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1、山西 xx 煤业有限公司 皮带下山、轨道下山掘进作业规程第一章 概 况一、巷道位置、用途及服务年限（附平面位置图）我矿皮带下山、轨道下山位于矿井中部，皮带下山用于南翼原煤运输、进风，轨道下山用于材料运输、回风，两条巷道平行布置，中间开掘专用行人巷；轨道下山设计总长度 1692m（现已掘1596m），皮带下山设计总长度为 1698m（现已掘 1602m），服务年限 2 年。图 1 平面位置图.二、地质及水文情况工作面煤层厚 22.4m，夹矸厚 820cm，煤层倾角 00100，平均倾角 50，煤体容量 1.4T/m3，煤层硬度 1.5。工作面煤层赋存状态为一单斜构造，煤层走向为北东向，倾向为北西
2、向，煤层构造简单，有少数小断层。工作面顶板有淋水,局部以裂缝出水,日涌水量 1000m3。瓦斯、二氧化碳涌出量小，绝对瓦斯涌出量为 0.2m3/分，煤尘具有爆炸性，煤层自燃倾向性为不易自燃。图 2 地质柱状图岩石名称柱 状厚 度 m岩 性粗粒砂岩5.5-12 8.75深灰色、黄色，厚层状，含岩屑，次棱 角状，分选中等，均匀层理 。 石灰岩0.8-2.7 1.75泥 岩0.3-0.7 0.5石灰岩1.7-2.2 1.95石灰岩为深灰色，厚层状，具动物化石， 泥岩灰黑色，中厚层状，均匀层理，总厚 2.6-5.8m。煤 （泥岩） 煤0.6 0.2 1.4总厚 2-2.4m，平均厚 2.2m，中部有一
3、 层夹矸。泥 岩5.8深灰色,厚层状，具黄铁矿结核，透镜状层理。第二章 施工程序一、施工方法轨道下山、皮带下山同时施工，施工方位为磁方位 1850,掘进96m 后开掘联络巷，勾成系统。施工中，均采用煤电钻打眼、爆破落煤、人工大铲装煤、刮板输送机运输，沿煤层底板掘进，一次成巷的施工方法。掘进过程中，因地质条件或其它因素影响，临时调整作业，确保作业安全、有序。二、施工程序1、落煤方式选用 MZ12A 型手持煤电钻打眼，选用三级煤矿许用硝铵炸药(或乳化炸药)，毫秒电雷管 15 段，MFB100 型发爆器，工作面采用反向爆破，全断面一次起爆。2、炮眼布置炮眼布置必须有利于保持顶帮层面的完整性，确保巷道
4、断面符合设计要求，由于煤层易发生片帮，两帮底眼间距一般控制在3.2m 内。图 3 炮眼布置图爆 破 说 明 书角 度药 量炮 眼编号个数炮 眼 名 称眼深 （m）水平垂直每眼总量每 眼 药卷数炮泥 长度 m起爆 顺序联线方式1、2 、33掏槽眼1.29008500.51.52.514、5 、6、 74扩帮眼1.2950850 9000.41.6218、9 、10 3压顶眼1.29509500.41.221合计10 4.36.5串联说明每循环进尺 1m3、装煤与运输方式采用人工大铲装煤，刮板输送机运输。4、支护方式及质量要求（1）净断面规格：上净宽 2.6m，下净宽 3.2m，净高 2m。图 4
5、 支护断面图（2）工作面支护采用梯形木棚支护，亲口接合，松木（湿）直径不小于 10cm，棚距 1m。顶板破碎压力大、遇地质构造或开口处缩棚距为 0.6m，并用构木勾顶。巷道两帮、顶必须背牢，背顶使用 6 块木楔。超宽大于 20cm 处，必须使用矸石或废旧木料背实，掘进过程中严禁空顶作业。最小空顶距最大空顶距三、巷道特征表及每米巷道支护材料消耗量表表 2 巷道特征表表 3 每米巷道支护材料消耗量表最大空顶距（m）项目规格类别断面 形状掘进面积净断面积 m2巷道 坡度放炮前放炮后棚 距 m轨道下山煤梯形6.45.8500.21.21皮带下山煤梯形6.45.8500.21.21联络巷煤梯形6.45.
