+401m北运输大巷作业规程.docx
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+401m北运输大巷作业规程
广安鑫福煤业有限公司
统一编号LSC【2012】10号
邻水煤矿
+401m北运输大巷掘进工作面
作
业
规
程
批准日期：
二0一二年八月五日
会 审 意 见
一、存在的主要问题：
二、处理意见：
掘进工作面作业规程会审单位及人员签字
部门
签字
日期
编制
生技科
通防队
调度室
安监科
施工队
机电副矿长
生产副矿长
安全副矿长
技术负责人
矿长
汇审意见：
目录
第一章概况…………………………………………………6
第一节编制依据……………………………………………6
第二节巷道布置……………………………………………6
第二章地面位置及地质情况………………………………7
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况………………7
第二节煤（岩）层赋存特征………………………………7
第三节地质构造……………………………………………8
第四节水文地质……………………………………………8
第三章巷道断面及支护……………………………………8
第一节巷道形状及断面尺寸………………………………8
第二节支护设计……………………………………………9
第三节轨道及道床………………………………………10
第四节巷道排水沟………………………………………10
第五节矿压观测…………………………………………10
第四章施工工艺…………………………………………11
第一节施工顺序…………………………………………11
第二节爆破作业…………………………………………11
第五章生产系统…………………………………………15
第一节通风………………………………………………15
第二节压风系统…………………………………………17
第三节综合防尘…………………………………………18
第四节防灭火……………………………………………18
第五节安全监控…………………………………………18
第六节供电………………………………………………18
第七节排水………………………………………………22
第八节运输系统…………………………………………22
第九节通讯………………………………………………22
第十节防治水设计………………………………………22
第六章劳动组织及主要经济技术指标……………………24
第一节劳动组织……………………………………………24
第二节循环作业……………………………………………25
第三节主要经济技术指标表………………………………23
第七章主要安全技术措施…………………………………25
第一节施工准备……………………………………………25
第二节一通三防……………………………………………26
第三节顶板…………………………………………………28
第四节裸巷管理……………………………………………28
第五节防治水………………………………………………29
第六节机电…………………………………………………29
第七节运输…………………………………………………30
第八节爆破管理……………………………………………30
第九节其它…………………………………………………32
第八章避灾路线……………………………………………32
第九章有关图纸……………………………………………32
第一章概况
第一节编制依据
一、审批的工程设计及批准时间
审批的工程设计为《+401m北运输大巷设计施工图》，批准时间2009年6月1日。
二、地质说明书
136地质队提供《祥终地质报告》及采区设计地质报告。
三、相关的技术规范
本作业规程根据《煤矿安全规程》、《职工岗位技术操作规程》《广安鑫福煤业有限公司掘进工作面作业规程编制规范》等技术规范进行编制。
四、矿压及瓦斯相关资料
瓦斯相关资料见2010年度广安市煤炭建材技术服务中心瓦斯等级鉴定结果，相对瓦斯涌出量23.4m3/t，绝对瓦斯涌出量2.54m3/min。
根据邻近+550m北五采区巷道掘进揭露显示，巷道围岩较稳定，但受F20大断层影响，在掘进时可能遇到次生小断层，局部破碎，对掘进无大的影响。
第二节巷道布置
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为：
+401m北运输大巷，本工作面布置在K1煤层底板茅口灰岩中，距离煤层120m，断面：
