编号:[2009]掘-132161辅助运输巷掘进作业规程编制:织金县兴旺煤矿日期:2009年6月16日2织金县兴旺煤矿2161辅助运输巷掘进作业规程职别签名会审日期编制生技科安全科安监科后勤矿长生产矿长安全矿长总工程师矿长会审意见:作业单位:开工时间:完工时间:3目录第一章概况4第二章地质说明书5第三章施工顺序及施工方法6第四章巷道规格及支护形式7第五章施工爆破组织9第六章循环组织及出勤11第七章主要生产系统12第八章通风瓦斯管理13第九章主要技术经济指标14第十章安全技术措施154第一章概况一、编制依据1.作业规程依据贵州省人民政府《省人民政府关于毕节地区毕市等八(市)煤矿整合和调整布局方案的批复》(黔府函[2007]105号)批准整合;贵州煤田地质局一七四队编制的《贵州省织金县兴旺煤矿资源储量核实报告》;贵州省国土资源厅《关于〈贵州省织金县兴旺煤矿资源储量核实报告〉矿产资源储量评审备案证明》黔国土资源储备字[2007]178号文件;贵州华源矿山设计有限公司编制的《织金兴旺煤矿(整合)开采方案设计》及贵州省煤炭管理局《关于对织金县兴旺煤矿(整合)开采方案设计的批复》(黔煤规字[2007]364号);江苏省第一工业设计院有限责任公司编制的《织金县兴旺煤矿(整合)安全专篇》及贵州煤矿安全监察局水城监察分局《关于对织金县兴旺煤矿〈安全专篇〉的审查意见》(黔煤安监水字[2008]046号)。2.《煤矿安全规程》。3.《煤矿安全质量标准化标准》。二、巷道的性质、用途及其相邻的关系2161辅助运输巷为全煤巷道,掘进期间用于通风、运输、行人,生产期间用于通风行人。其相邻关系详见平面图。5平面图第二章地质说明书一、地质特征煤矿区属剥蚀,侵蚀作用为主的高山峡谷地貌形态,山脉走向主体为北西~南西向,龙谭组地层中北西~南西向的次风峰石发育,致使含煤地层沿走向高低起伏连绵不断。矿区北西高,西南低,最高点大岩头海拔高为1850.7m,最低点矿区西南角(肖家寨)海拔标高1448.00m,高差402.7m。该巷道埋深190-250m。二、地层情况龙谭组上、中、下三段。上段以粉砂岩、细砂岩为主夹石灰岩及煤,中段以粉砂岩、细砂岩为主,夹泥岩及煤层,海相成分极少,仅标五为较稳定硅质岩,下段砂泥岩、硅质岩及碳酸盐。三、地质构造煤矿区属阿弓向斜北段南部,轴向北50°东。向北西方向平6缓起伏,轴部最新地层为飞仙关组,北西翼地层倾角较大,地层倾角15~45°,南西翼地层倾角缓一般5~10°。区内断层有AF4、F27、F31、F32、及F1005-1等6条。上述断层均不会对本巷施工构成影响,施工中要加强瓦斯、顶板支护检查和管理。四、水文地质在该巷施工区域内,主要靠大气降水做地下补给水源,矿井直接充分含水段,主要为碎屑岩,畜水性弱,水文地质类型属裂隙水矿床,水文地质条件简单,无老窑和地表河流水威胁。第三章施工顺序及施工方法一、施工顺序该巷从2161-1回风巷方向右开口,开口点中线距2161-1回风巷开口点17.317m,巷长约550m(以测量为准)。巷道控制中线掘进。中线方位角239º18'10由测量人员现场标定。二、施工方法1.施工方法:采用风钻打眼,1~5段许用毫秒电雷管和3#煤矿许用乳胶炸药爆破,锚梁为永久支护,锚网或前探梁为临时支护,该工程实行1次成巷。2.主要工序:交接班、危岩处理、打眼、检查瓦斯、装药连线、检查瓦斯、爆破、通风、检查瓦斯、危岩处理、临时支护、出碴、永久支护、交班等。3.施工所使用的主要设备:工作面采用ZY28或7655风钻打眼,采用人工装车。工作面用局部通风机压入式供风。7第四章巷道规格及支护形式一、巷道断面及规格巷道断面形状:矩形。煤厚正常时,净宽2.8m,净高2.0m,净断面5.60m2;煤厚变薄时,净宽度3.0m,高度1.8m,净断面5.40m2,煤厚小于1.8m时起底。水沟:200X200mm。8kg/m钢轨,600mm轨距,木枕木,轨枕间距800mm,缆线管道必须上钩并悬挂整齐,悬挂点间距不大于3m。