运输巷掘进施工作业规程

1 运输巷掘进施工作业规程 一、 巷道名称 ：掘进目的及用途 主要 为 11302 工作面排水、通风、管道安装、行人、运输、避灾等用。 二、 工程简介 该巷道设计长度 800m，其中 坡度 3， S 净 6S 掘 用锚网支护，遇地质构造及围岩破碎带采取工字钢 支护 四、预计掘进工期 本掘进工作面自 2012 年 5 月开工、预计 2012 年 11 月完工，需 7 个月时间。 第二节 编写依据 煤矿井巷工程质量验收评定标准（ 煤矿井巷工程施工及验收规范（ 锚喷支护工程质量检测规程 （ 5015 锚杆喷射混凝土支护技术规范（ 煤矿测量规程（ 1998年）； 煤矿地质规程； 煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）； 施工现场临时用电安全技术规范（ 煤矿安全规程（ 2010年版） . 赶场路煤矿开采设计方案（ 2011年 15吨 /年变更版） 2 赶场路煤矿安全设施设计方案（ 2011 年 15吨 /年变更版） 第二章 井田概况 第一节 田地层及煤层 1、 地层 矿区及周边出露地层由老到新有：二叠系中统茅口组（ 吴家坪组（ 三叠系下统夜郎组（ T1 y）和第四系（ Q）。分述如下： 1）二叠系中统茅口组（ 浅灰、灰黑色致密中至厚层状生物碎屑灰岩，在矿区内出露于北部部分地区，厚度大于 60m。 2）主要为一套以海相、浅海相、过渡相为主的沉积岩系，岩性以燧石灰岩、细碎屑岩、硅质灰岩为主，间夹泥岩和煤层等，为本区含煤地层，总厚度 300m 左右。根据岩性和含煤特征，全组由下至上依次分为三段，各含煤段自下而上含煤以 之，分别概述如下： 第一含煤段（ 由灰黑中厚层状泥灰岩、薄层粘土 岩杂色灰岩、硅质岩、煤及泥灰岩等组成，厚 13 25m，横向展布稳定，含 煤层。 横向展布不稳定，厚度一般 C 3煤层为本区唯一可采煤层，横向展布稳定，厚度 均厚度 段在矿区内出露于北部部分地区。 层下距茅口组（ 界约 20m。 第二含煤段（ 以灰黑色中厚层状燧石灰岩为主，夹薄层粘土岩粉砂质粘土岩及煤 3 层，厚 100 120m，与上覆地层呈整合接触。含 度 内横向展布稳 定，距可采煤层 界约 80m，为不可采煤层。本段在矿区内出露于北部和西部部分地区。 第三含煤段（ 以灰色薄至中厚层状粉砂质粘土岩夹少许燧石灰岩组成。厚 140160m，本段在矿区内出露广泛。 3）出露于矿区外西南部，由灰、深灰、紫灰、灰绿、黄绿色泥岩、钙质泥岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、灰岩、泥质灰岩等组成，产克氏蛤等动物化石，矿区内出露不全，厚度不详。根据岩性组合分为龙岗段、玉龙山段、九级滩段，矿区仅出露龙岗段。 4）第四系（ Q） 由残坡积、冲积、洪积黄色、褐黄色砂质粘土及含燧石粘土、碎石土等组成 ，厚 0 星分布于沟谷及缓坡地带。与下伏地层呈不整合接触。 2、 煤层及煤质 1） 煤层赋存情况 区内含煤地层为二叠系上统吴家坪组（ 主要由一套浅海 坪、煤坪）交互相的砂页岩、燧石灰岩、硅质岩、炭灰岩、硅质灰岩、炭质粘土岩及煤层（线）组成。自上而下含煤 4 层，煤系数 可采煤层为 层，厚度 均厚度 余煤层均为不可采煤层。 接顶板为炭质页岩，力学强度中等。直接底板为泥质粉砂岩，力学强度低，遇水常发生泥化、膨胀、 底鼓等现象。 表 2 可采 煤层特征表 煤层 煤层厚度 倾角 煤层 煤层 顶底板岩性 4 编号 （ m） （） 结构 稳定性 顶板 底板 0 12 简单 较稳定 炭质页岩 粘土岩 2） 煤层顶底板岩性特征 接顶板为炭质页岩，力学强度中等。直接底板为泥质粉砂岩，力学强度低，遇水常发生泥化、膨胀、底鼓等现象。 3） 煤质特征 1、物理性质 以灰黑黑色块状半亮 痕棕褐、黑灰色，玻璃光泽，致密坚硬、性脆，受敲击破碎成块状，阶梯状及参 差状断口，条带状、鳞片状结构，局部可见黄铁矿结核。 2、化学性质 表 2 可采煤层煤质特征表 项目 煤层 %) %) d (%) Qb MJ/上所述： 层属 中灰、中高硫 、高热值 肥 煤 。 第二节 地质构造特征 赶场路煤矿大地构造位于龙岗复式向斜东翼，总体为一单斜构造，地层走向近北北西，总体倾向为南南东，倾角 10 12 。 地层倾角沿走向变化不大，顺倾向浅部为 11左右，深部为 10左右。 区内地表未发现次一级褶曲及较大断层，在井下偶遇见少量小断层。对煤层连续性破坏不大。