0021D掘进作业规程.docx

1、0021D掘进作业规程编号：Jj00041_开滦集团有限责任公司荆各庄矿业分公司0021D掘进作业规程施 工 单 位： 掘进区 编 制 人： 施工负责人： 主管工程师： 主管副总工程师： 总工程师： 主 管 经 理： 安 全 经 理： 0021D掘进作业规程初审纪录一、时间：2013年07月16日二、地点：掘进区会议室三、主持人：张连忠四、参加人：张连忠、郑立生、李艳强、吕凯、金治美、刘长伟、乔宇、张少文、李永超、周彬、王志祥、丁永生 五、初审意见1、做好0021D设备倒装工作。2、完善0021D运料、运煤系统。0021D掘进作业规程会审纪录一、时间：2013年 07月18日二、地点：机关楼三

2、层会议室三、参加人员见附表四、会审意见1、加强煤质管理；2、距巷道迎头不大于50m设置两道净化水幕 ；3、加强顶板管理；4、完善好运输系统。目 录第一章 概述 1第一节 概述 1第二节 依据 1第二章 地面相对位置及水文地质情况 1第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 1第二节 煤 ( 岩 ) 层赋存特征 1第三节 水文地质 2第四节 瓦斯、煤尘及自然发火情况 2第三章 巷道布置及支护说明 2第一节 巷道布置 2第二节 支护设计 3第三节 支护要求及验收标准 5第四章 施工工艺 6第一节 施工方法 6第二节 装载与运输 7第三节 管线敷设 7第四节 设备及工具配备 7第五章 通风系统 8第一节

3、 通风系统 8第六章 紧急避险六大系统 10第一节 安全监测系统 10第二节 通讯联络系统 11第三节 供水施救系统 12第四节 压风自救系统 12第五节 人员定位系统 12第六节 紧急避险系统 12第七章 生产系统 13第一节 通风系统 13第二节 压风系统 13第三节 防尘供水系统 13第四节 供电系统 13第五节 排水系统 13第六节 运输系统 13第八章 劳动组织及主要技术经济指标 14第一节 劳动组织 14第二节 主要经济指标 14第九章 安全技术措施 15第一节 “一通三防”管理安全技术措施 15第二节 掘进安全技术措施 18第三节 防治水与排水安全技术措施 23第四节 机电安全技

4、术措施 25第五节 运输安全技术措施 26第六节 其它安全技术措施 28附图 35附图1 0021D工作面综合柱状图 35附图2 生产系统示意图 36附图3 通风系统示意图 37附图4 避灾路线示意图 38附图5 防尘、供水系统示意图 39附图6 压风、排水系统示意图 40附图7 甲烷传感器布置示意图 41附图8 供水施救示意图 42附图9 压风自救示意图 43附图10 人员定位系统示意图 44附图11 除尘装置使用示意图 45附图12 10.5金属拱形支架支护断面图（单位：mm） 46附图13 10.5金属拱形支架炮眼布置图及放炮说明书（单位：mm） 47附图14 10.4m2金属拱形支架支

5、护断面图（单位：mm） 48附图15 10.4 m2金属拱形支架炮眼布置图及放炮说明书（单位：mm） 49附图16 平顶拱金属支架支护断面图（单位：mm） 50附图17 平顶拱金属支架炮眼布置图（单位：mm） 51附图18 亮面后平顶拱金属支架支护断面图 52附图19 掘进机截割路线图 53附图20 安全监控布置、接线图 54附图21 供电系统图 55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风道绕道、风道、运道、切眼二、掘进的目的掘进的目的：为0021D综采工作面安装、回采做准备。三、巷道设计长度巷道设计长度：1736m四、预计开竣工时间2013年08月2014年04月五、为

6、了保证生产安全，依照煤矿安全规程、安全技术操作规程制定本规程，凡本工作面作业人员必须经过培训，考试合格后持证上岗；本工作面检查指导人员，必须学习掌握本规程。第二节 依据一、采区设计说明书及批准时间采区设计说明书名称为0021D综采工作面设计，批准时间为：2011年4月5日。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为0021D掘进地质说明书，批准时间为：2012年12月26日。三、煤矿安全规程、安全技术种操作规程。第二章 地面相对位置及水文地质情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况该工作面为一水平东一采区第12-2煤层，地面标高+32+36.6m，工作面标高-330-340m，该掌北部无工程，东

7、部为工业广场保安煤柱带，南部为1022D采空区，西部为1021D采空区。上覆为0091采空区、1091采空区、1091上采空区、1091采空区、1091采空区，1093泄水巷，下伏为西一皮带巷、西一轨道巷、-365回风巷及火药库。第二节 煤 ( 岩 ) 层赋存特征一、煤（岩）层赋存特征该工作面煤层为复杂结构，煤层中部含一层灰色细砂岩夹矸，厚约0. 4m。砂岩夹矸上部煤层发育稳定，多以镜煤、暗煤为主，呈沥青光泽，煤质较好；下部以暗煤为主，含碳泥岩夹矸，煤质较差。煤层厚度：4.25.0m，平均煤厚为4.87m，煤层倾角110，平均倾角5。表2-1 12-2煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度(m

