掘进工作面作业规程炮掘Word文档下载推荐.docx
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在生产煤的堆放和运输过程中，应采取相应的措施，以防止煤的自燃。
据煤尘煤样测试结果：
各煤层测试的火焰长度在180～350mm之间；
抑制煤尘爆炸的岩粉用量在55～70%之间，属有爆炸性危险的煤层。
区内各煤层属低变质阶段的烟煤，根据煤的干燥无灰基挥发分产率与固定碳含量之比计算，爆炸性指数远大于有爆炸性危险10%的临界值，表明煤尘均具有爆炸性危险，在掘进施工该煤层时应引起高度重视，并要采取相应的防范措施，确保人身和矿井的安全。
四、地温
区内属地温正常区，无地热灾害。
第三节地质构造
根据本区内6个钻孔资料、煤层底板等高线形态及相邻采区地质资料综合分析：
本采区整体呈一单斜构造，采区内无探明的断层构造。
地质构造简单，区内无岩浆活动痕迹，总体构造形态为倾向西北，平均倾角小于1°
的单斜层，无较大断裂及褶皱发育，仅局部形成一些宽缓的波状起伏。
第四节水文地质
本区地质构造简单，无大的起伏。
所有可采煤层的直接充水含水层为顶板砂岩含水层，富水性弱到极弱，地下水补给条件差。
根据《矿区水文地质工程地质勘探规范》（GB12719-9）及《煤炭资源地质勘探规范》中有关规定，勘探区水文地质勘探类型应划为二类一型。
即以裂隙含水层充水为主的水文地质条件简单的矿床。
从整合区涌水量计算，矿井开采3-3号煤层正常涌水量为9～48m3/d，最大涌水量18～60m3/d；
3-3煤层大部分已被小井开采，通过整合各小井于2008年先后闭坑，闭坑矿井难免聚集瓦斯和产生积水，该巷道掘进中有可能随时穿越采空区及老巷，防治水工作作为施工重点，严格遵守“有掘必探，有采必探”原则，做到有计划、有组织、有措施的超前钻探工作，并加强瓦斯监测和涌水量检测，加强通风和排水。
第三章巷道断面及支护
第一节巷道布置
1．东翼运输巷和回风巷工程量依据探掘过程中待定，巷道开口布置在测点D5（x:
37470573.681）前9.4米处沿煤层顶板向前掘进巷道。
巷道方位50°
00′00″，掘进35米后，再拨门以方位140°
掘进30米至回风巷位置，以方位230°
反掘与3-3回风巷贯通，贯通后回风巷继续方位角50°
前掘。
2．断面：
工作面断面为矩形，采用锚网支护，掘宽×
掘高=4.5m×
1.8m，S掘=8.1m2。
（见附图-巷道断面图）
3．临时供水管距离底板1.6m，风筒距离底板1.3m，均吊挂在巷道左帮（面向迎头）；
电缆距离底板1.7m，电缆钩间距1m，吊挂在巷道左帮。
4．巷道平面布置示意图：
见附图-巷道平面布置图。
第二节矿压监测
1、监测内容
每施工30~40m做一组锚杆抗拔力试验。
2、监测及抽查方法
做锚杆抗拔力试验时，一组中只要有一根锚杆锚固力或抗拔力没有达到设计要求，即视为不合格，须再抽查一组，如仍不合格，则必须查明原因，并对该组锚杆前后10m巷道全部检查并补打。
第三节支护设计
一、巷道永久支护
1、顶锚杆为φ18mm×
1800mm的螺纹钢锚杆，间排距900mm×
900mm，每根锚杆使用1根CK2850树脂锚固剂，锚杆托盘为125mm×
125mm×
6mm拱形高强度托盘。
顶锚杆锚固力不低于50KN,扭矩120N.m，每排5根。
2、网片采用φ5mm圆钢钢筋网片，网格为100mm×
100mm，网片尺寸4400mm×
1000mm，网与网搭接长度为100mm，采用14#铁丝绑扎连接，绑扎间距不大于300mm/道，呈“△”状连接。
二、施工质量要求
1、网子搭接宽度不小于100mm，每隔300㎜用14#双股铁丝绑扎一道，并绑扎牢固。
2、锚杆间排距均为900mm，锚杆眼距允许误差为±
100mm，角度允许误差15度。
托盘紧压网片，外露不大于50㎜，预紧力不小于50KN，扭矩力不小于100N·
m。
3、树脂药卷搅拌时间均为5～8S。
第四节支护工艺
（一）锚杆安装
1．锚杆安装工艺
（1）在临时支护下先打正顶锚杆孔，并安装好锚杆，接着打两边锚杆孔和其余锚杆孔，并安装好锚杆。
打锚杆时，必须打一个锚杆孔后立即安注好一根，严禁将全部锚杆孔打好以后再进行安注。
