1224机巷掘进作业规程(炮掘)

金亿煤矿巷道施工作业规程巷道名称_1223机巷编制_陈永胜_审核_总工程师二八年四月二十日会签栏生技部_安全副矿长_机运队_生产副矿长_通维队_总工程师_安监部_矿长机电副总_会审意见作业规程贯彻考试签字栏目录主持人贯彻人贯彻时间贯彻地点应到人数实到人数序号姓名成绩序号姓名成绩序号姓名成绩127532285432955430565315763258733598346093561103662113763123864133965144066154167164268174369184470194571204672214773224874234975245076255177265278编制依据4第一章工程概况及地质条件5第二章施工方法及技术措施6第三章劳动施工组织9第四章质量标准化10第五章安全技术措施12第六章避灾路线16附图掘进断面图、炮眼布置图、通风、避灾路线及巷道布置图附关于1223机巷掘进防治水灾专项技术安全措施18编制依据序号法律法规、文件、资料名称1中华人民共和国矿山安全法2煤矿安全规程（2006年版）3中华人民共和国煤炭工业部煤矿工人技术操作规程（巷道掘进）4西天寺井田地质详查（延深）报告5金亿煤矿技术管理规定6南一采区施工设计7南一采区地质说明书8金亿煤矿井下放炮管理规定9金亿煤矿火工产品管理办法101223机巷掘进地质说明书第一章工程概况及地质条件一、工程概况1224机巷在南一采区483M南一石门以北5M处开口，沿煤层以3的坡度向南掘进，其工程量为400米。本掘进工作面对应地面位于洞子岩一带，地表标高800M900M，地形总体呈西高东低，利于排水。井下位于483M南一采区北翼，沿K12煤层顶板掘进。煤层倾角6771度。见工作面巷道布置图（附图）。该巷道主要为1224采煤工作面出煤运输及生产期间的新鲜风流供风。1相邻位置关系详见“1224巷道布置图”；2巷道断面见附图；3巷道工程特征断面（M2）巷道名称岩石类别巷道形状支护材料支护间距长度M坡度掘进断面掘净断面车场半煤岩梯形9矿工钢850MM636118532一般巷道半煤岩梯形9矿工钢850MM36835313440二、地质特征1含煤岩系含煤岩系为上二叠系上统龙潭组一段（P2L1），以泥质岩和碎屑岩为主、碳酸盐岩次之。煤系主要含煤K12、K11两层。2煤层黑色半亮型煤，质优，较软，结构简单，呈粉末状、粒状、少数呈块状，鳞片状及层状构造，内生裂隙发育，煤层厚度稳定，产状基本正常。根据北一采区各工作面及1222、1221工作面风巷、机巷掘进巷探资料提供K11煤层厚度一般为0812M，K12煤层厚度一般为1115M，一般夹矸0208M，但最厚也达到了2M。3煤层顶底板情况K11煤层底板为深灰色泥岩和砂质泥岩，平均厚度为302M；顶板以深灰色泥岩为主，偶夹细砂岩，平均厚度201M。K12煤层直接顶为深灰色泥岩、砂质泥岩、细粉砂岩，平均厚度为834M，老顶为深灰色、灰岩（见煤层综合柱状图）。老顶浅灰色泥岩、砂质泥岩，层理清晰。直接顶细砂岩；灰色，顶部含少量FES2结核，厚4045M。伪顶深灰色高炭质泥岩,含FES2结核。直接底深灰色泥岩，含少量植物化石。老底灰色、浅灰色泥岩、砂质泥岩、泥灰岩互层。4地质构造情况根据掘进地质说明书，该巷道掘进范围内无大的地质构造，煤层厚度基本稳定，煤岩产状正常。5水文地质情况该工作面所在区域水文地质简单，无断层水及岩溶浸入，上部无采空区积水影响。但在掘进过程中，煤层顶板会有淋浸水，要注意巷道掘进的腰线控制和保持水沟畅通。6影响掘进的其它地质情况（1）煤层厚度沿顶板方向的铝土泥岩变化不大，但底板方向煤层起伏变化很大，造成夹矸土（中荒）时厚时薄。（2）普氏硬度煤层F12，夹矸F23，直接顶F34，直接底F24。（3）瓦斯相对瓦斯涌出量05M3/T。