6、8500.21.21每米巷道消耗量 （支）合计消耗量巷 道用途长度服务年限棚梁棚腿木楔棚梁棚腿木楔轨道下山运料96212696192576皮带下山运输96212696192576联络巷3021263060180四、掘进工艺流程打眼装药放炮支设临时支护出煤支棚五、管线布置与铺轨铺设电缆安设在巷道右帮，通信和信号电缆应安设在电力电缆上方，间隔不小于 0.1m。供、排水管路、风筒安装巷道左帮，输送机安设在距距左帮棚腿 1.5m 处。第三章 生产作业管理一、掘进循环作业图表采用正规循环作业，每班确保二个循环，循环进尺 1m，日进尺12m。表 4 循环作业图表二、劳动组织形式采用“三八”制作业，每班二个
7、掘进面，各班由班长统一集中管理，各工种配备见表 5：循 环 时 间 序 号班次 时间 工序时间min工序名称0123456781交接班、检查质量202检查瓦斯、钻眼403装药、联线254检查瓦斯、放炮排烟305防尘、检查瓦斯256装煤、架棚 1007检查瓦斯、钻眼408装药、联线259检查瓦斯、放炮排烟3010防尘、检查瓦斯2511装煤、架棚、接溜12012通 风第四章 生产系统一、通风计算、按瓦斯涌出量计算：掘进面绝对瓦斯量为 Q绝=0.2m3/分Q1=100Q绝K=1000.21.6=32m3/分、按一次起爆最大炸药消耗量计算：Q2= 25A=254.3=107.5m3/分、按工作面同时作
8、业的最多人数计算：Q3=4N=418=72m3/分、按局扇的实际吸风量计算（吸风量最大）：Q4=Q扇+60V小S=200+600.155.6=250m3/分、按风速计算：V=Q/S=250/(5.860)=0.72m/秒0.25V4,所取风量符合规程要求。该工作面安装 2 台局扇，局扇型号为 JBT-52-11KW，分供至皮出 勤 人 数备 注序号工 种 一班二班三班小计 1打眼工2226 2装药放炮工2226 3装煤（碴）工66618 4支护工2226 5看溜工4444 6班 长2226合 计18181854带下山、轨道下山工作面，每台局扇的吸风量为 200m3/分，故该工作面需风量：Q需=
9、2502=500m3/分。2、通风路线新风：地面主井 皮带下山 局扇 工作面污风:工作面轨道下山 副井 地面图 5 通风系统图二、监控系统工作面安装 2 台 KJF2000 型基本分站，每台分站控制 2 个传感器，传感器安装地点为：工作面（距巷道正头不得大于 5m，风筒对帮），回风流中（距回风口 1015m）.图 6 监控系统图T1-掘进工作面风流中的瓦斯传感器T2-掘进工作面回风流中的瓦斯传感器瓦斯报警值：T11%CH4 T21%CH4瓦斯断电值：T11.5%CH4T21%CH4复 电 值：T11%CH4 T21%CH4断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备传感器安装使用要求：1、传感
10、器安装位置：距顶板不大于 30cm，距帮不小于 20cm。2、每 7 天使用校准气样和空气样调校一次，每 7 天对瓦斯超限断电功能进行测试。3、传感器必须及时移设，距正头不大于 5m，炮前移至放炮地点 15m。三、运输系统工作面运输采用 SGB620/40 型煤溜，物料使用无极绳运输至轨道下山车场，人工运至工作面。运煤路线：工作面 煤溜 皮带下山 皮带 主井 皮带 坑口运料路线：运料巷 无极绳 轨道下山无极绳 人工运至工作面四、排水系统巷道掘进过程中，在巷道低洼处安设污水泵，排至皮带下山水仓，掘进过程中，坚持“有掘必探、先探后掘”的原则，钻探 50m，掘进 30m，然后在钻探 50m，掘进 3
