兴组和龙潭组岩溶裂隙含水层。K4煤层直接顶板为砂质页岩，老顶为龙潭组中上部的灰岩和泥质灰岩，底板为砂质泥岩。根据已揭露的+644m水平及巷探资料显示和地质报告分析，龙潭组含水层为龙2和龙4两层石灰岩，厚15.56m和65.11m，含承压裂隙水是煤层开采顶板塌陷后直接充水的主要因素。因此，随着掘进推进将有裂隙水浸入巷道，影响不大，为以后开采工作面任然做好排水设施的准备。在掘进过程中，要坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的方针，钻探和物探相结合，探清地质构造

10、，根据实际情况，采取“防、堵、疏、截、排”措施，防止水害事故的发生。在巷道掘进过程中，局部有淋水。在回采工作面推进过程中，有顶板裂隙水。预计正常涌水量2m3/h，最大涌水量60m3/h。第六节 瓦斯情况根据广安市安监局关于公布2014年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的通知（广市安监201523号），林丰煤炭有限责任公司为煤与瓦斯突出矿井，绝对瓦斯涌出量为8.303m3/min，绝对二氧化碳涌出量为1.334m3/min。根据中国矿业大学2014年06月提交的华蓥市林丰煤炭有限责任公司煤层瓦斯测定研究报告，结论为：四川省华蓥市林丰煤炭有限责任公司红岩煤矿煤层瓦斯参数测定结果序号名称K1K41+644m标

11、高的煤层瓦斯压力(MPa)0.970.252煤体坚固性系数0.460.513瓦斯放散初速度14.56.54煤体破坏类型III5吸附常数a(m3/t)14.84136吸附常数b(MPa-1)0.930.927孔隙率（%）3.414.188真密度(t/ m3)1.74981.90129视密度(t/ m3)1.69011.821710分析基水分/Mad(%)2.12.211分析基灰分/Aad(%)49.4539.4612分析基挥发分/Vad(%)7.181113分析基固定碳FCad(%)41.2647.6314钻孔瓦斯流量衰减系数(d-1)0.02590.027415煤层透气性系数（m2/ MPa2

12、d）0.771.116+644m标高的煤层瓦斯含量(m3/t)12.33.9第3章 巷道断面及支护第一节、 巷道断面根据本矿矿压、地质资料和已掘K4煤巷围岩分析，巷道断面形状采用异形断面，掘进断面宽为2.6m，高2.4m，下帮高0.8米,巷道掘进断面积S掘=4.89；巷道净宽2.3m，净面积为S=4.69。巷道水沟净宽0.3m，净深0.3m，水沟布置在巷道下帮侧。附图3：巷道断面图第二节、 轨道铺设1、掘进轨道的敷设必须符合质量标准化验收标准中的规定轨道敷设标准：轨道中心线偏差100mm，轨距误差不大于5mm，不小于-2mm，轨道接头间隙不大于5mm，内错、高低差不大于2mm；轨枕间距不大于1

13、m，轨枕偏差不得超过50mm。巷道底板起伏不平处，轨道接头轨面前后目视必须达到平顺。2、轨道应敷设平直，接头高低一致、平正，按线敷设，枕木要放平，轨道和枕木要用道钉钉牢。夹板、螺丝、垫圈等部件必须齐全紧固有效。3、轨道铺好后，枕木与底板之间用碴石填满捣实，并将流沙清理干净，浮矸煤不超过轨枕上平面。4、轨道铺设，采用15kg/m的统一轨型。轨距为600mm，轨枕采用木料制作，轨枕规格（长宽厚）=1.2m0.2m0.15m。掘进中巷道轨道铺设要求紧跟出矸点。第三节、 巷道管线布置巷道缆线铺设于巷道右帮，每隔3m在巷道支架上固定电缆挂钩，高度距巷道渣面1.8m，用于吊挂缆线；巷道风水管设置于巷道左帮

