锚杆掘进规程Word文件下载.docx
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井下位置及四邻采掘情况
北面为本矿范围未采，南面是本矿煤层实体未采，西面是本矿主皮带运输大巷，东面本矿范围至矿界。
走向长
（m）
280
方位（。
）
90
面积（m2）
煤层厚（m）
—
煤层结构
煤层倾角（度）
5°
-80
简单
煤
层
情
该掘进工作面根据以上502采煤工作面掘进情况观察，煤层较稳定，局部小褶曲，预计厚度变化较小，平均倾角6°
，煤层走向近东西。
。
呈倾斜下山趋势。
煤层顶底板情况
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
老顶
细沙岩
不易垮落
伪顶
炭质页岩
易垮落
伪底
灰色泥岩
4
较软
直接底
砂岩
较硬
地质构造情况
该面地质构造简单，局部小褶曲，对正常掘进影响较小。
构造名称
走向
倾向
倾角
落差（m）
长度（m）
对掘进影响程度
水文地质情况及防治水措施
该工作面对应地表为山坡地形，无农家住宅，无大型建筑物及水体、河流，井泉出露较小，地面水主要依靠大气降水补给，水文地质属二类二型，无透水威胁，根据临近507运输巷掘进情况观察，该工作面无水害。
但在施工过程中也要注意向掘进头前方探水。
最大涌水量
1立方/天
正常涌水量
0．5立方/天
掘进的其它地质情况
瓦斯
立方米/分
煤尘爆炸指数
无爆炸性（Ⅲ类）
煤的自燃发火期
不易自燃
地温
17
地压
较小
第三章支护说明书
一、巷道断面形状及净、毛断面尺寸
1、巷道断面图：
2、巷道断面面积：
⑴.断面：
×
÷
2=㎡
二、巷道支护
施工准备
1、施工前，地测科必须提前给出开门位置，标定好中、腰线，施工单位严格按线施工。
2、开门前，必须对开门点10m内的巷道支护进行检查或加固。
3、开门前，应提前按设计要求，安设局部通风机接好风筒，准备各种支护材料。
4、施工人员、管理人员必须严格执行作业规程规定。
5、施工条件与规程发生变化时，必须及时编制补充措施。
锚梁网索支护
1、超前临时支护
超前临时支护的选择（形式、材料、规格）
采用金属前探梁超前临时支护，前探梁用3根长度≮4米长的15kg/m轨道或工字钢，金属吊环采用29U型钢配直径20mm圆钢焊接而成。
每根前探梁至少用2个金属吊环悬挂固定在顶部锚杆上，并随施工及时前移。
架设的质量要求
1.严禁空顶作业。
永久支护完成前，前探梁必须紧跟迎头，架设必须正规有劲。
前探梁与顶板之间必须用木板、木楔刹紧。
2.前探梁均匀布置，每根至少用2个吊环悬挂固定在支护完好的顶部锚杆上，并随施工及时前移。
端头处前探梁要超出吊环不少于100mm。
3.每次放炮后，用长柄工具找顶后，及时架设前探梁，然后迅速铺设50mm厚长度与巷宽相宜的木质大板，与顶板接实，不实处用木刹或木垫板刹实。
4.若顶板破碎，成形不好，无法架设前探梁时，采用带帽点柱超前支护。
结构图
2、永久支护
（一）永久支护的形式、规格、材料
形式：
锚网梁索联合支护
规格：
断面规格：
B×
H＝*。
锚杆间排距：
800mm×
800mm，矩形布置；
锚索间排距2000mm*1600mm，五花型布置。
材料：
锚杆：
顶部用φ22mm×
2400mm，帮部用φ18mm×
2000mm，均为左旋无纵筋螺纹钢锚杆；
网：
顶部用菱形金属网，帮部用铁丝网；
锚固剂：
用Z2340型快速树脂锚固剂；
梯子梁：
用φ12mm钢筋焊制；
锚索：
用φ*6400mm钢绞线。
（二）巷道断面图（支架结构及参数）
（三）永久支护施工工艺
交接班→安全质量（中、腰线）检查→定眼位、打眼→瓦检→装药、连线→瓦检→爆破→瓦检→敲帮问顶→移前探梁（临时支护）→出货→永久支护
（四）永久支护的质量要求，临时支架与永久支架允许的最大距离等