锚杆施工由外向里，逐排进行，即先打第一排然后打第二排。
（2）打锚杆眼前，首先严格按中线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理，锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过±
100mm，眼向误差不得大于15°
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻钎上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼，钻孔深度允许误差不超过50mm。
（3）安装锚杆前，应将眼孔内的积水、煤（岩）粉用压风吹扫干净。
吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，然后将锚固剂送入眼底。
随后将锚杆插入眼内，使锚杆顶住锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的锚杆安装机卡住螺帽。
开动煤电钻旋转将锚杆旋入锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，搅拌旋转大于35s后，卸下螺帽，上好托盘，拧上螺帽。
12min后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，锚杆安装应牢固，螺帽紧固有力，托板边方向与巷道方向尽可能保持一致，避免歪斜。
2．锚杆孔施工应遵守以下规定：
（1）锚杆孔孔深和角度应符合设计要求，孔向应垂直巷道顶板或顶板岩层层理，轴向偏差在15°
以内。
（2）顶部锚杆采用顶板锚杆机钻孔，帮部采用风锤钻机帮锚钻机钻孔。
（3）锚杆间、排距严格按设计要求施工，误差不得超过±
100mm。
（4）锚杆端部必须推至孔底，尾端露出垫板长度为30~50mm，露出螺帽不少于三丝。
锚杆应尽可能垂直巷道轮廓线的切线或主要岩层面,夹角不小于75°
3．锚杆安装应遵循以下规定：
（1）锚杆安装要求使用快速接头进行安装，搅拌时间不得低于标准要求；
Z型（中速）锚固剂20～30秒，K型（快速）锚固剂10～15秒，严禁不经搅拌将锚杆直接扎入眼底。
（2）锚杆安装的预紧力矩：
采用快速安装工艺时，螺母的拧紧力矩不应小于140N.m。
（3）上托板时间：
K型锚固剂5分钟，Z型锚固剂15分钟；
托板应紧贴巷壁，紧固螺母时，应用扭力扳手拧紧。
（4）.对锚杆支护巷道每隔一定时间要进行一次巡回检查，对顶板、煤帮失效的锚杆要及时补打，对托板松动的应及时紧固。
4．严格检查控制锚杆支护材料材质，由于时间过长或受潮已经生锈的锚杆、弯曲变形的锚杆、过期或硬化的树脂锚固剂等不合格材料，严禁使用。
5．锚杆必须贴顶、帮打，不得打造形锚杆，以增强支护效果，如果需要造型，里面的一层锚杆垫板必须贴岩面打。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、掘进方式
采用炮掘法施工。
二、施工顺序
先从3-3煤辅运大巷停掘面按照设计方位掘进，掘进35米后以方位140°
拔门掘进30米，再以方位230°
返掘与3-3煤回风巷贯通，形成辅运大巷和回风大巷掘进通风、运输系统。
第二节施工方式
一、施工方式
采用打眼爆破的方式破岩。
1．打眼机具：
采用煤电钻。
2．降尘方法：
湿式打眼、水炮泥装药、装货前洒水、爆破前后冲洗巷帮。
3.掘进采用普通钻爆法施工，采用煤电钻打眼。
爆破采用矿用Ⅱ号乳胶炸药，毫秒延期电雷管引爆，MFB-200型发爆器起爆。
二、运输方式
本工作面煤、矸分装分运，采用20装载机装煤，由无轨胶轮车直接运到地面。
三、施工流程
（一）、凿岩设备及工器具
配备电煤钻打眼，配以手镐，铁锤，铁锹，风镐等。
（二）、工艺流程
安全检查→打眼→装药、联线→爆破→安全检查→出煤→安全检查→打锚杆→安全检查→刷帮→成巷。
第三节爆破作业
1、掏槽方式
掏槽方式为楔形掏槽法，周边眼与设计轮廓距离为200mm。
2、爆破器材
MFB-200型隔爆电容式发爆器引爆。
3、使用煤矿乳化炸药，直径27mm，长200mm，200mg/卷；