14、，每隔3m打一个桩眼，高度距巷道渣面0.5m，深度0.3m,用于铺设风水管；风筒布置巷道右侧，风筒底部距巷道渣面2.2m，逢环吊挂，采用圆丝固定在支架上进行吊挂。第四节、 矿压观测1、矿压观测（1）观测对象为保证巷道支护质量，巷道施工初期要求在机巷外口交岔点附近先设一组LBY-3型顶板离层观测仪，作为观测对象。（以后每隔150m巷道安增设一组LBY-3型顶板离层观测仪）。（2）观测内容LBY-3型顶板离层观测仪的粗、中、细杆数据。（3）观测方法由各班跟班队长或班长进行观测，并将观测数据记录在顶板离层记录本上。（4）数据处理队长每月定期将收集数据上报生产科，由生产科组织技术人员对收集数据进行分析

15、处理。第五节 巷道支护设计1、 巷道支护1.1.临时支护；1.1.1.临时支护采用2根长6米的11kg/m钢轨配卡体固定在支架棚梁上作为前探梁临时支护，最小控顶距800mm，最大控顶距2500mm1.1.2.临时支护与新暴露的顶板间、临时支护与永久支护间的衔接：巷道新掘出新暴露的顶板必须及时按临时支护要求迅速进行临时支护。1.2.永久支护 该巷道永久支护设计采用工程类比法，参照本矿有关的经验和设计的要求，根据本煤矿或邻矿同煤（岩）层矿压观测资料、支护方式与参数和经验；决定该巷道永久支护采用11#矿工钢“7”型棚架料支护，棚距0.8m，棚腿长2.2m,棚梁长1.2m，梁端与棚腿接触部分必须加木垫

16、板，棚梁两端用木料刹紧；帮顶采用排材笆片背帮，笆片后用矸石充填，必须背实背严。附图5：巷道永久支护断面图；2.支护工艺及要求；永久支护工艺流程：敲帮问顶挖脚窝立棚腿上棚梁背帮接顶。支护要求简要说明：1、金属“7”型棚采用11#矿用工字钢架设。2、帮顶采用排材笆片满背，笆片后用矸石充填，必须背实背严。3、棚距0.8m，棚腿长2.2m,棚梁长1.2m,梁端与棚腿接触部分必须加木垫板，棚梁两端用木料刹紧。4、架设支架巷道规格偏差标准：净宽-30mm+50mm,净高-30mm+50mm，支架间距100mm,支架梁扭距100mm,支架梁水平度50mm,支架前倾后仰34mm,棚梁位置无错牙，棚腿落在实底上

17、。5、加强顶板管理，放炮前必须将工作面10m范围内的支架采用固棚器和撑杆进行加固定，特别是对工作面前五架支架实行“五连锁”使之成为一个整体，防止放炮崩倒支架，造成冒顶事故。6、放炮崩倒的支架必须由外向里逐架进行，先扶好新支架再扶正旧支架。7、架设金属“7”型棚永久支护必须跟拢碛头，其最大控顶距为2.5m,最小控顶距为0.8m,控顶距内采用前探梁作为临时支护。第四章 施工工艺第一节、 施工方法、掘进方式1、采用钻眼爆破法，光面爆破施工工艺，减少围岩破坏，周边成形规整。2、采用7655式气腿凿岩机、直径40mm的钻头钻眼；采用留顶破底掘进。3、实行分层打眼，分层分次装药，分层放炮，分层装运，掘支分

18、次成巷的施工方法。4、施工工艺流程：安全检查打眼爆破作业安全检查处理安全出渣铺轨。第二节、爆破作业1、该巷道为半煤岩，巷道设计断面形状为梯形巷道，沿煤层走向掘进，巷道掘进断面为4.8m2,其顶板岩性为深灰色砂质粘土岩、粘土岩夹粉砂岩、细砂岩，巷道岩性属中等稳定岩层；巷道掘进通风方式采用压力式通风，预计掘进工作面瓦斯涌出量为0.36m3/min,通风线路最长为410m。2、根据以上条件，巷道掏槽方式采用单排扇形掏槽，先布置掏槽眼后布置辅助眼、周边眼,实行光面爆破的施工方法。掏槽眼布置在煤层中，设计打眼深度1.5米（掏槽眼比其它炮眼深200mm），炮眼利用率按90%计算，则循环进度为1.35米。3

