东庞矿掘进工作面作业规程Word文件下载.docx

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第一节支护设计9

第二节支护工艺13

第三节矿压观测17

第四章生产系统17

第一节运输17

第二节通风20

第三节压风系统21

第四节综合防尘21

第五节防灭火21

第六节安全检测系统22

第七节排水系统22

第八节供电系统23

第九节照明、管线及轨道敷设23

第五章劳动组织及主要技术经济指标23

第一节劳动组织23

第二节作业循环24

第三节主要技术经济指标24

第六章安全技术措施25

第一节一般规定25

第二节顶板26

第三节爆破28

第四节一通三防30

第五节防治水31

第六节机电34

第七节运输36

第八节其他规定38

第九节煤质管理40

第十节灾害应急措施及避灾路线40

第一章概况

第一节概述

本《作业规程》掘进的巷道为9204皮带巷、轨道巷、探巷、切眼。

目的是为9204工作面回采做准备。

巷道设计长度：

设计掘进总工程量约为2800米。

服务年限：

预计服务年限9个月。

预计开工时间为：

2010年2月10日；

预计竣工时间为：

2010年11月30日。

第二节编制依据

一、设计说明书及批准时间

《9204及9202A综放工作面开采设计说明书》，批准时间为：

2010年1月。

二、地质说明书及批准时间

《9204及9202A工作面掘进地质说明书》，批准时间为：

2009年12月。

第三节工作面位置及井上下对照情况表

9204工作面位于冯村以北，北井工业广场东北。

9204工作面南至集中轨道下山，西到9202A工作面和已回采的9202工作面。

第一章 

概况

第一节 

概述

第二节 

编制依据

第三节 

工作面位置及井上下对照情况表

煤矿层名称

9号煤

水平名称

一水平

采区名称

2采区

工作面名称

9204

地面标高（m）

+116

工作面标高（m）

-100～-180

地面位置

井下位置

及四邻

采掘情况

走向长（m）

1203

倾斜长（m）

75

面积（m2）

90242

第四节 

煤 

（ 

岩 

） 

层赋存特征

9204工作面煤层结构复杂，沉积较稳定，一般含多层夹矸。

92煤厚度为2.3～2.95m，平均2.7m，93煤厚度为2.7～4.38m，平均3.23m。

92煤与93煤之间一般含一层厚度为0.7m的碳质泥岩夹矸，92煤下部与93煤上部一般含一层厚度为0.1～0.3m的碳质泥岩夹矸。

9204工作面外段煤层表现为宽缓的向斜构造,里段为倾向南东的单斜构造，煤层倾角变化较大，为11～21°

。

附图 

9204工作面综合柱状图

煤

层

情

况

煤矿层厚度（m）

2.7（0.7）3.23

煤矿层结构

煤矿层倾角（o）

11°

～21°

复杂

16°

煤矿

层顶

底板

情况

顶底板名称

岩石名称

厚度（m）

性 

特 

征

老 

顶

直 

接 

细砂岩

1.3

深灰色,细粒状结构，波状层理，分选中等，次圆状，硅质胶结，与下伏地层明显接触。

伪 

底

碳质泥岩

4.39

黑色，褐红色条痕，泥状结构，块状构造，棱角状断口含黄铁矿结核。

细砂岩

5.26

浅灰色，成分以石英、岩屑为主，小型槽状交错层理，含黄铁矿，致密完整局部节理发育。

第五节 

地质构造

根据三维地震勘探成果，以及已掘集中轨道、集中皮带及相邻的9202和9208工作面实际揭露资料，分析预测该工作面地质构造简单，断层发育较少，工作面外段发育一宽缓的向斜构造。

根据三维地震勘探成果，9204工作面切眼附近发育一条DF8断层，落差为0～15m。

断层情况表

第六节 

水文地质

水文地质情况及防探水措施：

1、掘进中必须坚持“预测预报、科学查疑、有疑必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则，根据具体工作面设计制定专门的防治水设计。

2、工作面受奥灰水与小窑老空水双重威胁，必须保证工作面有足够的排水能力，保证钻探、物探的超前及侧向探测，保留足够的超前距掘进。

对物探异常区进行重点探测，对查明的底板隔水层薄弱地带、富水区段和潜在导水通道及时注浆加固。

3、根据《-300下组煤试采区水文地质条件评价》及相邻的9202和9208工作面实际情况，大青灰岩水与外界水力联系差，动态储量不大，正常情况下，采用提前疏放或巷道疏放的办法治理，但在局部区域，大青灰岩可能通过垂向导水构造导通奥灰水。