1-5段煤矿许用毫秒延期电雷管（每段延期25ms）,最后一段延期时间不得超过130ms。
4、装药结构
全部炮眼统一采用正式连续柱状装药，装药是要小心将药卷从炮眼送到眼底，不得装错雷管短号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，以免炸药受潮。
5、起爆方式
爆破网络采用串联法，一次装药必须一次全部起爆。
炮眼布置三视图及说明书（见附图、附表）
炮眼
序号
名称
炮眼长
度/米
装药量
角度/（°
）
爆破
顺序
连线
方式
卷/眼
合计/kg
水平
垂直
1～4
掏槽眼
1.9
4
3.2
75
Ⅰ
串
联
5～8
辅助眼
1.8
2
1.6
5
Ⅱ
9～17
周边眼
3.6
Ⅲ
18～22
底眼
1
Ⅳ
合计
49
9.8
预期爆破效果
单位
数量
炮眼利用率
%
85
每循环巷道进尺
m
1.7
3
每循环爆破实体煤
m3
15.3
炸药消耗量
kg/m3
0.53
每米炸药消耗量
kg/m
4.76
6
每立方米雷管消耗量
个/m3
1.02
7
每米雷管消耗量
个/m
9.18
8
每循环炮眼总长度
29.08
第三节管线敷设
1．采用打眼埋设螺栓固定电缆钩。
2．电缆分类吊挂平直、整齐，电缆钩每隔1.2m一个，电缆垂度不超过50mm。
3．风水管路接口严密，不得出现漏风、漏水现象。
水管距迎头30m范围内使用高压胶管，30m外使用2寸铁管，要随迎头及时延长，以备迎头正常用水。
4．风筒逢环吊挂，距迎头不大于5m。
5．管路吊挂平直、牢固，并采取防腐措施。
6．迎头风、水带和电缆应盘放整齐。
7．管路采用管路挂钩吊挂整齐；
挂钩必须长度一致，采用φ20×
1000mm的左螺旋无纵筋等强锚杆配合锚固剂固定在巷道帮部并水平成线，每两个管路挂钩吊挂间距不超过4m。
管路距离底板应符合断面图要求，铺设要平直，管路吊钩应尽量托在管路的接头处，杜绝跑冒滴现象。
8．管线吊挂整齐，电缆按监测、通讯、信号、低压、高压顺序自上而下分档吊挂，垂度适当。
电缆钩上下固定平直，高差不超过30mm。
第四节设备及工具配备
设备及工具配备表
设备、工具名称
规格型号
备注
煤电钻
MZ—1.5
台
备用1台
开关
QC83—80
综保
KSGZ—2.5/0.4
备用2台
局扇
FBDNo6.3/2×
22
铁镐
G10
部
备用2部
无轨胶轮车
WC15/150
10
激光指向仪
20铲车
9
真空磁力启动器
QBZ-200/1140（660）
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式
通风方式：
采用压入式通风。
二、风量计算
1、按瓦斯绝对涌出量计算
Q掘＝100×
qch4×
Kch4 （m3/min）
式中：
Q掘1……单个掘进工作面需要风量，m3/min；
qch4……掘进工作面回风流中瓦斯平均绝对涌出量，m3/min；
Kch4……掘进工作面瓦斯涌出量不均衡系数。
100……掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度不超过1％所换算的常数。
参照煤矿瓦斯等级鉴定瓦斯涌出量q掘＝0.3m3/min；
K掘进面瓦斯涌出不均衡通风系数，2.5。
Q掘1＝100×
0.3×
2.5＝75m3/min
2、按掘进工作面同时作业人数计算
Q掘>
4Nm3/min
N……掘进工作面人数；
Q掘>
4N＝4×
20＝80m3/min
3、按炸药用量计算
Q掘=
式中：
Qpj——炮掘工作面实际需风量，m3/s；
Aj——掘进面一次爆破所用的最大炸药量，9.8kg；
b——每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体
国家标准，取b＝0.1m3/kg；
t——通风时间，一般不少于20min，取25min；
c——爆破通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取
C＝0.02%；
Q掘=
＝
＝196m3/min＝3.3m3/s
根据以上计算，掘进工作面实际需要风量取以上最大值196m3/min。
2、风量验算：
15S<
Q掘<
