煤矿开采掘进工作面作业规程.docx
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煤矿开采掘进工作面作业规程
掘进工作面作业规程
目录
第一章概况
第一节概述
第二节编写依据
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
第二节煤（岩）层赋存特征
第三节地质构造
第四节水文地质
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
第二节矿压观测
第三节支护设计
第四节支护工艺
第四章施工工艺
第一节施工方法
第二节凿岩方式
第三节爆破作业
第四节装载与运输
第五节管线及轨道敷设
第六节设备及工具配备
第五章生产系统
第一节通风
第二节压风
第三节瓦斯防治
第四节综合防尘
第五节防灭火
第六节安全监控
第七节供电
第八节排水
第九节运输
第十节照明、通讯和信号
第六章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
第二节作业循环
第三节主要技术经济指标
第七章安全技术措施
第一节一通三防
第二节顶板
第三节爆破
第四节防治水
第五节机电
第六节运输
第七节其他
第八章避灾应急措施及避灾路线
附图：
第一章概况
第一节概述
本《作业规程》掘进的巷道为矿井第三区段开采巷道南北顺槽之间的煤门，用于+720m回采工作面的南北顺槽之间的联络。
服务+720m区段回采工作面等；全部为煤巷，长度为25m。
2009年3月开工，预计2009年月竣工，巷道服务年限为1年。
第二节编制依据
1、2004年11月批准的矿井90kt/a技改《初步设计》说明书（代可性行研究）。
2、2007年进行部分变更的《变更初步设计》说明书；
3、采煤方法设计和部分设计。
4、新疆地矿局第九地质大队提供的《生产地质报告》。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区情况
井上、下对照表
水平、采区
+720m采区
工作面名称
煤门掘进工作面
地面标高/m
+878m～+920m
井下标高
＋720m
地面的相对位置及主要建筑物、其他
工作面位于矿井保安煤柱东翼，直到东翼井田边界，工作面范围基本为山坡地带，井田保安煤柱边沿有原绞车房，但影响不大。
井下相对位置对掘进巷道的影响
东为井田保安煤柱；西为工业广场保安煤柱；南为煤层底板也为井田边界；北为45－1煤层底板，地面邻近工业工场。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
本掘进工作面为矿井主采煤层原生产井东翼采区，为未掘工作面，在今后掘进期间对本工作面无有任何影响。
第二节煤（岩）层赋存特征
矿井含煤地质为中侏罗统西山窑组（J2X）,为河流-湖泽相沉积,主采煤层为45-2,最小厚度为14.2m,最大厚度为28.8m,平均厚度为20.2m左右.煤层普遍沿走向由西向东有变薄的趋势,沿倾向上由浅入深,由厚变薄。
为北倾单斜构造,属结构简单煤层,倾角一般在76°-81°之间,含0-1层夹矸,从掘进巷道中观察煤层层理清晰,部分地段节理发育,煤层顶、底板均有3-5米的伪顶、底,主要为煤线,炭质泥岩和粉砂泥岩互层,顶板为泥岩、粉砂岩,底板为粉砂岩、泥质粉砂岩,属中等偏弱型顶板。
矿井处于CO2-N2带中,位于瓦斯逸散常区,正常生产期间检测结果回风量为CHamx=0.03%左右。
2008年瓦斯等级鉴定和二氧化碳涌出量报告批复，矿井相对瓦斯涌出量1.258m3/t绝对瓦斯0.059m3/min；相对二氧化碳涌出量3.1m3/t，绝对二氧化碳涌出量0.144m3/min,矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。
煤尘具有爆炸性,爆炸火焰大于400,需岩粉量45-85%。
煤层具有自燃发火性,自燃发火期一般为63天。
项目
单位
指标
备注
煤层厚度（最大－最小/平均）
m
14.2－28.8/20.2
煤层倾角（最大－最小）
（°）
76－81
煤层硬度f
1.5－2
煤层层理
发育程度
中等发育
煤层节理
发育程度
中等发育
自然发火期
d
63
