推荐+390水平岩石运输巷掘进工作面安全技术措施 精品.docx

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第一章概况

第一节编制依据

一、相关技术规范

1.本作业规程依据《煤矿安全规程》、《职工岗位技术操作规程》。

2.天池煤矿采掘工程平面图，井上、下对照图。

3.根据天池煤矿巷探执资料。

4.天池煤矿20XX年生产接替计划。

第二节巷道布置

一、巷道名称

在《作业规程》掘进的巷道为+390m南运输岩巷，布置在煤层底板茅口灰岩中。

二、巷道用途、设计长度、工程量及服务年限

该巷掘进主要目的是：

（1）为+390m南岩巷通风、行人、运煤，布置钻场抽采瓦斯。

（2）本巷道设计长度800m，每隔30米掘一钻场，+390m南岩运输巷施工方位212°，坡度5‰，有测量人员放定。

该巷道服务年限4年。

附图：

+390m南岩巷施工布置图。

二、预计开工时间

本掘进工作面预计自20XX年4月份开工，预计20XX年2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：

井上、下对照关系情况表

水平、采区

+390m南

工程名称

+390m南运输岩巷

地面标高（m）

+1000—+1100

井下标高（m）

+390m

地面相对位置及其它

地面高低起伏，工作面对应地面无建筑、河流及相关水体。

地面主要为山区，巷道掘进对地面无影响。

井下对应位置对掘进巷道的影响

本掘进巷道在+390m南一采区回风巷向南掘进，以北已掘成巷岩石运输大巷，其上部是正在回采的+540八采区，两巷垂距150米，对掘进无影响

邻近采掘情况对掘进巷道的影响

相邻北面是已掘成巷岩石运输大巷，南面是未采掘的井田边界，上部是+540运输巷，对掘进巷道无影响。

第二节煤（岩）层赋存特征

该运输巷布置于茅口组（P1m2）第二段，巷道岩性为茅口灰岩，f=8-10，坚硬岩石。

顶部为灰白色厚状石灰岩，厚约19.2m；上中部为深灰色厚层状灰岩，上部为深灰色厚层状灰岩，含燧石结核，并夹有厚约6m细晶灰岩；下部为深灰色厚状灰岩，夹有薄层泥灰岩及钙质泥岩，含燧石。

岩层走向为南320西左右，煤岩层倾角一般为75—800左右。

煤层特征情况表

指标

参数

备注

煤层厚度（m）

1.54

煤层倾角（0）

75—80

煤（岩）层硬件度f

8—10

煤层层理（发育程度）

较发育

煤层节理（发育程度）

不发育

自燃发火期（d）

自燃

绝对瓦斯涌出量（m3/min）

6.81

煤尘爆炸指数%

19.37

地温（0C）

20

属地温正常区

围岩类型

Ⅳ

较稳定围岩

煤层底板情况

顶板名称

岩石类别

硬度

厚度

岩性特征

顶板

老顶

砂岩、砂质泥岩

菱铁矿

f=8

1.86

易碎裂、受大力、易垮落

直接顶

泥岩

f=4.5

0.48

易碎裂、易垮落

伪顶

炭质泥岩

f=4

1.14

易垮落

底板

直接底

泥岩

f=4.5

1.52

岩性松软、易垮落

老底

粉砂岩、泥岩

f=6

3.52

结构较松散、易碎

第三节地质构造

根据地质队提供的资料分析，该区域为单斜构造，施工巷道区域地质条件比较简单，属龙王洞背斜西翼，全煤地层为二迭系上统龙潭组（P1L）下部，合煤五层，K1煤层在区内较稳健，属主要可采煤层。

因此，在掘进过程中，有可能出现次生小断层。

故在掘进时必须注重地质构造的变化情况，特别要注意伴生的小断层将会破坏本区煤、岩煤，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

根据地质报告及相邻掘进巷道的资料分析，该区域水文地质相对简单，对掘进无大的影响。

该掘进面布置于茅口灰岩上段（P1m2），在掘进过程中主要需注意防止岩溶和裂隙水，掘进作业必须严格执行“有疑必探，先探后掘”的探放水原则进行掘进，探放水措施见后面详细介绍。

二、预计涌水量

根据邻近采区岩巷掘进工作面涌水量情况进行分析，预计该面涌水量为0—2m3/h，主要为巷道局部淋水和裂隙水。

第三章巷道断面及支护

第一节巷道断面

一、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，根据经济适用原则，+390m南岩巷设计为圆弧拱断面。

二、断面尺寸

+390mS岩巷及石门钻场的断面为：

掘进断面为S掘=8.3m2，净断面为S净=8.2m2。

净宽3米，全高2.9米，强高2米，拱高0.9米，车场净断面11.56㎡，净宽3.9米，全高2.9米强高2米，水沟宽0.5米，深0.4米

附图：

+390m岩巷断面图

第二节支护设计

一、支护设计

根据矿历年在茅口灰岩中施工掘进的经验，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

+540m北翼运输大巷和+640m、+790m运输大巷布置于茅口灰岩上段P1m2，采用裸体支护，此巷道分别施工于1970-1980年，目前该巷已服务30年，目前通风、行人情况良好，本次掘进施工的巷道与上述巷道的地质情况完全相同，均布置于同一岩层，岩性接近，故选择+390m运输岩巷支户设计类比对象是科学合理的。