（4）煤尘具有爆炸危险性。（5）煤的自燃煤层自燃发火倾向性为类，属不易自燃发火煤层。（6）地温、地压正常。第二章施工方法及技术措施、施工方法及支护方式本巷道为半煤岩巷，采用普通钻眼爆破法掘进。以给定的腰线沿K12煤层顶板进行施工，同时严格质量管理。巷道采用梯形断面，9工字钢支护，单道净断面上宽下宽高18M26M2M，车场净断面上宽下宽高32M40M2M。从石门岔口开始向南200M为车场断面，临时车场长度为6M。二、施工顺序原碛头1224机巷1224开切眼。三、施工工艺工艺流程安全检查打眼（铺轨）装药连线放炮检查及处理安全装矸运输（永久支护），打眼与铺轨平行作业。（一）破岩采用一台7655型气腿式凿岩机配合B22中空炭素钢钢钎及34型一字钻头湿式施工炮眼，煤矿许用三级乳化炸药和15段毫秒延期电雷管正向爆破，联线方式采用大串联，MFB100型晶体管放炮器全断面一次起爆成巷。爆破效果指标表如下指标名称单位参数指标名称单位参数炮眼利用率80每米雷管消耗发/M133循环进度M120单位岩体炸药消耗KG/M3124循环实体岩石M3776单位岩体雷管消耗发/M3206循环炸药消耗KG96炮眼密度个/M2247循环雷管消耗发16日循环数/日进度个/M3/36每米炸药消耗KG/M8月循环数/月进度个/M78/936（二）装矸运输人力装车及运输。作业面的煤、矸人工装入12T翻斗矿车或煤车中，再经人力运输至483南一石门，由机车拉出到地面。巷道内铺设11KG/M的钢轨，采用长1米宽02米高015米的木枕木，枕木间距08米。（三）巷道支护巷道采用梯形断面、9工字钢支护，支护间距为085M。单道的净断面上宽下宽高18M26M2M，车场的净断面上宽下宽高249M329M2M。如遇顶板、围岩松软破碎，及时补充支护措施。（四）主要生产系统1通风系统1）通风按掘进安全系列化装备要求装备，实行“三专两闭锁”，通风采用JBT52局部通风机配合500胶质“双抗”风筒压入式通风，局部通风机安装在新鲜风流中，距回风口不少于10米。巷内风速不低于025M/S。局部通风机的安装和管理严格按煤矿安全规程（2006年版）第128条和第129条的有关规定执行。2）风量配备计算A按瓦斯涌出量计算QCH4100QCH4K10005M3/MIN2100M3/MINB按同时工作的最多人数计算Q人4N4832（M3/MIN）C按风速计算Q617M2025MS6093M3/MIN取最大值，巷道供风量不少于100M3/MIN，碛头风量不小于40M3/MIN3）局部通风机实际吸风量为Q吸150M3/MIN，为保证局部通风机至回风口巷道的安全通风和不拉循环风，确定系统配备风量220M3/MIN4）按风速验算VQ/S净/60100/617/60027M/S。根据煤矿安全规程（2006年版）规定025M/S（V）4M/S符合规程规定。根据以上计算，确定掘进供风选择JBT52，吸风量150M3/MIN，配风量为220M3/MIN，风筒出口距碛头的距离不得大于5米，风筒出口的最小风量不得小于40M3/MIN。5）通风路线483M平硐483M南大巷新鲜风流局部通风机（风筒）碛头（污风）483M南一石门483M南回风上山628M南总回风巷风井地面（见通风警戒示意图）。2运输系统重车碛头1224机巷483M南一石门483M南大巷483M平硐地面。材料车地面材料库房483M平硐483M南大巷1224机巷碛头。3供电系统井下中央变电所483M南大巷483M风电闭锁低压开关、局部通风机、采掘电动设备。4瓦斯监测系统在局部通风机处安设安全监测分站，在距碛头35米范围安设瓦斯监测探头T1，瓦斯报警浓度为1，断电浓度为15断电范围掘进巷道内所有非本质安全型电气设备。在距石门回风口1015米的范围内安设监测探头T2（详见通风及警戒示意图），瓦斯报警浓度及断电深度均为1，断电范围为掘进工作面及回风巷内所有非本质安全型电气设备，复电浓度T1、T2均小于1。