+148总回风巷掘进作业规程Word文档格式.docx

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配备QBZ—80A开关2台，配备FT160BC型气腿风钻2台，配备煤电钻2台，综保一台，以及相应数量的供水，供气道各1120m。

2、该巷道采用“三八”制作业，每班定员5人，使用煤矿许用乳化3号炸药，和1～10段毫秒延期雷管爆破。

该巷道岩石普氏硬度系数f2—3。

采用风瓦电闭锁，压入式通风，风筒

为600mm，并保证掘进巷道回风流中的瓦斯浓度不大于0.75%。

第二章：

水文地质及瓦斯情况

一、地质构造及煤岩层赋存特征。

1、地质构造：

矿区位于青山岭背斜北西翼，地质构造整体形态为走向北东~南西，倾向北西的单斜构造，倾向285—345°

倾角5~41°

，在背斜轴部附近至矿区范围内一带，产状在5~20°

之间，平均10°

左右，在矿区范围内及其矿区北西侧地表发育有F16断层，该断层全长大于2km，倾角在40~50°

之间，并显示出逆断层性质，使区内地表须家河组，珍珠冲组，自流井组地界错开，与本矿井巷道内21~23测点发现的断层性质相同，据推测该断层在深部煤层中的表现，造成煤炭的缺失，其断距落差在5~10m之间。

综上所述，本矿地质构造较为复杂，其程度为中等复杂型，但本次资源整合的主体工程巷道均不会遇到上述地质构造。

2、煤岩层赋存特征：

本区含煤系层为由老至新依次有三叠系须家河组（T3×

j），三叠系下统飞仙关组（Tif）须家河组为本区域内主要含煤地层，主要含煤的煤层有五页炭和龙枯炭煤层，该工程和一水平石门运输巷，布置在龙枯炭顶，底板中，为半煤巷。

一水平运输石门的主要岩层为细砂岩，其结构不发育，岩石的坚固性系数为f5—7；

而一水平回风大巷主要为灰色少质泥岩，细砂岩及黑色泥岩互层同，岩性为中硬。

3、三叠系须家河组（T3×

j）岩性组合为砂岩，泥岩互层，其砂岩富水性良好，而泥岩又相对隔水，组成一套微具层压的层间裂隙含水岩组，顶板充水量较大，部分顶板有淋水现象，经相关的实测数据显示，矿井常年正常涌水量为5m3/n，最大矿井涌水量为20m3/n。

但本次资源整合所需掘进巷道的地面无任何河流，水库及池塘，因此水文地质相对简单。

4、瓦斯涌出的情况

矿井2012年7月17日由四川省煤炭产品质量监督检验站对该矿五页炭煤层进行煤尘爆炸性鉴定，通过煤尘工业分析（水份、灰份、挥发分、固定碳、焦渣特征）、全硫、真相对密度等的鉴定分析，五页炭煤层的煤尘无爆炸危险性。

历年瓦斯等级鉴定结果均为瓦斯矿井，矿井地温正常，开采过程中均未发生过煤层自燃和瓦斯爆炸事故。

第三章、施工方法，循环方式及施工工艺

（一）、施工方法

根据本矿的装备采用风动凿岩机打巷道眼，用风动凿岩机打锚杆眼，光面爆破掘进，全断面分二次爆破，为把煤岩分开，采用人工装岩，运输，砖砌碹或锚喷支护。

（二）、循环方式

该项工程采用“三八”制作业，严格执行8小时工作制，一班一循环每班（次）循环的内容为打眼，装药放炮，装渣，安锚杆，喷浆等，并根据顶板岩性的结构实行两掘一喷，临时支护使用硬架圆木，一头直径不小于0.18m，必须紧接碛头。