240S
15×
8.1<
240×
8.1
121.5<
196<
1944m3/min
经验算，工作面风量取240m3/min符合要求。
三、局部通风机的选型及安装地点
（一）．风筒选择
选择直径为Ф800㎜胶质抗静电、阻燃的柔性风筒。
（二）．风机选择
根据以上计算结果，选用功率为FBD№6.3/2×
22KW的对旋风机各二台，其中一台备用。
（根据FBD№6/2×
15KW风机性能，其吸风量为380m3/min～550m3/min），风机实行双风机、双电源自动切换装置。
（三）．安装地点
局扇位置：
设在3-3煤辅运大巷与主运大巷联巷口外10m处。
局扇安装高度距底板不低于300mm。
四、通风线路
1、新鲜风流→局扇→风筒→迎头。
2、乏风流：
施工迎头→3-3煤回风大巷→3-3-4-4回风斜巷→4-4回风斜巷→5-2煤回风大巷→副斜井→地面
通风系统示意图（见附图）
第二节压风
在距掘进面30米处安装一趟风水管路，按照标准进行吊挂，并与3-3煤辅助运输大巷十字口压风管路相接，压风管路每100米设有支阀门，通过3寸钢管供到距工作面30m处，然后改用高压软管接到工作面用风地点。
第三节瓦斯防治
1．区队瓦斯检查员必须加强现场瓦斯检查，严禁空班漏检，弄虚作假，发现瓦斯超限，立即停止该施工地点作业。
掘进工作面瓦斯浓度及二氧化碳检查次数每班至少检查三次，查瓦斯的间隔时间要均匀，间隔时间不能过大或过小。
2．掘进工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止工作；
爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁爆破。
3．瓦斯测定范围：
距巷道顶帮底各为200mm的巷道空间内的风流。
4．掘进工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.0％时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
5．掘进工作面及其他巷道内，体积大于0.5m³
的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。
6．掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。
7．掘进工作面，不得停风；
因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。
8．在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。
9．停风区中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。
10．停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时，必须制订安全排瓦斯措施，报矿技术负责人批准。
第四节综合防尘
一、防尘供水管路由3-3煤辅运大巷留设阀门采用3寸铁管引至距迎头30m左右。
二、供水管路每隔50m应设有单独控制闸阀及软管，用于灭火及防尘。
阀门必须随时能够正常使用，设置的水阀门严禁随意拆除，损坏的阀门必须及时更换。
第五节防灭火
该工程均采用煤电钻湿式打眼，锚网支护，爆破前后洒水灭尘，定期冲洗巷帮。
防火的重点是电缆、机械摩擦失火，当电缆着火或因机械摩擦失火时，应立即切断失火电缆或电器设备电源，使用供水管路上的洒水降尘三通进行灭火。
第六节安全监控
一、便携式甲烷检测报警仪（以下简称便携仪）的配备和使用
1．队长、安全员等管理人员下井时，必须携带便携仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（报警点为0.8％）必须进行处理。
2．当班跟班队长、班组长下井时，必须携带便携仪，并悬挂在距迎头3m的回风侧，报警时，停止工作并进行处理。
3．流动电钳工下井时，必须携带便携仪，在检修地点20m范围内检查甲烷浓度，仪器报警时不得通电或检修。
二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用
