5102回风巷掘进作业规程最新

目录第一章工程概述1第一节、工程概况1第二节、编写依据1第三节、5102回风巷地理位置2第四节、煤层赋存及顶底板情况2第五节、地质构造3第六节、水文地质情况3第七节、煤尘、瓦斯情况4第八节、矿压观测4第九节、地温情况6第十节、地震6第二章巷道布置及支护形式6第一节、巷道的断面管线布置6第二节、运输设施及人行道布置8第三节、支护设计8第四节、巷道支护形式11第五节、支护工艺15第三章施工工艺20第四章运输方式及管理25第五章通风管理31第一节、风量计算31第二节、局部通风机及风筒的安装和使用33第三节、通风系统34第四节、“一通三防”安全管理34第五节、安全监测管理38第六节、其它注意事项39第六章压风自救和供水施救系统40第七章机电管理41第一节、供电系统41第二节、通讯系统43第八章劳动组织44第九章质量标准化及煤质管理措施46第十章安全技术措施49第十一章灾害应急措施、避灾路线及灾害自救71第一节、灾害预防71第二节、职业病防治措施76第三节、灾害自救79第四节、避灾路线82第一章工程概述第一节、工程概况一、巷道名称本作业规程掘进的巷道名称为5102回风巷。二、掘进目的及巷道用途5102回风巷主要为5102采煤工作面回风、运输设备、运输材料，行人。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度1000M。5102回风巷由综掘队施工，月计划进尺360M，预计3个月完成。服务年限5102工作面回采结束。四、预计开、竣工时间本掘进工作面自2012年10月初开工，预计2012年12月下旬竣工。第二节、编写依据一、煤矿安全规程2012年出版。二、山西吕梁市方山新星煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计山西省煤炭工业厅晋煤规发20101707号文批复。三、山西吕梁市方山新星煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇四、山西方山汇丰新星煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复山西省煤炭工业厅晋煤规发20101067号。五、2013年方山汇丰公司灾害预防和处理计划六、山西方山汇丰新星煤业有限公司一通三防管理规定七、山西方山汇丰新星煤业有限公司各种操作规程八、山西方山汇丰新星煤业有限公司防治水管理规定九、山西方山汇丰新星煤业有限公司火灾事故预防和处理措施第三节、5102回风巷地理位置1、地面位置5102回风巷位于工业广场东部，东、南、西、北为黄土高山，掘进工作面范围内无建筑物，地表为黄土高山。2、井下位置5102回风巷，位于矿井东采区北翼。东为5101工作面、北以古采空区为边界、西为5102工作面、南为采区回风巷。3、临近无采区、无掘进，对本巷道掘进无影响。第四节、煤层赋存及顶底板情况1、煤层赋存情况5102回风巷沿5煤层底板布置，5煤层属于二迭系下统山西组。5煤层，煤厚平均为408M，煤层结构较简单，含02层夹矸。总体较稳定，属全井田可采煤层，煤层无涌水，瓦斯涌出量不大，南北走向，倾向西，倾角816，2、煤层顶底板情况表141煤层顶底板情况表顶板名称岩石名称平均厚度岩性老顶粉砂岩41灰，深灰色，粉砂质结构，块状构造，成分以砂质为主，泥质次之，见有少量云母，见有斜层理。直接顶泥岩147灰色，泥质结构，块状构造成分为泥质见植物化石。伪顶炭质泥岩046时有时无，随采随落。直接底泥岩074灰色，泥质结构，块状构造成分为泥质见植物化石。煤层顶底板情况老底砂质泥岩19灰、灰黑色，砂质，泥质结构，块状构造，成分以泥质为主，砂质次之，含少量云母，暗色矿物。第五节、地质构造5102回风巷沿5煤层底板布置，煤层产状成南北走向，倾向西，坡度26，倾角1216，长度1000M。地质构造简单，根据相邻工作面统计，工作区内无断层、无陷落柱等。第六节、水文地质情况一、构造对井田水文地质条件的影响井田总体上为一轴向呈北东向的向斜构造及背斜构造，未发现陷落柱，井田地形切割较深，地表水易于排泄，不利于地下水补给，因此，构造一般不会对井田水文地质条件造成影响。二、地表水对煤层开采的影响1、井田内无河流，主要河谷为井田中部的车赶沟和南部的沫浴沟，平时基本无水，雨季时有短暂洪水流过。区内地下水的补给来源主要是大气降水。经调查，工业场地附近最高洪水位标高1075M，远低于工业场地及各井口标高，并筑有排水涵洞及排水洞沟，所以一般情况下，矿井不会受到洪水威胁。2、5102回风巷水文地质比较简单，由于5煤层老顶为泥岩其上部为072M细粒砂岩，掘进过程中，个别地段有少量的顶板滴水或涌水，水量均不大于5M3/H；5102回风巷按方位N164145向前掘进，由于北部为古采空区可能含有积水，所以掘进时严格按防治水规定进行探水作业遵循“有掘必探，先探后掘”的方针。第七节、煤尘、瓦斯情况1、井田现开采5号煤层，根据山西省煤炭工业局文件晋煤安发（2009）88号关于吕梁市2008年度30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复矿井瓦斯等级鉴定结果为矿井CH4绝对涌出量03M3/MIN，CO2绝对涌出量015M3/MIN；CH4相对涌出量176M3/T，CO2相对涌出量088M3/T。矿井瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井。