掘进工作面作业规程炮掘doc.docx

1、掘进工作面作业规程炮掘doc3-3煤辅运大巷、回风大巷东翼延伸掘进作业规程第一章 概 况第一节 概 述 1、巷道名称3-3煤东翼辅运巷、回风巷延伸工程。 2、巷道用途查明3-3煤东翼原采空区实际范围，用于3-3煤东翼采区生产系统，满足采区通风、行人、运输、管线敷设的需要。 3、施工地段在3-3煤层辅运大巷延伸段测点D5（x:4329533.954，y:37470573.681）前9.4米处沿煤层顶板开始掘进。 4、预计开工时间计划开工时间：2015年 6 月 18日 第二节 编写依据1、煤矿安全规程及煤矿掘进操作规程。2、东峰煤矿煤炭资源整合实施方案开采设计。3、东峰煤矿地质报告。4、煤矿井巷

2、工程质量验收规范GB50213-2010。5、煤矿井巷工程施工规范GB50511-2010。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一、巷道地面位置 该巷道对应地面标高为+1272m+1301m，巷道标高为1149m+1154m 。地表大部分为黄土梁峁区，沟谷密集，地形起伏较大，地形破碎，无民房建筑，无大的水体及河流。二、与邻近巷道位置关系 该掘进工作面位于3-3煤层井田范围的东北部：北为原阳塔煤矿采空区，南为原商联煤矿采空区，东为原龙王庙煤矿采空区，西是4-4至3-3煤皮带运输大巷。 第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构3-3煤层呈层状赋存于延

3、安组第三段下旋回上部，呈简单的层状产出，层位稳定。煤层埋深在0160m之间，一般50140m。底板标高变化在11381180m之间。煤层厚度变化在1.7-2.1m之间，平均1.9m。煤层在整合区北部向北倾斜、南部向北西倾斜，总体向北西西倾斜，倾向约340，降深幅度平均15.9mkm，平均倾角0.9。与下伏4-4号煤层间距在36.3738.31m之间变化，平均37.40m，相当稳定。含01层泥岩夹矸，局部含2层，结构简单。煤层顶板岩性以粉砂岩为主，粉砂质泥岩、泥岩次之，煤层底板岩性以粉砂岩、粉砂质泥岩为主，泥岩次之。煤层与其顶底板均为明显接触。该煤层层位稳定，厚度变化规律较明显，煤类单一，煤质变

4、化小，煤层结构简单，属大部可采的稳定型厚煤层二、煤与瓦斯涌出情况 依据陕西省煤炭工业局批复中本区煤矿瓦斯鉴定结果，沼气（CH4）绝对涌出量为0.140.20m3/min；二氧化碳（CO2）含量为0.992.06m3/t。瓦斯分带为处于氮气-沼气带。本矿属于低瓦斯矿井。三、煤尘及煤层的自燃根据煤样品自燃倾向的测试成果 ，区内煤层多易自燃发火，另外，区内及周边的煤层露头均可见自燃现象，从煤矿调查中得知，以往煤矿堆放的碎煤发生过自燃。在生产煤的堆放和运输过程中，应采取相应的措施，以防止煤的自燃。 据煤尘煤样测试结果：各煤层测试的火焰长度在180350mm之间；抑制煤尘爆炸的岩粉用量在5570%之间，

5、属有爆炸性危险的煤层。区内各煤层属低变质阶段的烟煤，根据煤的干燥无灰基挥发分产率与固定碳含量之比计算，爆炸性指数远大于有爆炸性危险10%的临界值，表明煤尘均具有爆炸性危险，在掘进施工该煤层时应引起高度重视，并要采取相应的防范措施，确保人身和矿井的安全。四、地温区内属地温正常区，无地热灾害。 第三节 地质构造 根据本区内6个钻孔资料、煤层底板等高线形态及相邻采区地质资料综合分析：本采区整体呈一单斜构造，采区内无探明的断层构造。地质构造简单，区内无岩浆活动痕迹，总体构造形态为倾向西北，平均倾角小于1的单斜层，无较大断裂及褶皱发育，仅局部形成一些宽缓的波状起伏。 第四节 水文地质 本区地质构造简单，

