管子道掘进工作面作业规程Word文档格式.docx

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第一节运输设备18

第二节运输路线18

第七章供电、通讯和信号19

第一节供电19

第二节通讯19

第三节信号19

第八章劳动组织及主要经济技术指标19

第一节劳动组织19

第二节主要技术经济指标21

第三节正规循环图表（附图）21

第九章安全技术措施21

第一节打眼放炮操作及注意事项21

第二节放炮及撤人设岗27

第三节支护27

一总则27

二、砌墙支护操作及注意事项：

28

第四节出碴注意事项29

第五节绞车司机操作注意事项29

第六节运输30

第七节顶板管理30

第八节过断层、破碎带的安全技术措施32

第九节开口安全技术措施33

第十节通风与瓦斯管理34

第十一节防突管理35

第十二节综合防尘措施37

第十三节防治水38

第十四节其它注意事项38

第十章灾害预防39

第一节瓦斯39

第二节煤尘40

第三节防灭火40

第四节防治水40

第五节顶板41

第十一章发生灾害事故救援方案41

第一节煤（岩）与瓦斯突出事故的救援预案42

第二节瓦斯爆炸事故的救援预案42

第三节火灾事故的救援预案44

第四节水灾时的救援预案45

第五节冒顶事故的救援预案45

第六节停电事故的救援预案46

第七节避灾路线46

规程汇审意见表

矿长

技术负责

生产矿长

安全矿长

机电矿长

技术部

施工队

通防队

汇审时间：

汇审地点：

汇

审

意

见

第一章概况

第一节概述

巷道名称及用途：

巷道名称：

管子道；

巷道用途：

为满足中央水仓安放排水设备、管路及行人等其他需要

服务年限：

15年

设计长度：

41米

第二节地质情况

一、地质情况详见地质说明书

地质说明书

巷道名称

采区名称

一采区

巷道标高

+1590

地面标高

+1651.234

地面位置相对位置建筑物及其他

该巷道地表对应为荒山或旱地，其地形比较简单，地表无其他水体和建筑。

掘进对地面设施影响

无影响

巷道位置及四邻采掘情况

该巷道北面、南面、东面均为未开采的区域或边界。

第三节矿井水文地质特征

一.水文地质条件

矿区范围内不同的位置均有小煤窑开采，浅部及露头部位废弃老窑较多（详见地质地形图中老窑的位置），由于大气降水的渗入，老窑多有积水，老窑的开采深度均较浅，一般垂深不超过30m。

二、岩层顶、底板情况

M16岩层：

顶板为灰色泥质粉砂岩，底板为灰色泥岩，位于长上长兴组（P3c）下部。

M17岩层：

顶板灰色泥质粉砂岩，底板为灰色泥岩，位于长兴组（P3c）底部。

M18岩层：

顶板为灰色粉砂质泥岩，底板为灰色泥岩。

上距M17岩层5-8m。

三、瓦斯、岩尘爆炸性和岩的自燃倾向性

1、瓦斯：

矿井原为民用小矿，一直没有做瓦斯等级鉴定，根据矿区范围内岩层的赋存情况、岩质、埋藏深度等依据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）的公式进行预测，预测开采最低深度时M16、M17和M18岩层的瓦斯相对涌出量分别为29.88m3/t、30.27m3/t和30.89m3/t，绝对涌出量分别为9.44m3/min、9.54m3/min和9.74m3/min，我矿矿井瓦斯等级为高瓦斯。