1．掘进工作面瓦斯传感器设在非风筒侧距工作面≤5m，严禁悬挂在风筒头和风筒漏风处,报警点为≥0.8%、断电点为≥1.3%、复电点为＜0.8%，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
2．掘进工作面回风甲烷传感器安设在掘进工作面距回风口10～15米，报警点、断电点均为≥0.8%，复电点为＜0.8%；
断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
3．传感器要垂直悬挂,悬挂位置：
距顶板（顶梁）不大于300mm，距巷道壁不小于200mm，巷道顶板坚固、无淋水地点。
洒水时注意保护，严禁淋水。
4．为保证安全监控仪器设备正常运行。
安全监控设备必须定期进行调试，校正。
5．井下安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须采用人工监测等安全措施，并填写故障登记表。
6．井下分站，传感器，声光报警器，断电器及电缆等安全监控设备，由施工单位队长、班组长负责保管和使用，如有损坏应及时向通风调度汇报。
第八节排水
巷道施工时，临时排水管路跟至距迎头20m后。
工作面积水处设7.5KW电泵排水，采用2寸排水管路排至3-3煤辅运大巷主水仓确保巷道施工无水患。
排水系统：
工作面水→电泵→临时排水管路→3-3煤主水仓
第九节运输
1、施工设备及材料用无轨胶轮车进行运输，装载机装煤，无轨胶轮车运至地面。
2、运输路线：
施工设备及材料：
副斜井→4-4煤辅运大巷→4-4至3-3煤辅运斜巷→3-3煤辅运大巷→迎头
煤：
迎头→3-3煤辅运大巷→4-4至3-3煤辅运斜巷→4-4煤辅运大巷→副斜井→地面
第十节照明、通信和信号
工作面安装一部防爆电话可以直接与井下各作业地点、机电硐室、队值班室及矿调度室等处相互直接联系。
第六章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
巷道掘进采用“两班”工作制（每班12小时），多工序交叉平行作业组织生产。
劳动组织图表：
见附表。
第二节作业循环
1、作业制度：
采用两班工作制组织生产，为保证正规循环作业的完成，工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序与工序之间尽量做到交叉进行、平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。
2、作业方式：
采用炮掘掘进，用装载机装车，无轨胶轮车运输的方式。
3、劳动组织图表
序号
工种
人数
早班
中班
跟班队长
班长
安全员
打眼工
瓦检员
点钳工
铲车司机
支护工
胶轮车司机
钻水工
11
17
第三节主要技术经济指标
主要技术经济指标表（见附表
经济技术指标表
项目
数量
巷道断面（净/掘）
m2
煤的硬度等级
f
3～4
每循环眼数
个
15
每循环进尺
日进尺（1个面）
10.2
月进尺（1个面）
255
平均月生产天数
天
25
在册人数
人
34
日出勤人数
33
出勤率
97
12
雷管消耗量
0.7
13
每循环煤量
13.77
14
网片消耗量
片/m
锚杆消耗量
根/m
16
木托板消耗量
块/m
第七章安全技术措施
第一节 一通三防
一、通风及防瓦斯
1．局扇应加强管理，严禁无计划停风，严禁无风或微风作业。
2．迎头无风或风量不足瓦斯超限时，作业人员均应撤到进风巷的新鲜风流中。
停风后恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有在停风区中瓦斯浓度不超过0.8%，局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。
停风区中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。
3．采用抗静电、阻燃风筒。
风筒逢环必挂，保证平直。
风筒拐弯处要设
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