（三）、施工工艺

施工工艺为打眼→装药放炮→装渣→安锚杆→巷道支护等。

（四）、该项工程主要施工设备的配备。

附表

型号

单位

数量

备注

喷浆机

ZYP—5.5KW

台

1

一台备用

局部通风机

FBDNO11KW×

2

空压机

MLGF—12/8G

主提升绞车

JTB—0.8×

0.6

一级提升一台

潜水泵

WQA150—40—37

煤电钻

ZBM—40

综保

ZBZ——42

磁力起动器

QBZ—80

凿岩机

FT160BC

第四章、炮眼的布置及装药量

根据《设计说明书》中巷道断面设计较小，以及《设计方案》中巷道的支护要求，故在本《作业规程》中该技改工程回风平巷采用光面爆破为适，其光面爆破的炮眼布置及装药量分述于后。

一、炮眼的布置

（一）、掏槽眼的布置；

采用楔形掏槽法，两对掏槽眼应对称巷道的中线并稍偏下布置，掏槽眼的排距为0.5m，成对炮眼的眼底距离为0.2m，掏槽眼深为了2.2m，与工作面夹角成75°

。

眼号为1～4号，4眼共长8.8m。

（二）、辅助眼，根据已确定的掏槽眼，周边眼之间的间距，均匀地布置辅助眼，目的是以求扩大掏槽，获得均匀的岩块并为光面爆破创条件，因此设辅助眼11个，限深为2m，11个眼共计长度22m，辅助眼间距及光面厚度，（最小抵抗线）均为550毫米，其密集系数K为0.9～1.0。

（三）、周边眼，根据光面的要求，顶、邦眼应适当加密，共布置炮眼11个，其中顶眼间距550毫米，邦眼间距550毫米，底眼布置7个，间距为600毫米。

为了爆破时带出水沟，另打水沟眼1个。

周边眼共计20个，每眼深为2m，20眼共计长度40m。

通过炮眼的布置，得出炮眼的总数为35个。

二、各炮眼装药量的分配

掏槽眼：

a值取0.5则

掏槽眼装药量=4×

7×

0.15=4.2kg

辅助眼：

装药量=11×

5×

0.15=8.25kg

周边眼：

顶邦，顶眼每眼装药卷2个，底眼和水沟眼每眼装药卷6个，即得：

装药量：

①、13×

2=26×

0.15=3.9kg

②、7×

0.15=5.25kg

故：

设计总装药量=4.2＋8.25＋3.9＋5.25=21.6kg，小于理论的33.6kg（建井手册）符合规程的要求。

设计雷管的消耗量为35个，而《建井手册》规定每茬雷管消耗量=11.49×

2×

0.85×

2.94≈57个。

故亦符合要求。

三、爆破说明书的编制

1、爆破条件表：

名称

单位

数量

备注

掘进巷道毛断面

m2

6.92

掘进巷道净断面

6.67

三级煤矿许用炸药

电雷管

1～10毫秒延期雷管

岩不坚固性系数

f

2～3

瓦斯情况

低瓦斯矿井

煤尘情况

无爆炸性

2、炮眼布置及装药量

眼

号

炮眼名称

炮眼长度

装药量

倾角

爆破顺序

联线方式

单位（m）

小计（m）

条/眼

小计

水平

垂直

1—4

掏槽眼

2.2

8.8

7

28

75°

Ⅰ

串

联

5—15

辅助眼

22

5

55

Ⅱ

16—28

周边眼（邦）

26

Ⅲ

29—34

底眼

12

30

Ⅳ

35

水沟眼

6

Ⅴ

合计

70.8

144

3、预期爆破效果

炮眼利用率

﹪

85

每米消耗炸药

Kg/m

12.7

每循环工作面进度

m

1.7

每循环眼总长度

m/循环

每循环爆破实体岩石

m3

15.3

每m3m岩石消耗雷管

个/m3

2.28

炸药消耗量

Kg/m3

1.41

每米巷道消耗雷管

个/m

20.5

D、附炮眼布置图

炮眼布置图

四、装岩及运输

该巷道用人工装煤岩入矿车，使用人力推到+148开口处翻倒自滑道进入+70水平矸石仓，在装矿车使用机车运到+70水平底部车场，绞车提升运输到地面，倾倒在指定的位置。

支护材料由地面主平硐运到+300水平总回风绞车房,采用绞车放到+148水平.人工推到工作面.