2、据钻孔中所取样品分析结果5号煤层火焰长度4080MM，加岩粉量6080；据补充勘探ZK11、ZK12、ZK14号钻孔中所取样品分析结果及井下工作面检测报告5号煤层煤的吸氧量为041083CM3/G，自燃倾向性等级为类。3、建议工作面在掘进过程中，加强通风、防尘工作，防止事故发生。第八节、矿压观测一、观测对象5102回风巷。二、观测内容巷道顶板离层量、顶底板相对移近量、两帮相对移近量、支护质量动态监测。三、观测方法（一）表面移近量的观测施工过程中，要对巷道表面位移情况及时进行观测，在巷道开始掘出20M后布置测站，测站间距50100M，在顶板破碎段可适当缩小安设距离。（二）顶板离层仪的观测顶板离层检测仪的布置施工过程中，自开门口处开始，在巷道顶板中部每50100M安装一个顶板离层仪进行监测。顶板离层检测仪的安装（1）用直径28MM的钻头在顶板上打7000MM深的眼，眼深共7000MM。（2）用锚索钻杆将上部锚固器推至眼底，轻拉一下钢丝绳，确认锚固器已固定。（3）用锚索钻杆将下部锚固器推至顶板以上2000MM位置处，轻拉一下钢丝绳，确认锚固器已固定。（4）将套管组件插入钻孔口，确保两个刻度尺移动顺畅，不受任何卡阻。（5）将刻度尺用与其相连的钢丝绳固定好，刻度尺外露10CM左右，截去多余的钢丝绳，确认刻度尺不受卡阻。（6）记录下固定点与刻度尺之间的数据，即为顶板离层指示仪的初始数据。3、顶板离层仪的观测要求每7天由技术员观测一次。将观测的数据填写在现场的牌板上，同时将数据记录到记录本上备查。（三）支护质量的动态监测验收员监测锚杆、锚索的锚固力和扭矩。用MLK型锚杆拉力计、MQ18200/40型的锚索涨拉仪检测锚杆锚索的锚固力，用0300NM的扭矩扳手检测锚杆的扭矩力。技术员抽查监测情况。（四）观测需用仪器仪表顶板离层仪、锚杆拉力计、锚索涨拉仪、扭矩扳手，钢卷尺。四、数据处理通过观测，对数据进行分析、判断，并把结果应用到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施，指导施工，并为后续工程的设计提供依据。第九节、地温情况本区地温梯度小于3/100M，属地温正常区。本井田煤层埋藏浅，属正常地温、地压区。第十节、地震据国家质量技术监督局20010202批准，中国地震动参数区划图GB183062001，本区地震动加速度为005G，对应地震基本烈度为，据历年记载，未发生过大的地震。第二章巷道布置及支护形式第一节、巷道的断面管线布置一、风筒、各类管线布置1、5102回风巷的左侧从上到下布置为风筒、静压水管、风管，排水管、右侧从上到下依次为信号线、电缆线；（1）、风筒风筒选用直径800MM的抗静电阻燃风筒。风筒布置在5102回风巷左上侧。（2）、压风、静压洒水及排水管路一趟静压水管路选用4寸钢管，一趟压风管路选用4寸钢管，一趟排水管路选用4寸钢管，自上而下依次为静压水管、压风管、排水管。管路敷设要平直，静压管距地面高度不低于15M，管与管间距03M，最低处距离巷道底板不得小于500MM。管路要按照有关规定进行连接，要加好密封圈，不得有漏风、漏水等现象。风管、静压水管、排水管用铁丝绑在帮锚杆上，悬挂整齐，稳固可靠。（3）、管路安装前要做好除锈防锈工作，防止管路腐蚀堵塞。其中压风管路涂朱红色标志油漆，静压洒水管路涂亮蓝色标志油漆，排水管路涂绿色标志油漆。压风管路每100M留一个作为巷道检修使用的快速接头。静压洒水管路每隔50M留一道安装全断面喷雾和巷道洒水使用的接头。三趟管路均布置风筒侧，贴近煤帮布置。2、电缆线敷设（1）、在巷道中按要求布置监控、风筒传感器、电话、信号、动力电缆线。在一般情况下。电缆线使用专用的电缆线钩，固定在最顶端帮锚杆上，悬吊高度不低于18M。悬吊在巷道右侧，最下端距离巷道底板不得小于1400MM，电缆线悬吊要平直，不得有死褶。（2）、电缆线与电缆线之间的距离不得小于150MM，信号电缆要求在动力电缆上方悬吊，且距离动力电缆不得小于300MM。（3）、动力电缆的接线盒要全部实现局部接地。第二节、运输设施及人行道布置5102回风巷胶带运输机布置在巷道前进方向的左侧，右侧铺设轨道。皮带中心线与轨道中心线位于巷道中心线两侧，距离分别为皮带中巷道中950MM，轨道中巷道中800MM。轨道左侧人行道不小于1M。一、巷道断面特征表表225102回风巷有关巷道参数表断面积（M2）宽（M）高（M）支护材料巷道名称掘净掘净掘净支护形式顶帮5102回风巷117610842402827锚、网、索金属锚杆、钢筋梁、金属网、锚索树脂锚杆、塑料网第三节、支护设计一、顶锚杆参数设计1、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足LL1L2L3式中L锚杆总长度，M；L1锚杆外露长度（包括钢带、托板、螺母厚度），取65MML2有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度，帮锚杆取帮破碎深度），取850MML3锚入岩（煤）层内深度，取1200MM。L6585012002115（MM）L取2200MM2115MM；2、锚杆直径L/1102200/11020MM，取D20MM。3、顶锚杆间、排距锚杆间距D1/2LD0522001100MM,D取900MM。锚杆排距L0NN/2KRAL2851036/232610322512121M式中N每排锚杆根数N设计锚固力，KN/根K安全系数，取23R上覆岩层平均容重，取26KN/M3A1/2巷道掘进宽度M排距选800MM。