因此，必须加强通风系统的管理，加强瓦斯的检查和监测，防止瓦斯积聚，防止瓦斯事故的发生。

2、岩尘爆炸性：

根据2007年7月贵州省岩田地质局试验室检验报告，我矿矿井的M16、M17和M18岩层岩尘无爆炸危险性。

3、岩层自燃倾向性：

根据2007年7月贵州省岩田地质局试验室检验报告，我矿矿井的M16、M17和M18岩层自燃倾向性为三类不易自燃岩层，因此，该矿井的岩层自燃倾向性等级为三类。

4、地温

本矿井属地温正常区，无热害。

5、地压

本矿井开采深度较浅，一般不会出现冲击地压现象。

6、岩与瓦斯突出危险性

我矿属于新建矿井，矿区范围内从未发生过与煤（岩）瓦斯突出，但从未对煤（岩）与瓦斯突出危险进行鉴定，哲庄岩矿矿区范围属于国家划定的具有岩与瓦斯突出区域的赫章县，因此，本矿井按具有煤（岩）与瓦斯突出进行管理。

第二章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

管子道为中央水仓安放排水设备、管路及行人等需要，巷道均为矩形断面（掘进宽3.0m,掘进高2.4m,掘进断面7.2㎡；

净宽2.2m，净中高2.2m,净断面4.84㎡。

）总工程量41米。

第二节支护设计

一、确定巷道支护形式

根据本采区的柱状资料分析，在该巷道掘进岩层稳定性差，因此巷道墙体采用砌墙支护，顶部采用工字钢进行支护。

掘进时若遇岩石特别破碎段采用膨胀锚杆配合锚网作临时支护。

二、支护参数设计

根据哲庄煤矿地质资料,结合实际情况，哲庄管子道料石选用规格为：

长×

宽×

高=400mm×

300mm×

200mm的长方形料石配合水泥砂浆（水泥：

砂：

水=1：

2.5：

1.5）进行砌墙支护。

墙基深为400mm，砌墙厚度500mm，料石与料石之间错口搭接不小于150mm，料石与料石之间水泥砂浆厚度为10mm，灰缝饱满。

顶梁选用11号工字钢作为永久支护。

每隔600mm架一顶梁，工字钢要搭接在两墙基的中部，顶上用小板接顶且牢固结实。

第三节支护工艺

一、支护形式及材料规格

1、支护形式

管子道采取料石砌墙配合工字钢进行支护，巷道断面（掘进宽3.0m,掘进高2.4m，掘进断面7.2㎡；

净宽2.2m，净中高2.2m。

净断面4.84m2）

2、支护材料规格

料石规格：

200mm，11号工字钢：

长2.7米。

（详见支护断面图见二）

3、施工工序

①、采取放炮破岩；

②、采用圆钢作前探梁临时支护（；

③、人工装岩矸；

④、掘砌基础；

⑤砌筑侧墙；

⑥拆临时支架；

⑦、上工字钢顶梁，⑧接顶

⑨工程质量检查

4、支护工艺及要求

1）临时支护

（1）临时支护形式：

放炮落岩后，应先敲帮问顶，处理隐患，排除不安全因素后再用前探梁作临时支架，前探梁上铺小板，小板规格：

（长×

厚=2800mm×

200mm×

100mm）以防止出矸与砌墙时顶上岩石跨落，详见巷道支护平、剖面图（支护平、剖面图见三）。

（2）临时支护工艺、工序及要求：

①掘进（爆破）1.2m进度后，工作人员站在永久支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活石悬矸，并随时进行敲帮问顶工作。