5综合防尘施工过程中坚持湿式打眼，放炮喷雾、装矸洒水防尘，个体防护，放炮时使用水泡泥等综合防尘措施，在距碛头50M处设置水幕，坚持使用好综合防尘系统。第三章劳动施工组织一、组织形式及作业制度施工采用“三、八”制作业，多工种多工序平行作业按正规循环作业图表（见附图）组织生产，实行各工种岗位责任制。在一个小班时间内完成1个循环的打眼、爆破、装矸、运输、支护等工序的作业。班长负责组织生产，安全员、瓦检员协助班长搞好工作，做到施工过程统一指挥，各工序协调配合，共同搞好当班生产、安全、工程质量和文明生产。二、施工组织制度生产班组进班前，必须参加施工队组织的班前会，在班前会上，由值班队长向当班施工人员布置生产作业任务和交待安全注意事项，并做好记录备查。班长接受任务后，根据当班出勤情况及出勤人员的技术状况，将任务工序，各工种落实到人头。进入工作区域前，班长和安全员首先检查工作区域内的安全情况，发现问题及隐患及时处理好确保安全后才允许其他作业人员进入碛头作业。班长和上班验收员负责验收上一班的进尺和质量。各工种人员各自检查配备的工具及设备的完好情况，发现问题及时汇报和处理。班长必须在下一班派班前向队值班队长汇报当班生产、安全、设备运转等情况，以便值班员掌握现场情况，向下一班进行工作安排。三、劳动组织配备小班全队小班全队工种出勤定员出勤定员工种出勤定员出勤定员领钎工1133出矸人员2369打眼工1236管钳工22放炮员1236推车人员2369合计8112335第四章质量标准化一、工程质量严格按照煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）执行，做到每班互派质量验收员，认真把好质量关，不合格及时返工，由施工队队长全面负责和直接负责。在施工中做到以下几点1每班施工前由班长和验收员按规定将中腰线延至碛头，并严格按标准验收上一班的工程质量，发现问题及时向队值班员汇报，以便及时纠正处理。2施工中，严格按规定的断面，画出巷道规格轮廓线，定出眼位，严格控制好欠挖超挖。工程质量标准表石门及大巷项目设计值允许误差上宽（MM）1800（2490）010腰宽（MM）2200（2890）050下宽（MM）2600（3290）0100腰上（MM）10000100腰下平轨10005050坡度305位置（距巷帮线MM）35050100宽度（MM）30030150水沟深度（MM）30030150轨道中心线单道逢中、车场距帮56050坡度50M内不超过11000水平两根轨道水平，高低差不超过20MM钢轨轨型一致，无锈蚀严重的钢轨轨距1030道枕及枕距无损坏的道枕，枕距800MM轨道MM接头及构件轨道接头间隙不超过5MM、内错差不大于2MM，高低差不大于5MM，轨枕、道钉、道夹板、螺栓等构件齐全并紧固有效二、文明生产1防尘设施齐全，防尘喷雾置正常使用，放炮喷雾、湿式打眼。2风筒吊挂整齐、逢环必挂，风筒不漏风、迎头风筒不落地。3巷道内无杂物，淤泥、积水长度不超过2米、深度不超过01米，无浮矸超过轨枕上平面。4材料、工具分类堆码整齐，有材料牌、且帐卡物相吻合。5机电设备放置规范、整齐，管缆线悬挂整齐。6风水管沿巷道腰线吊挂、风筒沿肩窝吊挂，均布置在巷道顶板侧。7放炮母线铺设整齐，间距为200MM250MM，并且不得与导电体相接触。第五章技术安全措施一、一般要求1施工过程中，严禁违章指挥、严禁违章作业，严格执行煤矿安全规程、操作规程及本规程规定。各班组人员必须参加安全学习，树立安全思想，增强安全意识，严格执行交接班制度，瓦斯检查制度及工程质量验收制度，加强自主保安和互助保安。2每班放炮员、瓦检员等各特殊工种，必须持证上岗，严格遵守煤矿安全规程和操作规程的有关规定进行操作。3安全设施、通风设施必须保持完好。