井田未发现落差大于 5m 的断层。矿区无岩浆岩分布。 区内含煤地层为吴家坪组，含煤地层沿走向、倾向的产状变化较小；矿区范围内仅发育一小断层，为一向南西倾斜的单斜构造，按煤、泥炭地质勘查规范（ 0216录 D 可确定该区构造复杂程度为中等构造类型。 5 第三节 水文地质概况 本矿地处长江流域乌江水系上游，南江河和杠寨河分水岭地带附近，地表水不发育，区域侵蚀基准面为矿区北部直距约 10南江河。矿区位于黔中高原，区内 地形以中山为主，内部多盆地和缓坡，境内碳酸盐类岩石广泛分布，岩溶地貌如溶丘、洼地、峰丛、溶洞、伏流等分布普遍。 区域内岩层主要为碳酸盐岩和碎屑岩两大类，碳酸盐岩分布面积广，分布区多属裸露及半裸露的基岩山区，地表岩溶洼地、落水洞、溶斗、岩溶潭、岩溶水泉等较发育，地下局部发育溶洞、暗河，大气降水容易通过地表大量的负地形渗入岩溶裂隙、管道、暗河之中，岩层中赋存着丰富的岩溶水，富水性强，这些岩溶水长途径流，最后以岩溶水泉、岩溶泉群或暗河等形式集中排泄于当地河谷中。 碎屑岩分布面积较小，主要包括三叠系下统夜郎组龙岗 段粉砂岩、粉砂质泥岩，二叠系上统吴家坪组砂泥岩，碎屑岩靠近地表时风化作用较强烈，风化裂隙较发育，含风化裂隙水，深部发育构造裂隙地段，含构造裂隙水为主，碎屑岩区地下水运动受地形、地貌、岩性、构造控制，富水性总体较弱，主要依靠大气降水补给，受地势影响，一般为近源补给、就近排泄。 区域内岩溶水和碎屑岩裂隙水均以大气降水作为主要补给来源，地下水动态随季节变化明显，一般每年 5月地下水流量、水位开始回升， 69 月为最高值，其间出现 1 3 次峰值， 10 12 月份进入平水期，水位、流量开始逐渐递减，到次年三、四月份降为最低值 。区域内吴家坪组煤 6 矿床上覆的中强岩溶含水层之间一般具有较好的隔水层，含水层之间水力联系较弱，对煤矿床开采影响较小，只是当导水断层或其它导水通道沟通上覆含水层与矿床水力联系时，上覆含水层才会成为矿井的充水水源，从而威胁到煤矿床的开采。吴家坪组煤矿床下伏茅口组灰岩强含水层与煤矿床深部煤层间隔水层较厚，其地下水间接威胁深部下煤组煤层的开采可能性较小。 本矿区位于最低侵蚀基准面以上，直接充水水源主要为吴家坪组裂隙水和老窑采空区积水、地表冲沟水，故本矿区属于以裂隙充水为主，水文地质条件复杂程度为中等，水文地质类型属 二类二型，只是在断层交错地带、老窑密集地带、煤层低于最低侵蚀基准面地带，这些地区水文地质条件复杂程度增大。 第四节 瓦斯、煤尘爆炸性及煤的自燃倾向 1、瓦斯含量及等级 根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字 2005281 号）对贵阳市煤矿 2005 年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复、（黔煤行管字 200794号）对贵阳市煤矿 2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复、（黔煤行管字 2007517号）对贵阳市煤矿 2007 年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复：赶场路煤矿 2005年度、 2006年度、 2007年度均 为低瓦斯矿井，详见表 2 2 1。 赶场路煤矿各年度的煤矿瓦斯涌出量情况表 表 2 2 1 序号 年 度 相对瓦斯涌出量 （ m3/t） 绝对瓦斯涌出量（ m3/ 二氧化碳 绝 对（ m3/ 相 对（ m3/t） 7 1 2005年度 2006年度 2007年度 2009年度 2010年度 、 煤尘爆炸性 根据贵州省煤田地质局实验室 2010 年 7 月提交的煤尘爆炸性鉴定报告表明： 00制煤尘爆炸最低岩粉量为 70%，煤尘有爆炸性。本次设计按矿井煤尘有爆炸性设计。 煤尘爆炸性鉴定报告表 煤层编号 水分 灰分 挥发分 焦渣特征 爆炸性试验 爆炸性结论 火焰长度制煤尘爆炸最低岩粉量 (%) 300 70 煤尘有爆炸性 3、 煤的自燃倾向性 根据贵州省煤田地质局实验室 2010 年 7 月提交的煤炭自燃倾向等级鉴定报告： 层为级，即为不易自燃煤层。设计按矿井煤炭不易自燃设计。 