8、)抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）岩 性 特 征直接顶细砂岩粉砂岩19.87117.87.57上部为深灰色灰色，致密坚硬,断口参差状.植物化石密集,有擦痕,节理发育。中部为灰色，粘土胶结，松散，遇水变软，斜层理和交错层理，含大量茎化石。下部为深灰色,组织致密,具波状层理,灰色, 底部颗粒渐细。伪 顶腐泥质泥岩00.559.84.63黑灰黑色，块状， 贝壳状断口,局部缺失。直接底细砂岩粉砂岩5.4493.03.81灰黑色灰色，上部含大量植物根化石，致密块状，下部钙泥质胶结，裂隙方解石充填。 第三节 水文地质一、水文地质情况：该工程位于12-2煤层，受煤12-2底板水影响，上覆0021B采空区

9、。东部为工业广场保安煤柱带，水文地质条件中等。正常涌水量0.1m3/min，最大涌水量0.3m3/min。第四节 瓦斯、煤尘及自然发火情况一、瓦斯、煤尘及自然发火情况1、瓦斯绝对涌出量：0.16m3/min2、二氧化碳绝对涌出量：绝对涌出量0.93m3/min3、煤尘爆炸指数：煤尘爆炸指数44.02%4、煤层自然发火期：8个月。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置0021D掘进工作面具体参数见下表：表3-1巷道布置及参数表工作面名称区段工程量(m)支护形式巷道规格(m)棚距(m)备注0021D掘进工作面运道AB710架棚4.02.7（4.32.6）0.6切眼BC1704.32

10、.5风道CD6754.32.64.32.6风道绕道DE146EF35需掘进工程量（m）1736第二节 支护设计一、支护设计1、顶底板分析12-2煤层直接顶上部为深灰色灰色，致密坚硬,断口参差状.植物化石密集,有擦痕,节理发育。中部为灰色，粘土胶结，松散，遇水变软，斜层理和交错层理，含大量茎化石。下部为深灰色,组织致密,具波状层理,灰色, 底部颗粒渐细；伪顶为黑灰黑色，块状， 贝壳状断口,局部缺失；直接底为灰黑色灰色，上部含大量植物根化石，致密块状，下部钙泥质胶结，裂隙方解石充填。2、地应力分析水平地应力方向为N E 136；风道、运道、风道绕道EF段设计方向与水平地应力方向夹角为32，巷道侧压

11、较小，有利于支护。切眼、风道绕道DE段设计方向与水平地应力方向夹角为124，巷道侧压较大，不利于支护。3、采动影响及地质构造分析该掌北部无工程，东部为工业广场保安煤柱带，南部为1022D采空区，西部为1021D采空区。上覆为0091采空区、1091采空区、1091上采空区、1091采空区、1091采空区，1093泄水巷，下伏为西一皮带巷、西一轨道巷、-365回风巷及火药库。本区域地质条件较复杂，断裂构造发育。受断层影响煤层产状及煤厚变化较大，影响掘进的断层具体情况见下表：构造名称倾向（）倾角（）性质落差（m）预测位置（m）对 掘 进 影 响 程 度F27681正断层7.0边眼距运道11m有较大

12、影响3553正断层3.0运道距切眼50m有较大影响FS17034767正断层0.8运道距切眼149m有一定影响FS16934952正断层1.0风道距切眼83m有一定影响FS17634066正断层1.3风道距切眼162m有一定影响F183661正断层3.0风道距切眼460m有较大影响4、25U10.5金属拱型支架间距验算及选择、确定：巷道顶板压力Pt =L2ra9.8Pt-巷道顶板压力（KN）；-承载系数 =13f ； f-普氏系数（取1.1）；L-巷道掘进宽度（m），r-顶板煤岩容重（1.53t/m3）；a -金属拱形支架架间距（m）。矿用金属拱形支架额定载荷P10.5=338.9395KN

13、计算棚距依据P10.5 Pt=L2ra9.8a10.5 Pt=L2ra9.8A10.4 Pt=L2ra9.8A平顶拱p平顶拱/L2r9.8= p平顶拱/L2r9.8=271.2308.5/（13.3）4.721.539.8=2.7033.072m棚距确定：经上述验算，平顶拱形支架间距2.7m能满足支架额定载荷，根据我矿支护经验，现场选取棚距0.6m。第三节 支护要求及验收标准根据设计，0021D掘进工作面金属拱形支架支护验收标准：1、净宽、净高、支架间距、搭接、卡距、柱窝如下表 项目地点净宽（mm）净高（mm）支架间距（mm）搭接（mm）卡距（mm）柱窝（mm）储带仓50m4300260060