1、严格按中、腰线施工。
2、锚杆间排距800mm×
800mm，矩形布置，允许偏差±
100mm。
锚杆方向与岩面的夹角≮75°
；
锚杆孔深度允许偏差0～+50mm；
锚杆露出托板长度≤50mm，螺母预紧力矩≮。
3．顶部两侧的锚杆距帮≯300mm；
帮部最上部锚杆距顶≯300mm。
4.锚索间排距2000mm*1600mm，五花型布置，允许偏差±
150mm。
锚索钻孔轴线与设计轴线的偏差角≤2°
，挂牌管理。
锚索外露长度≤200mm，有效锚固深度≮6米，以锚入坚硬岩石米为宜。
5、梁网铺设平整，网与网之间的相互压茬≮100mm，在无梯形梁处，每隔300mm用14#铁丝扎接一道。
6、锚杆、锚索托板紧贴壁面，不贴壁面处加木托板垫实以达锚固效果。
7、两帮下部2根锚杆滞后迎头不大于30米（待接完刮板机，卧底、刷帮至设计断面后再补打）；
煤层变薄，破底板岩石较多时（大于锚杆间距），最底部锚杆锚入底板岩石即可。
锚索滞后迎头不大于5排。
8、锚固剂用Z2340型树脂锚固剂，顶部每眼3卷，锚固力≮80KN；
帮部每眼2卷，锚固力≮60KN；
锚索每眼4卷，锚固力≮100KN。
9、超前临时支护紧跟迎头，最大距离为两排，条件不好时，逐排掘进，顶板破碎时采用带帽点柱加强超前护顶；
10、只有当前一循环顶部永久支护及两帮上部永久支护结束后，方可进行下一循环放炮作业。
11．过断层及顶板破碎时，要逐排掘进，一排一锚，够一锚索间距时，及时施工锚索并经职能部门鉴定后更改支护参数，若不宜采用锚梁网索时，改用架棚支护。
12．锚梁网索支护必须安设顶板离层仪观测顶板离层情况，间距≯80m，过断层或破碎带等异常条件时，要根据现场实际情况适当加密布置。
现场要编号、挂牌管理（注明巷道名称、安装时间、责任人、初始数据），并定期做好观测记录，建立台帐。
顶板下沉明显时，及时打挑棚或套棚加固。
13．锚杆必须按规定做抗拔力试验
第四章爆破说明书
一、钻眼机具的选用
迎头钻眼采用MZ-15D型湿式煤电钻，钻杆选用长度为1800㎜麻花杆，
钻头选用￠40㎜煤钻头，配合风钻，支护时使用锚杆钻机打眼。
二、爆破器材的选用
采用煤矿专用3#煤乳化炸药，瞬发电雷管，选用MFB-100型起爆器，封孔材料采用水炮泥、黄泥。
三、炮眼布置及掏槽方式（见附图）
四、爆破图表
炮眼
名称
编号
眼
深
M
数
个
装药量
雷
管
起爆
顺序
备注
单孔
合计
管数
㎏
掏槽眼
1～3
3
12
1
联线方式：
串联
炸药消耗㎏/M
雷管消耗
12发/M
辅助眼
12～13
2
6
帮眼
8～11
8
顶眼
4～7
底眼
14～18
5
20
合计
18
54
第五章劳动组织和循环图表
一、劳动组织表
工种
实际
出勤
一班
二班
三班
班长
迎头工
放炮员
瓦检工
运料工
开溜工
24
二、循环图表
工
序
时间
（分）
循环工作时间（分）
30
60
120
150
180
210
240
找掉
10
打眼
瓦检
装药
放炮
50
临时支护
出货
永久支护
延溜
清理
第六章主要生产系统
一、运输系统
1、材料运输：
材料自地面→主斜井→运输大巷→52采区下山→5100运输巷掘进头。
2、原煤运输：
原煤自迎头30kw刮板机→52采区下山→轨道运输大巷→主斜井→地面炭山。
二、排水系统
1、排水设施：
迎头为上山，在运输大巷备有380/660～潜水泵，铺有2寸软管通至主水仓。
2、排水路线：
5100运输巷→大水仓→主斜井→地面。
三、供电系统
1、供电系统的确定
地面变电所→主斜井→井下中央变电站→5100运输巷掘进工作面。
2、设备统计表：
注：
按掘进最多设备统计
序号
设备名称
型号
电机功率（KW）
使用台数（台）
风机
11×
溜子
SGW～30
绞车
25
煤电钻
水泵
380/660～
⑵.变压器容量计算
掘进头使用设备总功率为，
