搜索
******煤矿掘进工作面作业规程编号：05工作面名称：*********区队长：*****施工单位：*****日期：****年**月**日编制单位：年月日编制单位负责人：年月日编制人：年月日执行日期：年月日会审意见会审时间：会审地点：主持人：会审人员签字矿长：技术矿长：生产矿长：安全矿长：机电矿长：通风队长：掘进队长：一、存在的主要问题二、处理意见会审纪要时间：地点：参加人员：主要内容：1、概况1.1工程概述XXX掘进工作面位于我矿东南侧。上、下无开采煤层，西部为三条大巷，东部为防隔水煤柱距XXX边界断层20米，南北为实体煤层，未开采。临近巷道在同一层煤中为XXX对本工作面掘进无影响，上层煤中布置一采煤工作面为XXX工作面，上下高差10米，对本工作面掘进无影响。地物的影响程度：工作面位于罕达气红旗村黑金车站南侧2000米左右，地表为荒地。对掘进无影响。XXX掘进工作面总长度为400m。地面标高：XXXm井下标高：XXXm巷道用途：掘进的目的探煤，及煤炭运输。服务年限：3年开工时间：预计在XXX年XXX月XXX日开工竣工时间：预计在XXX年XXX月XXX竣工支护方式：采用梯形刚棚支护，锚网喷加强支护。施工方式：巷道采用炮掘工艺。该工程为单项工程：内容见表1序号巷道名称数量工程量/m巷道层位净断面积/㎡煤/岩备注1XXXXX1400Ⅱ号层7.48煤1.2编制依据本规程依据《安全生产法》、《煤矿安全规程》、《操作规程》而编制。一、设计说明书及批准时间设计说明书名称为《XXXXX设计说明书》。批准时间为XXX年XX月份。二，地质说明书及批准时间地质说明书名称为《XXXXX地质说明书》。批准时间为XXX年XX月份。三、矿压观测资料煤层和煤层的底板应力较集中。2、地质依据XXXXXX掘进工作面地质说明书见表2.表2XXXXX掘进工作面地质说明书序号项目内容1地面相对位置及邻近采区开采情况XXXXXX工作面位于我矿东南侧。上、下无开采煤层，西部为三条大巷，东部为防隔水煤柱距F21边界断层20米，南北为实体煤层，未开采。地表相对位置位于罕达气红旗村黑金车站南侧2000米左右。地表为荒地。临近巷道在同一层煤中为XXX对本工作面掘进无影响，上层煤中布置一采煤工作面为206采煤工作面，上下高差10米，对本工作面掘进无影响。地面标高：395m，井下标高-170m。2煤（岩）层赋存特征本工作面设计掘进探测的煤层为Ⅱ号煤层，通过地质资料分析，该工作面煤层平均厚度2.5米。煤层结构为复合煤层，煤层倾角为16-20°，硬度为3，煤种为长焰煤，煤层较稳定。预计瓦斯相对涌出量为2.93m³/T，矿井属低瓦斯矿井。该面无地温危害，自燃倾向性为Ⅱ类，无冲击地压危害，煤尘爆炸指数为42.09%，煤尘具有爆炸性，需加强防尘工作。巷道顶板情况：基本顶为凝灰角砾岩，3.5米厚，灰白色，凝灰质质胶结，角砾次棱角状，坚实。直接顶为粗砂岩凝灰角砾岩，10米厚，灰色，层理结构，岩层胶结较松，岩石中见有少量的炭屑物。伪顶为粉砂岩，0.2米厚，深灰色，较坚硬。巷道底板情况：直接底为凝灰角砾岩，17.2米厚，灰白色，中厚层状，其成分主要为凝灰岩及砂泥质等，多呈次棱角状，岩石坚实。3地质构造本井田地层为一倾斜构造，煤（岩）层产状不稳定，走向N215°，倾向N125°，倾角19--24°。据本区钻孔资料，本区前方150米处藏有较大断层一条，落差为10米，故提前做好临时变更安全技术措施。4水文地质该工作面位于强风化裂隙含水带之下，岩性为九峰山组三，四段深度的粉砂岩，细砂岩，中砂粗盐，砂砾岩和凝灰角砾岩等，风化作用较弱，裂隙未发育，埋藏深度约180m，厚度约80～100m，水位埋藏1.107～10.97m，水位标高388.278～411.45m。根据掘工作面涌水量情况来看，工作面涌水量较小，预计该工作面无涌水量。现矿井涌水量15～30m3/h。5问题及建议1、施工前应做好探放水工作2、巷道过断层做好安全措施6附图1、工作面等高线图2、工作面综合柱状图3、工作面井上下对照图7地质工程师签字3、巷道布置及支护说明书3.1巷道布置3.1.1XXXXXX工作面巷道布置坡度、中腰线、开掘的位置、方位角等见设计图。