14、0400300200运道40002700600350250300风道绕道40002700600350250300风道40002700600350250300切眼40002500600400300300验收标准（0，+100）（-30，+100）（-50，+50）（-40，0）（-20,+20）不小于设计值2、支架前倾后仰：水平巷道允许偏差1（1m垂线不大于17mm）；倾斜巷道支架架设要迎山有劲（每上山起坡68，出1迎山角），迎山角允许偏差1，不得抢、退山。3、卡缆：采用25U卡缆，每架支架使用七付卡缆，即上顶中间一付，两帮搭接处各三付，搭接处卡缆包两头，接口严密，卡缆上齐上紧，卡缆螺栓扭矩：1

15、50Nm。4、支架梁扭距：50mm。梁水平度：40mm。5、支拉杆位置:每架三道，上顶中间一道，两帮搭接中间卡缆处各一道；支拉杆规格:（长宽厚）=480605mm角钢，眼距424mm。6、巷道插背：采用木质背板插背，木质背板规格：（长宽厚）=80010050mm；背板间距：上顶不大于150mm，两帮不大于200mm；上顶背实，充分接顶。7、机掘最大临时控顶距1200mm，炮掘最大临时控顶距900mm。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、 施工方法以机掘为主，巷道开口及拐弯处采用炮掘，刮板输送机（胶带输送机）运输煤（矸）。二、施工工序1、炮掘首先将溜子机尾接到掘进迎头，然后按爆破说明书的规定打眼

16、放炮崩出荒断面，人工手镐找掉，刨出完整的断面，将前探梁（前探梁规格：由两根长2.5m，80mm槽钢背靠背焊接而成）串至掘进迎头、上梁、上好上顶支拉杆、木质背板背顶、挖窝子、戳腿、紧卡缆、上好两帮金属支拉杆、木质背板插背好两帮、打好机尾压柱，将煤出清，完成一个工艺循环。2、机掘首先将溜子机尾接到掘进机转载下，然后开机割煤，割出完整的断面后，再进行找掉工作，将前探梁（前探梁规格：由两根长2.5m，80mm槽钢背靠背焊接而成）串至掘进迎头、上梁、上好上顶支拉杆、木质背板背顶、挖窝子、戳腿、紧卡缆、上好两帮金属支拉杆、木质背板插背好两帮，完成一个工艺循环。三、 施工顺序1、按设计位置掘进0021D风道

17、绕道、0021D风道。2、按设计位置掘进0021D运道、切眼与0021D风道贯通。第二节 装载与运输一、装煤（矸）方式采用EBZ-135型掘进机破煤（矸）、装煤（矸）。二、运输方式采用胶带输送机、刮板输送机运输煤（矸）。第三节 管线敷设0021D运道非采面侧敷设三趟信号线、二趟电缆、三趟108mm管路，由上至下为电话线、监测线、信号线、掘进机电缆、备用排水线、供水管路、压风管路、排水管路，并按标准吊挂、随掘进及时向前延接。第四节 设备及工具配备表4-2 掘进机电设备一览表序号设备名称设备型号单位数量备注1胶带输送机SDJ44部12胶带输送机SDJ150部13胶带输送机SDJ80部14刮板输送机

18、SGW40T部35局部通风机FBDNO.5.6-215台26潜水泵BQW45-20-5.5/N台4备用2台7潜水泵BQS60-60-22/N台1备用8电话KTH-33台49煤电钻MZ15台210掘进机（带转载）EBZ-135台111开关BQD-120台2备用1台12开关QBZ-80(80N)台23备用4台13开关QJZ4(2)120台114开关QJZ-315台115开关KBZ2-400/660（1140）台5备用1台16开关KBZ2-630/660（1140）台2备用1台17电缆MY-0.38/0.66m180018综保（照明、煤电钻）ZB2.5台319绞车JD1台6JD-1.6台5JH-5T

19、台320管路108mmm540021除尘设备KCS-140型套1第五章 通风系统第一节 通风系统一、0021D掘进工作面风量计算施工过程中，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。 掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量分别进行计算，然后取其中最大值。（一）按瓦斯涌出量计算Q掘q掘K掘 /(C-C0) （m3/min） 0.161.2 /(0.008-0.00)24m3/min式中：Q掘掘进工作面需要风量，m3/min；q掘掘进工作面回风流中绝对瓦斯涌出量， 0.16m/mim；K掘掘进工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数（K掘=1.2）；C回风流瓦斯允许