五、巷道的支护

1、该巷道布置在五页煤层中，其顶板岩性属砂岩，结构较好，因此按照设计《方案》内的要求，属顶板结构较好的地段，即可进行锚喷支护作业，但锚杆随同掘巷时一并严格按照0.8m一根锚杆打好，（以便稳固岩层）。

2、掘进中若遇顶板结构差，岩性不完整时，均必须严格按照初步（设计方案）中巷道支护的要求使用砖砌碹，外抹灰浆进行永久性支护，同时临时支护紧接碛头。

3、巷道锚喷支护

一、锚喷支护的一般规定

1、根据我矿的地质资料，结合（设计方案）的具体要求，岩层普氏坚固性系数在2～3，掘时巷道的宽度在3.4m时，可采用挂网锚喷支护，其锚喷支护的标准是：

锚杆采用14—18mm的圆钢，其长度=1600mm—2000mm锚杆柱距为800mm排距为800mm，并加金属网，其金属网格一般在100—150mm，金属网钢筋一般直径为2.5—10mm，锚杆抗拉力不得小于50KN，锚喷的厚度为100—200mm，锚喷混凝土的强度不低于C20，每段面锚杆为9～11根。

2、锚眼的施工布置：

①、按巷道的中线检查巷道的毛断面规格，质量，处理好不合格的部位，并确定眼位，做出标记。

②、使用风钻打眼时，必须按设计锚眼的要求进行操作，同时先打顶眼，后打邦眼。

③、锚眼的直径，间距，排距，深度，方位等必须与围成夹角。

严格执行穿层布置锚眼。

3、锚杆的安装

①、清理干净锚眼内的岩粉。

②、检查钻孔质量，对不合格的锚眼必须重新补打。

③、安装锚杆时，必须将托板紧贴岩面，未接触部分必须用铁楔楔紧垫实，不得松动。

④、锚杆安装顺序，应从顶部向两则进行，两邦锚杆先上后下，铺设金属网时，要搭接好接头，并把网拉紧。

⑤、严禁使用不合格以及生锈，变形的锚杆。

二、喷浆支护的具体要求

1、喷浆就应首先清除巷道局部凸突点（巷道整形），并用清水冲洗干净巷道顶邦的粉尘后，再做喷浆工作。

2、作好施工前的准备工作，检查巷道的工作质量，处理松动的危岩活石，排除作业地点的障碍物，安好照明灯，并对机具作全面的检查，并试运行，作业人员应穿好工作服，戴好防护镜和防尘口罩。

