炮掘煤巷作业规程Word下载.docx
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第3章
巷道断面及支护说明
一、巷道断面
锚杆支护示意图
金属支架示意图
二、支护材料和支护参数
现采用锚杆、菱形网、梯子梁联合支护，锚杆采用等强度螺纹钢锚杆，锚杆间排距为700mm×
500mm。
每根锚杆采用2卷树脂锚固剂锚固，网为3.5mm的冷拔丝编制的菱形网，网的规格（长×
宽）为4500mm×
1000mm,网要压茬100mm连接。
⒈锚网支护设计：
按悬吊理论计算锚杆参数
⑴锚杆长度计算：
L=KH+L1+L2
式中：
L-------锚杆长度，m；
H-------冒落拱高度，m；
K-------安全系数，一般取K=2;
L1-------锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.99m;
L2-------锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m.
其中:
H=B/2ƒ=2.5/2×
4=0.3m
B--------巷道开掘宽度,取2.5m;
ƒ--------岩石坚固性系数,砂岩取4
则:
L=2×
0.3+0.99+0.1=1.69m。
⑵锚杆间距、排距计算：
设计时令间距、排距均为a，则
a=Q/KHr
a——锚杆间排距，m；
Q——锚杆设计锚固力，64KN/根
H——冒落拱高度，取0.46m：
r——被悬吊砂岩的重力密度，取19.992KN/m3
K——安全系数，一般取K=2。
a=√64/2×
0.46×
19.992=1.865m
施工时取a=700㎜
⑶锚杆附件；
托板：
材料为A3钢板长×
宽×
厚=120×
120×
8mm，必须冲中心孔Φ23mm；
螺母：
M18标准螺母；
垫圈：
顶板锚杆采用A3钢球形垫圈，中心孔Φ20mm；
锚固剂型号：
Z2335，顶帮均为每眼2支。
⑷锚网
采用10＃铁丝编制而成，用锚网机编成菱形网，顶网与帮网搭接处不小于1公寸，并用铁丝扎紧。
⑸顶板钢梁（梯字梁）
主筋Φ16mm，配筋Φ16mm，主筋间距为80mm，梯字梁长4m，梯字梁必须压紧顶板锚网。
通过以上计算，选用∮18㎜、长度1800mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆间、排距700㎜×
锚杆打设后要及时全断面挂网。
相邻两块网之间要压茬连接，压茬长度不小于80mm。
爆破前锚网支护到工作面不大于0.7m。
⒉金属棚（工字钢）
金属棚采用9—11号工字钢制作，每架棚子中的梁腿连接要求牢固，简单、拆卸方便。
为了防止棚腿陷入巷道底板，可在其下端焊一块垫板或加垫木。
金属支架间距：
600mm；
⒊每米巷道材料消耗表
每米巷道支护材料规格数量
锚杆
梯子梁
锚网
锚固剂
规格
Φ18螺纹钢
4.0m
1*4m
Z2335
数量
11根
1.5根
1.42
22只
三、
支护质量标准（锚网）
项目名称
单位
设计值
质量要求
巷道净宽
mm
左：
1500
中线至任何一帮间距0—500mm
右：
巷道净高
上：
腰线上下≮30mm
下：
巷道坡度
‰
3
50m内高差不大于±
50mm
锚杆布置
700×
700
±
100,间距允许偏差150mm
4000×
100
锚固力
KN
50
锚杆规格
1.8树脂锚杆，强度符合要求
锚杆安装
外露长度符合要求，垫板齐全，紧贴岩面
水沟宽深
400×
300
正式水沟距当头距离
m
＜30
及时跟进，确保畅通
四、巷道永久支护临时支护的位置关系及要求
（1）巷道永久支护与前探支护的位置平、剖面图
（2）永久支护到当头的最大距离为0.7m。