净宽3.2m，净高3.0m，毛断面10.2m2，净断面9.5m2。
（详见巷道断面图）
二、巷道用途、设计长度、工程量、坡度、及服务年限
该巷道掘进主要目的是为满足+401m北首采区瓦斯穿层抽采，材料运输、进风、行人、排水，工程量10500m3。
其巷道走向S2150，N300～35°E,巷道坡度3‰。
服务年限：
约15年。
服务年限：
北翼采区回采结束，约10年。
附图：
平面布置示意图
三、预计开竣工时间
本掘进工作面预计自2012年8月份开工，预计2013年5月份竣工。
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
地面相对位置及邻近采区开采情况见下表：
附表1井上下对照关系情况表
水平、采区
+401m水平北首采区
工程名称
+401m北运输巷
地面标高（m）
+800～＋900m
井下标高（m）
+401m
地面相对位置及其它
位于大弯口至老龙洞一带，地面高低起伏，工作面对应地面无建筑、冲沟及相关水体。
地面主要为山区，巷道掘进对地面无影响
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
北首采区上部为+550m水平已开采，对+401m水平掘进无影响。
第二节 煤（岩）层赋存特征
巷道布置在龙潭组，巷道岩性为底部板茅口灰岩中，距K1煤层约为120米左右，岩石坚硬系数为f=8-12，茅口灰岩厚层状180米以上，较为稳定，不易垮落。
附表2煤层特征情况表
指标
参数
备注
煤层厚度（m）
1.5～3.7
+401m钻探揭露
煤层倾角（°）
57
岩层硬度f
8－12
岩层层理（发育程度）
较发育
岩层节理（发育程度）
发育
自然发火期（d）
易自燃
3～6个月
绝对瓦斯涌出量（m3/min）
2.54
广安市煤炭建材技术服务中心提供
煤尘爆炸指数%
24%
详终报告提供
地温（℃）
20
属地温正常区
围岩类型
Ⅳ
表3煤层顶底板情况
顶底板名称
厚度（米）
岩性
顶板
老顶
0.99～3.8
硅质灰岩
直接顶
2.47～12.9
砂质泥岩、菱铁矿
伪顶
0.1～0.5
粘土页岩
底板
直接底
12
黑色砂质页岩，铝土岩、细砂岩
老底
180
石灰岩
附图：
煤岩层综合柱状图
第三节 地质构造
该区域为单斜构造，根据6～2号勘探线钻孔揭露的地质资料及掘进地质说明书显示，巷道施工经过区域地质条件比较简单。
主要受F20大断层影响，因此，在掘进过程中，有可能出现次生小断层、隐形断层。
故在掘进时必须探明地质构造及变化情况，特别要注意伴生的小断层将会破坏本区煤、岩层,造成煤、岩层破碎，必要时采取针对性措施。
第四节 水文地质
一、基本情况
K1煤层底板为茅口灰岩、顶板为长兴灰岩都属含水层，加之受F20走向逆断层影响，岩石局部破碎，裂隙水、岩溶水发育、上部采空区积水等影响该采区水文地质复杂，在施工过程中，掘进作业必须严格按新防治水规定执行，坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘”的探放水原则进行掘进，探防水措施见后面详细介绍。
二、预计涌水量
根据上部北五采区煤（岩）巷掘进工作面涌水情况进行分析，预计该掘进面局部有裂隙水断层水渗透，涌水量为20m3/h。
第三章 巷道断面及支护
第一节 巷道形状及断面尺寸
1．巷道形状
根据地质资料，巷道均布置在茅口灰岩内，围岩条件较好，根据经济适应用原则，该巷设计为三心拱断面。
2．断面尺寸
掘进断面为S掘＝10.2m2，净断面为S净＝9.5m2。
附图：
、断面图
第二节 支护设计
一、支护方式
根据我矿历年的经验，确定采用裸体支护形式，即利用围岩自身的强度对巷道空间进行支护，不采用其它支护方式。
二、设计方法
1．根据目前掌握的地质资料，结合我矿已施工区域巷道的经验数据，采用工程类比法进行该面支护设计。
2．类比工程的选择与比较
根据+401m北运输大巷北巷道布置于茅口灰岩中，采用裸体支护，目前该巷已服务20年以上，本次掘进施工的巷道与上述两巷道的地质情况完全相同，均布置于同一岩层，岩性接近，该巷支护设计类比对象是科学的、合理的。
三、质量标准与检验
表4质量标准检验表
项目
设计尺寸（mm）
合格（mm）
优良（mm）
巷道净宽（mm）
中左（1600）
0-+150
0-+100
中右（1600）
0-+150
0-+100
巷道净高（mm）
腰线上（1900）
0-+150
0-+100
腰线下（1100）