因此，顶支护采用202200螺纹钢锚杆、8金属网、14圆钢梯子梁联合支护。二、帮锚杆参数设计1、帮锚杆长度LL1L2L3式中L1两帮松塌区宽度取09ML2帮锚杆伸出潜在松塌区的额定锚固长度，取06ML3帮锚杆外露长度，取015M则L0906015165M，考虑煤体的挤压破坏范围及相同条件下的经验，为安全起见，取18M。2、帮锚杆间距及排距煤帮锚杆的排距与顶板锚杆的排距相同，为09M帮锚杆的间距按下式计算1025MHQSFDKD式中D煤帮锚杆间距，MF每根锚杆的锚固力设计值，40KNH煤帮的高度，41MK安全系数，20D排距，MQS煤帮侧压值，100KN/M结合实际考虑取1000MM。根据上述计算结果帮锚杆采用201800MM的树脂锚杆，间排距为1000800MM。三、锚索支护参数设计1、锚固长度LALAFST/FCSD1（1870/31410）1781060MM设计锚固长度12M106M式中D1锚索钢绞线直径，MMFST钢绞线抗拉强度，MPAFCS锚索与锚固剂的设计粘接强度，按10MPA计算2、锚索长度DCBALLL12005000753006575MM，L取7000MM。式中锚索总长度，M；锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，1200MM；AL需要悬吊的不稳定岩层厚度，5000MM；B托板及锚具的厚度，75MM；C外露长度，300MM（含锁具厚度50MM）；DL3、锚索间排距SL/26575/232875MM设计排距24M3287M设计间距16M3287M式中L锚索孔深度S锚索间距根据上述计算结果锚索采用1787000MM的钢绞线，锚索间距16M、排距2400M。第四节、巷道支护形式一、临时支护临时支护采用108无缝钢管，长度不小于35米，数量2根，每根前探梁上有两道钢梁卡，共4个，与对应的锚索（锚杆）相连接，前探梁间距2M，两帮前探梁、距两帮各1米，固定在前头第一排和第三排，两帮、中间相对应顶板上4个锚杆（锚索）上。悬挂前探梁使用专门制作的吊梁器，前探梁固定在永久支护好的锚杆上，每根前探梁使用2个吊梁器。当掘进割出1米巷道时，首先进行敲帮问顶，处理伞檐、浮石。前探梁必须移至巷道前头，网铺在梁上横担半圆木规格为（240020080MM），23道，“井字”形接顶，用木楔打紧背牢。循环进行，每割1米前移一次。注意前探梁安设方法4、工艺要求（1）临时支护必须紧跟迎头，严禁空顶作业。（2）背顶时预留出锚杆、锚索眼位置，或前移前探梁时，铺上顶金属网。二、锚、网、索联合永久支护。1、设计支护形式及参数根据巷道围岩性质，依据施工现场实际情况、结合类似矿井成熟的巷道支护模式选择科学的支护设计，经山西源通煤矿工程设计有限公司及本矿各级领导研究确定本巷道支护形式采用“锚、网、索”联合支护。锚杆支护是通过锚入围岩内部的锚杆，改变围岩本身的力学状态，在巷道周围形成一个整体而又稳定的岩石带，利用锚杆与围岩的共同作用，达到维护巷道的目的，是一种积极防御的支护方法。5102回风巷为矩形断面，净宽40M，净高27M，净断面1008，巷道顶板采用锚杆金属网钢筋梯子梁锚索支护。巷道两帮采用锚杆菱形网支护。巷道遇断层带及其前后5米范围加密锚杆（索），以加强支护。三、支护形式1、顶板采用螺纹钢锚杆规格202200MM，锚杆间、排距900800MM，最外侧锚杆距帮300MM，一排5根。方托盘规格1201208MM，中部拱高不小于34MM，厚度8MM；每根锚杆采用两根MSCK2360树脂锚固剂，端头锚固；锚固力85KN梯子梁采用14MM的圆钢焊接成，规格390080MM，间距800MM，锚孔80MM。2、锚索1787000MM的钢绞线；锚索托板300300MM金属钢板，厚度12MM，中部拱高不小于50MM，每根锚索采用两根MSCK2360树脂锚固剂，端头锚固；锚固力200KN锚索布置排距2400MM、间距1600MM。3、两帮锚杆树脂锚杆，规格201800MM，锚杆间、排距1000900MM；圆托盘，12010MM，中部拱高不小于34MM，厚度10MM；每根锚杆采用一根MSCK2360树脂锚固剂，端头锚固；锚固力40KN。两帮锚杆布置一帮3根，两帮共6根。两帮第一根锚杆距顶300MM。4、护顶网采用8铁线金属网，网格5050,规格10004200MM。护帮网采用塑料网，规格10002700MM；网与网之间搭接度100MM，联网间距200MM，采用14铅丝，双股拧三圈，保证搭接紧固。表232支护设计参数表巷道名称项目间排距参数（MM）安装角度排距800顶锚杆间距900与顶垂直90、两边锚杆75排距900帮锚杆间距1000与帮垂直90排距24005102回风巷顶锚索间距1600与顶垂直90锚杆、锚索紧固力顶锚杆锚固力85KN，帮锚杆锚固力40KN，锚索锚固力200KN。锚杆锚索预紧力顶锚杆预紧力距120NM,帮锚杆预紧力距60NM，锚索预紧力120KN5、永久支护距工作面最大空顶距为10M，锚索和锚杆同步支护。6、5102回风巷道支护材料规格及消耗（如下表）表235102回风巷支护材料规格及消耗表材料名称规格单位材料消耗顶螺纹钢锚杆202200根/M625帮树脂锚杆201800根/M75顶锚杆锚固剂MSCK2360卷/M112帮锚杆锚固剂MSCK2360卷/M75锚索锚固剂MSCK2360卷/M558铁线金属网1042M2/M585塑料网1027M2/M92锚索托板30030010块/M27顶锚杆金属方托盘1201208块/M875帮锚杆塑料圆托板12010块/M125钢筋梯子梁400080MM，架/M125铁丝14KG/M2第五节、支护工艺一、支护方式1、临时支护方式金属前探梁（1）临时支护采用金属前探梁支护。