煤炭自燃倾向等级鉴定结果表 煤层编号 水分 灰分 挥发分 真相对密度 全硫 煤吸氧量 自燃倾 向分类 t， d% 级 备注 级：容易自燃；级：自燃；级：不易自燃 矿井地层综合柱状图 8 P 2 w 3P 2 w 2P 2 w 1P 1 0 0 0 0 0 要由灰黑色中厚层状燧 石 灰 岩 组 成 ， 夹 薄 层 粘 土 岩 及 煤 层 ， C 4 煤 层 厚 度0 - 0 .4 m ， 距 C 3 煤 层 顶 界 约 8 0 m ， 为 不 可 采 煤 层 。 本段岀露于矿区内北部和西部部分地区，厚度8 0 - - 1 2 0 m 。二叠系下统茅口组：岩性为灰、浅灰色中厚层状生物燧石灰岩，岀露在矿区外北部，溶洞发育，厚度大于6 0 m 。柱状图地层系统 厚度1 :5 0 0第四系 8 、黄褐色沙土、粘土组成，零星分布在沟谷及缓坡。三叠系下统夜郎组：岀露于矿区西南部，由灰、深灰、黄绿色泥岩，钙质泥岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、灰岩组成，产克氏蛤等动物化石。二叠系上统吴家坪组三段：主要为一套海相、浅海相为主的沉积岩系，由灰色薄至中厚层状粉砂质粘土 岩 夹 少 许 燧 石 灰 岩 组 成 ， 厚 度 9 0 - - 1 4 0 m ， 在 矿 区 内岀露广泛。二叠系上统吴家坪组一段：以细碎屑岩、煤、硅质灰 岩 及 燧 石 灰 岩 组 成 ， 为 本 区 含 煤 地 层 。 C 3 煤 层 为本 区 唯 一 可 采 煤 层 ， 厚 0 - - 1 .1 m ， 平 均 1 .0 m ,赋 存 稳定。第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置及支护设计 9 根据 11302 工作面设计，待掘 11302 运输平巷沿煤层走向布置在 切眼则沿煤层倾斜方向布置在 层。 11302 运输平巷全长 800m。在 +1115 绕道处按 310的方位沿地层走向掘进至井田边界，巷道沿煤层顶板掘进，当煤层厚度不能满足巷道设计净高要求时破底掘进。 第二节 巷道断面 一、巷道断面及支护 1、断面形状及尺寸 根据煤矿安全规程规定，巷道净断面必须满足行人、运输、通风和安全设施及设备安装、检修、施工的要 求，同时根据生产实际需要，巷道断面选用如下规格： 巷道形状为四边形： L=H=2.4 m， S 净 6S 掘 。 2、巷道支护及参数 （ 1）临时支护： 采用前探梁或安全点柱进行临时支护。前探梁使用 9 号工字钢，长 4米， 3 根，吊挂采用 18 钢筋做成的吊环，吊环规格为 150 100。安装时，先将吊环拧在锚杆处露端，每根前探梁采用 2 个吊环，由外向里推移；至工作面后，用刹顶木前后将前探梁背紧；爆破后安装前探梁，打锚杆，永久支护到位后取下，做到工作不留空顶。 放炮后 30 分钟排除炮烟后，由一 人监护、一人站在安全地点用长柄工具找掉顶帮浮矸、活石，确认安全敲帮问顶后，先打拱部锚杆及挂金属网，若遇岩性有变化，应先采用前探梁或安全点柱进行临时支护，确 10 认顶板安全后方可进行施工。空顶距离不得超过一排锚杆的距离。 （ 2）永久支护： 围岩稳定正常掘进为锚网支护，支护材料为： 锚杆规格：顶锚杆为 20 2000排据 800 700排用 4根；帮锚杆为 20 1800排距 600 700排用 2 根；顶网用 850 1050网，网孔为 100100 巷断 面图 3、巷道布置图： 11 采 空 区一采区 2 9 7 7 2 6 8Y = 3 6 4 1 2 5 6 0Z = 1 2 1 1 1 8 . 5 1 1 副斜井X = 2 9 7 7 3 4 8Y = 3 6 4 1 2 3 3 1Z = 1 2 1 1 4 3 1 8 主斜井X = 2 9 7 7 3 8 2Y = 3 6 4 1 2 3 0 2Z = 1 2 1 3 4 3 2 0 第三节 支护工艺 1、打锚杆眼 打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，符合设计后方可施工，不符合设计时须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况， 用长把工具找掉迎头帮顶的活矸 、危岩，确认安全后、方可开始工作， 按中腰线检查巷道毛断面规格尺寸、处理好欠挖部位、按支护说明书上规定的间排距点好眼位。 顶部锚杆孔采用 施工，两邦锚杆孔采用 26型气腿式凿岩机进行打眼， 28”字型钎头，中空六角钢钎杆，锚杆眼的位置要准确，间排距误差不得超过 100杆孔沿着巷道轮廓垂直，误差不得大于 15。