0-+150
0-+100
四、特殊地段的施工措施
当巷道穿软岩段、破碎带巷道采用锚网喷浆联合支护或砌碹支护，施工措施另行编制。
第三节 轨道及道床
+401m北运输大巷布置在底板茅口灰岩，巷道断面为三心拱，风、水管设于排水沟侧，托架间距2500mm，距巷道底高500mm；瓦斯管道挂钩眼设于水沟面另一侧，眼距为2500mm，高度距轨面1800mm；电缆眼孔设于排水沟侧，间距2500mm，距巷道底高1800mm；巷道钢轨铺设15kg/m，采用1200mm×140mm×140mm木料做轨枕（每700mm一根），钢轨接头用道夹板连接。
接头高差小于2mm；不平错差小于2mm；间隙小于3mm；两轨高差小于5mm，两轨间距±分别为10mm;对道床应经常清理，应无杂物、无积水。
巷道内严禁使用非标准道岔。
钢轨型号及标准道床（见参数表）
表5轨道及道床参数表（单位：
mm）
轨道
型号
轨距
轨道与巷道
中心线距
道床高度
道碴
厚度
碴面至
轨面间距
枕木间距
道碴粒度
15kg/m
600
300
180
100
150
700
30
第四节 巷道排水沟
巷道水沟为矩形，宽800mm，，深600mm，误差不超过设计值±30mm。
表6排水沟相关技术参数（单位：
m2、mm）
水沟排水量
掘进面积
宽
深度
浇筑
96m3/h
0.48
800
600
100
为及时了解和掌握该区域掘进工作面施工后巷道变化情况，在掘进巷道内每天应检查一片，由专业技术人员定期收集数据进行分析和整理。
另外，由施工队各班负责人负责当班岩性情况观测，发现特殊情况，及时上报队或生技科，以便进行数据统计和分析。
第四章 施工工艺
第一节施工顺序
1.掘进方式与运输方式
巷道掘进严格按中腰线施工、钻眼爆破法掘进。
掘进时的矸石采用P-30B型耙斗装岩机装岩，由+401m架线机车运出地面。
2．掘进机具
YT7655型气腿式风钻，1～5段毫秒电雷管，二级煤矿安全许用炸药，FDA150型智能放炮器启爆。
3．工艺流程
正常时：
安全检查→清找悬矸→打眼→装药连线→停电撤人→站岗警戒→启爆→炮后间隙30分钟待炮烟吹散后检查工作面瓦斯浓度→安全检查→清找悬矸→转碛头装矸→运输→文明生产。
第二节爆破作业
一、爆破参数的确定
1．单位岩体炸药消耗量（kg/m3）和单位岩体雷管消耗量（发/m3）
根据井巷掘进材料消耗定额，该巷道地质说明书岩石硬度等级f=8～12，断面积S掘=10.2m2，故单位岩体炸药消耗量取2.64kg/m3。
2．炮眼直径
由于我矿使用炸药直径为32mm，为便于装药，故炮眼直径取42mm。
3．炮眼深度
由于本工程属平巷施工，人工打眼，为了更好的打好周边眼，保证施工质量，决定采用光面爆破循环作业。
预计炮眼利用率为80%，根据月计划要求，每循环进尺达到1.0m，故炮眼深度为1.2m，现场应用的YT7655型气腿式凿岩机能满足此要求。
4．炮眼数目确定
1）确定循环炸药消耗量
Q=qSLη=2.64×10.2×1.2×0.8=26（kg）
2）炮眼数目：
已知药卷直径为32mm的煤矿安全许用二级炸药，m=0.2m；p=0.2kg。
取
=0.5，得：
N=
=40.08≈40（个）
5．炮眼布置
1）掏槽眼
采用楔形掏槽，槽眼对称巷道中线并偏下布置，取槽眼排距为0.5m，槽眼与工作面水平夹角为72度，故槽眼深度为1.4m,对槽眼眼口间距为1.1m，眼深1.4m共6个。
2）周边眼
根据质量管理要求，保证巷道成形效果，顶、帮眼应适当加密，共布置炮眼17个，间距380mm，底眼布置6个，间距600mm,水沟眼一个,每个眼深1.2m，总计23个。
3）辅助眼
根据已确定好的槽眼、周边眼之间的间距，均匀地布置辅助眼，以求扩大掏槽，获得更好的爆破条件。
共布置11个辅助眼，间距为500mm，眼深1.3m。
通过炮眼布置，得炮眼总数为40个。
6．各炮眼装药量分配
1）掏槽眼：
为了取得较好的效果，槽眼装药系数比其余炮眼多取，故α=0.5。
每眼装药卷数＝1.4×0.5÷0.2＝4卷
槽眼装药量=6×4×0.2=4.8（kg）
2）辅助眼：
α=0.5
每眼装药卷数＝1.3×0.5÷0.2＝3卷
辅助眼装药量=9×3×0.2=5.4（kg）
3）周边眼：
炸药余量为15.8kg,故
每眼装药卷数＝15.8/25/0.2＝3.1卷
周边眼装药量=17×3.1×0.2=10.6（kg）
底眼装药量＝6×3.1×0.2＝3.9（kg）
水沟眼装药量=2×3.1×0.2=1.3（kg）