瓦斯绝对涌出量
M3/min
0.21
煤尘爆炸指数
％
﹥10
煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
厚度/m
岩性
顶板
基本顶
细砂岩
10
为灰－灰黄、灰白色、砂状结构，中厚－厚层状、胶结物多为钙质。
直接顶
粉砂岩
2
灰色粉砂状结构，薄－中厚层状结构，钙泥质胶结，较松散。
伪顶
煤线、碳质泥岩和粉砂岩组成
0～5
煤线及黑色碳质泥岩互层，中间夹少量粉砂岩
底板
伪底
煤线、碳质泥岩和粉砂岩组成
0～3
煤线及黑色碳质泥岩互层，中间夹少量粉砂岩
直接底
泥质粉砂岩
1
灰色粉砂状结构，钙泥质胶结，较松散。
基本底
粉砂岩
8
灰色粉砂状结构，薄－中厚层状结构，钙泥质胶结，较松散。
第三节地质构造
本工作面在45－2煤层中，该煤层总体为一北倾的单斜构造，倾角在76°-81°之间。
从矿井整体开采程度和上水平掘进情况观测，预计在工作面掘进中无有其他构造存在。
第四节水文地质
本工作面煤层赋存形态简单，矿区无长年地表水，蒸发量大于降水量，矿床顶底板岩层含水层透水性差富水性弱，井田水文地质条件简单。
但在以往上水平东翼开采中曾受到火烧区水的威胁，煤质成火烤状，煤层裂隙增加，软化突水性增强；上水平采空区积水和烧变岩积水对掘进工作有一定的影响。
从上分层开拓观测预计最大涌水量在4m3/h,最小涌水量为1m3/h。
目前依据+730巷道开拓情况分析矿井水对掘进影响不大，在掘进过程收集上分层回采时期水量变化来指导下分层掘进工作，在巷道施工中煤层赋存状况发生变化存在疑点时，严格执行“有疑必探，先探后掘”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
+720m水平煤门位置在煤层工业广场保安煤柱中。
巷道掘进方向参见巷道布置图。
第二节支护形式
一、巷道断面选择
巷道断面为半圆拱，巷道起连接区段巷道运输、回风顺槽，该巷道承担矿井进风、行人和材料运输，巷道采用光面爆破，锚杆、刚带、菱形铁丝网加强支护；煤门巷道断面S掘＝6.2m2,S净＝5.6m2
二、支护参数设计
（一）巷道采用类比法选定支护参数
根据煤矿以前使用的经验，巷道永久支护方式采用锚网刚带支护，锚杆采用等强度圆钢国标锚杆，为φ16mm×1600mm的麻花锚杆；锚杆间、排距为800mm×800mm。
每根锚杆巷道顶部采用两卷树脂锚固剂锚固，巷帮采用一卷锚固剂；锚固剂采用MSK2350,网为12＃钢丝编制50mm×50mm方格网，网的规格长×宽为7000mm×1000mm，网要压茬连接，每边压边为10mm，每隔200mm有一个连接点。
当围岩稳定性较差时，锚杆间、排距缩小至600mm。
刚带为钢筋梯型,钢筋直径为8mm，钢筋梯间距约60mm×60mm。
它们的主要优点是省钢材，且有较大刚度。
但是，必须保证钢筋梯型钢带整体焊接质量，并在使用中确保锚杆托板能与钢筋梯密实。
巷道顶部锚杆的锚固力不小于70KN，扭力距不小于100N·m，巷帮锚杆的锚固力不小于40KN，扭力距不小于70N·m。
（二）采用计算法校核支护参数
1、巷道顶部锚杆按悬吊理论、巷道帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：
L≥L1+L2+L3
式中L——锚杆总长度，m;
L1——锚杆在巷道的外露长度（刚带厚度＋托板厚度＋螺母厚度＋0.02～0.05m,顶、帮全部取0.08m），m;
L2——有效长度，（顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c），m;
L3——锚杆锚入稳定岩层的深度（顶锚杆取0.6m，帮锚杆取0.5），m；
其中，普氏免压拱高：
b=[B/2+Hcos（45°+ω帮/2）]/f顶
式中B、H——巷道开拓宽度和高度，B=2.7m,H=2.6m;
f顶——巷道顶部煤岩石硬度系数，f顶取2
ω帮——两帮煤岩的内摩擦角，ω帮取70°（查表得）
b=[2700/2+2600×cos（45°+70°/2）]/2=900mm;
c=Hcos（45°+ω帮/2）=2600×cos（45°+70°/2）=451mm;
依据上述公式计算的出：
顶锚杆长L顶≥1580mm，帮锚杆长L帮1031≥1031mm.