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，误差不得大于 50 先用同一规格的锚杆试探锚杆眼的深度，检查其角度 12 和孔眼直度以及孔内是否有碎块，若不符合要求必须重新打眼。 锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在前探支架的掩护下操作。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。必须打一个眼装一根杆。 2、安装锚 杆 安装前，应将眼孔内的积水、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，待孔吹净后，先放入树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的风马达卡住螺帽，开动风马达，使风马达带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去风马达，搅拌旋转时间为 30 秒，卸下螺帽，上好托盘，拧上螺帽， 1分钟之后，用扭矩扳手拧紧螺帽。托盘必须紧贴岩面外露不得超过 50 固力不得小于 50 3、顶 部 锚杆安装 1）顶 部 锚杆安装施工工艺： 敲帮问顶找掉危岩活块 挂网 往钻孔内放入树脂药卷（先放入 快速药卷 ，后放入 中速 药卷） 用 锚 杆头部顶住树脂药卷并送入孔底 并用 锚杆钻机搅拌器联接钻机和锚杆尾部 转动钻机搅拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为15 30s） 停止搅拌但保持钻机推力等待规定时间（根据药卷说明书，一般为 1 方能 退下 锚杆 机 。 2）锚杆应紧跟掘进及时支护，锚杆采用液压锚杆机完成，先用 3 的钻杆 ,后换 2m 的钻杆 ,采用 28头；钻孔时锚杆机升起， 孔深控制在 1950 2000保持钻孔角度 ,钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除 岩 煤粉和泥浆。 3）放入树脂药卷（先放入 快速药卷 ，后放入 中速 药卷）锚杆杆体套上托板及带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆机机头联接，杆端插入已装树脂药卷的钻孔中，升起锚杆机，将孔口处的药卷送入孔底。 4）利用锚杆机搅拌树脂药卷，搅拌树脂药卷是锚杆安装中的关键工序，搅拌时间按厂家要求严格控制，同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断。 5）锚杆间排距为： 800700许误差不超过 100 6）锚杆外露不大于 100括托 盘，螺母），锚杆露出托板不大于 50 4、帮锚杆安装 1）帮锚杆安装施工工艺： 敲帮问顶找掉危岩活块定孔位用凿岩机钻巷帮锚杆孔并清孔往钻孔内放入树脂药卷用锚杆头部顶住药卷并送入孔底用搅拌器联接风动钻机和锚杆尾部转动风动钻机搅拌药卷至规定时间（根据药卷说明书，一般为 15 30s） 停止搅拌等待规定时间（根据药卷说明书，一般为 1 安装其它帮锚杆。 2）孔深要求 1950 2000 5、支护质量要求 锚杆眼的方向应与巷道周边垂直，其间距均匀，误差不超过 50杆丝头外露误差 20盘要紧贴岩壁，不得松动。锚杆扭力 14 矩及锚固力的要求：顶锚杆及帮锚杆螺母拧紧力矩不低于 100N，顶锚杆锚固力不小于 60锚杆锚固力不小于 40 第四章 施工工艺 第一节 施工方法 一、 施工方法： 正常掘进时采用风镐荣落煤，钻爆法破岩，人工装车，人力推车，短掘短支，一次成巷的施 工方法。 二、 工艺流程 根据设计要求及断面 、 支护结构、地质水文等条件，锚网喷支护，先光爆，锚网，的施工工艺。其主要工序为：打眼光爆 邦问顶 掉浮矸活石 时支护 拱部锚杆眼 装锚杆挂网 -出矸 施工两邦锚杆挂网。 三、 设备配备 序号 名称 型号 单位 数量 备注 1 动力电缆 16+1 4 米 900 探水钻用 2 探水钻 750 台 2 一台备用 3 综保 1 4 局扇 1 2 台 2 一台备用 5 型 锚杆钻机 2 一台备用 6 防突参娄数仪 1 7 风筒 600 米 950 8 风钻 26 台 2 一台备用 9 放炮器 100 台 1 10 隔爆馈电开关 2 11 隔爆真空开关 60（ 380） 台 4 12 断电仪 1 13 高低浓度瓦斯传感器 台 3 一台备用 14 15 15 第二节 施工准备 巷道施工前，要对开门口周围 20米范围内的电缆、风水管路 进行保护好。