总炸药量为：
4.8+5.4+10.6+3.9+1.3=26（kg）
通过计算，单位岩体雷管消耗量为:
3.59发/m3；单位岩体炸药消耗量为2.64kg/m3。
二、爆破说明书
巷道掘进采用正向装药，大串联分次启爆方式进行启爆，炮眼布置图及爆破说明书详见附图：
炮眼布置及爆破参数图表
炮眼名称
槽炮眼
辅助炮
周边炮
底炮
水沟炮
炮眼编号
1～6
7～15
16～32
33～38
39～40
眼深（m）
1.4m
1.3m
1.2m
1.2m
1.4m
眼距（m）
1.1m
0.50mm
0.38m
0.60m
0.3m
抵抗线（m）
200mm
封泥长度（m）
0.5m
0.5m
0.5m
0.5m
0.5m
水炮泥数（个/眼）
2
2
1
1
1
炮眼角
度（°）
水
平
左
72
45
10
右
72
45
10
竖
直
仰
10
零
俯
10
10
装药量
眼数（个）
6
9
17
6
2
眼装药量（kg）
0.8
0.6
0.62
0.62
0.62
总装药量（kg）
4.8
5.4
10.6
3.9
1.3
雷管段数
Ⅰ
Ⅱ
Ⅲ
Ⅳ
Ⅴ
雷管数量
6
9
17
6
2
爆破顺序
一次
二次
三次
联线方式
大串联，一次爆破
表7爆破参数图
四、警戒设置及撤人范围
1、放炮执行地点设于距爆炮地点不少于200m位置放炮，并悬挂放炮警示牌。
2、每次放炮前，由当班班长负责组织人员撤出工作面的所有作业人员到放炮执行地点，并站岗。
3、放炮后至少30分钟待炮烟排除后，由当班班长亲自撤岗。
附图：
放炮警戒示意图。
第五章 生产系统
第一节通风设计
一、通风方式及风量计算
（一）通风方式
通风方式采用压入式通风。
（二）风量计算
①单头掘进按同时工作最多人数计算
Ｑ掘＝4N=4m3/min·人×10人=40m3/min
N:
工作面同时最多人数，N取10人。
②按局部通风机出风量计算：
Ｑ掘=（0.465/T）×（ABS2L2/P2C）1/3=0.0155×[（26×40×10.22×5002）÷（1.52×0.02）]1/3=131m3/min
上式中，A：
一次启爆炸药量，为26kg；
S：
巷道毛断面，为10.2m2;
L：
通风长度，按500m计算；
P：
风筒进出风量比，取1.5。
t:
通风时间，取30分钟
C:
一氧化碳浓度的允许值，%，取=0.02％
B:
每千克炸药产生的CO当量，岩巷爆破取40L/kg.
③按瓦斯涌出量计算：
Q=100PK
=100×0.13×2
=26m3/min
Q：
掘进工作面实际需风量。
m3/min
100：
单位瓦斯涌出量配风量。
P：
掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，取0.13m3/min。
K：
瓦斯涌出不均匀的备用系数，取2。
④按工作面炸药使用量计算：
Q=25A=25×26=650m3/min
经计算碛头一次起爆所需风量过大，只能采用延长排烟时间的方法计算鉴于规定时间全断面一次起爆必须大于80min，则：
Q=30/80×25×26=196.8m3/min
⑤按局部通风机的实际吸入风量计算：
Ｑ掘＝Q局I.kf＝200×1×1.34
=268m3/min
上式中，Q局：
拟选掘进局部通风机的额定风量，为200m3/min；
I：
掘进工作面同时运转的局部通风机台数，
Kf:
防止局部通风机吸入循环风的风量备用系数。
（三）工作面需风量风速验算
根据上述计算，工作面所需风量为：
Ｑ掘＝268m3/min
按风速验算:
最大风量验算：
60×0.15×S≦Ｑ掘≦60×4×S
54.9≦268≦1464
最小风量验算：
60×0.15×8.2≦268
73.8≦268=0.15≦0.544
此风速高于《煤矿安全规程》规定的最低风速0.15m/s，低于规定的最高风速4m/s，符合《规程》要求。
二、局部通风机选型验算及安装位置:
（一）局部通风机选型及巷道实际风速验算
根据风量计算,选择FBD-5（2×5.5）型局部通风机一台,使用Φ500mm阻燃、抗静电胶质风筒。
根据经验，该局部通风机的实际吸入风量一般为200m3/min左右。
巷道实际风速验算：
200÷10.2÷60=0.32m/s
此风速高于《煤矿安全规程》规定的最低风速0.15m/s，低于规定的最高风速4m/s，符合《规程》要求。
因此，选择该局部通风机供风是合理的。
（二）局部通风机安装位置:
局部通风机安设于轨道上山下车场外10m进风位置，局部通风机并垫高0.3m以上。