3、喷浆的材料及配合比：

使用普氏硅酸盐水泥其标号不低于400号，其配合比为：

水泥，砂子，石子为1：

2：

2，水灰比为0.45—0.55，速凝剂掺量为水泥重量的2.5—4%，要求3—5分钟终凝。

水质要清洁，无杂物的中性水。

六、供电与排水

1、供电，该作业碛头采用660伏电压供电，FBDNO5.5KW×

2局部通风机供风，使用QBZ—80型真空开关控制，使用煤电钻打眼，人工装岩。

2、排水，由于该巷属在为煤岩中作业，只有局部裂隙渗水，水量较小,实行水沟自排方式。

第五章，所需风量的计算和通风设备选型

一、按炸药的消耗计算

Q=25A式中A指最多炸药的消耗量取（掏槽，辅助，周边底眼）分四次单独放炮。

即：

Q=25×

6=150m3/min

2、按同时工作最多人数计算取6人

Q=4P式中P指最多人数同时作业

Q=4×

6=24m3/min

3、按瓦斯涌出量计算

①、式中QCH4指绝对瓦斯涌出量，（根据2012年度），菜子沟瓦斯等级鉴定时，绝对瓦斯涌出量为1.686m3/min。

②、式中的KCH4指矿井瓦斯涌出的不均衡系数取1.6。

③、式中的C是指工作面控制瓦斯在回风流中的浓度小于0.9%。

4、掘进工作面风量验算

①、按最低风速验算：

V=150÷

5.9÷

60=0.42m/s

②、按最高风速验算

取180m3/min÷

60=0.5m/s

经验算符合《规程》的规定，故上述三式中取最大值180m3/min作为该碛头的需风量。

二、通风设备的选型

根据该项工程作业碛头需风量的计算，和该工程巷道的最大通风距离为850m，因此选用FBD型15KV×

2的对旋式局部通风机供风，选用直径600mm阻燃，抗静电胶质风筒压入式通风，同时根据设计要求，选用一台KBSG—SO/10/0.69KV型矿用隔爆干式变压器，作为局部通风机专用变压器。

三、通风设备安装和甲烷传感器的设置

1、通风设备的安装：

局部通风机安装在菜家湾到+300水平交岔口20米处的进风专用风机架上，并用机脚螺丝扣紧，使风机运行时不摆动，全风压供给该碛头的风量，风筒必须反边连接。

做到有环必挂，并做到“两靠、一平直”，风筒的出风口距离作业碛头不准大于5m。

2、甲烷传感器的安置

在距离作业碛头5m处安设一台

瓦斯传感器，同时在回风风流汇10～15m处安设1个

瓦斯甲烷传感器。

祥见甲烷传感器设置图附后：

第六章：

劳动组织

一、劳动组织情况

该项工程作业碛头采用“三八”制，作业班次，每5人一个作业班次，其中5个均系综合性的工种，在班长的灵活安排下调整，以提高工作效率。

劳动组织表附后：

工种

打眼工

人

综合性工种

放炮工

专职爆破员担任

装岩渣

支护工

4

铺轨工

二、循环作业图表

工序

循环时间（小时）

min

8

9

10

11

13

14

15

16

准备交接班

钻眼

140

放炮

20

通风、敲邦顶

装运岩

240

打锚杆眼

50

三、主要经济技术指标

序号

指标名称

巷道净高

2.5

巷道净宽

3.2

3

巷道净断面

7.3

循环时间

小时

日循环数

次

循环内进度

日循环进度

5.1

掘进工效

m/工

0.34

炸药消耗

雷管消耗

发/m

坑木消耗

40

水泥消耗

200

砂子消耗

400

石子消耗

轨道消耗

电力消耗

度/m

130

施工中的工程质量及要求

一、工程质量：

1、巷道的走向，必须严格按煤层的走向控制，巷道坡度必须严格的控制在3‰之内。

2、巷道的净高，净宽均必须严格按照设计《方案》的巷道路断面进行施工。

3、巷道的支护，无论实施砖砌碹支护，还是锚喷支护，都必须遵循质量为本的原则，保证巷道支护强度，同时巷道内的伞檐不能大于150mm，喷浆巷道内的凸突点不大于100mm。

4、巷道内的水沟规格为300mm×

400mm并用混凝土浇筑。

5、保持轨道面的平整牢固，轨道接头处必须有枕木，枕木与枕木之间的距离为0.8m。

轨道的错距不准大于5mm。

6、保持巷道内的清洁卫生，严禁乱堆乱丢任何杂物。

二、要求：

1、每特循环的作业班长必须检查准确的效对腰线，是否控制在规定的范围之内，现场安全员和跟班的矿级领导应随时检查督促，发现不合格的工程质量必须立即返工处理。

2、坚持工程质量与作业班（组）人员的工资挂钩，若一个月内发生三次不合格的工程质量问题时，扣除作业班（组）人员总工资的10%。

3、严格执行工程质量验收条件，凡不合格的井巷工程，矿办的任何领导均不得予以验收。

第七章：

安全技术措施

一、预防冒顶片邦的安全技术措施

1、现场的跟班安全员，下井带班的矿级领导，必须严格履行自己的职责，严格做到现场安全工作业检查，督促整改到位，对发现的危邦危顶，应及时采取措施进行临时支护，对危岩活石，应立即采取措施进行清除，严禁任何人在空顶下进行作业。