S=∑PN×
（Kr÷
Cos￠）
=×
（÷
=（Kr取，Cos￠取）
选用一台KSJ2～320/6变压器供电能满足要求。
掘进工作面干线电缆选用3×
35平方毫米，U型橡胶套软电缆。
煤电钻电缆选用3×
6平方毫米U型橡胶套软电缆。
四、通风系统
1、通风部分
⑴.局扇的安装位置：
供风局扇安装在52采区下山与52采区回风巷风流汇合口以下不小于10米位置。
⑵.供风路线：
新风由主斜井→运输大巷→52采区下山→51配风巷→局扇风袋→迎头→（回风）5100运输巷→西翼回风巷→总回风巷。
⑶.风量计算及风机选型：
按照工作面掘进的顺序和掘进供风距离，掘进时采用11×
2KW的对旋式局扇配合500㎜直径柔质风筒供风。
工作面巷道均为同一规格，断面为㎡。
掘进初期供风时，采用单运转，一节备用，后期风量不足时采用两节同时运转。
（1）、按瓦斯涌出量计算：
Q掘=100×
2=82m3/min
（2）、按炸药使用量计算：
Q掘=25×
=135m3/min
（3）、按局部通风机吸风量计算：
Q掘=260×
=286m3/min
（×
0.25m/s×
60s/min=66m3/min）
（4）、按工作人员数量计算：
Q掘=4×
13=52m3/min
（5）按工作面温度计算：
按掘进工作面风速、温度计算：
Q扇=60×
V掘×
S掘max×
P×
K掘=60×
）×
=79.2m3/min
风速校验：
工作面风速校验
Qmin=15S=15×
4=60m3/min﹤286m3/min
Qmax=240S=240×
4=960m3/min﹥286m3/min
故工作面风速符合《规程》规定，结合我矿实际，确定配风量为286m3/min，使用11KW×
2局部通风机一台，风筒直径500mm。
2、防尘部分
⑴.防尘供水系统：
静压水池→主斜井→主运输大巷→52采区下山→52采区运输巷掘进工作面。
⑵.防尘设施：
使用2寸塑料管防尘，门口各设2寸控制瓦笼一个，供水管路每隔50米设一个三通阀门，各转载点均设有转载点喷雾，掘进迎头后方50米和30米设有净化水幕和放炮喷雾各一组，掘进够距离后安装隔爆水袋棚，两道三角门处各设一“三通”。
⑶.防瓦斯、防火部分：
Ⅰ.掘进头正常掘进期间，必须安装瓦斯报警断电仪一台，必须设有专职瓦斯员巡回检查瓦斯。
Ⅱ.掘进巷道设有消防管路，且每隔50米设一个防火三通（可与防尘管路合用）机电设备附近设有不少于2台灭火器。
通风设施：
5100运输巷和回风巷贯通后在联络巷回风巷设置2道风门，形成独立通风系统。
3.压风
在新鲜风流中安装一台6立方米的移动式空压机供该工作面使用，并配置两台ZY-28型凿岩机，空压机开关用QC53-80。
4.隔爆水袋设计
1、隔爆设施安设要求：
1巷道断面计算隔爆水袋的用水量：
200L/m2=1000L，则需用规格40L的水袋至少50个。
2隔爆水袋的排间距为米，隔爆水袋的棚区长度大于25米。
3水袋应横向（长边垂直于巷道走向）嵌入式安装，首列（排）水袋与工作面的距离必须保持在60～200米范围内。
4、水袋棚由通风区实行挂牌管理，定期检查，保持完好。
2、由通风区负责安装隔爆设施，并进行维护和移挪，施工单位负责管理和保护。
严禁毁坏，丢失、偷盗移挪井下综防设施、隔爆设施。
5.安全监控监控设计：
（1）、目的：
加强瓦斯管理，实现瓦斯实时监测，实现实时监控（甲烷电闭锁）
（2）、设备：
矿井装备KJ－90监控系统，5100运输巷迎头及回风流必须瓦斯传感器、馈电反馈器、局扇开停传感器。
所有数据实时传输到工作面监控分站，通过分站传输到地面中心站，所有控制指令由中心站进行设置，监控分站和控制器执行，所有断电执行结果通过馈电反馈器反馈到监控分站，在传输到地面中心站。
第七章主要技术经济指标
主要技术经济指标表
序号
单位
数量
巷道长度
米
总长
巷道断面