经计算所选用锚杆长度均能满足计算要求。
2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆间、排距计算：
每根锚杆悬吊岩体重量G=rHa2，锚杆锚固力Q应承担G的重量。
为安全起见，再考虑安全系数k，取k=2。
kG＜Qa＜（Q/krH）1/2
所选用锚杆的锚固力Q≥70kN，计算得a＜1.09m。
因此，锚杆施工的间、排距参数满足计算要求。
支护材料消耗表（巷道/m）
材料名称
单位
数量
锚杆
根
9
托板
块
9
树脂锚固剂
卷
9
钢筋梯刚带
条
1
锚网
m2
7
三、锚网支护要求及质量验收标准
1、永久支护每次爆破前工作面不能超过0.8m,距离够支护条件时，必须进行支护，锚杆间、排距按照设计要求进行布置，锚杆锚固力和扭距力达到设计要求；
2、支护前对工作面超欠挖部分必须进行处理，安装锚杆时严格按照规程规定，找好中腰线；
3、锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净，不得有氧化皮物，保证锚固质量；煤体锚杆眼内必须清理干净，不得存有煤岩粉。
4、锚杆孔打好后，用锚杆将树脂药卷轻轻送入眼底，再用煤电钻进行搅拌，搅拌时间为15s±20s凝固后取下煤电钻，等其他孔全部安装完后约15min左右，挂网，按照顺序上托板和螺丝。
要求网、钢带托板与煤岩面密贴，不能实现时必须进行修整。
超挖300mm以上时必须重新补打重新安装。
5、锚杆安装要求和巷道壁面基本垂直，略有一定的迎山角，按照巷道的轮廓线布置，锚杆必须带帽螺丝拧紧，落实外露不超过10～20mm。
6、锚杆锚固力必须达到7t左右，最少不得少于5t，不合格锚杆必须重新补打；拧紧锚杆螺母必须使用力拒扳手，拧紧力拒不小于100N·m。
锚网沿巷道周长铺设。
施工质量标准
检查项目
质量要求及允许误差/mm
合格
优良
保证
项目
1、锚杆、刚带等材料的材质规格、品种结构、强度
符合设计要求。
作业规程及规范规定
2、锚固剂的材质、配比、规格、强度
符合设计要求。
作业规程及规范规定
基
本
项
目
1、巷道净宽
－50～＋200
-30～＋200
2、巷道净高
－50～＋200
-10～＋200
3、锚固力（锚杆）
最低不小于设计值的90%
最低值符合设计值
4、锚杆施工质量
安装牢固、托板紧贴煤壁无松动
完全符合设计标准
5、铺网质量
符合作业规程规定
允
许
偏
差
项
目
检查项目
允许误差
1、锚杆间、排距/mm
－60～＋60
2、锚杆孔深/mm
0～＋50
3、锚杆角度/（°）
符合设计要求，≥75
4、锚杆外露长度/mm
露出螺扣10～30
5、刚带排距/mm
-40～＋40
第四章施工工艺
第一节施工方法及凿岩方式
采用全断面一次成巷炮掘方法，掘进与支护顺序作业,煤门斜交煤层走向掘进（具体方向详见巷道布置图），铺设轨道为永久轨道，规距为600mm，轨枕为200mm×250mm×1200mm,轨枕间距为中对中1000mm，轨道中心按设计以巷道中心向非行人侧偏移200mm。
施工顺序
1、掘进采用煤电钻钻眼爆破，先掏槽后刷帮、压顶、抬底的作业方式全断面分组起爆。
2、爆破作业原则上按照爆破图表中的炮眼位置、数量及其他参数执行，当现场实际有变化时，可由爆破员与现场带班领导根据现场实际情况适当调整，以保证有较好的爆破效果。