掘进中可将大青灰岩作为探查垂向导水构造的指示层，加强大青灰岩水的观测，根据不同情况，采取相应技术措施。

4、对出水钻孔，要及时取样进行水质分析，判别水源，分析顶底板岩层之间水力联系，采取相应技术措施。

5、根据以往的小煤矿调查资料，北井西部的多个小煤矿均存在不同程度的越界开采现象。

为避免开掘过程中遭遇小煤矿越界老空造成水害事故，东庞矿在工作面掘进前、掘进中作了大量物探、钻探工作。

其中涉及9204工作面的有：

1）2005年，进行了“北翼下组煤首采面电法勘探”，2006年进行了“北翼下组煤南区电法勘探”，2007年进行了“北翼下组煤三维地震”。

根据《北翼下组煤三维地震勘探报告》，9202A工作面里段附近有三处采空区，其位置多与地面电法异常区一致。

2）2007年，在9202工作面切眼附近，对切眼外侧、西部越界老空进行了井下物探、钻探探查，没有探查到老空区，但要考虑生产小煤矿的持续越界开采。

3）2008年，施工了200891地面钻孔，对三维地震采空区1进行了验证，探查到越界老空区。

4）2009年，在9208工作面轨道巷，施工了两条探巷对工作面西部越界老空进行了巷探和钻探，其中探巷1钻探过程中未明显打到老空区，但有多个煤层孔见水，从水压、水质上判定为老空水，目前已根据钻探成果圈出越界老空可疑区范围，并外推了警戒线和探水线。

综合上述资料，9204工作面掘进过程中，必须加强对小煤矿越界老空的探查，物探、钻探相结合，严格按《煤矿防治水规定》施工。

6、工作面掘进期间预计正常涌水量30m3/h，最大涌水量60m3/h。

第七节 

影响掘进的其它因素

一、9204工作面属于低瓦斯地区，预计回采期间绝对瓦斯涌出量为1m3/min以下，但可能局部有异常。

二、煤炭自燃倾向性鉴定结论：

具有自燃发火倾向，属于二类自燃，发火周期59天。

三、煤尘爆炸性鉴定表明：

煤尘具强爆炸性。

四、地温：

无地温异常。

五、地压：

无冲击地压。

六、地质部门的建议：

1、工作面受奥灰水和越界老空水双重威胁，建议在掘进前及掘进时运用井下钻探、物探等手段加强对越界老空、地质构造的探测，查明隐伏导含水陷落柱及其它地质灾害异常体，确保生产安全。