平方米
毛/净
循环进尺
日循环数
日进尺
月进尺
7
日产量
吨
日出勤
人
21
9
炸药消耗
㎏/米
发/米
11
第八章主要安全技术措施
一、管理制度
1、严格执行岗位责任制和现场交接班制度，现场情况做到接清交明，各级领导和专业工种要职责明确，认真负责。
2、严格执行工程质量验收制度，做到支架不吊斜，不吝肩，不前倾后仰，不合格工程坚决推倒重来。
3、严格执行煤矿三大规程，坚持“安全第一”思想，不具备安全生产条件时必须停止生产，干部要按章指挥，工人遵章作业。
4、开好班前会，当班对主要安全措施的实施，必须明确细致安排，责任到人。
二、拨门安全技术措施
1、拨门采取单主、双副抬棚形式。
2、拨门施工前，必须首先对拨门地点及附近管线、设备采取用废旧皮带绑扎等措施进行必要的安全防护，以免在施工中受到破坏。
3、拨门前，先对拨门处巷道进行检查，将不正规支架一律先改为正规支架。
4、拨门前，先在拨门对侧棚腿中间位置用双股8#铁丝配合长轨道将拨门对侧棚腿逐棚绑扎牢固，接触不实处用木楔刹紧，轨道两端必须生根在插梁以外正规有力棚腿上，每边不少于2棚，使之成为一个整体，以防推棚。
5、拨门前，必须在所有插梁下方打设摩擦支柱配合工字钢一梁四柱双排顺巷挑棚进行加固。
挑棚靠两侧牙口附近布置。
6、确认加固安全后，架设副抬棚，副抬棚生根在主抬棚两侧正规棚梁上，每端不少于两棚，每端用两副卡子卡接牢固，制作卡子的钢板厚度不小于12mm，圆钢直径不小于18mm，螺栓加固并加备帽。
副抬棚端头超过棚梁不小于200mm。
7、当副抬棚架设结束后，在围岩稳定情况下方可逐个拆除拨门侧原支架棚腿、架设主抬棚。
8、主抬棚棚梁必须紧贴插梁牙口，主抬棚棚腿必须生根在实底上并加穿200mm×
300mm×
150mm木鞋，其上端要向插梁方向倾斜10°
～15°
，以增强抗劲。
9、主、副抬棚与插梁之间必须结合严实。
10、拨门5米范围内，应尽可能采用风镐、手镐挖掘；
风镐、手镐挖掘困难时，可采取放震动炮施工，每眼装半卷药（0.175kg），炮眼布置按措施要求布置，以免放炮对抬棚造成破坏。
11、放震动炮施工必须在顶板稳定、支护正规有力情况下方可进行。
放震动炮期间，插梁下方的一梁四柱双排顺巷挑棚必须保留并保持牢固有力。
12、拨门4米范围内，前探梁无法架设段，采用双排一梁四柱顺巷挑棚（规格及要求同前）进行临时支护，架棚后及时前移挑棚，严禁空顶作业。
13、拨门施工中，班队长必须安排专人位于安全地点观察顶板及围岩情况，发现异常立即撤人。
14、拨门施工中，拨门地点以里严禁有人，以防冒顶堵人。
15、拨门施工中，严禁附近行人行车及进行与拨门无关的工作。
16、施工中使用的摩擦支柱必须构件齐全、完好且性能灵活可靠，摩擦支柱使用时必须用液压升柱器架设，初撑力不得小于50KN。
摩擦支柱垂直顶、底板布置，且必须生根在实底上或穿木鞋，木鞋规格：
200mm×
150mm。
17、加强现场管理，班、队长现场指挥，及时妥善解决问题。
顶板管理
严格执行敲帮问顶制度，每次开工前或放炮后，均应及时进行找顶，找净顶部、肩窝及两帮的活矸、危矸，对于找不掉的可采用戴帽点柱支护等行之有效的方法加以处理。
1、找顶人员必须位于支护完好的安全地点，并保证后路安全畅通。
2、找顶工作应从支护完好的地方开始，由外向里，上山应站在一侧进行，先顶部后两帮依次进行，找顶时找顶地点不准无关人员逗留并严禁在找顶地点同时进行进行其它工作。
3、找顶工作应由两名有经验的工人担任，其中一人找顶，另一人辅助照明，观察顶板。
观察人员应站在找顶人员侧面。
4、敲帮问顶时，敲击若发出“咚咚”的声音，应立即找下去，要顺着裂隙慢慢进行，不得硬刨。
5、工作面靠近迎头10m范围内的支护，放炮前必须加固，在支架间安设牢固的撑木，使用防倒器，对于放炮后崩坏的支护，应先修复后，再进行其它工作，修复时先检查帮顶，并由外向里逐棚进行。
