四季春煤矿1164切眼炮掘作业规程.docx

四季春煤矿1164切眼炮掘作业规程.docx

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四季春煤矿1164切眼炮掘作业规程

第一章工程概况

一、巷道名称

巷道名称：

1164切眼。

二、掘进目的及用途

1164切眼，作今后1164工作面的回采巷道。

三、巷道设计长度、坡度

1164切眼以1164运输巷26#导线点往西16.553m的C#导线点为开门中，方位321°00′00″，沿16#煤层顶板掘进51m（平距）至B#导线点，再调向以4°33′30″掘进203m与1164回风巷A#导线点贯通。

巷道设计总工程量1164切眼254米，沿16#煤层顶板掘进。

A#导线点：

（X=2946690.113，Y=35546643.671，Z=1739.850┱）；B#导线点：

（X=2946486.813，Y=35546627.464，Z=1712.680┱）；C#导线点：

（X=2946447.085，Y=35546659.635，Z=1700.342┱）

详见附图1：

《1164切眼工程平面图》

四、编制依据

1、《贵州省织金县三塘镇四季春煤矿生产地质报告》，批准时间为2008年4月。

2、贵州煤田地质局化验室提供的《织金县三塘镇四季春煤矿6、7、16号煤层煤炭自燃倾向性鉴定报告》。

3、《织金县三塘镇四季春煤矿（整合）开采方案设计》。

4、《防治煤与瓦斯突出规定》、《防治水规定》。

五、预计开工竣工时间

经矿研究决定于2013年4月1日开工，预计2013年6月10日竣工。

总时长71天。

第二章地质说明

1.巷道周围开采情况

该巷顶部有原四季春煤矿7#煤层采空区及1074、1072采空区，倾斜上方有1164回风巷。

2、表1

煤层类型

无烟煤

煤层稳定性

较稳定

煤层结构

简单

矿井瓦斯

等级

高瓦斯

预计瓦斯涌

出量m3／min

0.7

煤尘爆炸

性指数％

无爆炸性

煤层厚度m

0～1400mm

煤层倾角

°

12～14

煤层自然

发火期

Ⅲ级：

不易自燃

3、地面建筑物和地形

地表无建筑物，地表标高：

+1834～+1848.4m，该巷道标高+1700.342～+1738.850m，该面与地表最小高差为95.15m，最大高差为148.058m。

详见附图2：

《1164切眼井上下对照图》

4、瓦斯、煤尘及自然发火情况

依据四季春煤矿《地质报告》和贵州省煤田地质局实验室对16#煤层自燃倾向性鉴定结果，根据鉴定报告，16#煤层的自燃倾向分类属于Ⅲ类，即属于不自易燃煤层。

见下表：

表1煤炭自燃倾向等级鉴定表

煤号

工业分析（%）

真相对

密度

全硫

煤吸

氧量

自燃倾向

等级

Mad

Ad

Vdaf

TRDd

St,d%

Cm3/g

干煤

16

2.89

31.64

9.16

1.73

0.96

1.00

Ⅲ级

注：

Ⅰ级：

容易自燃Ⅱ级：

自燃Ⅲ级：

不易自燃

1）、该巷道以16#煤层为主。

掘进过程中要及时冲洗巷道，防止岩粉堆积。

2）、掘进过程中需加强顶板、通风及瓦斯管理。

3）、由通风工区编制防突措施。

5、地质构造

该巷道主要受SF8断层及伴生断层影响。

6、煤层顶底板岩性特征：

16#煤层顶板为灰色泥质粉沙岩，底板为300～1200mm粘土岩。

详见附图3：

《1164切眼煤层综合柱状图》

7、水文地质：

由于该巷主要受顶板裂隙水及采动后地表裂隙水影响，在掘进过程中及雨季期间，必须加强探放水和排水工作。

8、地震烈波及冲击地压危险性：

地震纵波Ⅵ级，无冲击地压危险性。

第三章巷道布置及断面设计

1、巷道位置及设计

1164切眼以1164运输巷26#导线点往西16.553m的C#导线点为开门中，方位321°00′00″，沿16#煤层顶板掘进51m（平距）至B#导线点，再调向以4°33′30″掘进203m与1164回风巷A#导线点贯通。