6、无大的起伏。所有可采煤层的直接充水含水层为顶板砂岩含水层，富水性弱到极弱，地下水补给条件差。根据矿区水文地质工程地质勘探规范（GB12719-9）及煤炭资源地质勘探规范中有关规定，勘探区水文地质勘探类型应划为二类一型。即以裂隙含水层充水为主的水文地质条件简单的矿床。 从整合区涌水量计算，矿井开采3-3号煤层正常涌水量为948m3/d，最大涌水量1860m3/d；3-3煤层大部分已被小井开采，通过整合各小井于2008年先后闭坑，闭坑矿井难免聚集瓦斯和产生积水，该巷道掘进中有可能随时穿越采空区及老巷，防治水工作作为施工重点，严格遵守“有掘必探，有采必探”原则，做到有计划、有组织、有措施的超前钻探工

7、作，并加强瓦斯监测和涌水量检测，加强通风和排水。 第三章 巷道断面及支护 第一节 巷道布置1东翼运输巷和回风巷工程量依据探掘过程中待定，巷道开口布置在测点D5（x:4329533.954，y:37470573.681）前9.4米处沿煤层顶板向前掘进巷道。巷道方位500000，掘进35米后，再拨门以方位140掘进30米至回风巷位置，以方位230反掘与3-3回风巷贯通，贯通后回风巷继续方位角50前掘。2断面：工作面断面为矩形，采用锚网支护，掘宽掘高=4.5m1.8m，S掘 =8.1m2。（见附图-巷道断面图）3临时供水管距离底板1.6m，风筒距离底板1.3m，均吊挂在巷道左帮（面向迎头）；电缆距离

8、底板1.7m，电缆钩间距1m，吊挂在巷道左帮。4巷道平面布置示意图：见附图-巷道平面布置图。第二节 矿压监测1、监测内容 每施工3040m 做一组锚杆抗拔力试验。2、监测及抽查方法做锚杆抗拔力试验时，一组中只要有一根锚杆锚固力或抗拔力没有达到设计要求，即视为不合格，须再抽查一组，如仍不合格，则必须查明原因，并对该组锚杆前后10m巷道全部检查并补打。 第三节 支护设计 一、巷道永久支护 1、顶锚杆为18mm1800mm的螺纹钢锚杆，间排距900mm900mm，每根锚杆使用1根CK2850树脂锚固剂，锚杆托盘为125mm125mm6mm拱形高强度托盘。顶锚杆锚固力不低于50KN,扭矩120N.m，

9、每排5根。 2、网片采用5mm圆钢钢筋网片，网格为100mm100mm，网片尺寸4400mm1000mm，网与网搭接长度为100mm，采用14#铁丝绑扎连接，绑扎间距不大于300mm/道，呈“”状连接。二、施工质量要求1、网子搭接宽度不小于100mm，每隔300用14#双股铁丝绑扎一道，并绑扎牢固。2、锚杆间排距均为900mm，锚杆眼距允许误差为100mm，角度允许误差15度。托盘紧压网片，外露不大于50，预紧力不小于50KN，扭矩力不小于100Nm。3、树脂药卷搅拌时间均为58S。第四节 支护工艺（一）锚杆安装1锚杆安装工艺（1）在临时支护下先打正顶锚杆孔，并安装好锚杆，接着打两边锚杆孔和其

10、余锚杆孔，并安装好锚杆。打锚杆时，必须打一个锚杆孔后立即安注好一根，严禁将全部锚杆孔打好以后再进行安注。锚杆施工由外向里，逐排进行，即先打第一排然后打第二排。（2）打锚杆眼前，首先严格按中线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理，锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻钎上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼，钻孔深度允许误差不超过50mm。(3)安装锚杆前，应将眼孔内的积水、煤（岩）粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，然后将锚固剂送入眼底。随后将锚杆插入眼内，使锚杆顶住锚固剂，外端头套

11、上螺帽，用带有专用套筒的锚杆安装机卡住螺帽。开动煤电钻旋转将锚杆旋入锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，搅拌旋转大于35s后，卸下螺帽，上好托盘，拧上螺帽。12min后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，锚杆安装应牢固，螺帽紧固有力，托板边方向与巷道方向尽可能保持一致，避免歪斜。2锚杆孔施工应遵守以下规定：(1)锚杆孔孔深和角度应符合设计要求，孔向应垂直巷道顶板或顶板岩层层理，轴向偏差在15以内。(2)顶部锚杆采用顶板锚杆机钻孔，帮部采用风锤钻机帮锚钻机钻孔。(3)锚杆间、排距严格按设计要求施工，误差不得超过100mm。(4)锚杆端部必须推至孔底，尾端露出垫板长度为3050mm，露出螺帽不少于三