必须先安装好局扇及风、水管路，使其具备供风、供水和防尘条件；开口前10米严格执行开口措施。打眼时严格执行炮眼设计深 度，控制每孔装药量，多打眼少装药。 第三节 爆破作业 (爆破说明书 ) (一 )钻眼机具的选用 巷道掘进时选用 26型气腿式凿岩机进行打眼 ，选用 42 (二 )爆破器材的选用 l，炸药：使用煤矿许用三级乳化炸药； 2雷管：使用 1 4段煤矿许用毫秒延期电雷管，总延期时间不超过130 毫秒。 3起爆器：使用 电容式放炮器。 4放 炮线：采用两芯专用放炮母线。 5。封孔材料及用具的选用：封孔材料使用粘土和水炮泥。装药封孔的炮棍采用竹木棍。封孔时先装 50 80黄泥，接着装水炮泥，然后用炮泥封孔，封孔长度不低于 (三 )爆破技术要求 1严格按炮眼布置图及爆破作业图表要求布置炮眼、打眼、装药、联线、放炮。 2、要求一次装药必须一次起爆，最后一段延期时间不得超过 130药结构为正向连续。 起爆使用 电容式发爆器一次起爆，联线方式为大串联 。 放炮地点：主井 11302 运输巷转载点。 躲炮地点：同 放炮地点； 岗哨位置：见放炮警戒图 。放炮警戒启爆地点同；副井 +1115 16 中部车场跟距 11302 运输巷回风绕道 10 米处。 (四 )炮眼布置图及掏槽方法 由于巷道沿煤层顶板掘进，先用风镐将煤落下，底部岩石爆破时不需要掏槽。 （五）、爆破效果图表 爆破效果图表按 f 6 考虑，施工中岩性有变化时，应调整爆破图表。 （炮眼布置及装药量） 眼号 眼名 眼深 (米 ) 眼长 (米 ) 装药量 角度 爆破顺序 联线方式 卷 /眼 小计 公斤 水平 垂直 1助眼 12 0 0 正向串联连续装药 44 周边眼 30 0 0 13 周边眼 3 3 合计 45 注：我矿火工品使用煤矿许用乳化炸药和瞬发电雷管。 17 3、预期爆破效果 名称 单位 数量 名称 单位 数量 炮眼利用率 米巷道炸药消耗量 公斤 /米 循环进尺 米 循环炮眼总长度 米 78 每循环爆破实体量 米 3 米 3煤 (岩 )雷管用量 个 /米 3 药消耗量 公斤 /米 3 米巷道雷管消耗 个 /米 10 (六 )、装药结构 正向装药结构（见装药结构示意图）。 18 第四节 装运岩（煤）方式 装岩（煤）的方法： 掘进期间采用人工装运煤、岩，采用 的 V 型矿车，轨道运输，人力推车。 第五节 管线及轨道敷设 在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面 图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆钩每隔 3m 一个，电缆垂度不超过。水管接口要严密，不得出现漏水现象，水管距迎头 20m 范围内使用 1 吋胶管， 20m 外使用 50 管，要及时随工作面前进延 接 ，以备迎头正常用水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不大于 5m。 在掘进施工中，所有敷设的电缆、供水、供风管路、风筒等均应按规定要求吊挂牢固、整齐。 19 风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。供风使用 2 吋铁管，距工作面 20m 范围内使 50管。 风筒使用 600抗静电阻燃风筒，必须双反边接头，逢环必挂且不得漏风。风筒口距工作面不 得超过 5m。 2、铺轨要求 （ 1）轨道直线段轨距为 600距误差不大于 10小于5道接头的间隙不得大于 5头上下和左右错差不得大于2道接头扣件齐全与轨型相配，安装必须紧固有效。 （ 2）曲线铺轨时，轨枕应与曲线径向一致，两侧钢轨的接头必须错开，其错开长度为钢轨长度的 1/31/4。 （ 3）道轨铺好后，道心要填平、砸实。道轨型号要统一（ 15Kg/m）。 （ 4）轨枕为木枕，规格（长宽厚）为 木间距为 偏差不得超过要求的 100道中 心线与道木的中心线一致，道木要垂直于轨道中心线。 （ 5）同一线路必须使用同一型号钢轨，使用期间应加强维护、定期检修。 第五章 劳动组织及主要技术经济指标 第一节 劳动组织及作业循环 一、劳动组织 采用三班八小时工作制，班掘班支护，一次成巷作业方式。循环进尺为 夜循环数 3 个，特种作业人员必须持证上岗作业。 