A#导线点：

（X=2946690.113，Y=35546643.671，Z=1739.850┱）；B#导线点：

（X=2946486.813，Y=35546627.464，Z=1712.680┱）；C#导线点：

（X=2946447.085，Y=35546659.635，Z=1700.342┱）详见附图4：

《1164切眼施工大样图》

2、断面设计

（1）巷道形状和断面尺寸：

梯形，净宽5m，中高1.8m；毛水沟300×400mm。

断面尺寸：

S梯=净宽×净高+水沟断面

=9.12m2

其中：

B—巷道跨度，5m；h—巷道中高，1.8m;S1—水沟断面。

详见附图6：

《1164切眼支护断面图》

（2）、该巷道前0—15m段按6.5m宽的断面掘进。

详见附图5：

《1164切眼刷宽段支护断面图》、《1164切眼刷宽段支护大样图》

第四章支护设计

一、临时支护：

采用三根长6m的9号工字钢梁作临时支护，吊挂前探梁时，前探梁后端必须使用防滑钩。

详见附图7：

《1164切眼临时支护示意图》

放炮掘进时后前探梁使用：

炮后进入迎头，由2名有经验的老工人站在永久支护下严格进行“敲帮问顶”作业，找掉危岩活矸后，将前探梁抵至迎头，再一排一排铺设钢筋网，联接部分的网钩，然后用长度适宜方木呈“井”字型背实于顶板，最后进行永久支护。

必须在永久支护完毕后，才能进行下一循环作业。

二、永久支护参数计算：

1、顶锚杆支护参数

（1）顶板锚杆长度L:

式中：

L1---锚杆的外露长度。

取0.05ｍ；

L2---锚杆深入松动圈的长度，取0.5m；

L3---不稳定岩层厚度，1.42ｍ；

顶锚杆长度：

=0.05+1.42+0.5=1.97m

（2）锚杆直径:

0.008×1970=15.76mm

综合经验及计算，实际操作时锚杆直径可取20mm

式中:

单根锚杆的设计锚固力，120KN；

L---锚杆长度，1.97m。

d---锚杆直径，mm

（3）顶锚杆间排距：

式中：

Pｓ---支护密度

　K1---安全系数，取3；

　　D---松动圈厚度，1.42ｍ；

　　　ｒｄ---顶板岩石容重，2.6ｔ/ｍ3

　　支护密度:

根/m2

间排距：

a=1/Ps=1083mm

（4）锚固长度：

式中：

P---锚杆设计锚固力，120KN；

　　ｄ---锚杆孔径，27ｍｍ；

　　P---树脂与岩体粘结强度，12Kｇ/㎝²；

η---取3.14。

锚固长度：

=512mm

根据上述计算及我矿支护的成功经验：

顶上采用φ20×2000mm锚杆。

顶锚杆间排距为800×800mm；锚杆每眼用2节药卷，药卷型号为K2335，规格为

φ23×350mm。

2、顶锚索支护参数

（1）顶锚索间排距：

式中：

W—锚索的破断载荷，t；

T---每米冒落煤矸重量,t；

其中：

式中：

h——潜在的冒落高度，m；

B——巷道荒宽，5m；

Kπ——顶板岩性系数，Kπ=0.40；

f——直接顶硬度系数，f=7；

γ——岩石容重，γ=2.6t/m3。

顶锚索间排距：

=1.164m

（2）锚索锚固长度

式中：

La——锚固长度，mm；

d——钢绞线直径，15.24mm；

Fst——设计抗拉强度，Fst=250kN／mm：

　P——树脂与岩体粘结强度，12kｇ/㎝²

K——安全系数，取2。

锚索锚固长度:

=635mm

（3）锚索长度：

按悬吊理论计算：

式中：

L——锚索长度，m：

H——不稳定岩层厚度，1.42m。

K——安全系数，取2；

L1——锚索外露长度，取0.2m。

锚索长度：

=3.675m

根据上述计算及我矿支护的成功经验：

顶上采用φ15.24×7200mm锚索。

顶锚索间排距为1600×1600mm；锚索每眼用4节药卷，药卷型号为K2335，规格为φ23×350mm。

4、钢筋网规格

钢筋网的钢筋直径为6.5mm，网孔长度为100mm的正方格网，尺寸为宽×长=900×1400mm。

根据支护设计确定，该巷采用锚杆+锚索+锚网+木点柱联合支护，锚索规格为φ15.24×7200mm，每排3根，锚索间排距为1600×1600mm。

顶锚杆为φ20×2000mm，每排7根，锚杆间排距为800×800mm。

木点柱为φ≥180mm长度适宜的优质圆木打设，间排距为2000×1000mm,每排2根。

钢筋网“逢钩必联”,连网处必须缠绕2圈以上。

锚杆每眼用2节药卷，锚索每眼用4节药卷，药卷型号为K2335，规格为φ23×350mm。

锚杆、锚索必须必须横成排、纵成线，与巷道轮廓线或岩面的夹角≥75°，锚索必须及时拉紧。

5、特殊支护

（1）在施工交岔口和开门点时加密锚索支护，锚索间排距1000×1000mm。

（2）顶板较破碎及过断层地带时，加密锚索和加打木点柱支护，锚索间排距1000×1000mm。

（3）巷道两帮出现偏帮严重时，采取φ20×2000mm的帮锚杆加强支护。

6、临时支护和永久支护的关系：

迎头空顶距离＜0.8m时，采用临时支护，空顶距离≥0.8m时，必须在临时支护的掩护下进行永久支护。

三、锚杆（索）施工安全管理措施

（一）锚杆（索）施工安全管理措施

1、打眼前必须“敲帮问顶”，钻眼时应按事先确定的眼位标志处钻进。

2、锚杆（索）眼应做到当班打眼当班锚，打一个锚一个。

3、锚杆（索）眼必须按规定的深度打眼，不得打穿皮眼或沿顺层面或裂隙缝打眼。

4、钻机必须二人配合作业，一人操作机具，一人观查顶板换钎杆。

施工过程中5m范围内严禁干与此无关的工作。

5、打眼人员要在钎杆上做好标记，以保证打眼深度。

6、所有人员要爱护施工机具，不得随意摔、砸、磕、碰。

7、安装锚杆（索）时要首先检查锚杆（索）眼的方向、深度、平直度是否符合设计要求，如不符合必须重新补打。

8、张拉时千斤顶后方2m范围内严禁站人，以防发生意外。

（二）锚杆（索）拉拔力测试安全技术措施

1、选点、确定测试锚杆（索）：

按规定距离选取检查点，确定待测试的锚杆（索），同组被测试的锚杆（2～3根）应不同排、不同行，且彼此间至少间隔1根锚杆（索）。

2、准备工作：

（1）测试前，应检查手摇泵、千斤顶等设备及连接是否完好。

（2）测试前，应备足机械油。

（3）检查手摇泵油量，达不到要求的，应加足机械油。

（4）检查连接高压胶管等是否齐全、完好。

3、测试时，按下列顺序操作：

（1）用高压胶管连接手摇泵和千斤顶，安上压力表。

（2）排除油管和油筒中空气。

（3）将锚杆（索）测力接头拧到锚杆末端，上紧，套上套，再套上千斤顶，使活塞端向外，然后拧紧螺帽，顺时针拧紧放泻阀。

（4）摇动手摇泵手柄缓慢加压，当压力表上读数达到要求的拉力数值后，则停止加压，并卸压，待压力表数值降到0时，再把各部件卸下，既完成一次测试。

4、注意事项

（1）测试时，作业地点前后5m范围内不得有与测试无关的人员，测试过程中不得有人员从测试地点通过。

（2）测试工作由施工单位和检查人员共同进行。

（3）测试时，作业人员尽可能远离被测试锚杆作业，严禁在被测试锚杆的直下方作业。

（4）选取测试点应避开巷道已受压破坏处，且附近无安全隐患。

（5）测试时，所添加的油必须是油泵规定的机械油，严禁用其它油类或液体代替。

（6）连接管路时，应先检查孔内是否有异物、密封圈是否老化。

（7）各器械及连接处必须完好。

（8）在高压情况下，如果发现漏油，要立即卸载并采取措施处理，不得继续加压。

（9）测试时，要有专人观察被测试锚杆及附近顶板情况，有异常时要立即示警并停止加压。

（10）测试时，如果压力表数值已达到要求数值时，应停止加压；如未达到要求数值，锚杆（索）就已失效，则要立即停止加压，待测试结束后，及时在该锚杆（索）附近按要求补打锚杆（索）。