12、丝。锚杆应尽可能垂直巷道轮廓线的切线或主要岩层面,夹角不小于75。3锚杆安装应遵循以下规定：(1)锚杆安装要求使用快速接头进行安装，搅拌时间不得低于标准要求；Z型（中速）锚固剂2030秒，K型（快速）锚固剂1015秒，严禁不经搅拌将锚杆直接扎入眼底。(2)锚杆安装的预紧力矩：采用快速安装工艺时，螺母的拧紧力矩不应小于140N.m。(3)上托板时间：K型锚固剂5分钟，Z型锚固剂15分钟；托板应紧贴巷壁，紧固螺母时，应用扭力扳手拧紧。(4).对锚杆支护巷道每隔一定时间要进行一次巡回检查，对顶板、煤帮失效的锚杆要及时补打，对托板松动的应及时紧固。4严格检查控制锚杆支护材料材质，由于时间过长或受潮已经

13、生锈的锚杆、弯曲变形的锚杆、过期或硬化的树脂锚固剂等不合格材料，严禁使用。5锚杆必须贴顶、帮打，不得打造形锚杆，以增强支护效果，如果需要造型，里面的一层锚杆垫板必须贴岩面打。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、掘进方式采用炮掘法施工。二、施工顺序先从3-3煤辅运大巷停掘面按照设计方位掘进，掘进35米后以方位140拔门掘进30米，再以方位230返掘与3-3煤回风巷贯通，形成辅运大巷和回风大巷掘进通风、运输系统。第二节 施工方式一、施工方式采用打眼爆破的方式破岩。1打眼机具：采用煤电钻。2降尘方法：湿式打眼、水炮泥装药、装货前洒水、爆破前后冲洗巷帮。3.掘进采用普通钻爆法施工，采用煤电钻打眼。爆破

14、采用矿用号乳胶炸药，毫秒延期电雷管引爆，MFB-200型发爆器起爆。二、运输方式本工作面煤、矸分装分运，采用20装载机装煤，由无轨胶轮车直接运到地面。三、施工流程（一）、凿岩设备及工器具配备电煤钻打眼，配以手镐，铁锤，铁锹，风镐等。（二）、工艺流程安全检查打眼装药、联线爆破安全检查出煤 安全检查 打锚杆安全检查刷帮成巷。第三节 爆破作业 1、掏槽方式掏槽方式为楔形掏槽法，周边眼与设计轮廓距离为200mm。2、爆破器材MFB-200型隔爆电容式发爆器引爆。 3、使用煤矿乳化炸药，直径27mm，长200mm ，200mg /卷；1-5段煤矿许用毫秒延期电雷管（每段延期25ms）,最后一段延期时间不

15、得超过130ms。 4、装药结构全部炮眼统一采用正式连续柱状装药，装药是要小心将药卷从炮眼送到眼底，不得装错雷管短号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，以免炸药受潮。 5、起爆方式爆破网络采用串联法，一次装药必须一次全部起爆。炮眼布置三视图及说明书（见附图、附表）炮眼序号炮眼名称炮眼长度/米装药量角度/（）爆破顺序连线方式卷/眼合计/kg水平垂直14掏槽眼1.943.275串联58辅助眼1.821.65917周边眼1.823.6751822底眼1.82175合计499.8预期爆破效果序号名称单位数量1炮眼利用率%852每循环巷道进尺m1.73每循环爆破实体煤m315.34炸药消耗量kg/m

16、30.535每米炸药消耗量kg/m4.766每立方米雷管消耗量个/m31.027每米雷管消耗量个/m9.188每循环炮眼总长度m29.08第三节 管线敷设1采用打眼埋设螺栓固定电缆钩。2电缆分类吊挂平直、整齐，电缆钩每隔1.2m一个，电缆垂度不超过50mm。3风水管路接口严密，不得出现漏风、漏水现象。水管距迎头30m范围内使用高压胶管，30m外使用2寸铁管，要随迎头及时延长，以备迎头正常用水。4风筒逢环吊挂，距迎头不大于5m。5管路吊挂平直、牢固 ，并采取防腐措施。6迎头风、水带和电缆应盘放整齐。7管路采用管路挂钩吊挂整齐；挂钩必须长度一致，采用201000mm的左螺旋无纵筋等强锚杆配合锚固剂