6、严禁空顶作业，工作面迎头至永久支护间，必须使用金属前探梁，前探梁要及时紧跟迎头。
7、巷道因过地质构造或其它原因导致顶部破碎易冒时，还必须遵守如下规定：
（1）、采用对棚支护且逐棚掘进，永久支护紧跟迎头。
压力明显时，必须采用密集对棚支护，棚距不大于400mm。
（2）、打设密集木撞楔超前控制住顶部后方可进尺，木撞楔长不小于。
（3）、首先施工顶部，即首先用风镐、手镐挖出前探梁和棚梁位置，找净顶部、肩窝危岩、活矸后迅速前移前探梁、上梁过顶。
施工时，严禁放顶炮。
（4）、在确认顶部、肩窝安全情况下对应巷道轮廓挖出棚腿位置，顺序进行栽腿架棚。
（5）、施工中，出现冒顶时，若冒高不大于800mm，采用煤、矸充填严实；
应用塘材捆或接木垛接实顶部。
（6）、接顶前，首先清理出安全通道，保证迎头、后路安全畅通。
同时由外向里逐棚检查支架，对发现的不正规支架及时加固或修护正规，之后对迎头至少三米段支架进行加固，即打设点柱配合工字钢一梁四柱双排顺巷挑棚进行加固，挑棚靠两侧牙口附近打设。
（7）、接顶前，必须先由瓦检员检查冒落区的瓦斯浓度，瓦斯浓度≥1%时，必须先用压风吹散瓦斯，只有瓦斯浓度在1%以下时方可进行接顶。
（8）、接顶前，先由找顶人员用长钎等长柄工具找净顶部危岩、活矸后方可接顶。
接顶时一人递料，一人接顶，一人观察顶部并辅助照明。
找顶、接顶人员必须选择有经验的人员担任且必须位于安全地点作业。
接顶人员随身携带瓦斯便携仪，以随时监测冒顶区内瓦斯情况。
（9）、架设“井”字型木垛时，必须架设结实、有力并接实顶、帮；
顶、帮过严、背实，以防漏煤、矸块。
（10）、在冒顶段作业时，只有当顶、帮接实后方可向前进尺。
（11）、施工中，班队长必须安排专人位于安全地点观察围岩及附近安全情况，发现顶、帮压力增大、有响声或瓦斯涌出量突然增大等异常现象时，必须立即停止作业、撤出人员，待查明原因、进行处理并确认安全后方可继续施工。
（12）、对于冒顶段，必须及时加固支架，即出现冒顶后首先对迎头至少3m段支架采用轨道或钢管及8#铁丝逐棚捆扎牢固，顶部、两帮各2道，均匀布置，以增强支架的稳定性，确认加固安全后方可进行接顶作业。
之后每施工一棚即对该棚进行加固，即迅速在该棚棚梁两侧牙口附近分别用摩擦支柱进行加固；
当施工够一节轨道或钢管长度时必须将支架用轨道或钢管及8#铁丝逐棚捆扎牢固，顶部、两帮各2道，均匀布置，加固工作至通过冒顶段后方可结束。
9、若帮部易片时，则必须在帮部超前打设密集木撞楔（规格同上）或木板（长≥1.6m），防止片帮。
10、施工中使用的摩擦支柱必须构件齐全、完好且性能灵活可靠，摩擦支柱使用时必须用液压升柱器架设，初撑力不得小于５0KN。
摩擦支柱垂直顶底板布置，且必须生根在实底上或穿木鞋，木鞋规格：
11、严格工程质量管理，发现不合格材料或不合格支护应及时更换。
12、班队长应亲自巡视后路，搞好顶板管理工作，发现问题及时处理，否则不得进入迎头作业。
三、打眼放炮安全技术措施
1、实行现场交接班，上班的区长、班长必须将存在的隐患向下班区长、班长讲清楚，当班区长、班长先到迎头进行一次全面检查，发现问题及时处理。
2、打眼时根据巷道中线，按“爆破说明书”的要求布置炮眼，严格执行湿式打眼，打出的炮眼必须平、直、齐。
3、打眼时应有专人观察顶板，发现情况及时处理。
4、打眼时不准套老眼、残眼，打眼前必须检查迎头有无瞎炮。
5、打眼时，如遇到出气、出水等异常情况，不准拔钻杆，撤出人员，并立即向调度室汇报，请示处理办法。
6、打眼过程中，钻杆下方不准行人，钻机前方不准站人。
7、打眼时，严禁装药，不准打眼装药平行作业。
8、放炮员必须经过专门培训，考试合格并持证上岗。
9、雷管和炸药要分别存在
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