二、破岩1施工打眼前，打眼工认真检查机具，上好风水管，杜绝脱落伤人，打眼时，严禁钎下有人作业，以防断钎伤人。2在交叉口刷巷时，炮眼的最小抵抗线不小于03米，装药量每眼不大于03KG。、顶板管理1在掘进过程中，坚持使用前探梁、金属固棚器、木扣寸。横梁扣寸一般断面3根、车场断面5根，帮腿扣撑沿腰线布置。如遇地质变化需要特殊支护时，另拟定支护措施。2施工队必须严格检查施工区域内的帮顶情况，严格敲帮问顶。进班后先由当班的班长、安全员检查工作区域内的顶帮情况，找尽巷道帮顶松动离层危岩，要求工作面必须备用长撬棍（不低于1300MM），找顶工作至少二人在场，找顶前，人员必须要找好安全退路，找顶时人员要站在安全的地方，并将撬找区域内的人员全部撤离。人工难以撬下的离层危岩，应另拟措施进行处理，待隐患消除后，才能组织施工。3操作过程中，各工种人员同时还应注意巷道危岩稳定情况，遇有松动危岩，立即进行敲找。若遇围岩破碎或地质变化带，则立即停止作业，同时向调度室汇报。4、用风镐采煤槽时，采槽高度不得小15米，必须进行临时支护，严禁空顶作业。5、放炮后，扶正歪斜支架时，必须从外向里进行，保持退路畅通，无关人员必须撤到安全地点。6、架设岔口抬棚时，先架好双梁双腿抬棚支架，并将肩窝、帮顶填实楔牢，再从两端向中间掏脚窝、立顶板侧腿子、架穿杆。如遇顶板松软、破碎或暴露悬空面积过大，必须先打好斜撑支柱，人在临时支护的掩护下操作，严禁空顶作业。、一通三防1局部通风机的管理由瓦斯检查人员专人负责，其他人员不得擅自停开局部通风机，局部通风机必须有“三专两闭锁”（专用开关、专用变压器、专用线路、风电闭锁、瓦斯电闭锁）装置。若因故停风或工作面风流中瓦斯浓度达到15，必须停止作业，撤出人员，只有当瓦斯浓度降到1以下，通风正常才允许作业。在施工过程中，如发现瓦斯忽大忽小时，必须向调度室汇报。2敷设放炮线时，不得出现裸露接头。3放炮必须在距起爆点大于200米（转弯巷大于150米）外的进风风流中进行，严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制。4放炮后，至少等15分钟，待炮烟吹散，视线清晰后，瓦斯员，放炮员、班组长才能进入碛头检查顶板、瓦斯、通风、残炮等情况，发现瞎炮，按煤矿安全规程第342条规定处理。1、由于连线不良造成的拒爆，可重新连线并按上述要求撤人设岗进行起爆。（2）、在距拒爆眼03米以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。（3）、严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底加深套打殘眼；严禁用打眼的方法向外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）的炮眼。（4）处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。（5）在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。5每班放炮前，施工队必须将探头T1掩护好、待放炮后检查无安全隐患，由瓦斯员负责将该探头恢复到碛头风筒另一侧的5米内位置。6放炮母线未端必须短接并用绝缘胶布包扎好，严禁放炮母线芯线裸露或与其它金属体、围岩、管子等接触，做到“三不挨”并与电缆不在同一侧。7当碛头附近20米范围内瓦斯浓度达1时，严禁装药。当碛头瓦斯浓度达15或回风流中瓦斯浓度达到1，及发生裂隙瓦斯涌出时，当班班长或安全员应立即撤出人员到进风流中的安全地点，并向调度室汇报，待采取措施处理好后，瓦斯浓度降到1以下时，才能恢复作业。8风筒出口距碛头的距离不大于5米，严禁无风或微风作业。