（11）排除油管和油筒中空气时，不能加压。

（12）手摇泵应尽量水平放置，以免影响压力表读数。

（13）结束测试后，应将管接头及其他外露油孔堵塞好。

第五章掘进工艺

一、掘进方式：

采用打眼放炮，一次成巷的方法施工：

打眼：

采用7655型气腿式凿岩机打炮眼，钻眼过程中，要注意观察顶帮状况，确保安全作业。

二、爆破作业：

1、爆破：

炸药和雷管的选择见爆破说明书。

选用煤矿许用三级乳化炸药和毫秒延期电雷管进行爆破。

详见附图8：

《1164切眼炮眼布置图》

2、爆破工艺流程：

做引药→检查瓦斯→装药→封泥→连线→警戒→检查瓦斯→爆破→爆破后检查瓦斯、临时支护→处理拒爆、残爆。

3、起爆方式：

起爆电阻计算：

R线=ρL/S=0.189×300/（2×1.5）=18.9Ω

R=R线+nR雷管=18.9+49×6=312.9Ω

式中：

R---总电阻R线---放炮线电阻

R雷管---雷管电阻n---炮眼个数

ρ---放炮线电阻系数

L---放炮线长度S---放炮线横断面积

选用MFd-100型发爆器起爆，根据MFd-100型发爆器的技术参数：

允许最大负载电阻为620Ω、引爆能力为100发，R=312.9Ω＜620Ω，采用MFd-100型发爆器可满足要求。

4、掏槽方式：

楔形掏槽法。

5、装药结构：

全部炮眼统一采用正向装药，装药时用炮棍小心地将药卷送到眼底，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，以免受潮拒爆。

6、连线方式：

所有装药炮眼一次性串联引爆。

7、爆破流程图表

打眼→班组长申请装药→瓦检员检查瓦斯→爆破工组织装药连线→放炮前瓦检员检查瓦斯→放炮员将警戒牌交给班队长并布置警戒→班组长将放炮命令牌交给瓦检员→瓦检员将放炮命令牌交给放炮员→汇报调度→放炮员发出放炮口哨后5秒开始放炮→放炮30min后汇报调度→瓦检员检查瓦斯→班组长、瓦检员、爆破工检查→放炮合格后，三牌各归原主撤回警戒。

8、放炮警戒：

（1）1164运输上山风门的进风侧，为1号岗（兼起爆地点）；

（2）1164回风巷与1164回风绕道交岔口，为2号岗；

（3）、1163回风巷与1163回风通道交岔口，为3号岗；

（4）一水平回风石门与井底避难硐室交岔口，为4号岗；

（5）风井底联络巷风门的进风侧，为5号岗。

详见附图9：

《1164切眼放炮警戒示意图》

9、放炮时撤出工作面、1164运输巷、1164运输联络巷、1164运输上山风门的回风侧段、1164回风上山、16#层联络巷、1164回风绕道、1163回风通道、16#层回风下山、一水平回风石门、一水平总回风联络巷、风井底段的所有人员撤至警戒线外。

同时班组长通知矿调度室撤出回风斜井的所有人员。

10、站岗人员必须坚守岗位，严格执行“一岗三警戒”制度，没有得到班长的亲自撤岗通知，严禁擅自撤岗、脱岗和岗中睡觉。

11、警戒设置完毕后当班班长、放炮员、瓦检员、安检员回到指定放炮地点，开始换牌。

换牌前，班长持“生产牌”、放炮员持“放炮牌”、瓦检员持“准放炮牌”。

换牌过程中，先由当班班长和放炮员交换，然后由放炮员和瓦检员交换，安检员负责现场监督。

即换牌后，当班班长持“放炮牌”、瓦检员持“生产牌”、放炮员持“准放炮牌”。

换牌结束后，必须由安检员向矿调度汇报装药、连线、撤人、停电、站岗和换牌情况，矿调度值班人员接到汇报，向安检员、瓦检员问清现场无异后，同时观察瓦斯监测显示屏的瓦斯情况，发现瓦斯没有超限或无异常情况时，才允许向安检员发出“可以放炮”的指令（“可以放炮”的指令依次下列顺序进行：