（2）前探梁长度为4米。（3）工艺流程及要求A、前探梁临时支护最大控顶距1000MM，临时支护要紧跟迎头，严禁空顶作业。B、每根前探梁使用前探梁固定卡子数量不少于两个。C、临时支护前，人员站在永久支护的顶网下，进行敲帮问顶清除顶帮隐患后，用锚杆钻机钻出锚杆安装孔,安装孔深度不小于2200MM。打安装孔时,必须设专人观察顶板变化情况，发现问题及时处理。D、装前探梁时，先将前探梁前端插入安装孔，将金属网帮在钢梁上，预先按顺序置于前探梁上，接着前探梁后端用两个卡子分别挂在前后两根锚杆上。E、安装完毕，将前探梁与金属网间用背板背紧背实,确保前探梁、金属网与顶板贴实。2、永久支护1）永久支护工艺流程A、工艺流程准备机具敲帮问顶确定眼位钻眼清理眼孔安装锚杆紧固螺母。3、施工工艺放炮或截割结束并进行前探临时支护后，开始进行锚杆支护。二、锚杆钻机打眼工艺（一）作业前检查1、操作者手持操作臂上的手把，接装进气、进水接头，MOT120风动锚杆机转柄必须处于关闭位置。2、每次接装进气、进水接头时，都应冲洗管内的沙石异物（包括压气管内的残留气）。3、操作者应在钻机摇臂端的外侧站立。4、按顶板高度选用合适的初始钻杆。5、钻孔前，检查马达旋转、水路启闭是否正常，再正式投入生产。（二）作业时1、首先应按支护设计要求确定好钻眼位置，将钻机搬到眼位的正下方。2、开眼位时，钻杆不可过快，气腿推力要调小一些，当钻进孔眼30MM时，方可逐步加快转速，加大推力，进入正常钻孔作业。3、钻孔到位后，关闭气腿进气，调小出水量，减慢钻机转速，使钻机靠重力作用带着钻杆回落。（三）作业完以后1、先关水并用水冲洗钻机外表，然后空车运转一下，达到去水防锈的目的。2、检查钻机是否损伤，螺丝是否松动，并及时处理好。3、将钻机以竖直方式置于安全场所免受炮崩、机轧、车辗等意外损伤。三、锚杆安装工艺1、准备工作检查锚杆是否合格，锚固剂要用专用箱运至施工地点，同时检查锚固剂的质量，对不合格的锚固剂一律不准使用。2、打锚杆眼打眼前，首先用长把工具找掉顶帮上的活矸危岩，将前探支架逐根移到迎头，铺好网，再在网下放好钢筋梯子梁，并用小杆、木楔将网和钢筋梯子梁加紧加牢，使之严密接顶；严格按照中线检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；然后根据钢筋梯子梁上的眼孔布置锚杆眼位，锚杆眼方向误差不得大于15度。锚杆眼深度235M,打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼。打眼前，必须在前探支架的掩护下由外向里先顶后帮的顺序进行，严禁空顶作业。3、安装锚杆1）把树脂药卷和锚杆推入规定的孔位，利用锚杆搅拌器通过锚杆机的上推力把树脂药卷推入孔中直到锚杆托盘离顶板20MM左右，注意在上推时严禁旋转，严禁把托盘死死压在顶板上。2）完成第上一步后，迅速旋转锚杆1520秒，然后顺势上推锚杆使锚杆托盘贴近顶板（托盘离顶板的间隙5MM左右）。3）停完成搅拌后停止60120秒钟左右让树脂充分凝固。4）上紧螺母旋转搅拌器上紧螺母。在紧螺母时应给最大扭矩而不要施加上推力以最大限度的上紧螺母。5）用扭矩放大器或手动加长扳手，进一步上紧螺母，达到规定的安装扭矩力。锚杆安装可以总结为一推（推树脂入孔到规定位置），二转（旋转搅拌树脂），三等（等树脂充分凝固），四紧（紧固螺母）。在安装过程中要严格按安装步骤安装，否则会出现“长尾锚杆”或打不开阻尼现象，这会大大影响锚杆支护效果甚至失效。四、锚索安装工艺1）钻孔深度大于锚索长度（从托盘到锚索前端的距离）35CM。2）钻孔打好后，轻轻将锚固剂推入钻孔，要确保不使锚固剂外壳破裂。3）用安装好垫圈和托盘的锚索将锚固剂缓缓推入钻孔，直至推不动为止。4）将预先安装在钻机上的锚索搅拌器跟锚索的尾部连接，快速搅拌锚固剂，搅拌锚固剂的同时要加大钻机的推力。锚固剂搅拌时间为2530秒，搅拌锚固剂停止时要确保锚索托盘靠近岩面。5）锚固剂搅拌完毕1015分钟后，用锚索涨紧仪涨紧锚索，锚索初锚力要达到180KN。五、锚杆施工质量与要求锚杆的锚固力必须符合设计要求，高强预应力锚杆初锚力不小于120KN，预紧力矩不小于150NM；等强锚杆初锚力不小于80KN，预紧力矩不小于120NM。巷道净宽不能小于设计要求，但最大宽度不能大于设计要求150MM；高度不能低于设计要求，但最大高度不能大于设计要求200MM；锚杆间距不能超过设计100MM锚杆排距不能超过设计的0100MM，外露长度不能大于50MM；并保持做到巷道无淤泥积水，无杂物，材料工具码放整齐。六、施工的安全技术措施及要求1、敲帮问顶工作必须彻底，网子上的浮矸必须及时找下。2、临时支护必须及时紧跟迎头，前探梁与网子之间必须用木板背紧背实。3、网子搭接时，搭接长度100MM，网子三花相连相联，连接间距为3个网格，连接丝扭接数不少于3圈，网子与顶板铺平，紧贴顶板岩面。4、上钢带时，钢带紧贴金属网，使金属网和顶板岩面贴紧。锚杆托盘压紧钢带，托盘必须方向一致，严禁歪斜。5、锚杆打设数量、质量，间、排距符合本规程设计要求，锚杆托板紧贴岩面无松动现象。6、做好瓦斯检查工作。7、做好爆破警戒工作。8、每班必须将锚杆打到迎头，否则下一班严禁打眼、爆破。七、巷道特殊地点支护要求1、若顶板破碎或压力大时，根据顶板情况适当加密锚索，每排按3根锚索布置。