（3）掘进当头每班必须坚持将锚杆打到齐头，同时要加强敲帮问顶及时清除当头的松岩，对局部岩层破碎地段要采用金属支架支护。
第四章施工工艺
一、施工方法：
气腿式风钻打眼，毫秒延期爆破，人力装碴，电机车运输。
二、爆破说明书
⒈爆破方式：
毫秒爆破
⒉爆破器材：
炸药类别
煤矿炸药
放炮母线
铜芯绝缘外皮炮线
雷管类别
毫秒延期雷管前1—5段
炮机型号
MFd—100型
⒊爆破安全规定：
爆破时必须严格按照实际情况要求设置好放炮警戒，放炮时撤人距离规定：
岩直巷120m，弯巷75m，煤直巷80m，煤弯巷50m。
放炮必须在新鲜风流中放炮。
4、爆破说明：
爆破参数表
眼号
炮跟名称
炮眼角度
眼深
（mm）
装药数量
封泥长度
雷管个数
装药顺序
水平
垂直
个/眼
Kg/眼
1-4
掏槽
70º
90º
1600
0.6
500
4
一
5-6
辅助
1400
2
0.4
二
7-10
顶眼
75º
1
0.2
三
11-16
帮眼
6
四
17-21
底眼
5
五
⒋预期爆破效果表：
炮眼利用率（%）
85
循环进尺（m）
1.19
循环炸药消耗量（Kg）
7.2
循环炮泥长度（m）
10.5
循环雷管消耗量（只）
21
循环挖掘体积（m3）
10.25
三、巷道开门要求
1、从-829仪3点处开门，跟底板进行施工。
首先完善通风系统和风水管路、进料出煤系统，再根据生产科给定的开门位置进行施工。
2、开门前，如顶板破碎或在断层带,施工单位必须派人在开门点用金属棚子进行加固。
3、开门进尺前，先在开门处原有巷道的帮上平行原巷道补一根梁子，打一排锚杆，开门第一排锚杆的排距不得超过0.5m。
4、开门时只能采用放小炮作业，并及时削好两帮至硬煤，用锚杆及锚网控制两帮拐弯处，防止垮煤墙而造成巷门口垮顶。
四、施工工艺流程
⒈进尺班：
进班准备→敲帮问顶→打眼→吹眼→检查瓦斯→装药→检查瓦斯放炮→检查瓦斯→通风洒水→出碴→打锚杆眼→安装锚杆→挂网→上钢筋梯→上锚杆托板→拧紧锚杆螺母。
⒉锚网工艺：
①锚杆杆体应尽量垂直岩层的层理面，无明显层理时尽量垂直巷道周边表面与岩层或巷道周边的表面的夹角。
②凿锚杆眼前必须首先对岩石表面进行敲邦问顶，清除松矸危石。
③软岩或破碎岩层中，采用锚杆、梯子梁网联合支护时应先对岩表面行消除造型。
五、施工设备
施工设备配备表
序号
设备名称
型号规格
备注
电煤钻
MZ-12
台
1台备用
凿岩机
YT-26
钻杆
麻花钻杆
根
1根备用
风钻杆
菱形钻杆
钻头
硬质合金
个
30
风钻头
7
起爆器
MF6-50
8
铜芯橡胶电缆
米
9
风动钻机
M-Z
六、施工要求
⒈锚网巷道施工要求
（1）采用YT—26气腿式凿岩机打顶部锚杆眼，两帮锚杆眼和炮眼用YT—26气腿式凿岩机打眼。
（2）锚杆布置成正方形，间距×
排距=700×
700mm。
（3）顶板锚杆角度：
靠肩窝两根锚杆与顶板成75°
布置，其他两根锚杆垂直布置。
（4）两帮锚杆布置：
两帮肩窝处锚杆与两帮成15°
仰角布置。
（5）两帮脚窝处锚杆与两帮成15°
俯角布置，其余水平布置。
⑹锚杆支护的临时支护，掘进迎头严禁空顶作业，应用锚网和梁子支护顶板，每根梁子下打两个圆木顶子，形成临时支护。
⒉架棚巷道的施工要求
（1）严禁混用不同规格、型号的金属支架，棚腿无钢板底座不得使用
（2）柱腿要靠紧梁上的当板，不准打砸梁上焊接的扁钢或矿工钢当块、梁、柱接口处不吻合时，应调整梁腿倾斜度和方向，严禁在缝口处打木楔，背棚背帮，并用木楔刹紧，前后棚之间，必须上紧拉钩和打上撑木。
（3）支护过程中，必须对工作地点的电缆、风筒、风管、水管、机电设备等妥善加以保护，不得损坏。
在倾斜巷道内架棚，必须有一定的迎山角，迎山角值应符合作业规程的规定。
支架必须迎山有力，严禁支架前倾后仰，支架之间必须安设牢固的拉杆或撑木。
