m石门作业规程专业资料

綦江县东风煤业有限公司+610ｍ2#石门作业规程矿长：罗明技术负责人：刘以才生产矿长：王守槐安全矿长：范国永编编制制：刘大林时间：3月25日目录一、工程概况1、巷道位置及用途2、地质构造及水文状况3、瓦斯赋存状况二、巷道设计三、施工方案及工艺（一）施工办法（二）施工工艺（三）装运矸石（四）巷道支护（五）钉道四、重要生产系统1、通风系统2、运送系统3、供电系统4、供水系统5、排水系统6、供风系统7、综合防尘五、施工组织办法1、作业组织形式及循环图表2、机具及材料配备3、劳动力配备4、重要技术经济指标六、工程质量原则及规定七、安全技术办法（一）顶板管理方面（二）运送方面（三）放炮及“一通三防”方面（四）其她规定附图：1、石门位置图2、石门剖面示意图3、煤系地层柱状图4、巷道断面图及支护图5、通风系统图6、监控系统图7、避灾线路图8、放炮警戒图綦江县东风煤矿+610ｍ2#石门作业规程一、工程概况1、巷道位置及用途+610ｍ水平2#石门位于+610ｍ水平2#上山南12ｍ处开口,后垂直煤层走向以3‰坡度掘进进入K3煤层，然后沿K3煤层向南、北各掘5M暂停。石门是为布置K3煤层2302工作面所用，为回采工作面进风、运送所用。总工程量50-52ｍ（其中：石门40-42M，煤巷10M），服务年限2年（见巷道位置平面示意图）2、地质构造及水文状况该石门区域内无大断层、褶曲和裂隙，构造较为简朴。巷道所穿岩层为K2煤层和K3煤层之间岩石，岩层倾角30-32°，岩性重要是以砂岩、砂质页岩、页岩为主，在K3煤层底部有一层较厚页岩，整体性、粘结性都较差易垮落，因此，在施工中加强支护。井田离地表较浅基本接近露头，地表没有大水体、水源，东面为本矿采空区、西面为松藻煤矿采空区，南、北面是本矿井田，本井田区域渗水性能较强，水文地质较简朴。（详见：岩层柱状图）3、瓦斯赋存状况：本矿K2煤层属于无突出危险煤层，K1、K2为K3煤层解放层，井田内K1煤层已于前基本采完，石门巷相应K2煤层也于前已采完，K3煤层中瓦斯大某些被排放，但是石门巷是接近2#斜坡护巷煤柱，由此，在施工过程中要加强瓦斯检查和注意碛头动力现象，有异常时先将人员撤至进风巷安全点，然后向地面领导请示报告等待解决。揭穿K3煤层时要按防突规定进行操作（办法另编）。二、巷道设计1、灰岩段为半圆拱，毛断面：5.57㎡，净断面：3.7㎡。巷道规格：下宽2.5m，高2.5m。（见巷道断面示意图）2、进入页岩和煤层为梯形断面：毛断面：6.03㎡，净断面：3.7㎡。（见巷道断面支护示意图）巷道规格：下宽2.5m，高2.4m。3、水沟规格为：长×高=0.3ｍ×0.3ｍ，设在主石门南侧。三、施工方案及工艺（一）施工办法：前20ｍ采用普通钻爆法掘进，20-30ｍ段边探边掘，30ｍ后按“四位一体”综合防突办法掘进，最后采用远距离震动性放炮一次揭穿K3煤层。（二）施工工艺1、工艺流程检查安全、验收工程质量、延放中腰线→打眼支护→装药联线放炮→解决安全→出矸支护→钉道。2、爆破阐明书：(1)钻眼设备、爆破器材选取：该巷所穿岩石结实性系数ｆ=6-8，采用7655型气腿式风钻配Ф28-32㎜中空闪棱炭素钢煤钎和Ф38-42㎜“一”字型钻头湿式钻眼，风钻数量3台，1台备用，2台工作。采用3#煤矿安全炸药，1-4段毫秒延期电雷管和MFB-100防爆型放炮起爆器起爆。正向装药大串联全断面一次爆破成巷。（2）炮眼数量拟定：半圆拱：S毛=5.57㎡，炮眼理论数量应为24个，实际也布置24个。梯型巷道：S毛=6.03㎡；炮眼理论数量应为24个，实际也布置24个。（3）半圆拱炮眼布置：采用垂直楔形法掏槽炮眼布置：掏槽眼6个，辅助眼3个，周边眼15个（其中：顶眼4个、帮眼4个、底眼6个、水沟眼1个）。掏槽眼深1.7ｍ，辅眼和周边眼均为1.5ｍ，炮眼运用率90%，循环进度为1.35ｍ。