2、各开门口和透点处，帮网要连接合格，帮锚杆要紧贴煤帮，抹角处空顶距超过300MM时要补打顶锚杆进行维护。第三章施工工艺一、施工准备施工前期，采用钻爆法掘进。掘进煤由随掘进时铺设的刮板输送机转运至一采区运输巷胶带输送机后运到主煤仓由主斜井皮带运至地面。破煤钻眼采用风煤钻及配套的麻花钻杆，打锚杆眼采用锚杆钻机及配套的六棱空心钻杆钻眼，掘支一次成巷。施工后期，采用EBZ160型掘进机掘进，由掘进机完成煤岩的截割、装载、转运，并由随掘进铺设的可伸缩胶带输送机运至5102回风溜煤眼，经一采区运输巷胶带输送机后运到主煤仓由主斜井皮带运至地面。支护采用锚杆钻机进行支护。掘支一次成巷。5102回风巷预透一采区轨道大巷前，局部通风机安设在东区运输大巷全风压巷道内，检查好运输设备是否合格、敷设好各种管道，各方面都准备完毕后，方可正式施工。随着巷道工程的掘进，形成全风压通风后，风车及时前移。雁达公司综掘三队掘进工作面作业规程二、钻爆法施工巷道开门采用钻爆法施工。1、工艺流程交接班安全检查打眼瓦斯检查装药封泥瓦斯检查联线爆破瓦斯检查通风临时支护永久支护出碴收尾交接班2、凿岩方式（1）、本规程所施工的5102回风巷采用机掘方式施工，巷道开门、联络巷、水仓与躲避硐和巷道遇到岩层普氏系数F5时，采用打眼放炮的方法破岩（煤）。（2）、打眼机具采用风煤钻和风钻打眼，风源来自地面压风机房和井下移动压风机。（3）、降尘方法降尘方法采用湿式打眼、定炮使用水炮泥、扒装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕。3、爆破作业（1）、炸药、雷管使用煤矿安全许用乳化炸药、毫秒电雷管。（2）、装药结构正向装药结构（3）、起爆方式起爆使用煤矿用电熔式发爆器全断面一起起爆，联线方式为串联联线。三、掘进机施工巷道掘进具备上综掘条件时采用EBZ160型综掘机沿煤层顶底板掘进施工。配合DSJ80/25/255型皮带输送机进行掘进工作。1、掘进工艺流程（1）、掘进机的截割顺序应自下而上，自左帮而右帮呈“S”型切割，每次循环进尺为08M。（2）、工艺流程交接班安全质量检查割煤同时出煤、敲帮问顶、临时支护永久支护。迎头施工作业必须根据掘进工艺流程和各工种的分工合作及劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间衔接紧密、不窝工，尽量做到平行作业、交叉进行。四、掘进机司机正规操作程序1、开机前必须发出报警信号，合上隔离开关，按机器技术操作规定顺序起动。一般起动顺序是液压泵胶带转载机中间输送机（装载机）截割部。2、按作业规程要求进行切割工作，根据不同性质的煤岩，确定最佳的切割方式。3、岩石易破碎的，应在巷道断面顶部开始切割；断面为半煤岩，应在煤岩结合处的煤层开始切割。司机要按正确的截割循环方式操作，并注意下列事项（1）掘进半煤岩巷道时，应先截割煤，后截割岩石，即按先软后硬的程序。（2）一般情况下，应从工作面下部开始截割，首先切底掏槽。（3）截割必须考虑煤（岩）的层理，截割头应沿层理方向移动，不应横断层理。（4）对于硬煤，采取自上而下的截割程序。4、截割过程中的注意事项（1）岩石硬度大于掘进机切割能力时，应停止使用掘进机，并采取放炮措施。（2）根据煤岩的软硬程度掌握好机器推进进度，避免发生截割电机过截和压刮板输送机等现象，截割时应放下铲板，如果落煤量大而造成过载时，司机必须立即停车，将掘进机退出进行处理，严禁点动开车处理，以免烧毁电动机或损坏液压马达。（3）截割头必须在旋转状况下，才能截割煤岩，切割头不许带负荷起动，推进速度不宜太大，禁止超负荷运转。（4）截割头在最低工作位置时，禁止将铲板抬起。截割部与铲板间距不得小于300MM，严禁截割头与铲板相碰。截割煤岩时应防止截齿触网、触棚。（5）司机应经常注意清底及清理机体两侧的浮煤（岩），扫底时应一刀压一刀，以免出现硬坎，防止履带前进时越垫越高。（6）煤岩块度超过机器龙门的宽度和高度时，必须先行破碎后方可装运。（7）当油缸行至终止时，应立即放开手柄，避免溢流阀长时溢流，造成系统发热。（8）掘进机向前掏槽时，不准使截割臂处于左、右极限位置。（9）装载机、转载机及后配套运输设施不准超负荷运转。（10）注意机械各部、减速器和电机声响以及压力变化情况，压力表的指示出现问题时应立即停机检查。（11）风量不足、除尘设施不齐不准作业。（12）截割电机长期工作后，不要立即停冷却水，应等电机冷数分钟后再关闭水路。（13）发现危急情况，必须用紧急停止开关切断电源，待查明事故原因、排除故障后方可继续开机。（14）按规定操作顺序停机后，应将掘进机退到安全地点，并将装载铲板放在底板上，截割头放底板上，关闭水门，吊挂好电缆和水管。（15）清除机器上的煤块和粉尘，不许有浮煤留在铲板上。（16）在淋水大的工作面，应将机器垫高，确保电机不被淹没。（17）将所有操作阀、按钮置于零位，切断电源，关好供水开关。（18）全面检查掘进机各部位及各种安全保护装置，有问题时应先处理并记录好。五、机掘施工注意事项1、机掘时必须沿激光给定的施工方向沿底、顶板掘进，掘进断面符合本规程的规定，严禁超挖和欠挖。2、施工过程中严禁截割破坏底、顶板。3、每掘够两片网，敲帮问顶清除顶帮浮矸后，进行前探梁临时支护，方可打锚杆安装孔。临时支护必须及时，严禁空顶作业。4、如有片帮，必须重新在原位置打设锚杆。5、掘进机停止工作和交班时，掘进机司机必须将掘进机切割头落地，并断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关。