确保无安全隐患后，人员站在永久支护下采用圆钢作临时支护。

②加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员待顶板稳定后方可继续工作。

2）砌墙支护工艺及要求

（1）掘够一次砌墙进度后→掘墙基→砌筑侧墙→拆出前探梁→上顶梁。

（2）砌墙时，砌墙循环按设计要求进行布置，1.2m每循环。

（5）、开口时，墙基基础深度为400mm,砌墙厚度左帮为500mm右帮为500mm，掘进到5米时，墙基础深度不变，砌墙厚度改为400mm，一直掘到完为止。

（6）当巷道超挖超过300mm，必须进行处理。

（7）当地压较大或顶帮岩石破碎时，应先在顶部采用锚网作临时支护。

（8）墙基深度必须符合设计要求，并要做到实底上；

在坚硬岩石中基础深度不得小于设计值50mm。

（9）砌筑料石墙时，灰缝必须均匀、饱满，在砌筑的同时要做好壁后充填工作。

（10）砌墙时必须挂线，使墙面平整，1米直径范围内凸凹高差不大于1厘米。

（11）上顶梁时，工字钢必须架牢架实，并且搭接在墙体中部。

（12）架设的工字钢要上沿与墙体上部平行，工字钢架在墙体上时，要用水泥砂浆将工字钢固定，用圆木将顶结实。

（13）接顶时，接顶的小板要平行于巷道的底板，小板一端超出梁100mm以上，无单挑、斜插小板。

小板材质要好。

小板规格：

厚=1200mm×

200mm×

100mm）

（14）迎头10m以内的巷道内必须保证物料堆放整齐，无淤泥、无积水，并保证巷道四脚齐。

第三章施工工艺

第一节施工方法

巷道掘进采用人工爆破掘进，料石砌墙支护，冒高处用木垛接严实，遇地质破碎带时，采取打锚杆、架工字钢配合料石砌墙进行支护。

一、巷道掘进工艺

工作面采用光面爆破，直线掏槽，一次装药，一次起爆。

二、砌墙支护施工工艺

1、准备工作：

（1）检查工程质量及安全情况，发现问题及时处理。

（2）清理现场的矸石杂物，接好风、水管路。

（3）检查瓦斯异常情况。

（4）备齐砌碹施工工具以及有关支护材料。

（5）检查施工所需的风、水、电。

（6）施工前，要掩护好风、水、电管、线设施；

施工设备要放到规定地点。

（7）砌碹前要根据作业规程要求，按中、腰线检查巷道断面尺寸，进行刷帮、挑顶和拆出临时支架工作，凡有碍砌碹的部分都要刷大。

（8）砌碹前必须搭设好牢固可靠的工作平台。

（9）检查设备、压柱及其它构件是否完好。

2、工作：

检查瓦斯及安全隐患→打眼→检查瓦斯及安全隐患→装药、联线→检查瓦斯→设岗、撤人→放炮→检查瓦斯及安全隐患→临时支护→出煤/矸石→挖底槽砌基础→搭工作台→支碹胎、砌墙→上顶梁→接顶→检查工程质量，清理现场→打扫卫生→安全交接班。

第二节掘进方式

一、炮掘施工方式

1、掘进施工时采用普通钻爆法施工工艺。

采用先拉槽、后刷帮压顶的方法。

2、钻爆工艺流程：

钻眼前的准备（检查瓦斯及安全隐患）→钻眼→检查瓦斯及安全隐患→洒水降尘→装药联线→检查瓦斯、安全隐患撤人设警戒→洒水防尘、开喷雾→爆破→检查瓦斯、安全隐患及煤破效果→洒水防尘、敲帮问顶→临时支护→出煤/矸→永久支护→清理卫生→安全交接班。

3、钻爆工序要求：

1）钻眼前，必须详细检查正头10m范围内的支护及距迎头20m范围内的瓦斯及安全情况，发现问题及时处理。

2）必须依据中线在工作面按规定布置眼位。

3）严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式钻眼。

4）爆破要严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。

5）爆破采用正向装药，串联式联线方式，使用毫秒电雷管，不低于三级的煤矿许用乳化炸药，每眼使用1个水炮泥和一个隔水泥。

7）放炮时，必须撤出副井所有人员，严禁副井井下有人工作。

8）放炮时，调度室必须立即打电话通知副井井下人员撤到地面。

9）爆破前班长必须派专人在所有通往爆破地点各个通道口爆破撤人距离以外安全有掩护的地点设置警戒。

每一警戒点安排2人放警戒，设好警戒后，一人负责警戒，另一人返回通知已设好警戒。

只有每个警戒点的警戒员都通知后才可装药爆破，爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒，并严格按照哲庄煤矿远距离放炮管理规定进行放炮管理。