20 劳动组织表 : 序 号 工 种 人 员 配 备 早 班 中 班 夜 班 小 计 1 掘进打眼、支护工 3 3 3 9 2 爆破工 1 1 1 3 3 运输工 2 2 2 6 4 绞车司机 1 1 1 3 5 装煤矸 4 4 4 12 7 值班电工 1 1 1 3 8 班组长 1 1 1 3 合 计 13 13 13 39 二、作业循环 为保证正规循环作业，掘进施工作业必须根据劳动组织表合理配置人员，合理安排工序，工序和工序之间在确保安全的前提下尽量做到交叉作业、平行作业，提高工时利用率。当班出勤达不到劳动组织表中规定的正规循环作业所需人数时，应根据各工种人员出勤情况，减少交叉作业、平行作 业环节或采用逐工序依次施工，合理组织生产。 21 循环作业图表 工序分类 时间(分钟 ) 1 小时 2 小时 3 小时 4 小时 5 小时 6 小时 7 小时 8 小时 交接班 10 工作准备 10 风镐落煤掏槽 80 装煤、运煤 80 打眼放炮 60 放炮后通风 30 安全检查 10 打顶部锚杆、挂网 60 装运煤、矸 120 打帮锚杆、挂网 40 铺轨或砌水沟 50 清理、检查 10 说明 : 1、 循环作业方式为每班一个循环，昼夜三个循环。 如因故打乱了正规循环时要求各班尽量调节各道工序作业时间，使之恢复正规循环作业 第二节 主要技术经济指标 经济技术指标表 序 号 项 目 单 位 指标 1 每循环在册人 数 人 42 2 每班出勤人数 人 39 3 出勤率 92 22 4 循环进度 m 效率 M /工 月循环次数 个 80 7 月进度 m 112 8 循环率 88 9 锚杆消耗 根 /m 0 树脂药卷消耗 块 /m 11 金属网消耗 M2/m 12 炸药消耗 Kg/m 3 雷管消耗 个 /m 10 第六章 生产系统 第一节 通风系统 11302 运输巷 在施工过程中采用 局部通风机 压入式通风，局部通风机及其开关安设在 副井中部车场新鲜风 流中，且距回风口不小于 10 米。掘进工作实行双风机双电源，局部通风机必须实行三专两闭锁。 每个独立通风的掘进工作面实际需要 的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳绝对涌出量、一次爆破炸药消耗量、局部通风机实际吸风量、风速和作业人数等规定要求分别进行计算，并必须选取其中最大值。 (一 )按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算 Q 掘 100q 掘 中 Q 掘 ：掘进工作面实际需风量， m3/s； q 掘 ：掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量， m3/s； 掘进采面瓦斯涌出量 进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取 Q 掘 100 170m3/m3/s) (二 )按炸药 使用量计算 = 25 A （ m3/ 式中： A 掘进工 作面一次爆破的最 大炸药用量， 23 25 以每公斤炸药用量为计算单位的供风标准， m3/ = 25 6=m3/(三 ) 按人数计算 = 16 N （ m3/ 式中： N 掘进工作面同时工作的最多人数，取 16人。 4 每人每分钟应供给的风量为 4 m3/掘 = 4 16=64(m3/通过计算， 选用 列矿用防爆压入式对旋轴流局部通风机为掘进工作面通风，其型号和技术参数见表。 局部通风机技术参数表 型号 风量 （ m3/ 风压 （ 效率 （ %） 功率 （ 转速 （ 备注 1 2 240 380 1000 4500 80 211 2950 （四）、局扇安装地点应配风量计算： Q 局配 = Q 局吸 K 配 =300m3/29 m3/计计算局扇安装地点全风压供给该处风量不应少于 429m3/ Q 局吸 =局 扇吸风量，取 300m3/ 配 =配风系数为 、掘进工作面风速验算 （一）按最低风速验算 岩巷掘进工作面的最低风速验算 = (9 m/240m3/ 6 9m/0 m/9m/中： 最小风速 掘进巷道最大断面积， S=6 24 工作面最小风量 (按局部通风机最小吸风量 240m3/ 规程规定岩巷风速每秒不低于 每分钟最低风速不小于 9m) （二）按最高风速验算 岩巷掘进工 作面的最大风速验算 = (240 m/=380m3/ 6 240m/大 =63m/ 240m/中： 最大风速 掘进巷道最小断面积， S= 工作面最大风量 (按局部通风机最大吸风量 380m3/ 规程规定工作面允许风速每秒小于 4米 (每分钟最大风速小于240m) 根据以上风量计算，工作地点选用隔爆型对旋轴流式局部扇风机，型号 1 2 合格，额定吸风量 380 m3/筒选用直径 600 三、局通风机安装地点和通风系统 1、局部通风机安装地点 根据井下巷道布置情况及通风系统的实际情况，局部通风机安装在主井 +1115绕道口，具体位置由通防部和工程技术部在现场标定。 