（详见：炮眼布置示意图和炮眼装填构造示意图）（4）炸药量拟定及爆破参数：依照岩石巷道结实性系数ｆ=6-8，S毛=5.57-6.03㎡，循环进尺1.35ｍ，循环实体岩石7.5-8.41ｍ³，每循环耗药量为13.65kg，各炮眼装药量见爆破参数表。装药量爆破参数表眼号名称眼深（M）眼数每眼药量小计爆破顺序联线方式5×4.511-6掏槽眼1.760.154×1.827-9辅眼1.530.153×1.8318-21顶眼1.540.15大串联22、23、3×1.83帮眼1.5416、170.154×3.6310-15底眼1.560.1524水沟眼0．410.150.154共计2436.12413.651-3(5)预期效果表预期效果表序号指标名称单位数量备注1掘进断面积S毛㎡5.572岩石结实性系数ｆｆ6-83炮眼运用率%904循环进尺ｍ1.355一种循环炸下实体岩石ｍ³7.5-8.146一立米实体岩石耗药量Kg/m³1.88-1.737每米巷道耗药量kg10.48每循环耗药量kg13.659一立米实体岩石耗管量发/m³3.2-2.910每米巷道耗管量发17.7811每循环耗管量发2412每循环炮眼消耗量m37.213立米实体岩石炮眼耗量m/m³4.69(三)装运矸石采用人工装矸、人工运送。（四）巷道支护半圆拱巷道为裸巷；梯形巷道为永久支护，紧跟碛头，采用11#工字钢支护，用排材、笆片背帮接顶严实，排材0.2m一根，工字钢支架之间用扣寸3根。采用12Kg/m钢轨和木枕钉道，轨道间距600㎜，误差+10㎜、-5㎜，枕间距0.8m，必要配齐相似型号道夹板、螺钉等配件。轨道接头间隙及高低差不不不大于5㎜，内外偏差不不不大于2㎜，轨道中心线偏巷道中心线200㎜靠水沟侧。四、重要生产系统1、通风系统（1）风量拟定：按瓦斯涌出量、碛头最多人数和局扇吸风量计算所需风量，然后按风速进行验算。按瓦斯涌出量计算风量：Q掘=100CH4（绝）K=100×0.5×1.5=75立方米/分。按碛头最多人数计算风量：Q掘=4NK=4×10×1.4=56立方米/分。按局扇吸风量计算所需风量：Q掘=Q扇×1+60×0.15×S净=200×1+60×0.15×3.7㎡=233.3立方米/分。风量验算:按最低风速：V低=0.25×60×3.7㎡=55.5立方米/分。按最高风速：V高=4×60×3.7=888立方米/分。风量拟定:通过计算和验算碛头风量在55.5-233.3立方米/分均符合《煤矿安全规程》规定,取中间值按144立方米/分派风符合规定。（2）通风系统：采用11KW局部通风机安设在距回风口10m外进风流中（一台备用）并安设开停传感器，风筒用Ф600㎜抗阻燃压入式通风，风量为144立方米/分。通风系统：新鲜风流从井口→+662m大巷→1#斜坡→+610m大巷→局扇→风筒→碛头；污风从碛头→2#石门→K2回风上山→总回风巷→抽风机→地面2、瓦斯监控系统施工过程中瓦斯监控系统安装设立：回风口前方10-15m处和碛头5m处各安设一台低浓度瓦斯传感器。断电浓度设为1.5%，报警浓度1%，复电浓度1%如下，人工复电，断电范畴1#绞车坡和施工石门巷非安全型电器设备。瓦斯传感器垂直悬挂，距顶板（顶梁）0.3m，巷道帮壁0.2m。3、运送系统矸石从碛头→2#石门巷→1#斜坡→+610m大巷→井口→地面矸石场材料运送与矸石方向相反即可。4、供电系统由地面配电室直接双电源供电5、供水由地面水仓→井口→+662m大巷→3#斜坡→+610m大巷→2#石门→碛头6、排水碛头→2#石门→+610m大巷→水仓。7、压风由井下+610m大巷移动式压缩空气泵→+610m大巷→2#石门→碛头。8、综合防尘采用湿式打眼，装填水泡泥，放炮后酒水装岩和个人配带防尘口罩等办法进行防尘，安设防尘水幕。五、施工组织办法1、作业形式及循环图表采用“三八”作业形式，每班一种循环，循环进尺1.35m，日进尺4.05m，月进尺101.25m，各工序时间占用量按正规循环图表进行操作。