安检员→瓦检员→当班班长→放炮员）然后瓦检员才能将放炮器交给放炮员，放炮员方可执行放炮。

接到放炮命令后的放炮员，喊出“放炮啦”的口号再等5秒后方可起爆。

12、炮响至少30分钟后，由当班安检员汇报调度，矿调度值班人员接到汇报，观察瓦斯监测显示屏的瓦斯情况，发现瓦斯没有超限或无异常情况时，才允许向安检员、瓦检员发出可以进入迎头后，由当班班长、瓦检员、安检员、放炮员进入放炮地点，经由外向里逐段检查，确认瓦斯浓度、通风设施、机电设备、顶板情况均处于措施规定的数据以下和完好情况时，由安检员下达撤岗命令并汇报矿调度。

如有异常情况，安检员必须立即向矿调度汇报并根据现场实际情况采取措施进行处理；若不能处理时，必须按避灾路线把所有人员撤离到安全地点，矿调度接到汇报后，必须立即汇报矿值班领导，按矿值班领导安排进行调度指挥。

上述情况处理完毕，确认无异常情况时，当班班长、放炮员、瓦检员、安检员按照换牌程序进行交换，同时放炮员将放炮器交还给瓦检员保管。

14、严格执行“一炮三检”、“三人连锁换牌放炮”、“一岗三警戒”制度。

第六章劳动组织及主要技术经济指标

一、工作制度：

作业方式：

采用“三八”作业制，打眼、装药、联线放炮、排烟、临时支护、永久支护、出矸、帮网。

二、劳动组织配备：

班次

工种

在　　册

出　　勤

备注

夜班

早班

中班

合计

夜班

早班

中班

合计

打眼工

3

3

3

９

2

2

2

6

综合工种

3

3

3

9

3

3

3

9

出矸工

3

3

3

9

2

2

2

6

放炮工

2

２

２

６

1

１

１

3

支护工

2

2

2

6

1

1

1

3

合　计

13

13

13

39

9

9

9

27

三、循环作业图表

为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。

四、主要技术经济指标

序号

项目

单位

数量

序号

项目

单位

数量

1

巷道类别

矩形

11

锚杆消耗

根/m

8.75

2

巷道方位

°

321°00′00″

4°33′30″

12

锚索消耗

根/m

1.875

3

巷道坡度

°

沿16煤层顶板

13

锚固剂消耗

节/m

25

4

巷道长度

m

254

14

钢筋网消耗

块/m

5

5

巷道净断面

㎡

9.12

15

雷管消耗

发/m

35.83

6

巷道荒断面

㎡

16

炸药消耗

Kg/m

13.875

7

支护方式

锚网

17

出勤人数

人/天

27

8

单循环进度

m

1.2

18

开工日期

2013年4月1日

9

循环个数

个∕天

3

19

完工日期

2013年6月10日

10

循环进度

m∕天

3.6

第七章风机选型

通风采用FBD-No6.5/2×45型对旋风机，布置在1164运输上山全负压新鲜风流中，压入式供风，φ1000mm抗静电阻燃风筒。

采取综合防尘措施，定期冲刷巷道浮尘。

根据《煤矿安全规程》中的规定，巷道在掘进施工过程中，机械、电器设备符合防爆要求，作业环境符合下列安全标准：

巷道内氧气含量：

按体积计不得小于20%，二氧化碳浓度不超过0.5%。

有害气体浓度：

一氧化碳最高允许浓度0.0024%；氢化氮最高允许浓度0.00025%；二氧化硫最高允许浓度0.0005%；硫化氢最高允许浓度0.00066%；氨最高允许浓度0.004%。