第三节顶板管理

1、本掘进工作面必须严格并加强敲帮问顶制度。

此项工作必须有一名有经验的老工人带领，两人进行，一人观察，一人敲帮问顶，并且由外向里逐段进行。

确认无危险时，方准人员进入工作面作业。

2、遇有地质变化时，必须加强支护，并将锚杆间排距缩小为0.6m或改变支护方式。

更改巷道支护方式时必须严格按照《煤矿安全规定》的相关规定执行。

3、当掘进工作面遇到下列情况之一时,必须立即停止作业,撤出所有受威胁的人员,并及时通知矿调度室和有关部门及相关负责人。

①顶板来压、支护变形速度聚增时；

②工作面遇遇有煤岩外移、涌水量增大等突水预兆时；

③顶板离层严重、大量锚杆失效时；

④瓦斯等有害气体超限、温度聚增聚减时。

4、掘进工作面必须保证后路巷道畅通无阻，支护完好，清洁卫生。

5、由于锚杆排距为0.8m，因此工作面最大控顶距不得超过1.1m，最小控顶距为0.3m。

6、顶部锚杆支护必须紧跟迎头，贴帮柱滞后迎头不得超过5米。

7、工作面以外10m内必须备用10块尺寸不小于4000mm×

100mm的大板和15棵直径不小于150mm的优质圆木。

8、每班施工前，必须认真检查后部锚杆的支护情况，发现锚杆失效时应补打锚杆，发现顶板下沉情况严重，两帮位移加大，要及时撤出工作面的全体人员进行处理，并采取在巷道中补打锚索、支设贴帮柱等挽救措施。

坚持由外向里逐段修复，修复合格后，方可进入工作面作业。

9、当班发现的不安全隐患，当班必须处理完，如有特殊情况未处理完时，必须由跟班班长在现场与下一班班长交待清情况，由下一班班长组织处理。

10、锚杆托盘必须紧贴煤岩面，局部片帮跨落处必须严格控制眼深，确保上托盘后托盘紧贴煤岩面，严禁超过设计规定多上锚杆托盘。

11、顶帮遇到大块断裂煤矸或煤矸离层时，应先设置临时支护，保证安全后，再顺着裂隙、层理敲帮问顶，不得强挖硬刨。

12、当发现顶板破碎或局部冒落时，应及时打超前锚杆，超前锚杆与顶板的夹角不得小于15°

，每排不得小于3根。

13、在施工过程中，必须加强对顶板的观察及监控，并作好相关数据的记录。

14、下山施工严格执行小绞车提升的操作规程，严格执行“行人不行车、行车不行人”的提升制度。

第四章爆破参数的选择计算

第一节爆破参数的选择计算

一、工字钢支护

1、掘进方式：

采用钻眼爆破法掘进。

2、钻眼工具：

使用煤电钻配合YT28凿岩机。

3、爆破器材选择：

炸药选用煤矿许用三级乳化炸药，药卷直径为32mm，药卷长度为200mm，重量为0.2kg，殉爆距离40mm，爆速不小于2300m/s，爆力为220mL；

雷管选用1~4段毫秒延期电雷管；

发爆器选用MFB-200型发爆器，发爆能力为200发,。

4、连线方式：

大串联；

5、工作面炮眼布置：

为了便于打眼，掏槽方式均采用楔形掏槽，其炮眼布置见图。

6、爆破参数的确定

1）炮眼深度的确定：

管子道沿岩层掘进，以不破顶为原则，棚距为0.8米,根据目前所使用的钻眼工具能力和施工进度的要求，在保证每班多循环的前提下，循环进度取1.6米，即每循环需爆破长度1.6米，则辅助眼及周边眼的深度为1.7米，掏槽眼深度为1.8米。

2）炸药消耗量：

由于巷道主要是沿岩巷掘进，而该煤层的煤质通过目前所揭露的实际情况，煤的硬度变化相对较大，故在本设计计算中的炸药消耗量只作为实际施工的参考。

根据地质报告提供的资料和目前所撑握资料,初步将岩层的坚硬系数定为f＝1---1.5，则每爆破1m3煤体的炸药消耗量为：

q=f*kef/S=1.6*（525/220）*1.0/7.2=0.53kg/m3.