6、交接班后，掘进机司机应配合班组长认真检查工作面围岩和支护、通风、瓦斯及掘进机周围情况，保证工作区域安全、整洁和无障碍物。7、切割头必须在旋转状况下，才能截割煤岩。切割头不许带负荷起动，推进速度不宜太大，禁止超负荷运转。8、司机应经常注意清底及清理机体两侧的浮煤，扫底时应一刀压一刀，以免出现硬坎台阶，防止履带前进时越垫越高。第四章运输方式及管理一、煤的装运方式掘进机落煤，经掘进机自带刮板输送机、皮带转载机、皮带输送机出煤。二、材料设备的运输方式1、5102回风巷铺设30KG/M的钢轨，轨距600MM，枕木规格1200120120MM，轨枕间距800MM。2、掘进工作面的材料、设备运输均由轨道配合JD114KW或JD25KW绞车运输。3、胶带输送机的铺设（1）、铺设要平、直、稳、构件、托辊齐全有效不跑偏。（2）、胶带输送机各种保护齐全，声光信号齐全有效。（3）、胶带输送机最突出部位距轨道不小于600MM，行人跨越皮带需设置过桥。4、轨道运输（1）、小绞车必须入峒室，峒室规格深宽高15325M，绞车滚筒中心线与对轮中心线保持一致，绞车稳固用4根181800MM的金属锚杆稳固，锚杆锚固到道木上并上双螺母，道木支设在实底上，锚固力不小于100KN，导向轮稳固用4根181800MM的金属锚杆稳固且锚紧锚实，突出部位与轨道间距不小于500MM，绞车峒室内设双向声光信号，开关上架。绞车管理牌板齐全，悬挂合理，以便司机操作。（2）轨道铺设必须平直，各种构件齐全有效。（3）道床经常进行清理，无杂物，无浮煤。（4）绞车司机必须持证上岗，严格按章作业。（5）摘、挂钩时要等车停稳后进行，摘钩前先检查钩头、保险绳等情况，确认无安全隐患后，方可发出开车信号。（6）轨道质量必须符合要求，跑车防护装置必须齐全有效。（7）上下山运输必须派专人设警戒，严格执行“行人不行车，行车不行人”制度。5、运输系统（1）运煤系统5102回风巷工作面5102回风巷5102运输巷采区运输巷煤库主斜井地面（2）运料系统5102回风巷主斜井斜井绕道一采区轨道巷5102工作面车场5102回风巷工作面三、运输的管理规定及措施1、轨道必须符合安全质量标准化管理规定中的有关规定。轨道必须对接。直线段轨距600MM，曲线段轨距610MM，外轨抬高15MM，宽、窄、水平误差不大于5MM。轨道接头间隙及高低误差不大于5MM，内外错不大于2MM，轨道接头的轨枕要采用悬接，悬接处的轨枕中心距为480MM，其余轨枕间距为800MM，误差为50MM。要求构件齐全，紧固有效，消灭非标准道岔，其它设备距轨道的安全间隙不小于500MM。2、绞车各种安全设施必须按规定设置齐全，并确保灵敏可靠，严格执行“行车不行人，行人不行车”制度。3、绞车司机、把钩工等岗位工种必须持有效证件上岗，严禁无证操作。4、小绞车司机必须做到“六不开”。即小绞车不完好不开；钢丝绳打结断丝超限缠绕排列不整齐不开；超挂车不开；信号不清不开；安全设施不齐全不开；无使用准运证不开。5、把钩工做到“五不挂”即安全设施不齐全不挂；信号联系不通不挂；重车装的不标准不挂；超车数不挂；有行人不挂。6、提升前，绞车司机及把钩工应全面检查钢丝绳及其联接件，绞车制动系统、地锚、信号安全设施等情况，确认无误后，方可操作，否则严禁提升。7、提升车辆时，应连接好钩头、销子、三环、保险绳，使用标准件连车，严禁用“绳头子”、“小销子”连车，严禁多挂车，严禁不带电松车或放飞车。8、摘挂钩必须在车提到位打定钟车停稳后方可进行，严禁在绞车带电、车未停稳情况下摘挂钩，摘挂人员要注意站位并观察周围车辆情况，有危险情况时严禁作业。9、提升管子、轨道等重物时，必须采用标准件连车，封车必须在该车的封车位置封三道，并使用矿特制打镖工具确保封车牢固可靠，每钩只准提一辆车，严禁多挂车。10、转运物料必须严格按矿规定正确选择车型，长度小于4米的物料应采用专门料车或小平板，长度大于4米的物料，必须采用大平板，严禁使用“V”型车底盘装运物料。11、采用大平板装运长件时，铁棚不超过45根，长度小于6米的轨道不超过40根，长度大于6米的轨道不超过30根。12、大平板装车高度距轨面不超过13米，宽度不超过车体。13、装车时，当物料的长度不同时，长的物料装在底部，短的物料装在上面。14、严禁物料混装,若物料混装必须按类码放整齐,互不影响,确保运输安全可靠。15、装车时必须留有插销子的位置。16、封车时必须使用矿统一加工而制作的钢丝绳（绳径155MM）在车辆的封车位置封两道，钢丝绳必须确保完好，使用矿专门加工制作的封车打镖棍。17、装车时必须有专人负责，装车人员不得少于三人，打镖紧固时必须两人一组进行，两人各抓打镖棍一端，均匀用力，拿稳抓牢配合好，防止打镖棍松动反弹伤人，第三人用双股8新铁丝将打镖棍固定牢靠，在打镖棍没固定之前打镖人员严禁松手。18、运送物料时，开车前把钩工必须检查牵引车数、各车的连接和装载情况，牵引车数超过规定，连接不良或装载物超重、超高、超宽或偏载有翻车危险时，严禁发出开车信号。19、转运物料过程中，中途严禁拆车，防止造成事故。20、对拉绞车必须使用电源、绳径、同一型号的绞车，所有绞车必须按标准稳固好。所有螺丝都必须带满帽紧固有力。绞车的闸、按钮、信号必须灵敏可靠。钢丝绳在滚筒上压实压牢，满足最大用绳，余绳不少于三圈。并遵守以下有关规定严禁用对拉绞车拉钩头，必须用车换车的方式换钩头。两绞车安全设施、声光信号等，在安装绞车时一并安装，且齐全灵敏可靠，保证正常使用。使用对拉绞车时，两绞车之间巷道内严禁有人，把钩人员必须站在安全硐内。