2、通风系统 （ 1）新鲜风流：安装主井绕道口的 局部通风机 11302 运输巷掘进工作面 （ 2）乏风：迎头 11302 运输巷回风绕道总回风上山经主要通 25 风机排至地面。 附：通风系统示意图 第二节 压风系统 . 1、工业广场设压风机房，安设 螺杆 式 压缩机 2 台， 1 台工作， 1台备用 。每台 供风量 21m3/气压力 台 配套电机 :功率 110压 380V。 2、 本矿压风自救系统利用地面空气压缩机供风设施和压风急救袋组成，选用 压风自救系统。 压风自救装置系统参数表 型号 压气源压力 (输出压力调 节范围 (单个装置耗气量 (L/供气方式 减压噪声 (操作方式 50接压风系统 85 手动操作 第三节 供电系统 掘进工作面供电严格执行“ 三专两闭锁” 。 工作面机电设备的电压必须与电源电压相匹配，本矿电源电压为 660V。机电部门必须保证供电质量，保证电压稳定。 1、电由地面 10 副斜井迎头。 2、电压等级 660V. 3、电缆线选用： 50 16 ：供电系统示意图 26 第四节 运输提升系统 采用人力推车，轨道运输，铺设 15的轨道。选用 V 型矿车出矸（煤）。 材料设备运输路线：地面副斜井副斜井 +1115中部车场工作面 矸 （煤）运输路线：工作面 +1115中部车场副斜井地面 第五节 防尘系统 防尘水源来自地面防尘水池，自地面 副斜井 +1115中部车场工作面 迎头 ，且每隔 50 m 设 1个三通阀门 ,便于洒水降尘， 装 运 洒水，冲刷巷帮 、 个体防护等综合防尘措施。 防尘水源来自地面高位蓄水池，自副斜井至 掘进面迎头 ，主管选用 100管，支管选用 50管，工作面使用 1 寸钢管和 1 寸高压软管接至掘进头，每 50米设三通一个，掘进头 30m 处设一道能封闭全断面的净化水幕。采用湿式打眼，放炮使用水炮泥，爆破喷雾、湿式装渣，冲 刷巷帮，净化风流等综合防尘措施。 防尘系统：地面高位水池副斜井 掘进面 湿式打眼 巷道内水幕 洒水灭尘 27 装水炮泥水针 冲刷岩帮 第六节 防灭火 防火的重点是电缆线、电气火灾、人为火灾和 自燃 发火 及高冒区管理 。管理好电缆、电气设备，在掘进遇到顶板破碎时，要求短掘快支，严防冒顶，如冒顶，要求顶板用不燃材料充填实，当冒顶空间大时先充填后注浆；一般外因火灾采用水灭火。 消防水源来自地面水池：地面消防水池副斜井 副斜井 +1115 中部车场 工作面 迎头 ，每隔 50 第七节 排水系统 砌筑好水沟，巷道或迎头的积水通过水沟排入 1115 水仓中，由主排水系统 排至地面。 第八节 监测监控及通讯系统 一、便携式甲烷报警仪的配备和使用： 1、 相关管理人员 下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为 1%）必须停止作业，进行处理。 2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，严格执行 “ 一炮三检 ” ，制度，并做好记录。 3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面 5m 范围内无风筒一侧，当报 警时，必须停止工作，进行处理。 4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点 20m 范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。 二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用： 掘进工作面的瓦斯传感器。 掘进工作面回风流中的瓦斯传感器。 28 瓦斯报警浓度： 瓦斯断电浓度： 复电浓度： 断电范围： 进巷道内全部非本质安全型 电器设备； 进巷道内全部非本质安全型电器设备； 工作面 m，工作面回风流 0 15m。 