3.1.2巷道净断面的设计见巷道断面设计图3.1.3生产组织根据矿井生产计划安排，该工作面由一个掘进队负责施工，工程量为400m。施工过程中，必须精心组织施工，确保工程质量达到优良标准要求。3.1.4施工顺序该规程只设计一条巷道为运输巷。附：巷道布置图3.2矿压观测3.2.1矿压观测资料根据同一地区同一煤层相邻巷道工作面矿压资料，推测掘进工作面矿压小，可忽略不计。3.2.2矿压观测该工作面矿压小，可忽略不计。3.3巷道支护3.3.1巷道支护类型及技术参数的确定3.3.1.1矿压计算依据松散学说估算巷道地压：巷道两帮岩石稳定，巷道每米顶板压力为：Q=4/3×a×a/f×γ=4/3×1.6×1.6/1.0×2.7=9.22吨式中：Q—巷道每米顶压，吨；a—巷道掘进顶宽之半，米；f—顶板岩石坚固性系数；γ—顶板岩石容重，吨/立方米。巷道拟采用钢棚支护，棚距1米，双梁支护矿用11号工字钢按直径11㎝计算。依据顶板压力验算选用的支架的支护强度：Q=d×d×d×П×б÷(4×L×L)×2=11×11×11×3.14×500÷(4×300×300)×2=5.8×2=11.6吨式中：Q—支架的支护强度，吨；d—支护用钢材直径，㎝；б—钢材抗弯许用应力，500㎏/㎝；П—圆周率；L—支架的净宽度。经验算支护强度为11.6吨，大于顶板压力9.22吨，支护选型合理。3.3.1.2支护方式(1)临时支护巷道采用前探梁临时支护。前探梁为穿楔刹杆，在工字钢棚梁上平均布置3根穿楔刹杆；每根穿楔刹杆与巷道中心线平行，上部铺满顶板刹杆，且穿楔刹杆前端顶到工作面迎头，以防止浮石掉落伤人。掘进工作面必须至少备用两根前探梁。架永久支护时撤下前探梁及顶板刹杆，放在离掌面10米处以作备用，如果不能撤下来，用锯拉断。（2）永久支护巷道永久支护采用金属棚（钢棚）支护，断面为梯形，棚子一米一架（中对中），棚与棚之间必须用橕木打紧，帮顶形式为花帮满顶，顶必须接严接实，杜绝“黑天棚”接顶形式。顶部5根刹杆，帮部3根刹杆棚腿柱窝0.2米。岩层破碎时必须满帮满顶。3.3.2支护材料的选择钢梁:11#矿用工字钢背板：150×1200×60mm的松木撑木：0.6×0.6×1000mm松木3.3.3支护用的作业机具型号及有关技术要求（表4）表4支护用的作业机具型号及有关技术要求序号名称型号、规格有关技术要求台数1风钻YT-28用于打眼一使一备2风镐G10用于凿岩一使一备3洋稿处理帮顶4把3.3.4架棚工艺架棚支护工艺流程放炮后敲帮问顶----前移临时支护----出完矸（煤）-----刨出腿窝、达规定的深度和跨距-----将钢棚腿栽入窝中-----然后用矸将腿窝填平、并用木棍斜撑抵住或用绳栓住-----上钢梁-----梁与腿连接部分要加橡胶垫-----梁上用背板接顶、接实，并且用楔子打实、加固-----用背板腰帮、楔紧。进入工作面时，首先检查工作面情况（顶板、两帮、支护情况），确认无任何问题时方可施工，打眼前必须认真看好中心和煤层底板，用轮尺画好巷道轮廓线，定出眼位。2、实行分区定位制，周边眼距及抵抗线眼必须严格按照爆破图表施工，周边眼要单放。3.3.5特殊地段的支护方式和技术要求3.3.5.1遇断层破碎带，应力集中区等特殊地段时，必须逐排前进，逐排支护，缩小循环进度，最大控顶距不超过1000mm，采取锚喷支护加固断面，必要时缩小顶帮锚杆排距、加密锚索支护的措施，并视现场具体情况补充安全技术措施。3.3.5.2在巷道压力较大地段，巷道施工负责人必须经常观察顶板变化，发现顶板变形严重及时备棚。3.3.5.3揭露煤层期间，必须加强通风管理，严格按照防突措施进行施工。3.3.6巷道断面规格及支护断面图S掘=（3.2m+4m）/2×2.35m=8.46㎡S净=（3m+3.8m）/2×2.2m=7.48㎡附：图支护断面图（略）4、施工工艺4.1施工方法4.1.1施工方法的确定4.1.1.1、巷道开口施工方法1、施工前技术部必须提前标定开门位置，标定巷道的中心、腰线，各队严格按线施工，抓住煤层底板。