2、9204工作面外段有一向斜构造，预测向斜轴部附近巷道煤岩层节理发育，顶板破碎，建议在掘进中加强顶板管理和通风管理。

3、根据三维地震勘探资料及实测资料，分析预测工作面区域断层稀少，但不排除煤层中破碎区及小断层发育，建议加强超前探测，并采取加固措施。

4、掘进中要按规定进行煤层结构探测，跟踪观测工作面面内煤层、夹矸的厚度、岩性变化情况。

第二章 

巷道施工方法

巷道布置

9204工作面轨道巷、皮带巷、探巷及切眼均沿93煤底板掘进。

9204工作面轨道巷外段设计为沿空送巷，沿9202工作面皮带巷方向布置，留设5m保护煤柱；

9204工作面轨道巷里段平行9208工作面轨道巷里段布置，9204切眼设计与9208工作面切眼平齐，切眼长75m。

9204工作面皮带巷与轨道巷平行布置。

9204工作面巷道布置平面图

施工工艺

一、掘进顺序：

根据采掘接替计划安排，先施工9204工作面下巷，巷道掘进至警戒线位置根据钻探情况再施工探巷进一步探明小煤矿采空区情况。

巷道掘进顺序严格执行工作面防治水工程设计要求

二、施工方法

1、本掘进巷道施工采用机掘或炮掘开口，安装S100或160型掘进机后机掘一次成巷。

2、采用40T溜子或650皮带跟头出煤，人工与小绞车、卡轨车结合运料，局扇通风，顶锚杆机和风动钻分别打顶、帮锚杆、锚索。

3、由地测科现场标定偏中线，偏中线由激光指向，每次放线不少于三根，标线要求与顶板固定可靠、牢固，施工单位严格按方向线施工。

设备配置

设备配备表 

爆破施工

爆破作业安全规程：

1、掘进工作面掘进需要爆破作业时执行下述规定：

2、当开口、过断层、做水窝、扩（刷）帮、卧底及其它施工需放炮时必须放小炮。

每次放炮不超过6～12个眼，眼深为0.6～1米，每眼装药量不超一卷。

3、放炮必须要用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药，雷管使用瞬发和延期时间在130毫秒以内的毫秒管起爆，放炮前后，放炮地点周围 

20m范围洒水降尘，放炮必须采用正向爆破的方法进行，即将聚能穴朝向眼底方向的药卷一个接一个装入炮眼内，起爆药卷装在最外。

4、眼深不得低于0.6米，低于0.6米时，不得装药放炮；

当炮眼深度为0.6～1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的一半；

炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5米。

炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥用量不少于两个，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土填满封实，对无封泥、封泥不足或不实的炮眼，严禁爆破，严禁用煤粉或其它可燃性材料做炮眼封泥。

5、装药时首先用套勺或压风清除炮眼内煤粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，炮眼内药卷必须彼此密接。

潮湿或有水的炮眼，应用抗水炸药。

装药后，必须将电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、放炮母线同运输设备、电气设备、以及采掘机械等导电体接触。

6、爆破工作面有两个或两个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5米，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3米；

浅眼装药爆破大块岩石时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3米。

7、有下列情况之一者，都不准装药放炮：

（1）工作面空顶距不符合作业规程规定，支护损坏时。

（2）装药前、放炮前、放炮员必须检查瓦斯，如果放炮地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1%时。

（3）在爆破地点20米以内，矿车、未清除的煤、矸或其它物体堵塞巷道断面1/3以上。

（4）炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散，透老空等情况。

（5）掘进工作面风量不足。

有上述情况之一，必须报告班组长，及时处理，在做出妥善处理前，放炮员有权拒绝装药和放炮。

8、爆破母线和联接线，必须符合下列要求：

（1）煤矿井下爆破母线必须符合标准。

（2）爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与金属管、轨道、金属网、钢丝绳、刮板运输机等导电体相接触。

（3）巷道掘进时，爆破母线应随用随挂。

不得使用固定爆破母线。

（4）爆破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧。

如果必须挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3米以上距离。

（5）只准采用绝缘母线单回路放炮，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地当作回路。

（6）爆破前，爆破母线必须扭结成短路。

9、放炮前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助放炮员进行。

爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准放炮员一人操作。

装药的炮眼必须当班放炮完毕，否则当班放炮员必须现场向下一班放炮员交待清楚。

10、放炮前，应先加固周围邻近支护，撤出设备、工具等至警戒线外，对不能撤走的开关、电缆等电器设备，用大块皮子掩护好，严禁崩坏。

11、放炮前，由班组长负责将放炮地点的所有人员撤到距放炮地点100米外（警戒线外）有掩护的安全地点，并由班组长亲自布置专人在通往放炮地点的各通路上站岗警戒（警戒位置距放炮地点：

煤巷不少于70米，拐弯巷道50米；

岩巷不少于100米，拐弯巷道70米），警戒人员必须在有掩护的安全地点，严禁任何人入内，放炮母线长度不低于100米。

警戒位置必须拉警戒线。

12、放炮前，班组长必须将人员点清，放炮员最后一个离开放炮地点，安全后由班组长下达放炮命令，放炮员在有掩护的安全地点放炮，以吹三声口哨为放炮警号，再等5秒钟，确未发现放炮地点有人或灯光后，方可放炮。

13、放炮后，等15分钟炮烟吹散后及警戒人员由布置警戒的班组长亲自撤离后，由班组长和放炮员一起首先进入施工地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶帮支护、瞎炮、残爆等是否符合要求，否则先行处理，安全后，方准工人进入施工地点。