（详见附图通风系统示意图）。
（三）风筒口距碛头的距离
风筒口距碛头的最大距离不超过5m，风筒挂钩眼位于巷道左侧，间距2.5m，高度为1.8m。
㈣根据局部通风机型号FBD-5（2×5.5）需风量216m3/min，所以对该工作面配风220～230m3/min。
㈤局部通风机必须设置三专两闭锁、双风机、双电源，自动切换，自动分风，保证灵活可靠。
㈥局部通风机必须装有选择性漏电保护装置。
㈦通风设施及防尘、隔爆、监控必须按规定安装及悬挂。
第二节压风系统
+401m北运输大巷移动式单螺杆压风机供风。
掘进时采用YT7655型气腿式凿岩机，工作压力为0.5MPa,耗气量为3.6m3/min。
掘进中使用气腿式凿岩机2把单螺杆压风机MLGF-10/7移动式螺杆空气压缩机一台，额定流量10m3/min，额定压力0.8MPa，掘进供气管路选用Ф108mm无缝钢管，最长距离为1500米，其压力损失为：
Δpi=（10-11L/iQi1.85/di5）×0.1MPa
=（10-11×320×3.61.85/0.055）×0.1MPa
=0.011MPa
故空压机出口最小压力为：
Pmin＝phg＋∑Δp＋0.01
＝0.5＋0.011＋0.01＝0.521MPa
而空压机的额定排气压力P＝0.8MPa大于0.521MPa，故满足要求。
压风系统：
+401m空压机硐室→工作面。
附图：
风、水管布置示意图
第三节综合防尘
掘进坚持湿式打眼、放炮使用水炮泥、冲洗巷帮、装岩前进行洒水防尘等综合防尘措施;在南八运输大巷安设一道防尘水幕、200m处安设一组隔爆水袋，装水容量不少于1440L,在耙装机前方位置设一喷头，保持正常使用。
防尘管路系统：
北五采区水池→+550m北运输巷→+401m～+550m轨道上山→工作面。
其主要管路采用无风钢管∮50mm，支管用镀锌管∮15mm。
附图：
防尘系统布置示意图
第四节防灭火
矿井防尘管路系统兼作防灭火水源，同时在+401m中央变电所设置应急避险硐室设干粉灭火器材。
防灭火管路系统：
北五采区水池→+550m北运输巷→+401m～+550m轨道上山→工作面。
第五节安全监控
一、在掘进工作面及其回风流中安装甲烷传感器，对掘进工作面瓦斯进行监控。
安装位置分别设在距碛头5米和工作面回风距回风（10～15m）汇合处，探头安装于距巷道顶300mm，帮200mm。
二、断、复电瓦浓度及断电范围：
（一）断电值：
T1≥1.5%T2≥1.0%CH4
（二）断电范围：
本掘进巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备。
（三）复电值：
T1、T2＜1.0%CH4
（四）报警值：
T1、T2≥1.0%CH4
三、监控设施管理措施
（一）瓦斯传感器只能悬挂在顶板完好，无悬矸、无淋水等安全隐患的位置，防止冒顶或其它原因损坏传感器。
（二）甲烷传感器只有监控人员有权标校，每七天用标准气样进行一次校定，日常若有故障，应做到随时进行处理。
（三）巷道或回风流中所有非本质安全型设备必须与传感器实现“瓦斯电闭锁”，并由通防科安设，严禁将瓦斯电闭锁私自甩开不用。
（四）洒水灭尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以免造成设备损坏或导致仪器精度超差。
附图：
监控系统示意图
第六节供电
所有电气设备电源均来自+410m中央变电所。
一、供电设计原始资料
掘进长度500米，其掘进采用P-30B型耙斗装岩机装岩。
二、供电方式的确定
在+401m中央变电所安装一台KSGB－315／6干式变压器，供+410m所有掘进工作面的动力电。
局部通风采用专用电源，在+401m变电所临时安装的一台KSGB－200／6干式变压器，对整个采区局部通风设备供电。
所有设备采用干线式供电。
碛头和回风设有瓦斯传感器、局扇设有开停传感器，通过+401m变电所外的KDF-3中分站的交叉断电功能同时对该掘进碛头执行风电、瓦斯电闭锁功能。
根据掘进面设备配备情况见下表，确定其供电系统，见附图。
表8用电设备技术特征
采区用电设备
额定功率
Ne
KW
额定电压
Ue
V
额定工作电流
Ie
A
额定起动电流
IQe
A
起动功率因数
COSφQe
额定功率因数
COSφe
额定转矩
额定
效率
ηe
设备名称
电动机
型号
设备台数
起动／
工作
耙斗装岩机
P-30B
1
17
660
19．7
138
升级会员 