以上计算中式中，ke—炸药爆力校正系数，p—炸药爆力，S—巷道掘进断面，ke＝525/p。

3）炮眼数目的确定：

循环进度1.6米，掏槽眼深度1.8米，其余眼深1.7米，则炮眼利用率η＝L0/L×

100%=1.6/1.7×

100%=94%,根据以上确定的各项参数，则该巷道的炮眼数目:

Q＝q*s*m*η/α*p=（0.53×

7.2×

0.2×

0.94）/（0.22×

0.2）=16（个）

以上炮眼数目计算式中，q：

单位炸药消耗量；

s：

巷道掘进断面积；

m：

药卷长度；

η：

炮眼利用率；

α：

炮眼装药系数；

p：

药卷质量；

L0爆破实体；

L炮眼深度。

在施工过程中，技术员可根据现场实际情况对炮眼数目，装药量酌情增减。

7、装药结构与起爆

采用大串联正向装药。

以上计算的各项参数只供掘进施工参考，工程技术人员可根据实际情况对爆破参数进行调整。

起爆原始条件

项目

单位

数量

巷道的掘进断面

㎡

5.76

炮眼数目

个

16

煤岩的坚固系数

1.5

雷管数目

炮眼深度

m

1.6

总装药量

kg

11

预期爆破效果

单位

数量

炮眼利用率

％

94

每循环巷道耗药量

kg/m

每循环工作面进尺

每循环炮眼总长度

20

每循环爆破实体煤岩

m3

23

每米3煤岩耗雷管量

个/m3

炸药消耗量

kg/m3

0.47

每米巷道耗雷管量

个/m

10

第二节炮眼布置及爆破说明书

炮眼布置及爆破说明书（见炮眼布置图）

第五章生产系统

第一节通风

按瓦斯或二氧化碳涌出量计算（掘进岩石巷道瓦斯或二氧化碳涌出均不大,但是为了安全起见取瓦斯涌绝对出量为1.2%）：

Q=100×

q掘×

Kd

式中：

Q—掘进工作面实际需风量，m3/min。

q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，1.20×

20%=0.24m3/min。

Kd—工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，取Kd=2。

0.24×

2=48m3/min

②砌墙搭工字钢掘进工作面按日进2.0m计算,掘进断面为7.2m2,岩体容重2.5t/m3,则日产量为36t。

2、按炸药消耗量计算：

Q=25A

A—掘进工作面一次消耗的最大炸药量：

取A=11Kg；

Q=25A=25×

11=275m3/min

3、按最多工作人数计算：

Q=4N

N—掘进工作面同时工作的最多人数，取N=15人

Q=4N=4×

15=60m3/min

4、按风速进行验算：

15×

S≤Q≤240×

S

S—回风断面积4.8m2。

4.8=72m3/min≤Q≤240×

4.8=1152m3/min

综上计算,掘进工作面实际需风量为275m3/min。

5、通风方式：

采用局部通风机向工作面供风，局部通风机选用2BK系列N06.3/30（2×

15KW）对旋式局部通风机，风机风量范围420～240m3/min，风筒选用￠600mm，风机安设副井车场内。

5、通风系统（见通风系统图）

第二节压风及压风自救

空压机安设在地面，主管采用Φ100mm的无缝钢管，支管采用Φ50mm的无缝钢管接至迎头。

第三节瓦斯防治

一、瓦斯抽放

地面设永久瓦斯抽放泵站，在巷道中布置钻场进行本岩层抽放。

二、瓦斯管理

1、工作面瓦斯浓度超过0.8%时，必须立即停止作业；