17、固定在巷道帮部并水平成线，每两个管路挂钩吊挂间距不超过4m。管路距离底板应符合断面图要求，铺设要平直，管路吊钩应尽量托在管路的接头处，杜绝跑冒滴现象。8管线吊挂整齐，电缆按监测、通讯、信号、低压、高压顺序自上而下分档吊挂，垂度适当。电缆钩上下固定平直，高差不超过30mm。第四节 设备及工具配备设备及工具配备表序号设备、工具名称规格型号单位数量备注1煤电钻MZ1.5台2备用1台2开 关QC8380台13综 保KSGZ2.5/0.4台1备用2台4局 扇FBDNo6.3/222台2备用1台5铁 镐G10部6备用2部6无轨胶轮车WC15/150台107激光指向仪台2820铲车台19真空磁力启动器QBZ

18、-200/1140(660)台2第五章 生产系统第一节 通 风一、通风方式通风方式：采用压入式通风。二、风量计算1、按瓦斯绝对涌出量计算Q掘100qch4 Kch4 （m3/min）式中：Q掘1单个掘进工作面需要风量，m3/min；qch4掘进工作面回风流中瓦斯平均绝对涌出量，m3/min；Kch4掘进工作面瓦斯涌出量不均衡系数。100掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度不超过1所换算的常数。参照煤矿瓦斯等级鉴定瓦斯涌出量q掘0.3m3/min；K 掘进面瓦斯涌出不均衡通风系数，2.5。Q掘11000.32.575m3/min 2、 按掘进工作面同时作业人数计算 Q掘4N m3/min式中：N掘进工

19、作面人数；Q掘4N42080 m3/min 3、按炸药用量计算Q掘= 式中：Qpj炮掘工作面实际需风量，m3/s； Aj掘进面一次爆破所用的最大炸药量，9.8kg； b每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体 国家标准，取b0.1m3/kg； t通风时间，一般不少于20min，取25min； c爆破通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取 C0.02%； Q掘=196 m3/min3.3m3/s根据以上计算，掘进工作面实际需要风量取以上最大值196m3/min。2、风量验算：15 S Q掘240 S158.1 Q掘2408.1121.5 1961944m3/min经验算，工

20、作面风量取240m3/min符合要求。三、局部通风机的选型及安装地点（一）风筒选择选择直径为800胶质抗静电、阻燃的柔性风筒。（二）风机选择根据以上计算结果，选用功率为FBD6.3/222KW的对旋风机各二台，其中一台备用。(根据FBD6/215KW风机性能，其吸风量为380m3/min550 m3/min)，风机实行双风机、双电源自动切换装置。（三）安装地点局扇位置：设在3-3煤辅运大巷与主运大巷联巷口外10m处。局扇安装高度距底板不低于300mm。四、通风线路1、新鲜风流局扇风筒迎头。2、乏风流：施工迎头3-3煤回风大巷3-3-4-4回风斜巷4-4回风斜巷5-2煤回风大巷副斜井地面通风系统

21、示意图(见附图) 第二节 压 风在距掘进面30米处安装一趟风水管路，按照标准进行吊挂，并与3-3煤辅助运输大巷十字口压风管路相接，压风管路每100米设有支阀门，通过3寸钢管供到距工作面30m处，然后改用高压软管接到工作面用风地点。第三节 瓦斯防治1区队瓦斯检查员必须加强现场瓦斯检查，严禁空班漏检，弄虚作假，发现瓦斯超限，立即停止该施工地点作业。掘进工作面瓦斯浓度及二氧化碳检查次数每班至少检查三次，查瓦斯的间隔时间要均匀，间隔时间不能过大或过小。2掘进工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止工作；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁爆破。3瓦斯测定范围：距巷道顶帮底各为2

22、00mm的巷道空间内的风流。4掘进工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.0时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。5掘进工作面及其他巷道内，体积大于0.5m的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。6掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。7掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。8在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且局部通风机

23、及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。9停风区中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。10停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时，必须制订安全排瓦斯措施，报矿技术负责人批准。第四节 综合防尘一、防尘供水管路由3-3煤辅运大巷留设阀门采用3寸铁管引至距迎头30m左右。二、供水管路每隔50m应设有单独控制闸阀及软管，用于灭火及防尘。阀门必须随时能够正常使用，设置的水阀门严禁随意拆除，损坏的阀门必须及时更换。第五节 防灭火 该工程均采用煤电钻湿式打