每次使用前必须对绞车、安全设施、声光信号、钢丝绳检查一遍，确认无误后方可工作，否则严禁运行。使用对拉绞车运输物料前，必须检查车辆的封车、重心等，确认符合要求后方可进行运行。两绞车司机应熟悉巷道的起伏变化，时刻掌握好两绞车的受力情况，严禁主车强拉、副车有余绳。绞车正常速度不应超过10米/秒，变坡点处应控制在02米/秒。两绞车司机操作前，必须统一信号，信号要清晰、准确，有要有回，避免误操作。两绞车勾头连车必须按标准执行。严格执行“行车不行人”制度。如一方出现问题或其他故障时，必须及时发信号让另一方停车，等待问题处理完毕后，方可重新联系信号进行正常工作。松车时要带电松车，不留余绳，主车必须设保险绳。21、人力推车时必须遵守下列规定1次只准推一辆车，严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5时，不得小于10米，坡度大于5时，不得小于30米。推车时必须注意前方。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，推车人必须及时发出警号。有撞人或撞物危险时必须立即停车。严禁放飞车。巷道坡度大于7时，严禁人力推车。22、处理车辆掉道必须遵守以下规定处理车辆掉道时，应遵循“人工抬道，重载卸车，大件车辆起吊”的原则。处理掉道时，首先仔细观察掉道地点顶帮支护等安全状况，判断掉道原因，如偏载、封车不牢、轨道质量差、操作不当等。检查掉道时车数及车辆掉道的车轮数量，要制定安全切实可行的上道方案。平巷段不准用绞车牵引上道。因装车不标准造成车辆掉道，必须首先按标准进行装封车。信号必须清晰，明确规定开车，停车、慢起钩、慢松钩信号。处理车掉道期间，绞车司机严禁脱岗。处理掉道车辆时，严禁摘掉主钩头，主绳保持原状，不留余量，提升时同时使用好保险绳。两车及两车以上同时掉道时必须按从上到下的顺序处理，上道一车提一车。人员抬车上道时，垫山及撬棍支撑点必须牢固，人员站位正确，统一指挥配合默契，口令一致防止意外。23、人工搬运大件重物不得超过100KG,否则必须采取措施或采用手拉葫芦、绞车牵引,搬运100KG以下重物时,必须协调一致,喊清口号,注意脚下,防止滑倒伤人。第五章通风管理第一节、风量计算1、掘进通风方式采用局部通风机软质风筒压入式进行通风。2、工作面需风量计算按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算（依据山西省煤炭工业局晋煤安发（2009）88号文新星煤业矿井最大相对涌出量）CH4176M3/TCO2088M3/TQ100QK式中Q掘进工作面实际需要风量，M3/MIN；Q掘进工作面瓦斯或二氧化碳的平均绝对涌出量，瓦斯023M3/MIN；19865240二氧化碳011M3/MIN；掘进工作面日产量为198吨；K掘进工作面的瓦斯（二氧化碳）涌出不均衡系数，取18；QCH410002318414M3/MIN；QCO2（10015）01118132M3/MIN；按人数计算Q4N式中4以人数为单位的供风标准，即每人每分钟供给4M3风量；N掘进工作面同时工作的最多人数，取交接班时32人。Q432128M3/MIN；初选风量根据公式Q掘进60025108162M3/MIN实际需要的供风量为Q实需K漏Q掘进162121944M/MINK漏局部通风机进风口至出风口的漏风系数，取12按风速验算按煤矿安全规程规定煤巷、岩巷掘进工作面风量应满足煤巷掘进60025SJQ60400SJ式中SJ掘进工作面的断面积5号煤层为厚煤层，掘进为煤巷掘进。则60025S15108162M3/MIN60400S2401082592M3/MIN16219442592符合规程要求确定5102回风巷供风量为1944M/MIN。二、局部通风机的选型根据所选风量，初选FBD56/3215型对旋风机，该风机性能参数为吸风量Q吸230370M/MIN。可以满足供风要求。三、按局部通风机实际吸风量计算1）安装位置5102工作面车场2）局部通风机安装位置所需风量Q掘进Q风机160025S安装（煤巷）代入公式Q掘进37016002511285275M/MIN选FBD56/15KW2局部通风机，按实际最大吸风量为370M/MIN；I局部通风机台数，1台工作S安装局部通风机安装地点到回风口的巷道断面1128通过以上计算及说明,掘进工作面实际需要风量应根据瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人数、风速验算确定，供风地点的需风量为1944M/MIN，根据局部通风机最大吸风量计算，风机安装位置的供风量为5392M/MIN,风筒选用直径为800MM。第二节、局部通风机及风筒的安装和使用1、井下掘进巷道用的局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道，离地面高度大于03M，距回风口不小于10M，安装稳固可靠，局部通风机的辅助设备要齐全，吸风口有风罩，整流器，高压部位有衬垫。2、掘进工作面的局部通风机必须安装同等能力的备用局部通风机，实现双风机双电源自动切换，正常工作的局部通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器）供电。3、必须实现“两闭锁”（即风电闭锁、瓦斯电闭锁，当正常工作的局部通风机停止运转或掘进巷道内瓦斯超限时，能立即自动切断局部通风机供风巷道内的一切非本质安全型电源。4、要明确指定人员负责局部通风机管理，并设置管理牌板，说明安装地点、位置、安装时间、型号、风筒规格。