2、工作面必须有专职瓦斯检查员跟班作业。

3、班队长、放炮员及矿管理人员必须配戴便携式瓦斯检查仪。

4、严格执行“一炮三检查”和“三人连锁”放炮制度。

5、放炮时必须将人员撤至新鲜风流中进行放炮。

6、加强通风管理确保工作面实际供风量不小设计所需；

风筒出风口距迎头的距离不得大于5米；

必须严执行先抽后掘的原则。

7、瓦斯超限在0.8%-1.5%时,对超限地点进行事故分析；

在2%以上时必须当作重大事故进行分析,并制定专门的安全技术措施。

8、加强对局部通风机及通风设施的日常维护管理，局部通风机必须实行上架和挂牌管理。

9、杜绝无风、微风作业。

10、局部通风机由瓦检员负责管理，每班检查瓦斯次数不得少于3次，严格执行“一炮三检查”和“三人连锁”放炮制度。

11、安设“双风机、双电源”并能保证自动切换。

第四节综合防尘

在巷道内每隔50米，必须在主防尘管路上安装一个三通阀，以便保证防尘用水；

每月至少对巷道进行一次以上的洒水清洗；

每隔50m设一道水幕，防尘水管必须接到掘进工作面。

防尘的其它规定：

1、放炮作业必须装填水炮泥；

2、放炮后，必须先对爆落的煤/岩进行洒水防尘；

3、在使用风煤钻进行打眼时，严禁采用干式打眼作业。

第五节防灭火

由于所掘岩层为不易自燃岩层，所以在防火方面主要要防止外生火源的出现。

亦要防止明火、明电，防止放炮起火，防止电器设备失爆，防止高温热源的出现等。

第六节监测监控

1、必须在掘进工作面及其回风流中安设瓦斯断电报警仪对巷道瓦斯进行监控。

2、监测监控瓦斯传感器安设在顶板完好的地方，距帮0.3m，离顶0.2m，正头瓦斯传感器距迎头5m，回风瓦斯传感器安设回风口往里10～15m巷道的中间位置，距顶为0.2m.（详见监测监控布置图）

3、瓦斯传感器的断电浓度及断电范围：

工作面瓦斯传感器的断电瓦斯浓度为0.8%，断电范围为工作面及附近20m内的全部电气设备，回风瓦斯传感器的断电瓦斯浓度为0.8%，断电范围为工作面巷道内的全部电气设备。

4、瓦斯传感器的复电瓦斯浓度：

当瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可恢复送电，局部通风机恢复送电，严格按《煤矿安全规程》第一百四十一条执行。

第六章运输

第一节运输设备

一、运输方式：

绞车配合人工出煤（岩）

二、运输设备及型号数量：

JT—1.2X1绞车1台，

第二节运输路线

运输系统：

管子道工作面→副井落底→副井→地面

运输系统（详见运输系统图）

第七章供电、通讯和信号

第一节供电

地面配电点→副井→副井车场→管子道工作面

第二节通讯

电话安设在管子道开口处，并有直通地面调度室及各主要管理部门的电话。

第三节信号

绞车必须使用双打电铃信号或声光信号装置，信号要灵敏可靠，绞车司机必须听清信号后方准开车，联系信号规定如下：

一次长铃—停车。

连续二次铃—开车。

连续三次铃—倒车松绳。

连续乱铃—掉道或有事。

第八章劳动组织及主要经济技术指标

第一节劳动组织

劳动组织

1、作业方式：

“三八”制。

分早、中、夜班，每班作业8小时。

2、劳动组织（见劳动组织表）

劳动组织：

各工种各班人员配备（劳动组织表）。

劳动组织表

工种

每班

圆班

出勤

在册

直接工

班长

1

2

4

辅

助

工

收尺员

打眼

3

6

8

绞车工

装运

挂钩工

支护

维修工

小计

7

13

26

合计

14

17

27

33

备注

有工种为综合工种。

2、作