14、处理瞎炮、残爆时，必须遵守下列规定：

（1）由于连线不良造成的瞎炮，重新连线放炮。

（2）在距瞎炮0.3米以外另打与瞎炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。

（3）严禁用镐刨或从炮眼内取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。

不论有无残余炸药，严禁将炮眼残底继续加深；

严禁用打眼的方法往外掏药，严禁用压风吹瞎炮或残爆炮眼。

（4）处理瞎炮的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。

（5）在瞎炮处理完毕之前，严禁在该地点进行与处理瞎炮无关的工作。

15、放炮工作必须执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制”并做好爆破记录，严格按照《煤矿安全规程》第七章中第三节关于“井下爆破”的第315～343条等规定和邢矿集团《掘进安全技术操作规程》第三章“爆破”中第1～22条规定执行。

第三章 

巷道支护

支护设计

一、支护形式

1、临时支护

掘进时，均采用前探梁作为临时支护。

前探梁使用长3000mm宽176mm厚70mm的落叶松木。

每组2根。

2、永久支护

本工作面所掘巷道永久支护均采用锚梁网、锚索、喷砼联合支护。

顶板铺5.0m菱形金属网，4.2mH型钢带，帮铺3.5m菱形金属网，铁托盘；

顶、帮均用锚杆支护。

当顶板节理发育、过断层或顶板破碎压力大地段时，缩小顶帮锚杆、锚索间排距加强支护。

二、煤巷锚杆支护参数设计

参考《煤矿锚杆支护技术》、《煤巷锚杆支护技术规范》中有关煤巷锚杆支护参数计算。

1、按单位锚杆悬吊理论计算

1.1顶锚杆长度

L=L1+L2+L3

式中 

L1——锚杆外露长度，取50mm；

L2——软弱岩层厚度,取2000mm；

L3——锚杆深入坚硬岩层深度，按经验取L3≥250mm；

L=50+2000+250≥2300mm

根据计算及试验结果，确定锚杆长度为2400mm。

1.2顶锚杆锚固力

按锚杆杆体的屈服载荷计算：

N=πφ2σ曲/4

式中σ曲——锚杆材料的屈服强度，取σ曲≥335MPa；

φ——杆体直径,取φ=22mm；

N=π×

222×

335/4≥127KN

根据计算结果，选用φ22×

2400mm，IIRB335.20MnSi无纵肋螺纹钢锚杆符合要求。

1.3顶锚杆间排距

锚杆间距：

D≤L/2=1200mm，锚杆间距应小于所选锚杆长度之半，实际掘进时顶锚杆间距可取为600mm～900mm。

锚杆排距：

L0＝nN/2KrL2

n——顶板每排锚杆根数，取5；

N——每根锚杆锚固力，取127KN；

K——安全系数，取2～3；

r——顶板岩层容重，取24kN/m3；

a——掘进巷道跨度之半，取2.25m；

L0＝5×

127/2×

3×

24×

2.25×

2=0.98m

实际掘进中顶锚杆排距可取700mm±

100mm。

2、按自然平衡拱原理计算

计算自然平衡拱参数：

2.1两帮煤体受挤压破坏深度C值：

C＝{[（Ｋ×

γ×

Ｈ×

Ｂ）/（1000×

fc×

kc）]×

cos（α/2）－1}×

h×

tg（45°

-φ/2）

式中：

Ｋ-----自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关，矩形断面取2.8

γ-----顶板岩层平均容重，取2.4t/m3

Ｈ-----巷道埋深，取300m

Ｂ-----（残余）固定支撑压力影响系数，实体煤取1.0

fc-----煤层普氏坚固性系数，取1.25

kc-----煤体完整性系数取1.0

α-----煤层倾角取13°

h------巷道掘进高度取2.7m

φ-----煤体内摩擦角取51°

20′25″

将上述参数代入公式：

C＝{[（2.8×

2.4×

300×

1）/（1000×

1.25×

1）]×

cos（13°

/2）－1}×

2.7×

-51°

20′25″/2）＝571mm

2.2潜在冒落拱高度b值：

b＝（a+C）×

cos（α）/（ky×

fr）

式中a------顶板有效跨度之半取2.25m

ky-----直接顶煤岩类型性系数取0.45

fr-----直接顶普氏坚固性系数取3

b＝（2.25+0.571）×

）/（0.45×

3）＝2.036m

2.3两帮侧压值Ｑs：

Ｑs＝ku×

C×

γ1×

[h×

sin（α）＋b×

cos（α/2）×

-φ/2）]