一、风量验算：

1、以掘进工作面绝对瓦斯涌出量计算风量

按掘进期间瓦斯不超过0.8%计算

Q=100/0.8×qch4×k

=100/0.8×0.8×1.25

=80m3/min

式中：

Q-掘进工作面实际需要风量m3/min

qch4--工作面的绝对瓦斯涌出量m3/min，经对16号煤层连续观测，最大绝对瓦斯涌出量为0.8m3/min，平均瓦斯涌出量为0.64m3/min）

k-掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,k=0.8/0.64=1.25

2、按CH4（瓦斯）或CO2（二氧化碳）涌出量计算:

Q=100qbkb=100×0.8×1.8=144m3/min

式中Q——风量，m3/min

qb——工作面瓦斯的涌出量，m3/min，qb暂取0.8m3/min。

kb——工作面瓦斯涌出的不均衡系数，取1.8。

3、按炸药量计算

Q=25A=25×16.65=416.25m3/min

式中：

A一次爆破炸药最大用量16.25kg；

3、按交接班时最多人数计算风量

Q=4•N•K=4×16×1.25=80m3/min

式中：

Q-掘进工作面实际需要风量m3/min

4-每人每分钟不低于4m3的配风量

N-掘进工作面同时工作的最多人数

K矿通矿井通风系数，1.2~1.25

4、按掘进工作面最低风速计算,（半煤岩巷掘进工作面最低风量）

Qmin≥SVm3/min

式中：

Q—掘进工作面最低需风量

S—掘进巷道断面，取9.12㎡

V—掘进工作面最低风速，按15m3/min计算,（V=0.25m/s）

因此：

Q掘=S×V=9.12×15=136.8m3/min

5、风速验算

根据以上计算，取工作面风量330m3/min，其风速为：

V=330÷60÷9.12=0.60m/s

可得：

0.25m/s＜V＜4m/s，即0.25m/s＜0.60＜4m/s，符合规定。

2、结论

根据以上计算及验证，所以选择型号为FBDNO.6.5/2×45风机，配φ1000mm的风筒，能够保证工作面的正常供风。

故选用FBDNO.6.5/2×45KW的局部通风机符合要求。

第八章生产、辅助系统

一、排矸系统

该巷道迎头采用40T溜子→1164运输巷（皮带）→1164运输上山（皮带）→16#层联络巷（皮带）→一水平运输石门（皮带）→溜矸仓→主井底排矸通道（皮带）→副斜井（皮带）→地面。

详见附图10：

《1164切眼运输系统图》

二、运料系统：

地面→副斜井→一水平车场→一水平运输石门→一水平瓦斯联络巷→一水平回风石门→16#层联络巷→1164回风上山→1164运输巷→1164切眼开门点→人工背至迎头。

三、行人系统：

地面→副斜井→一水平车场→一水平运输石门→16#层联络巷→1164运输上山→1164运输巷→1164切眼工作面。

四、供电、信号、照明

1、1164切眼电器设备、局扇电源来自一水平运输石门反掘配电点，局扇供电必须实行“三专两闭锁”供电，备用局扇与工作局扇应能够自动切换。

2、局扇电源来自一水平风机专线。

详见附图11：

《1164切眼供电系统图》

五、通风系统：

通风路线：

风机安设在1164运输上山风门进风侧的全负压新鲜风流中，用风筒接入该巷迎头。

新鲜风：

地面→主斜井（副斜井）→一水平水仓入水联络巷（一水平车场）→一水平运输石门→16#层联络巷→1164运输上山→1164运输巷→1164切眼工作面。

污风：

1164切眼工作面→1164运输巷→1164回风上山→16#层联络巷→一水平回风石门→一水平总回风联络巷→回风斜井→地面。

详见附图12：

《1164切眼通风系统示意图》

六、防尘、防灭火、供水：

1、供水管路：

地面净水站→副斜井→一水平车场→一水平运输石门→16#层联络巷→1164运输上山→1164运输巷→1164切眼工作面。

2、必须安设2组全断面防尘喷雾，第一组距迎头20-50m随掘进进度而移动，第二组距该掘进巷道回风口50m。

水幕设施必