第三节支护工艺

一、支护工艺

+390m南运输岩巷采用裸体支护方式，支护工艺较简单，应加密巷道的周边炮眼布置，使其巷道的轮廓面形较好，不出现顶、帮凹凸现象。

施工的工程质量必须符合巷道设计断面，工程质量物检验标准严格按下表进行。

二、质量标准与检验

质量标准检验表

项目

设计尺寸（mm）

合格（mm）

优良（mm）

+390m南岩大巷

0—+150

0—+100

巷道净宽

（mm）

中左（1500）

0—+150

0—+100

中右（1500）

0—+150

0—+100

巷道净高

（mm）

腰线上（1400）

0—+150

0—+100

腰线下（1500）

0—+150

0—+100

第四节轨道及道床

+390m南运输岩巷铺设15kg/m的钢轨和水泥轨枕或木轨枕，轨距600mm，轨枕间距不得大于0.8m，道床高度不得低于120mm，道碴使用碎矸石铺设，其粒度为30mm。

掘进工作面的正式轨道必须紧跟耙斗机后面，保证距耙斗机的距离不得超过15m，工作面的临时轨道必须铺设好。

保证矿车安全平稳通过。

轨道及道床参数表（单位：

mm）

轨道

型号

轨距

轨道与巷道中心距

道床高度

道碴厚度

碴面至轨面间距

轻枕间距

道碴粒度

排水孔径

排水孔间距

15kg/m

600

140

120

210

320

700

30

无

无

第五节巷道排水沟

根据水文地质报告提供的资料分析得知，该面涌水量为0—2m3/h，主要为巷道局部淋水和裂隙水，+390m岩巷在掘进水沟时，在巷道右帮布置水沟，其水沟的相关参数详见下表。

排水沟有关参数（单位：

m2、mm）

水沟

排水量

水沟

净断面

水沟掘进断面

水沟

净高度

水沟掘进高度

水沟掘进宽度

水沟

净宽度

浇筑宽度

水沟盖板

2m3/min

0.2

0.28

400

440

700

500

200

无

第六节巷道管线布置

一、压风管、防尘供水管及临时管道的布置及固定

掘进工作面的压风管、防尘供水管布置在巷道的右帮，距巷道底板高度不得低于300mm，在巷道右帮每间隔4m打一个吊挂风水管眼，眼深300mm，用于压风管、防尘供水管的放置，放置时在要保证其稳固，不被滑落。

压风管、防尘供水管紧跟耙斗机后面，并距碛头的距离不得小于30m，随掘随移，工作面碛头钻机处用皮管联接。

二、电缆、通讯、监测线敷设及电缆沟的固定

掘进工作面的电缆、通讯、照明、监测线敷设在巷道的右帮，并距巷道底板高度不得低于1500mm，电缆钩间距为2000mm。

三、风筒吊挂及出口到工作面距离

掘进工作面风筒应使用大线吊挂布置在巷道的右帮，风筒吊挂必须平、直、稳，无死弯和破口，以减少通风阻力和风量损失。

风筒出口距工作面不得大于5m，风筒吊挂眼每隔3m一个，高度1.8m。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、掘进方式

掘进采取钻眼爆破法掘进，掘进巷道全断面一次成巷。

在施工掘进前，施工队先处理好开口前的安全支护等工作，保证施工开口的安全。

要注意保护好管、缆及设备，以防止放炮时损坏，在巷道开口前，由测量组到现场施放中、腰线，施工队必须严格按中、腰线进行施工。

二、掘进机具

巷道施工打眼使用7655型气腿式凿岩机，1吨固定式矿车出矸，P—30B型装岩机装矸，蓄电瓶机车运至+390轨道上山车场，绞车提升到+540m车场运到地面，1—5段毫秒电雷管，二级煤矿安全许用炸药，FDA100型智能放炮器启爆。

三、工作面工艺流程

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→二次循环作业→文明生产。

第二节爆破作业

一、爆破参数定额

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—10，断面积S掘=8.3m2，单位岩体炸药消耗量取2.08kg/m3。

2、炮眼直径

由于我矿使用炸药直径为32mm，为便于装药，帮炮眼直径取38mm。

3、炮眼深度

为保证施工质量，决定采用浅眼爆破循环作业。

预计炮眼利用率为85%，根据月计划要求，每循环进尺达到0.90m，故炮眼深度为1.5m，现场采用的7655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=2.4×8.3×1.5×0.85=25（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α=0.5，得：

N==33≈30（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，成对炮眼眼底距离为0.2m，槽眼与工作面水平夹角680，故槽眼深度为1.8m，由此得成对槽眼眼口间距为1.2m，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12个，间距500mm，底眼布置9个，间距500mm，周边眼总计共18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6个辅助眼，间距为500mm。

通过炮眼布置，得炮眼总数为33个，水沟眼1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1.8×0.5÷0.2=5（卷）

槽眼装药量6×5×0.2=6（kg）

2）辅助眼：

α=0.5

每眼装药卷数1.5×0.5÷0.2=4（卷）

辅助眼装药量9×4×0.2=7.2（kg）

3）周边眼：

炸药余量为11.8kg，故

每眼装药卷数11.8÷18÷0.2=3.2≈3（卷）

周边眼装药量18×3×0.2=10.8（kg）

4）水沟眼装药量=1.5×5×0.2=1（kg）

总炸药量为：

6+7.2+10.8+1+0.4=25.4（kg）

通过计算，单位岩体雷管消耗量为4.1发/m3，单位岩体炸药消耗量为3kg/m3。

附图：

掘进炮眼布置图、装填药