19、、 炸药采用3煤矿许用乳化炸药，雷管采用煤矿许用毫秒延期电雷管。（放炮员领取雷管炸药时，必须认清雷管、炸药是否是同一厂家生产的产品，不得将不同厂家生产的雷管、炸药掺混使用）。4、周边眼眼距不大于750mm，辅助眼眼距不大于600mm，光爆周边眼最小抵抗线不低于300mm。5、放炮点设在距爆破点300米以外有掩护的+644m水平底板抽放巷防突风门外的新鲜风流中，同时关闭防突反向风门，每次放炮前必须由班组长派专人在所有能进入爆破危险区的通道口设置警戒，防止人员误入爆破危险区，放炮前必须撤出掘进回风区域内所有人员及切断回风路线上的所有电源，并向矿调度室汇报同意后方可启爆。 6、炮眼数目的确定： qs

20、mn 根据公式：N= ap 式中：N：炮眼个数 q：单位炸药消耗量 kg/m3 m：每个药卷长度 L：炮眼深度 n：L0/l L0:一荐炮进尺 p：每个药卷重量 kg S：巷道掘进面积m2 a：炮眼装药系数，一般取0.5。 qsmn 1.554.80.150.85则：N= = =13 ap 0.50.15根据井下实际取13个7、循环炸药消耗量：Q=a、s、l、n=1.564.81.50.85=9.5kg。式中：a：单位炸药消耗量kg/m3 s：巷道掘进断面积m2l：炮眼深度 m n：炮眼利用率8、爆破预期效果：序号名 称单位数量序号名 称单位数 量1炮眼利用率%856单位体积炸药消耗量Kg/m

21、31.562循环进度M1.57单位体积雷管消耗量个/m32.73循环炸药消耗量Kg7.58炮眼密度个/m22.74循环雷管消耗量个139日循环数及进尺个/m3/4.55循环实体岩石体积M3/循4.810月循环数及进尺个/m135附：炮眼布置三视图、装药结构示意图；眼号炮眼名称眼深（m）炮眼角度（度）装药量（kg）爆破顺序水平倾斜串联1-6掏槽眼1.79070-803.6一次起爆7-18周边眼1.590905.419-23辅助眼1.590902.25合计11.25第三节、转载与运输一、确定装载与运输方式：采用人力耙矸装入1吨的U型矿车，由CCG5.0/600型防爆柴油机车牵引至+719m-+78

22、5m轨道上山下车场内，经轨道上山提升绞车串车提升至+785m轨道上山上车场内，再由CCG5.0/600型防爆柴油机车经+785m岩石运输巷牵引出地面。二、装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置、固定方式，安全设施的安设方式、运输距离等。装载设备：人工装矸；运输设备：MGC1.1-6G型固定箱式矿车、JTPB-1.21.0P矿用防爆型提升绞车、CCG5.0/600型防爆柴油机车。装矸后的机车牵引距离不超过100米，斜坡串车提升距离167米，CCG5.0/600型防爆柴油机车牵引运输至地面，其牵引距离2000米。三、煤、矸、材料、设备等的运输方式。材料、设备采用材料架子车从+785m水平

23、地面工业广场装车后利用CCG5.0/600型防爆柴油机车经+785m水平排矸平硐牵引运输至+785m一采区轨道上山上车场，再经JTPB-1.21.0P矿用防爆型提升绞车串车下放至轨道上山下车场，由CCG5.0/600型防爆柴油机车牵引运输至使用地点。四、人力推车时的安全要求：1、每班作业人员在进行装矸作业前，必须先进行敲帮问顶工作，检查作业点内的支护、顶板及两帮安全情况，并按规定作好临时支护。2、人力推车时一人只准推一辆车，同向推车时，其间距不得小于30米。3、推车时必须时刻注视前方，不得埋头推车，在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口