3、工作面配备两台MZ15煤电钻（一台工作一台备用），1.5m麻花钻杆两根；锚杆专用钻杆两根。
另配备一台锚杆机。
4、工艺流程：
交接班→安全检查→放中腰线→打掏槽眼→装药连线爆破→通风→安全检查→出煤→打帮、顶眼→装药连线爆破→通风→安全检查→出煤→打底眼→装药连线爆破→通风→安全检查→出煤→放中腰线→刷顶帮打锚杆挂网支护
第二节爆破作业
一、爆破条件
炮眼数目和装药量的确定：
根据
公式可算出一次爆破所需的总炸药量：
Q=q×S×L×n（kg）
式中q—单位炸药消耗量，kg/m3q取1.2；
S—巷道断面积，m2,煤门断面为6.2;
L—炮眼深度，m，眼深为1.5;
n—炮眼利用率，取0.85;
利用
公式可算出循环所需炮眼数目N=q×S×m×n/x×p（个）
式中N—炮眼数目，个；
q—单位炸药消耗量，kg/m3q取1.2；
S—巷道断面积，m2,煤门断面为6.2
m—每个药卷的长度，m，取0.2;
n—炮眼利用率，取0.85;
X—炮眼装药系数，一般为0.5～0.7,取0.7；
P—每个药卷重量，kg取0.15；
经计算煤门一个循环所需炸药9.0kg；煤门炮眼个数为12个,考虑到巷道要求光面爆破、为了保证巷道成型规整、确定按照16炮眼布置。
爆破条件表
爆破条件及指标
煤门
备注
巷道掘进断面/m2
6.2
每班为一个循环
掏槽方式
锲形掏槽
打眼深度/m
1.5
炮眼个数/个
14
炸药额定消耗量/（kg.m-1）
6.43
每循环炸药消耗量/kg
9.0
每循环雷管消耗量/发
14
循环进尺/m
1.5
每循环煤岩实体/m3
8.7
煤硬度系数/f
1～2
炸药种类
煤矿安全许用2号硝铵膨化炸药
雷管
瞬发电雷管
炮眼利用率/％
85
瓦斯情况/（m2/min）
0.21
二、爆破说明书：
煤门爆破说明书
炮眼
名称
炮眼编号
眼深
/m
眼距/m
抵抗线/m
装药量
角度/（°）
爆破顺序
连线方式
眼数
/个
眼装药量/卷
总装药量/卷
总装质量/kg
水平
竖直
左
右
仰
零
俯
掏槽眼
1-5
1.5
0.7
0.4
4
5
20
3
75
75
75
75
Ⅰ
串联
帮眼
11-14
1.4
0.76
0.2
2
4
8
1.2
90
90
Ⅱ
顶眼
6-10
1.4
1
0.2
4
4
16
2.4
90
90
Ⅲ
底眼
15-18
1.4
0.76
0.2
4
4
16
2.4
90
90
合计
14
60
9
第三节装载与运输
一、设备配备
工作面配备使用SGB-22型刮板输送机。
运料为人工运输。
二、运输方式和要求
工作面的煤由人工攉煤至刮板输送机上，运入+720m水平溜煤眼，在＋600m煤仓运输巷人工装入矿车，运入井底车场后通过提升系统运至地面。
材料从地面装入混合提升立井罐笼运至井底车场，人工卸载后搬运至运输大巷材料车，人工推车至轨道上山下部车场，通过绞车提升至+720水平后，人工运至工作面。
第四节管线敷设
1、维修洒水管路悬挂在巷道底板以上1m；设三通、胶管紧跟工作面，满足洒水要求。
2、煤门后期铺设轨道；在现施工过程中全部使用刮板机，各种电缆布置在巷道一帮，悬挂高度不低于1.6m，通信、信号电缆铺设在动力电缆上方，间隔不小于0.2m，使用专用电缆钩悬挂，每隔1.2m使用一个，永久布置在运输巷。
3、风筒悬挂在巷道顶部，吊挂要平整，不影响行人和运输，风筒出风口到工作面的距离最大不超5m。