甲烷传感器应布置在巷道的上方，不影响行人和行车，安装维护方便，垂直悬挂，距顶板不得大于 300巷道侧壁不小于 200 瓦斯传感器必须每 7 天进行一次校对，瓦斯检查员每班用光学瓦检仪校对传感器是否准确，若误差超过规定，则必须立即报告矿调度室安排人员进行处理。 监控系统若出现故障，必须及时 进行处理。 设在现场的安全监控设备及电缆由瓦斯检查员保护和使用 ，需要移动传感器及电缆时，只许瓦斯检查员按规定移动，严禁擅自停用。 局部通风机必须按要求安装局扇开停传感器。 三， 工作面 必须安装防爆电话机与矿调度室及矿井内部电话形成通讯网络，便 生产调度指挥和工作联系。 第七章 安全技术措施 第一节 施工准备 1、施工前，由队长负责组织，由技术人员（编写人员）负责传达掘进工作面作业规程。传达后进行考试、签字、成绩合格后方可下井作业。不合格的人员必须补考，补考合格后再下井作业。轮休或请假的人员上岗前必须进行学习，并考试合格。 2、施工前，必须按技术部门提前标定好中（ 腰）线，施工单位严格按给出的开门位置照线施工。 29 3、开门前，应提前按设计要求，安设局部通风机接好风筒，准备各种支护材料。 4、开口前，必须对开口周边 20将各种管路及电缆埋入地沟，用旧皮带或板梁等掩护好。 5、开口前，应提前按设计要求，准备各种支护材料。 第二节 “一通三防”管理 一、通风管理 1. 必须有独立完善的通风系统 ,防止风流短路 ,通风系统中没有不符合煤矿安全规程规定的串联通风、扩散通风、循环风，管理好所属范围内各种通风设施。 2. 安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规 定 :1)局部通风机安装符合煤矿安全规程规定，实现“三专两闭锁”安排专人进行挂牌管理 ,保证正常运转 ,不得出现无计划停风 ,有计划停风的必须有专项通风安全技术措施。 2)压入式局部通风机和启动装置 ,必须安装在进风巷道中 ,距掘进巷道回风口不得小于 10m,风机吸风口距地板不少于 最低风速必须符合煤矿安全规程规定。 3)必须使用抗静电、阻燃风筒。风筒接头要严密 ,无破口 ,吊挂要平直 ,无脱节 ,风筒口距迎头不得大于 5m。 3. 风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节 、无破口，矿车和支架不得磨擦挤压风筒，风筒口距迎头不大于 5m，以保证迎头有足够的风量，漏风率不超过 3。 4. 局部通风机必须保证每天 24 小时正常运转，无论是否停工都不得停止运转，如特殊情况局部通风机不能开时，要把人员撤至安全地点，切断电源，并在井口设置“严禁人员入内”的警戒牌，迎头禁止爆破。 30 自动停电时，要撤出人员，待查明原因，确认安全后再启动。 5. 使用局部通风机的掘进工作面，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。恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局部通风机及开关附近 10m 内风流中的瓦斯浓度都不超 过 ，方可人工开启局部通风机。 6. 掘井工作面供风必须使用双风机，双电源自动切换，局部通风必须按要求使用三专两闭锁。 7. 局部通风机因故停止运转，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 且符合煤矿安全规程第一百二十九条开启局部通风机的条件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。 二、瓦斯管理 1、掘进工作面和其它工作地点做到无瓦斯超限作业 ,无瓦斯积聚。 2、工作面回风流中瓦斯浓度超过 二氧化碳浓度超过 ,必须停止工作 ,撤 出人员 ,采取措施 ,进行处理 . 3、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到 ,必须停止用电钻打眼 ,爆破地点附进 20m 以内风流中瓦斯浓度达到 08%时 ,严禁爆破。 4、掘进工作面及其它作业地点风流中、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 ,必须停止工作 ,切断电源 ,撤出人员 ,进行处理。 5、掘进工作面及其它巷道内 ,体积大于 空间内积聚的瓦斯浓度达到 ,附近 20m 内必须停止工作 ,撤出人员 ,切断电源