24、眼，锚网支护，爆破前后洒水灭尘，定期冲洗巷帮。防火的重点是电缆、机械摩擦失火，当电缆着火或因机械摩擦失火时，应立即切断失火电缆或电器设备电源，使用供水管路上的洒水降尘三通进行灭火。 第六节 安全监控一、便携式甲烷检测报警仪(以下简称便携仪)的配备和使用1队长、安全员等管理人员下井时，必须携带便携仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象(报警点为0.8)必须进行处理。2当班跟班队长、班组长下井时，必须携带便携仪，并悬挂在距迎头3m的回风侧，报警时，停止工作并进行处理。3流动电钳工下井时，必须携带便携仪，在检修地点20m范围内检查甲烷浓度，仪器报警时不得通电或检修。二、甲烷传感器及甲

25、烷断电仪的配备和使用1掘进工作面瓦斯传感器设在非风筒侧距工作面5m，严禁悬挂在风筒头和风筒漏风处,报警点为0.8%、断电点为1.3%、复电点为0.8%，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。2掘进工作面回风甲烷传感器安设在掘进工作面距回风口1015米，报警点、断电点均为0.8%，复电点为0.8%；断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。3传感器要垂直悬挂,悬挂位置：距顶板（顶梁）不大于300mm，距巷道壁不小于200mm，巷道顶板坚固、无淋水地点。洒水时注意保护，严禁淋水。4为保证安全监控仪器设备正常运行。安全监控设备必须定期进行调试，校正。5井下安全监控设备发生故障时，必须及时

26、处理，在故障期间必须采用人工监测等安全措施，并填写故障登记表。6井下分站，传感器，声光报警器，断电器及电缆等安全监控设备，由施工单位队长、班组长负责保管和使用，如有损坏应及时向通风调度汇报。第八节 排 水巷道施工时，临时排水管路跟至距迎头20m后。工作面积水处设7.5KW电泵排水，采用2寸排水管路排至3-3煤辅运大巷主水仓确保巷道施工无水患。排水系统：工作面水电泵临时排水管路3-3煤主水仓第九节 运 输1、施工设备及材料用无轨胶轮车进行运输，装载机装煤，无轨胶轮车运至地面。2、运输路线：施工设备及材料：副斜井4-4煤辅运大巷4-4至3-3煤辅运斜巷3-3煤辅运大巷迎头煤：迎头3-3煤辅运大巷4

27、-4至3-3煤辅运斜巷4-4煤辅运大巷副斜井地面 第十节 照明、通信和信号工作面安装一部防爆电话可以直接与井下各作业地点、机电硐室、队值班室及矿调度室等处相互直接联系。第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织巷道掘进采用“两班”工作制(每班12小时)，多工序交叉平行作业组织生产。劳动组织图表：见附表。第二节 作业循环1、作业制度：采用两班工作制组织生产，为保证正规循环作业的完成，工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序与工序之间尽量做到交叉进行、平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。2、作业方式：采用炮掘掘进，用装载机装车，无轨胶轮车运输的方式。3、劳动组

28、织图表序 号工 种人 数早班中班1跟班队长112班长113安全员114打眼工335瓦检员116点钳工117铲车司机118支护工229胶轮车司机3310钻水工2211合计1717 第三节 主要技术经济指标主要技术经济指标表（见附表经济技术指标表序号项目单位数量 1巷道断面（净/掘）m28.12煤的硬度等级f343每循环眼数个154每循环进尺m1.75日进尺(1个面)m10.26月进尺(1个面)m2557平均月生产天数天258在册人数人349日出勤人数人3310出勤率%9711炸药消耗量kg/m31.612雷管消耗量个/m30.713每循环煤量m313.7714网片消耗量片/m115锚杆消耗量根/m216木托板消耗量块/m2第七章 安全技术措施 第一节一通三防一、通风及防瓦斯1局扇应加强管理，严禁无计划停风，严禁无风或微风作业。2迎头无风或风量不足瓦斯超限时，作业人员均应撤到进风巷的新鲜风流中。停风后恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有在停风区中瓦斯浓度不超过0.8%，局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。停风区中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。3采用抗静电、阻燃风筒。风筒逢环必挂，保证平直。风筒拐弯处