（详见：正规循环作业图表）2、机具及材料配备状况机具及材料配备表序号指标名称型号单位数量备注1局扇11KW212风筒Ф600m1003真空磁力启动器QBZ-80台24坡度仪FD200只15风锤7655台3备用一台6六棱中空炭素钢Ф28-32根5钎7“一”字型钻头Ф38-42个508钢轨12kg/mm1009道夹板副1810螺钉、螺帽副1811道枕1200×200根52×15012煤矿安全炸药3号kg43713毫秒延期雷管1-4段发74014起爆器MFB-100只115道岔15kg/m副216罗盘DQL-100-G只113、劳动力配备劳动力配备表序号项目名称早中班次晚小计备注1打眼、装矸、支护33392运送33393装药、联线、放炮11134质检员11135瓦检员、通风员1113序4、重要技术经济指标重要技术经济指标表项目名称单位指标备注号1总工程量m52岩石42m、煤巷10m2毛断面㎡5.57-6.03前者半圆拱3净断面㎡5.17-3.7同上4炮眼运用率%905炮眼密度个/㎡4.3-46循环进度1.357日循环数次38日进尺m4.059月进尺m101.2510炮眼深度m1.5m槽眼1.7m11循环实体岩石m³7.5-8.1412单位岩石耗药量kg/m³1.88-1.7313单位岩石耗管量发/m³3.2-2.914循环耗药量kg14.16维修1113共10101030计15循环耗管量发2416每米耗药量kg/m10.417每米耗管量发/m18.518钢轨量m10019枕木量根5220出勤率%9021在册人数人33六、工程质量原则及规定1、严格交接班和质量原则化检查制度，每班及是延入中腰线，发既有误及时解决。2、支护质量：（1）支架间距0.8m，误差±100㎜。（2）支架接口必要严实合缝，错位不超过±10㎜。（3）柱窝深度200㎜，必要落于硬底上。（4）支架与腰线垂直，偏差±50㎜。（5）帮、顶排材搭接笆片接顶背实，排材间距0.2m，±20㎜。3、2#石门巷道开口后用罗盘仪定向拟定中心线，用坡度仪拟定巷道坡度，巷道坡度为3‰。4、轨道铺设平直，同型号道夹板、螺拴、螺帽配齐，枕木间距0.8m，最大不超过0.85m。5、巷道竣工后搞好巷道文明生产，无浮矸，枕木平，水沟无积水，否则不予验收。七、安全技术办法（一）顶析管理1、严格敲帮问顶制度，施工前必要先解决悬矸、危岩、活石,确认无安全隐患时才干进行其他工作，碛头配备2m、1.5m铁撬棍各一根。2、放炮前必要检查20m范畴内支架并进行加固，放炮后因放炮打垮、打歪支架必要及时由外向里逐架恢复。3、前探支架必要紧跟碛头，永久支架紧跟碛头，支架之间用3根扣寸，梁中线和腿腰线处各一根。背好排材笆片，禁止空帮空顶或假顶，禁止空顶作业。4、若遇地质构造，顶板破碎时，支架间距改为0.5m，并进行特殊支护，若是顶板垮落形成空洞或空间较大时必要用木垛接顶。5、使用前探支架时，架设前探梁2根，用抱笸联接与顶梁形成整体，中心线距两帮0.5m处各一根。前探梁长3m，其悬臂长度不超过顶梁1/3。6、岔口使用11#工字钢双抬棚支护，顶板抬棚材料为11#工字钢。（二）运送1、巷道杂物必要堆码整洁或运出地面，保证运送线路畅通无阻。2、1#斜坡绞车必要由绞车司机专人专管，开车前必要仔细检查绞车、钢丝绳、阻车器、挡车栏等设施与否完好，一次只能拉一种矿车，发现隐患及时解决。禁止设备、设施带病运营作业。放车时必要带电作业。3、1#斜坡必要坚持“行人不行车，行车不行人”，并安设红绿批示灯，红灯为空车和重车运营时间，绿灯为行人时间。摘挂钩时必要待矿车停稳后才操作，禁止摘跑钩车。4、1#斜坡信号铃必要随时保持正常状态，按统一“一停、二拉、三放、四慢拉、五慢放”信号提高放车，信号不清不明不能运营绞车。5、1#斜坡提放车时，下部车场人员必要进入+610m大巷，躲避硐室，禁止任何人员在落平点附近逗留或工作。6、在+610m大巷、+662m大巷或其他平巷推车时，严格执行《煤矿安全规程》第362条规定。即坡度在7‰以上时不能人力推车，每次只能推一辆车，同向推车间距不不大于30m，并有刹车装