20、浓度， 不超过0.8%，取0.008；C0进风流瓦斯浓度，不超过0.5%，取0.00 。（二）按二氧化碳涌出量计算Q掘q掘K掘 /(C-C0) （m3/min） 0.931.2 /(0.015-0.005) 111.6m3/min式中：Q掘掘进工作面需要风量，m3/min；q掘掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.93m3/min；K掘掘进工作面二氧化碳涌出不均衡备用风量系数(K掘=1.2)； C回风流二氧化碳允许浓度，不超过1.5%，取0.015；CO进风流二氧化碳浓度，不超过0.5%，取0.005。（三）按炸药量计算三级煤矿许用炸药：Q掘10A （m3/min） 109.15 91

21、.5m3/min式中：Q掘掘进工作面需要风量，m3/min；A掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，9.15kg；10每千克三级煤矿许用炸药需风量，m3/min。根据以上计算，掘进工作面风量按炸药量选取，确定工作面风量为91.5m3/min。（四）风量验算1.按掘进工作面同时作业人数验算Q掘4N （m3/min） 427108 m3/min式中：N掘进工作面同时工作的最多人数，27人； 4每人每分钟需风量， m3/min；2.按风速进行验算；有瓦斯涌出岩巷、半煤巷和煤巷：15SmaxQ掘240Smin159.19Q掘2409.08137.85m3/minQ掘2179.2m3/min式中：Smin

22、掘进工作面巷道的最小净断面积，(10.5金属拱型支架净断面为9.08)。净断面S=B(h-0.1075B)式中 B巷道净宽度，取4.0m h巷道净高度，取2.7m S=4.0（2.7-0.10754.0)9.08Smax掘进工作面巷道的最大净断面积，(10.4金属拱型支架净断面为9.19)。净断面S=B(h-0.1075B)式中 B巷道净宽度，取4.3m h巷道净高度，取2.6m S=4.3（2.6-0.10754.3) 9.19 3.有除尘装置（除尘装置）的掘进工作面风量验算，工作面选取除尘装置型号为KCS-140型，吸风量为126m/min。Q掘Q吸+Qmin （m3/min）126 +1

23、37.85 263.85 m3/minQmin60VminS效 （m3/min）600.259.19137.85 m3/min式中: Q掘压入式局扇风筒出口风量，m3/min；Q吸除尘装置（风机）吸入风量,126m3/min，(瓦斯浓度必须0.8%)。 Qmin满足巷道最低允许风速时的风量，m3/min；Vmin巷道允许的最低风速（有瓦斯涌出的巷道取0.25m/s）；S效巷道的有效通风断面积，9.19m2。 根据上述验算，校正工作面所需风量为263.85m3/min，选取FBDNO.5.6-215对旋压入式局部通风机（风量280447m3/min，风压4405030Pa,实际吸风量为300m3

24、/min）满足要求。（五）局部通风机安装地点巷道的最小需风量计算有瓦斯涌出岩巷、半煤巷和煤巷：QQ扇Ii+15S （m3/min）Q3001+159.08 436.2 m3/min式中：Q局部通风机安装地点巷道最小需风量，m3/min；Q局局部通风机吸风量，300m3/min；Ii巷道内并联使用的局部通风机台数，1台；S局部通风机吸风口到掘进巷道口间巷道的最大断面积，9.08m2；15按有瓦斯涌出岩巷、半煤岩巷、煤巷最低允许风速0.25m/s的换算系数。安装局部通风机所在巷道（0021D联络巷）实际风量为657.6m/min，大于436.2m3/min，满足使用要求。第六章 紧急避险六大系统第

25、一节 安全监测系统传感器安装均采用带有“MA”标志的传感器。 1、监测信号传输系统：由KJ101N监测系统直接与井下监控分站进行通讯，其传输路线为：（1）0021D风道1020皮带巷1030斜井1040回风巷1048大巷副井地面监测机房。（2）0021D运道1020皮带巷1030斜井1040回风巷1048大巷副井地面监测机房。通讯电缆规格：MHYVR1mm247-0.43阻燃电缆。2、甲烷传感器的安装： 工作面开工前，提交安装监测设备申请，通风区负责安装瓦斯监测线路和探头。甲烷传感器型号KJ101-45B，在掘进工作面距掘进迎头2-5m回风风流中设置一个甲烷传感器T1，掘进工作面距回风口1015m处设置甲烷传感器T2；吊挂标准：距顶板300mm，距巷帮200mm；掘进工作面悬挂便携式瓦斯报警仪T0与T1挂在一起。T1的报警浓度0.8%，断电浓度0.8%，复电浓度0.8%，断电范围：掘进工作面巷道内全部非本质安全型电气设备。T2的报警浓度0.8%，断电浓度0.8%，复电浓度0.8%，断电范围：掘进工作面巷道内全部非本质安全型电气设备。T0报警浓度1.0%。3、烟雾传感