ku------采动影响系数取4

γ1-----煤体容重取1.39t/m3

Ｑs＝4×

0.571×

1.39×

[2.7×

sin13°

＋2.036×

/2）×

20′25″φ/2）]＝4.181t/m

2.4顶板锚杆参数

锚固端长度Ｌ3＝Ｎ/（π×

d×

Ｐ）

Ｎ------设计锚固力127kN（按锚杆屈服强度）

d--------顶锚杆孔直径取33mm

Ｐ------树脂药剂与岩石粘结力取40kg/cm2

则Ｌ3＝127/（π×

3.3×

40）＝31.3cm

顶锚杆长度：

Ｌ＝Ｌ1＋b＋Ｌ3＝50＋2036＋313＝2399mm

根据计算结果结合矿井顶锚杆常用规格，确定顶锚杆选用φ22×

2400mm螺纹钢锚杆，考虑到顶板较脆易破碎，采用全长锚固形式支护。

D≤L/2=1200mm

实际掘进时顶锚杆间距可取为600mm～900mm。

Ｌ0＝（n×

Ｎ）/（2×

Ｋ×

a×

b）

n--------顶板每排锚杆根数取5根

Ｎ-------每根锚杆锚固力取127KN

Ｋ-------安全系数取2～3；

则Ｌ0＝（5×

127）/（2×

2.036）＝0.963m

2.5煤帮锚杆支护参数

锚固端长度：

Ｌ3＝Ｎ/（π×

Ｎ--------设计锚固力5t

d--------帮锚杆孔直径取29mm

Ｐ--------树脂药剂与煤体粘结强度取20kg/cm2

则Ｌ3＝5/（π×

2.9×

20）＝27.5cm

煤帮锚杆长度：

Ｌ＝Ｌ1＋C＋Ｌ3＝50＋571＋275＝896mm

根据计算结果结合矿井帮锚杆常用规格，确定帮锚杆选用φ16×

1800mmＡ3钢锚杆，端头锚固。

Ｄ＝（Ｎ×

h）/（Ｌ0×

ＱS）

Ｎ--------设计锚杆锚固力5t

Ｌ0-------煤帮锚杆排距，（同顶板排距）取0.963m

ＱS-------两帮侧压值

则D＝（5×

2.7）/（0.963×

4.181）＝1.118m

3、巷道支护技术参数

回采工作面采用ZFG4000—16/26液压支架，巷道规格主要考虑设备通过，并预留收缩断面，设计巷道断面规格为：

轨道巷,宽×

中高＝4.5×

2.7m，皮带巷,宽×

2.7m，切眼,宽×

中高＝6.3×

2.4m。

掘进工作面煤巷锚杆支护技术参数的确定以前述理论计算为基础，同时也考虑到设计方法的局限性以及原始参数的误差。

3.1一般围岩条件下其支护设计参数为：

巷道顶板采用φ22×

2400mm螺纹钢锚杆，配Ｓ2360和Ｚ2360树脂药卷各一卷，顶铺菱形金属网配合“H”钢带梁护顶。

顶锚杆间排距700×

700mm，允许误差±

巷道两帮采用φ16×

1800mmＡ3钢金属锚杆，铺菱形金属网配铁托盘，每孔装一卷Ｓ2360树脂药卷，锚杆间排距700×

3.2顶板破碎时，巷道支护以锚网支护为主，采用相应规格的棚子进行加强支护。

当地质条件变化较大时，9#煤顶板岩石强度不能满足锚杆（索）锚固段有效锚固时，应采用相应规格的工字钢棚子进行支护。

4、锚索辅助加强支护设计

4.1锚索长度的确定：

锚索支护设计按锚杆不参与承载，自然冒落拱范围内岩石全部冒落，根据前面计算冒落高度2.036m，设计锚索每排2根，冒落拱内岩石重量全部由锚索承担。

采用树脂药卷锚固，正常情况下锚固段长度4m，考虑9#煤顶板岩石较软，设计锚固段长度5m。

则锚索长度为：

Ｌ＝Ｌ1+Ｌ２＋Ｌ３

Ｌ：

锚索长度

Ｌ1：

锚索锚固段长度