11、0m，依此进行，确保生产作业安全。五、防尘系统1、工作面采用静压水洒水降尘，防尘管路应随工作面的掘进及时安装到位，由管道队负责安装。2、每次放炮前后靠工作面 20m 范围内均应洒水降尘。3、每 50m 安装一处支管及喷雾装置。4、管道队负责防尘管路的移设、维修。5、其他严格按关于强化灭尘管理的相关规定执行。六、供电系统工作面电源由南翼 2#变电所供给，电压为 660V，附图 7 供电系统图:图 7 供电系统图七、避灾路线及附图1、火灾、瓦斯煤尘事故避灾路线：首先撤至皮带下山进回风流中，逆着风流，由皮带下山 主井 地面2、顶板、水灾及其他事故避灾路线：由事故地点迅速撤至安全地点，工作面 轨道下山
12、 风井 地面或工作面 皮带下山 主井 地面图 8 避灾路线图第五章 技术经济指标表数 量序号项 目煤巷半煤巷岩巷1在册人数（人）602出勤人数（人）543出勤率（%）904循环进度（m）15每班循环次数（次）46日循环次数（次）127日进度（m）128月进度（m）3009效率（m/工）0.210炸药消耗（kg/m）4.311雷管消耗（个/m）1012坑木消耗（m3/m）0.2第六章 安全制度及安全技术措施一、安全制度1、交接班制度班组长、安全瓦检员必须现场进行交接班，将本班工作面各环节情况及下一班需注意的问题交代清楚，同时汇报生产调度室。交接双方要做到“三不交接”:即质量不合格不交接、故障不排
13、除不交接、问题交代不清楚不交接。接班者对自己盲目验收而接班后发生的问题负全部责任。2、顶帮管理制度作业人员在作业前和作业过程中必须严格执行敲帮问顶制度，随时观测顶帮情况，发现隐患及时处理严禁空顶作业.遇地质破碎带出现顶板离层时，必须随工作面掘进及时放下。3、工程质量管理质量工程质量由当班安全瓦检员监督管理，对劣质工程必须及时组织返工整改。技术科中线员负责对工程质量验收评估.班组长对工程质量负直接责任。严格执行采掘工作面工程质量管理制度。4、文明生产管理制度随时清理巷道内散落的杂物、浮煤,保持巷道的整洁卫生。巷道内木料、道木等备用材料分类放置，码放整齐.管线悬挂整齐，电气设置上架挂牌。防尘管线合
14、理安设使用。二、安全技术措施1、顶板管理措施严格按巷道中线施工，巷道断面规格符合设计要求，严禁超宽。必须实行敲帮问顶制度，对松动的煤岩块必须及时清除，如发现顶帮有活矸和片帮危险，必须先处理好再作业。当班队长、班长、安全瓦检员及作业人员必须经常检查顶板及两帮情况，如发现有片帮及掉块预兆，必须及时处理。严禁空顶作业，空顶距符合要求，放炮后立即架设临时支护（使用金属支柱配木帽），在临时支护的掩护下，扒够一架棚棚距立即架棚。靠近工作面 10m 内的棚架,放炮前必须进行加固，放炮崩倒、崩坏的棚架必须先进修复，之后方可进入工作面作业，修复棚架时必须先检查顶帮，并由外向里逐架进行。在掘进过程中若出现冒顶必须
15、穿顶棚时，要由有经验的老工人处理，跟班队长、安全瓦检员现场指挥，专人照明，观察顶板，架设叠棚前备足材料,人员在支架掩护下，用长把工具将松动的煤矸除掉，并架上超前探梁，严密分工配合好，专人传料、架棚，叠棚要系有安全溜绳，发现问题时，便于工作人员顺绳迅速滑到安全地点。2、过断层（无炭柱）安全技术措施过断层时应增加炮眼密度，减少装药量，减轻对顶板的破坏。一次支护使用金属柱配木梁，棚距 1m，使用背板（6 块）勾顶，永久支护使用梯形木棚，棚距 0.6m。加强工作面设备、管线管理，爆破前撤除工作面（不小于30m），严格按规定使用防倒装置。技术科要根据岩层情况，确定合理的施工坡度，并予以标示。3、放炮及火工品管理措施执行“三人联锁放炮”制度，放炮前班组长必须安排专人(装煤工)必须在所有可能来人的通道上(安全距离外)设置警戒,警戒员未接到撤除警戒命令严禁任何人进入戒区.放炮及躲炮距离不小于 100 米(不论直巷、弯巷)。爆破后至少 5 分钟,待工作面的炮烟被吹散,爆破工、瓦检员、班组长必须首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况，严格执行火药、雷管领退制度，各班的火药、雷管必须加锁存放,严禁乱存乱方。火药雷管不得混放混装,火药、雷管应放在远离电气设备、运转设备行人少的地方。放炮母线不得有明接头，严禁放糊炮、空心炮、明火起爆，不得使用变质炸药