24、、风门时，推车人员必须减速并发出警号。4、推车过风门时，要放慢车速，严禁高整猛冲硬撞，推车人员应停车后先打开第一道风门，车过去将风门关好，再打开第二道风门，严禁两道风门同时打开，严禁拆开风门闭锁装置。5、处理下道矿车时，人员只能站在矿车的两端进行，两侧严禁有人。6、其它未尽事项，严格按照煤矿安全规程、操作规程中的相关规定执行。第五章 生产系统第一节、 掘进通风一、选择通风方式及通风路线：1、采用压入式或抽出式或混合式通风方式：该掘进工作面通风方式采用FBD5.6-211型局部通风机压入式通风。2、风筒敷设方式：风筒采用直径500mm的抗静电阻燃风筒从局部通风机出风口处接到用风点，其间必须对风筒

25、进行吊挂，其风筒的吊挂不影响行车与行人要求。4、供风距离：经计算该掘进工作面的最长供风距离为400米。5、通风路线： 新风1：+785m排矸平硐?一采区轨道上山（一采区行人上山）?+719m采区上山下车场?+719m北底板抽放巷（局部通风机）?+719m北副二石门（风筒）?掘进工作面碛头。 新风2：+360m主平硐?+370m井底车场?+370m+644m轨道上山（+370m+644m行人上山）?+644m水平底板抽放巷?+644m+719m轨道上山（+644m+719m行人上山）?+719m北底板抽放巷（局部通风机）?+719m北副二石门（风筒）?掘进工作面碛头。 乏风：掘进工作面?+719

26、m北副二石门?+719m北二石门专用回风上山+719m-+785m回风上山?+785m-+911m二号回风上山?+911m回风平硐?+911m主扇风机?地面。二、掘进工作面风量计算掘进工作面实际需要风量，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、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算： Q=100qk式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min 100单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值。 q掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min,取0.5 k瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据

27、实际观测的结果确定（掘进工作面最大与平均瓦斯绝对涌出量之比）通常机掘工作面：k=1.5-2.0，炮掘工作面k=1.8-2.0,取2.0 Q=100qk=1000.52.0=100 m3/min2、按最大起爆炸药量计算 Q掘=99/min式中：Q掘掘进巷道稀释和排除炮烟所需风量，m3/min；t掘进巷道爆破后的通风时间，min；（取15min）A 同时爆破的炸药量，7.5kgS掘进巷道的净断面，4.8m2；L掘进巷道的通风距离（取爆破乏风进入回风上山最大通风距离），200m。3、最多人数计算 Q=4N=412=48m3/min 式中:N为工作面同时工作的最多人数（每班工作人员为6人,交接班时人最

28、多为12人）。 4、按局部通风机的实际吸风量计算 局Ikf=19111.3=248 m3/min 式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min 局拟选掘进局部通风机的额定风量，m3/min，（拟选的FBD5.6211KW型局部通风机额定风量345180m3/min，全压4954518 Pa，取190 m3/min）。 I掘进工作面同时运转的通风机台数，1台 kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.1掘进工作面实际需要风量，是根据瓦斯、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的，根据以上计算其中最大值为248m3/min。因此，取248m3/m

29、in为该掘进工作面的需风量。5、掘进工作面风量验算。（1）、按最低风速验算。按半煤巷掘进面的最低风量Q全（单位：m3/min）,Q全15S半煤=154.8=72 m3/min式中：15半煤巷掘进工作面最低风速的换算系数 S半煤掘进工作面的净断面积，4.8m2（2）、按最高风速验算。岩巷、煤巷和半煤岩掘进工作面最高风速的验算最高风量（单位：m3/min）Q240S=2404.8=1152 m3/min式中：240掘进巷道最高风速的换算系数 S掘进工作面的净断面积，4.12m2根据以上计算，72 m3/min248 m3/min1152 m3/min，因此，掘进工作面的需风量为210 m3/min是符合风速要求的。 6、局部通风机选型计算根据掘进工作面风量计算和验算，选取适合要求的局部通风机和风筒。 、局部通风机风量的确定： Qf=Qj/c=248/97%=256m3/min式中：Qf局部通风机风量，m3/min Qj掘进工作面需要风量，248m3/min c风筒的