5、风筒必须采用抗静电阻燃标准风筒。风筒安设做到正接头、反压边、接口严密不漏风，逢环必挂，吊挂平、直、稳、紧，编号管理，风筒出口到工作面的距离要符合作业规程的要求，不准随便拆开风筒。6、风筒在拐弯处要设弯头或缓慢拐弯，不准拐死弯；一列风筒的直径要一致；如果直径不一，要先大后小并有过渡节，严禁花接；斜巷掘进时，风筒接头、风筒的绑扎要特别牢固。第三节、通风系统5102回风巷进风副斜井集中轨道巷采区轨道巷5102工作面车场5102回风巷工作面；回风工作面5102回风巷回风通道采区回风巷总回风巷回风立井地面第四节、“一通三防”安全管理一、通风管理1、加强通风管理，局扇必须有兼职人员留名挂牌管理，以保证局扇正常运转，局扇应与供电电源实行风电闭锁，严禁无计划停风，严禁随意停开风机。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒必须保持环环吊挂，达到平直、不落地，风筒口距迎头煤巷不大于5米、半煤岩巷不大于8米，岩巷不大于10米，保证迎头有足够的新鲜风量。因意外损坏风筒时，必须及时修补或更换，风筒保持无破口漏风，拐弯处应设置弯脖。3、管理好各种通风设施，不得随意破坏，并保护好瓦斯牌板。4、因检修停电等原因停风时，必须撤出人员到新鲜风流的安全地点，切断电源，在恢复通风前，必须检查瓦斯。煤矿用隔爆压入式对旋轴流局部通风机及其开关地点附近10米内风流中的瓦斯浓度都不超过04，停风区域瓦斯浓度不超过08，二氧化碳浓度不超过12，方可人工开动煤矿用隔爆压入式对旋轴流局部通风机，恢复正常通风。如果停风区域中瓦斯浓度超过08或二氧化碳浓度超过12时，必须制定排除瓦斯或二氧化碳的安全措施，控制风流，使排出的风流在全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不超过12，回风系统内必须停电撤人。5、临时停工地点不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏及警标，禁止人员进入，并向矿调度室报告。严禁在停风或瓦斯超限区域内进行机电回收作业或人员逗留。6、人员、车辆通过风门时，爱护好风门，严禁将两道风门同时打开，防止风流短路造成事故。二、防瓦斯管理1、瓦斯检查工每班不少于两次检查迎头及后路风流中的瓦斯浓度，未工作的检查地点每班至少检查一次，发现问题及时采取措施处理。2、瓦检员必须将每次检查结果都记入瓦斯检查班报和检查地点的记录板上，发现掘进工作面风流中瓦斯浓度达到08或二氧化碳浓度超过12时时，掘进机必须停止运转，切断电源，严禁用电钻打眼；瓦斯浓度达到12时，瓦检员有权命令现场工作人员停止作业，撤至安全地点，瓦检人员要专人专面。3、区队长、班长、掘进机司机、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪，并熟知检测仪各项功能操作。4、迎头甲烷传感器现场必须保护好，掘进机切割等作业时，严禁损坏甲烷传感器，甲烷传感器由班组长负责前移，始终距迎头不大于5米的距离，挂在风筒对侧距离顶板300毫米，距帮200毫米的位置。（4）、局部通风机必须安设有风电闭锁和瓦斯电闭锁装置，不得随意停风，因停电检修或其他原因致使风机停转时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查停风区内瓦斯浓度，检查局扇及其开关附近10M范围内的瓦斯浓度，只有在瓦斯浓度小于04时，方可送电、送风。（5）、综掘工作面临时停工地点不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏和警标，禁止人员入内，并向矿调度汇报。（6）、当工作面停风时间较长时，通风区必须及时予以排除瓦斯，并制定相应的分级排放瓦斯制度。三、防尘管理1、顶、帮打眼时必须采取湿式打眼，严禁干打眼。2、作业人员在打眼、掘进机截割等期间内必须佩带防尘口罩。3、巷道应定期冲刷煤尘，防止积尘，同时按规定做好冲尘记录。各转载点必须安设喷雾洒水装置，喷雾必须覆盖全部煤流。并坚持正常使用。通防部门必须及时按规定设置隔爆水槽。4、掘进机作业时，必须使用好内外喷雾及除尘风机。在除尘风机后设置两道全封闭式喷雾帘，并随着综掘机的掘进及时前移。5、除尘风机应正常使用，并由掘进机司机管理，无水不得开机。6、除尘风机安设在掘进机上，不漏风、无磨损，并定期冲刷虑网。7、在掘进机截割前后，必须对迎头巷道进行冲刷。8、防尘管路必须接至迎头，每50M设三通一个，每100M设截止阀一个，以便及时冲刷巷道积尘。迎头后50米范围内，必须安设两道防尘喷雾。水幕应覆盖全断面，喷嘴要迎着风流方向，水幕距顶板不得大于300MM。9、防尘管路中的水压不得小于15MPA。10、加强个体防护，严格按要求佩戴防尘口罩。提高个体防尘能力。四、防火管理严格按照矿井火灾事故预防与处理措施中的相关规定做好本掘进工作面的防灭火工作，目前本巷道采用掘进机掘进，防灭火工作主要是防治外因火灾的发生，特别是皮带输送机和电缆线的防灭火工作。一）、预防措施1、加强通风管理，确保风量满足需要。2、及时封闭盲巷，防止煤层自燃发火。3、搞好浮煤的清扫工作，尽量减少工作面和巷道内的浮煤，降低发火机率。掘进工作面必须按规定安设隔爆设施，要定期冲洗巷道，4、巷道施工期间，必须沿底施工，及时接实顶板。5、必须控制好顶板，防止形成高冒区，如果顶板破碎易脱落，形成高冒区时顶板应补网，网贴实岩面，必要时喷浆