2、坚持巷道的支护质量，临时支护必须紧接碛头，对不符合安全，影响工程质量的必须坚决返工。

3、坚持敲邦问顶制度的落实，及时清除危岩活石，消除事故隐患，巷道中的伞檐长度不准超过100mm。

4、碛头的临时支柱，严禁对准炮眼，爆破通风后首先检查支柱，（架），待确认无危险后在专人监视安全的情况下，方准清理危岩活石，并及时恢复因放炮崩倒的支柱（架）。

5、作业地点必须随时储备10根预备硬质圆木临时支柱。

其小头直径不小于0.18m。

6、工作面遇顶板破碎时，其发碹支护应紧接碛头，或加密临时支护或采用超前支护。

二、预防爆破事故的安全技术措施

1、严格遵守和执行天生煤业有限公司，安全爆破《管理制度》的各项具体规定。

2、严格执行“一炮三检和三人联锁”的放炮原则进行安全爆破。

3、放炮前必须认真清点人数，并收检好相应的设备，工具和用具，所有人员均必须撤离到安全躲身硐室，同时派出人员到各通道口站岗警戒。

4、爆破器的钥匙必须由专职放炮员随身携带，严禁将起爆钥匙与爆破器同时一起放置。

5、如遇拒爆的瞎（残）炮时，必须平行距炮眼0.3m的地方重新打眼装药联线起爆。

6、每班（次）爆炸物品的领退，只能由专职放炮员一个进行，并使用专用雷管和炸药厢同时，装厢上锁，并按规定单独单车进行运送。

7、放炮母线必须分开悬挂，严禁与其他导电物体混挂在一起，出现明接头时必须使用绝缘胶带包扎完好。

8、放炮地点必须选择在进风巷的风流中起爆，同时切断起爆地点以内的所有电源。

9、放炮15分钟后，待炮烟散完时，方可进入工作面。

10、距离放炮地点20m以内的瓦斯浓度达到1%和巷道堵塞1/3以上时，严禁放炮。

三、通风及瓦斯管理措施

1、加强碛头的通风管理，严禁将局部通风机任意开停，风筒的挂吊必须做到“两靠一平直”，有环必挂，破损口应及时缝补，风筒的出口距离碛头不准大于5m。

2、瓦检员必须跟班巡回检查，放炮时必须严格执行“一炮三检”和“三人联锁”制的规定，严禁瓦检员空班漏检，或瓦检员未检查瓦斯就进入工作面进行作业的行为出现。

3、杜绝一切火源，特别是要杜绝电气火花，放炮火源和撞击摩擦火花的产生。

4、掘进工作面巷道内的回风中设置测风站，根据瓦斯的涌出情况行风量调配。

5、严格通风瓦斯管理制度的落实，坚持使用风瓦电闭锁。

四、机（运）安全措施

1、机车，（矿车）运行时，在经过弯道，坡度较大的地段或车场时，应及时发出警示信号或减慢速度行驶，预防机车（矿车）脱轨伤人事故的发生。

2、使用标准矿车，禁止任意改装矿车入井。

3、矿办机电负责人必须坚持每月一次的机电设备检查制度，对矿井机电设备查出的隐患必须立即整改，不准拖延。

4、经常保持矿井各种机电设备的完好状态，各种机电设备必须做到，整齐，清洁，润滑，安全的八字要求。

五、综合防尘措施

1、坚持打眼前洒水，放炮后洒水，装渣前洒水的防尘措施。

2、坚持使用水炮泥，并使用湿式打眼。

3、加强个体防护措施的落实，坚持入井人员必须戴防尘口罩作业，并按《职业病防治法》的规定，定期组织掘进工人到医院进行健康检查，预防职业危害。

第八章、安全自救及避灾路线

一、水灾避灾路线

掘进碛头→+300回风上山→回风巷出井。

二、火灾、瓦斯事故的避灾路线

碛头→+70水平进风出井。