详见断面图。二、支护1.临时支护:采用双排2.5m内柱式单体液压支柱加绞接顶梁为临时支护,其支柱间排距为1.0m。临时支护不得超过3.5m。或采用前探梁做临时支护。82.永久支护:用锚网梁支护,锚杆选用Φ18mmX1.8m螺纹钢锚杆,用2335型树脂锚固剂。网片采用φ6mm钢筋,网孔规格100*100mm,网片规格2000*1000mm。锚杆支护间排距0.8X0.8m。巷帮稳定时只支护巷道顶部,遇地质构造带、巷帮破碎、易片帮地方,两帮必须与巷道顶部同时用锚网支护。网片间必须搭接,搭接处必须打锚杆。锚杆支护应垂直岩层或巷道布置。局部破碎地段采用金属支架支护。9第五章施工爆破组织一、爆破说明1.爆破器材:采用毫秒延期电雷管(总延期时间不超过130毫秒),3﹟煤矿许用乳胶炸药,MFB-100型电容式发爆器。2.装药方式:采用正向装药,装药顺序为:炸药、黄泥、水炮泥、最后用黄泥封孔。3.爆破方式:采用串联连线一次装药一次爆破。二、爆破图表1.炮眼布置图102.装药结构图3.爆破说明书炮眼编号炮眼名称炮眼深度(m)角度装药量联系方式爆破顺序水平垂直支/眼合计(㎏)1-4掏槽眼2.0790.83.2串15-10辅眼1.8810.63.6211-22周边眼1.80.67.2联3合计14三、预期爆破效果序号名称单位数量1眼利用率%902循环进度m1.623每循环炸药消耗㎏144每循环雷管消耗发225每米进尺炸药消耗㎏/m8.646每米进尺雷管消耗发/m13.5811第六章循环组织及出勤一、作业方式采用“三·八”制,即每天三班制,每班八小时。每班一循环,日进三循环。二、正规循环图表工序时间(分)8点16点交接班15检查瓦斯危岩处理安全15打眼装药检查瓦斯放炮150通风30检查瓦斯危岩处理安全及打临时支护30出碴150支护60质量验收30合计4808小时三、工人出勤表工种班次班长(安全员)打眼爆破出煤出碴支护工合计早班1258中班1258夜班125812第七章主要生产系统一、运输系统1.煤、矸:掘进碛头→2161辅助运输巷→2161-1回风巷溜煤眼→副斜井石门→副斜井→平硐→地面。2.材料:地面→平硐→副斜井→主斜井石门提升道→1166辅助运输巷→掘进头。二、通风系统采用局部通风机压入式通风,局扇安装在距1166辅助运输巷反向风门外10m处。新风路线:地面→主斜井或副斜井→主井石门提升道→1166辅助运输巷局扇→局扇风筒经1166辅助运输巷→2161-1回风巷→掘进头。回风路线:掘进头→2161-1回风巷→2161-1溜煤眼→底板总回风巷→总回风巷→总回风斜井→风井。13三、供电系统地面变电所→主斜井→+1450m中央变电所→+1450m主斜井石门→主井石门提升道→1166辅助运输巷风瓦电闭锁开关→2161-1回风巷→掘进头。四、压风系统在井口安装的20立方米固定式空气压缩机产生的压风Ø108X4的钢管→主副斜井→+1450m主斜井石门→主井石门提升道→1166辅助运输巷→经Ø57X3.5钢管→2161-1回风巷→掘进头。五、防尘供水系统井口防尘水池经Ø57X3.5钢管→主副斜井→1450主斜井石门→主井石门提升道→1166辅助运输巷→2161-1回风巷→掘进头。第八章通风瓦斯管理一、通风方式采用压入式通风,局扇安装在距1166辅助运输巷反向风门外或副斜井石门反向风门外10m处。二、风量配备计算1.按工作面同时作业最多人数计算:Q=4NK=4×12×1.2=58³m3/minN—掘井工作面同时作业最多人数K-富裕系数2.按每循环所需炸药量计算Q=25xA=25×6=150m3/min3.按瓦斯涌出量计算Q=1.0÷1%×1.5=150³m3/min(取值按1.0m3³/min,1.5为风14量富裕系数)根据计算按最大值该工作面150m3/min配风。三、风机选型通过计算,考虑供风距离较长决定选用11kw×2对旋式局部通风机,该风机风量220-315m3/min。选用Φ600抗静电阻燃风筒。