风筒逢环必挂，破口及时缝补，保证碛头有足够的风量；风筒由瓦检员延伸和维护；临时风筒由施工队班长、放炮员延伸和维护，临时风筒的长度为碛头向北20M。9坚持“一炮三检”制，碛头瓦斯异常时，应随时检查。严禁空班漏检、假检,瓦斯员认真填写瓦斯记录牌板，瓦斯检查必须做到“三对口”。10施工队必须坚持湿式打眼，放炮喷雾、装岩洒水防尘、炮眼装填水泡泥、水幕净化空气及个体防护等综合防尘措施。11、放炮作业严格按照金亿煤矿井下放炮管理规定执行。12、机车进入1224回风系统范围内，必须带上便携式瓦检仪，一旦仪器报警，立即停止运行；在1224回风系统内的所有电气设备必须设有“三专两闭锁”装置。13、当机巷掘进到4050M时，必须及时在机巷内吊挂隔爆水袋，吊挂长度不低于20M，每袋装水量不少于40升。五、防突措施必须采用“四位一体”的防突管理办法1、放炮距离的确定实行远距离放炮，拉炮点必须在483M南一石门外且距爆破点大于200M以外的进风流处，严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制。2、在483M南大巷设置两扇正反防突门。3、预测预报采用钻屑指标法预测掘进工作面的突出危险性，即通过测定最大钻屑量SMAX和最大钻屑解吸指标K1值，来确定掘进工作面的突出危险性，预测突出危险性时，按照下列步骤进行（1）在碛头打2个42MM、孔深810M的钻孔。钻孔应布置在软分层中，一个钻孔位于巷道工作面中部，并平行于掘进方向，另一个钻孔的终孔点应位于巷道轮廓线外24M；（2）钻孔每打1M测定钻屑量一次，每打2M测定一次钻屑解吸指标。根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量SMAX和钻屑解吸指标K1或H2预测工作面的突出危险性；由于本矿无煤与瓦斯突出危险性临界值的实测资料，可参照防治煤与瓦斯突出细则的数据确定突出危险性H2最大钻屑量K1P/ML/MML/1/2危险性20065405有突出危险20065405无突出危险当预测得到的任一指标SMAX值、K1值或H2值等于或大于临界值时，即有突出危险性；只有测得的最大钻屑量SMAX6/M、钻屑解吸指标K105ML/1/2时，本工作面才无突出危险性；（3）当预测为无突出危险性时，预测范围内可正常掘进，但每预测循环应至少保留2M的预测超前距。（4）当预测为有突出危险性时，必须停止掘进，只有采取防突措施并经效果检验无突出危险后，方可进行掘进作业。4、压风自救站（1）压风自救器设在工作面用风的压风管上；同时水管和电话接拢压风自救站。（2）在距工作面碛头2540M巷道内，设置一组压风自救器，随工作面推进向前移动。（3）每处自救站设58个压风自救袋，每人的供风量不得少于010M3/分。六、防爆破冲倒架料的措施靠近掘进工作面10M内的支护，在爆破前必须加固，支架间应设牢固的撑木或拉杆。爆破崩倒、崩坏的支架必须先行修复，修复支架时必须先检查顶、帮，并由外向里逐架进行。七、机电运输采用人工装岩出矸，人力推车运输。每班必须检查矿车刹车装置是否完好可靠灵活。人力推车时，必须严格执行以下几点1、同向运输时，保证两辆车之间的间距在10米以上；2、严禁包角包边，推车时，两眼平视前方，不得推埋头车；3、遇到前方有障碍物或弯道、岔子或有人在路道上工作时，必须减慢速度，乃至停车，并随时发出警号；4、严禁放飞车。八、防止水患1掘进施工过程中，必须坚持“有疑必探、先探后掘”的防治水原则，当碛头发生透水预兆时，班组长、安全员、瓦斯员应立即将人员撤退到安全地点，并向调度室汇报，待采取防治水措施，隐患消除后，才能恢复作业。2将浮矸清理干净，水沟内不得有大块矸石或杂物，随时保持水沟畅通。第六章避灾路线施工过程中如发生事故，由当班班长或安全员统一指挥，并积极进行自救和与互救工作，同时向调度室