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式
掘进工作面采用压入式通风，工作面选一台局扇供风，由于我矿为低瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量为0.059m3/min，因此风机直接安装在工作面进风巷道，避免风机产生循环风。
二、工作面风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q瓦掘×K掘通（m3/min）
q掘---瓦斯绝对涌出量（m3/min）矿井涌出量为0.059m3/min
K掘---掘进工作面的通风系数取1.8
Q掘=100×q掘×K掘通=100×0.21×1.8=10.6（m3/min）
2、按工作面同时爆破的炸药量计算
Q掘=25A
25---每Kg炸药量爆炸后所需风量（m3/min。
kg）
A---掘进工作面一次爆破的炸药量（kg）取4.8kg
Q掘=25A=25×4.8=120（m3/min）
3、按工作面同时工作人数计算工作面人数取8人包括其他人员
Q掘=4×N=4×8=32（m3/min）
4、按局扇的实际吸入量计算
Q掘=Q局吸×Ii（m3/min）
Q局吸---掘进工作面局扇实际吸入风量（m3/min）在此取120m3/min，YBT隔爆式局部扇风机额定风量一般90—180m3/min
Ii---为i个工作面使的局扇台数
则:
Q掘=Q局吸×Ii=120×1=120（m3/min）
根据上式计算掘进工作面实际需风量为120m3/min
5、掘进工作面风量风速验算
15×S掘≤Q掘max≤240×S掘
掘进工作面断面分别为6.2m2实际需用风量120m3/min，验算出巷道风速。
V速＝Q/S×60
V速--巷道风速m/s
Q—巷道风量m3/min
S—巷道断积m2
经计算回风顺槽风速为0.30m/s，根据《煤矿安全规程》中第一百零一条规定：
掘进中的煤和半煤岩巷最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s；因此均符合《煤矿安全规程》规定。
三、风机选型：
经过以上计算，选择风机为：
YBT—5.5型局部扇风机。
第二节一通三防
一、压风
区段工作面开采巷道全部完工后，按照矿井压风管路设计要求敷设压风管路系统。
二、综合防尘
1、掘进工作面水源由矿井洒水管路向工作面延伸，管路为1寸钢管供给，用橡胶管路给工作面供水。
2、胶管紧跟工作面，满足洒水需要。
3、各运输转载点和装载点设三通进行喷雾洒水；
4、爆破前工作面20m范围内必须进行洒水灭尘，并对巷道四周进行冲洗，爆破后出煤前对煤（矸）洒水消尘，坚持使用水炮泥。
5、个人防护必须坚持配带防尘口罩。
三、防灭火
1、掘进工作面的电器设备实现“三无”，杜绝“失爆”。
在运输机机头机尾前后使用不燃性材料进行支护，机头机尾的浮煤要及时进行清理；配备一定数量的灭火器。
2、遇火灾时，应视火灾性质、灾区通风、瓦斯情况综合分析，立即采取措施进行直接灭火，控制火情；电气火灾，应先断电源，在未断电源以前只能用不导电的灭火器材进行灭火。
3、在灭火过程中由跟班领导统一指挥，安全、瓦检员必须在事故现场检测有害气体、风向、风量的变化，采取措施防止人员中毒，同时报告矿调度室，如果火势无法控制，所有人员戴上自救器，迅速撤离，灭火人员必须听从安全员的统一指挥。