四、风速验算最小值:V=220÷5.64÷60=0.65m/s,最大值:V=315÷5.64÷60=0.93m/s,均符合规程大于0.25m/s小于4m/s规定。第九章主要技术经济指标序号名称单位数量1循环炮眼个数个222日循环数个33循环进尺m1.624日进尺m4.865正规循环率%906月正规循环个数个817月进度m131.228日出勤人数人249直接工效m/工0.2010每米进尺炸药消耗㎏/m8.6411每立方米实体岩炸药消耗㎏/m3³1.4112每米进尺雷管消耗发/m13.5813每立方实体岩雷管消耗发/m32.2215第十章安全技术措施一、通风瓦斯管理1.每班必须由专职瓦检员对作业点进行瓦斯检查。瓦检员必须按规程规定每班不低于对掘进工作面及回风流巡回检查三次,同时严格执行一炮三检制(装药前、爆破前、爆破后)。爆破地点前后20m瓦斯浓度达1%时禁止爆破,瓦斯浓度达1.5%时必须切断电源,撤出人员进行处理,并立即报告调度室和矿长、总工。2.在掘进工作面和回风流分别设置甲烷传感器各一台,同时配备瓦电和风电闭锁装置,确保局扇因故停风或瓦斯超限时切断掘进巷道全部电源。3.生产中局部通风机不得停风,因停电、检修等原因临时停开局部通风机,必须切断巷道中所有电气设备电源,人员全部撤至可靠通风巷道并报经调度室批准后实施。恢复通风前,必须检查瓦斯,只有在局扇及开关附近10m以内风流中瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工开启局部通风机。局部通风机由瓦检员负责管理,未经批准任何人员不得开停局部通风机。4.风筒必须吊挂平直,接头反边,破口及时粘补,出口距碛头不大于5m。5.掘进工作面风量必须坚持每旬检测一次。6.瓦斯日报、通风报表必须报矿长、总工审签,瓦检员瓦检手册、瓦斯日报、瓦斯牌板必须三对口。通风瓦检人员发现瓦斯异常或风量异常必须立即报告调度室和矿长、总工,并积极查明原因,16按规定进行处理。二、爆破与火药管理1.爆破工必须培训考试合格持证上岗,爆破工必须携带便携式报警仪校核瓦斯浓度,爆破前必须双检合格方可爆破。爆破前必须切断掘进工作面和掘进回风流电源,爆破后必须待瓦斯浓度降至1%以下时方可恢复送电。2.严格坚持“一炮三检”和“三人联锁”放炮制。“一炮三检”即装药前、放炮前、放炮后瓦检员必须检查瓦斯,“三人联锁”即班组长(安全员)、瓦检员、爆破工三人联锁。3.放炮及警戒:放炮地点设在1166辅助运输巷进风侧反向风门之外30m的全风压通风的新鲜风流处。警戒地点设在主井和副井石门风门外100m、1166辅助运输巷风门外30m,并将警戒范围内的所有人员全部撤到警戒范围之外,警戒必须拉线挂牌。所有通往矿井总回风巷的通道都必须打好栅栏,挂上“严禁入内“的警标,因故需要进入回风系统,必须先与调度室联系好,待调度室发布暂停该巷掘进令,并经确认掘进施工队已停止掘进活动,方可进入。4.炮眼必须采用黄泥封孔,眼深小于0.60m时,禁止装药放炮,眼深为0.60~1.0m时封泥长度不小于炮眼深度的1/2,眼深超过1m时,封泥长度不小于0.5m。5.使用三号煤矿许用炸药、毫秒管和两蕊电缆线作放炮母线,毫秒雷管最后一段延期时间不超过130毫秒。6.发现瞎炮严禁采用镐挖或硬拉,必须在离瞎炮0.3m处另打与其平行角度的炮眼重新装药放炮。177.出现拒炮现象时,放炮员必须首先将放炮母线两端扭接短路;由班组长和放炮员前去查找原因,其他人在原躲炮地点等候。8.严格爆炸物品领用、运输和存放管理,爆炸物品必须由爆破工领用和签字,雷管必须由爆破工装箱上锁运输,炸药可由其他人员在爆破工监护下运输,运至工作面后必须装箱上锁。严禁雷管、炸药混装混运,严禁将雷管装在衣袋运输。严格执行火工产品的领退核销手续,当班剩余炸药、雷管必须上井交回炸药库,严禁私藏于井下。火工产品的领退及核销工作必须由放炮员和班组长两人同时到火工产品库房进行。9.放炮前放炮员必须检查放炮母线是否完好,母线破口、接头必须用绝缘胶布包扎好,严禁出现明接