2、开门前，必须对开门口左右各10m巷道支护进行检查加固，并将各种管路、电缆落地，用旧胶带，板梁掩护好。3、开门前，应提前按设计要求，安设局部通风机、接好风筒，准备好支护材料。4、在拉门前8.0m的施工中，必须采用小循环（循环进度0.8m～1.0m），少装药（每眼最多2卷）即不超过0.25kg，放小炮(每次最多三个炮眼)的施工方式,以减少对象鼻尖处顶板最小范围的破坏。4.1.1.2、掘进施工方法1、掘进采用钻眼爆破，全断面3次起爆。2、支护采用钢棚支护。3、交接班后，必须先进行安全检查，发现隐患必须立即处理确认安全无误后方可开工。然后进行打眼、装药、爆破等工作，当工作面炮烟吹散后，由班组长和爆破员进入工作面，由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯和拒爆等情况，方可施工。4.1.2特殊地段的施工方式各特殊地段施工必须编制施工措施，如开掘、过断层、地质构造带等。4.2爆破工艺4.2.1钻眼方式4.2.1.1钻眼机具的选用煤岩巷均采用YT-28型风钻打眼，风源来自地面压风机房，每班使用1台，备用一台。4.2.1.2分区域钻眼划分说明。每班使用1台风钻施工炮眼。4.2.2爆破器材爆破器材选用及其使用技术要求见表5.表5爆破器材选用及其使用技术要求序号名称类别使用技术要求1炸药煤矿许用乳化炸药存放在专用木质药箱内，防止挤压变形，按规定药量装药，2雷管煤矿许用毫秒延期电雷管用专用木箱雷管盒存放，避免接触金属导电体，避免碰撞挤压。3封孔材料黄泥、水炮泥当眼神在0.5~1.0m时，每孔封泥长度不得小于炮眼深度的1/2.，当炮眼深度大于1m时，每眼的封泥长度是不小于0.5m4爆破母线两项铜芯线爆破后两项应短接，不得有明接头破皮现象。与电缆吊挂在同一帮时要保持300mm以上距离。5发爆器用MFB—100型隔爆电容式发爆器发爆器钥匙由爆破工随身携带，不得交由他人保管和使用。4.2.3炮眼布置图附：图炮眼布置图（略）4.2.4爆破作业说明书爆破作业说明书见表6表64.2.5煤（岩）装载1）施工前期人工出货，后期安装刮板运输机和15KW耙装机装岩(煤)配合迎头出货。1.耙装机必须固定牢靠，打好底锚。2.导向轮钩挂在固定楔上，固定楔长度为600～800mm以上，固定楔的孔深度不小于800mm。耙装机距工作面不大于20m,不小于6m。3、刮板运输机溜尾必须打好地锚。2）运输1.施工中采用刮板运输机将原煤转载至皮带后进入溜煤眼。采用1吨矿车运料，平巷人力推车，上下山采用JD-1.6型25KW小绞车。每部小绞车用4根锚杆固定，所用锚杆直径为20mm、长度不少于1800mm，一端为反麻花形式。锚固时用快硬水泥全长锚固，每根锚杆锚固力不小于5t。5、主要生产系统5.1通风系统5.1.1参数计算通风参数依据XXXX计算5.1.2通风系统和通风方式的确定5.1.2.1通风路线XXXX掘进工作面通风系统：XXXXX。5.1.2.2通风方式：采用压入式通风方式5.1.3掘进面全负压风量计算及局部通风机选择按迎头风速、温度、风筒漏风系数计算。5.1.3.1XXXXX掘进工作面需要风量（1）按照瓦斯涌出量计算。Q掘=125×q掘×K掘式中Q掘─掘进工作面需要风量，m³/min；q掘─掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量m³/min，此处取0.6；K掘─掘进工作面瓦斯涌出量不均衡系数；125─掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度不超过0.8%所换算的常数。将q掘=0.6m³/min，K掘=0.8/0.6=1.13代入式中得：Q掘=125×0.6×1.13=84.75m³/min（2）按风速、温度计算。Q掘=60×υ掘×S掘max×K温式中υ掘─局部通风巷道内最低允许风速，m/s；S掘max─局部通风巷道内最大净断面，㎡；K温