四、安全监控
1、局部通风机实行专人负责管理，供电实行“三专”，“两闭锁”。
2、利用矿井安全监控系统，掘进工作面5m范围内设置一个瓦斯探头，报警浓度设为1.0%，断电浓度设为1.5%。
3、安全监控系统的安装、使用和维护严格按照《煤矿安全规程》第一百六十一和第一百六十二条款执行。
第三节供电
掘进工作面供电从+730m水平配电点引出。
工作面电力负荷
设备名称
规格型号
设备数量
负荷
刮板输送机
1
7.5kw
煤电钻
MZ15
2
2×1.5kw
局部通风机
YBT—51
1
5.5kw
合计
16kw
供电系统图（见附图）
第四节工作面排水
通过矿井+740水平采掘水文地质条件分析探明，工作面无水，如遇水从巷道经运输巷自流。
第五节运输
掘进工作面工程煤由刮板输送机直接运运输巷，然后通过溜煤小眼自溜到集中煤仓，在＋600m运输巷装入矿车，推至井底车场，通过提升系统运至地面。
材料运输从地面人工运至混合提升立井装入罐笼，下放至井底车场，装入材料车人工推车通过矿井运输大巷运送至轨道上山下部车场，经轨道上山提至+720m水平，人工搬运至工作面。
第六节照明、信号和通讯
巷道掘进过程中全部使用矿灯照明；刮板运机机头和机尾之间安装声光信号联系，工作面附近安装通讯电话一部。
第六章劳动组织、主要技术经济指标
第一节劳动组织
一、作业方式
以“三八”作业制实施正规循环，每班为一个循环，每循环完成1.5m成巷。
考虑掘进工作的实际情况，调整给予一定时间用于设备维检。
二、劳动组织
劳动组织定员见下表，在实际工作中既要分工负责，又要相互配合，共同完成安全生产任务。
劳动组织表
班次
工种
小班人员
三班人员
备注
跟班领导
1
3
瓦斯检员
1
3
专职
安全员
1
3
专职
放炮员
1
3
专职
打眼工
2
6
运输工
3
9
+720m水平
合计
9
27
第二节正规循环图表
班次
时
间
工序
早班
min
1
2
3
4
5
6
7
8
1
准备
30
2
打眼
60
3
放炮
15
4
通风
20
5
装渣
60
6
打眼
60
7
放炮
15
8
通风
20
9
装渣
60
10
永久支护
100
11
运料
120
12
检查工作面
20
13
交接班
20
第三节主要技术经济指标
序号
项目
单位
指标
备注
1
掘进断面
m2
6.2
2
循环进度
m
1.5
3
循环炮眼数
个
18
4
在册人数
人
35
不包括其他铺助人员
5
每班循环数
个
1
6
炸药消耗
Kg/m
6.6
7
雷管消耗
发/m
10
8
每循环煤岩实体
m3
8.9
9
锚杆
10
锚固剂
11
铁丝网
12
效率
m/工
0.25
工作面
13
出勤率
％
90
第七章安全技术措施
第一节一通三防
1掘进工作面必须保证安全有效的通风系统，风筒掉挂平直整齐，所有人员都必须爱护通风设施。
2、工作面停风，所有人员都要撤到全负压进风风流处，并在盲巷道口设栅栏、警戒。
恢复通风时，要执行有关瓦斯排放规定。
3、瓦检员除正常检查掘进工作面瓦斯外，每班都要巡回检查巷道内局部地点的瓦斯情况。
巷道高冒部位应采取有效的防止瓦斯积聚措施，发现巷
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