第五章劳动组织及循环方式
一、工作制度：
八小时工作制。
二、循环方式：
一掘一锚
三、正规作业循环图
工序
时间
12345678
装备时间
60
打眼
90
装药
放炮
通风
出煤
150
锚网支护
120
清理
四、劳动组织
工种
一班
二班
三班
合计
大 工
小 工
放炮员
轮休人员
班长
合计
第六章 掘进生产系统
一、通风系统
1风量计算
（1）按瓦斯涌出量计算：
Q=100qk=100×
1.2×
1.1=132（m³
/min）
q——工作面瓦斯涌出量取1.2m³
/min
K——风量备用系数，取1.1。
（2）按每班当头所需人数计算：
Q=4N=4×
12=48（m³
（3）按炸药消耗量计算
Q=25A=25×
4.5=125（m³
A——工作面爆破最大炸药量,取4.5kg。
（3）风速验算
V=Qmax/S=132÷
8.03=16.44（m/min）=0.27（m/s）
风速符合要求，选用BTD5.5型局扇，合理风量为132m³
/min。
⒉通风系统
（1）通风方式及供风距离
局部通风机应安装在-829下部车场10～15m且断面宽敞新鲜风流处，巷道的风速不得低于0.15m/s。
风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不大于10m。
（2）新鲜风流
地面→立副主井→技改副井→北翼主井→-750南大巷→-5163下山→-829探煤巷当头。
（3）污风风流
新鲜风流自当头局扇→当头→-750南大巷→皮带井→老暗副井→新风井→地面。
附：
通风系统图
二、运输系统
-829探煤巷及工作面轨道的敷设必须符合《质量标准化验收标准》中的规定，轨距误差不大于10mm，不小于5mm；
轨道间隙不超过10mm，内错差不大于5mm；
轨枕间距不大于1m，构件齐全紧固有效，轨道敷设到工作面迎头。
⒈出煤系统：
当头→-829车场→5163下山→-750车场→北翼主井→技改主井→立主井→地面。
⒉运料系统：
地面→立副井→技改主井→北翼主井→5163下山→-829下部车场→当头。
三、供电系统
-829探煤巷掘进供电，电源来自南边-750水平变电所，电缆联接接头必须符合防爆要求。
开关保护值符合设计要求动力可靠。
掘进巷道内及回风侧电器设备必须安装风电瓦斯电闭锁。
⒈供电方式：
由-750水平变电所按“三专两闭锁”、“双风机双电源”要求向-829探煤巷当头供电。
⒉电器设备
设备型号
变压器
KBSG-630/6-0.693
馈电开关
BKD9-400Z
检漏器
JY—82
风电闭锁开关
QBZ-200
煤电钻综合保护器
ZBZ-2.5
煤电钻
MZ12
局扇
JBT5.5
真空馈电开关
QBZ80+80
五、安全监控系统
⒈便携式甲烷报警仪的配备和使用：
⑴矿长、副矿长、技术负责人等管理人员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象必须查明原因，进行处理。
⑵当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪。
⑶电、钳工下井，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。
⒉掘进工作面甲烷传感器安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警浓度为≥0.9%CH4，断电浓度为≥0.9%CH4，复电浓度为＜0.9%CH4，断电范围为掘进工作面及回风巷道内全部非本质安全型电器设备。
⒊甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板200mm，距巷帮300mm。
配制甲烷校准气样的装置和方法必须符合国家有关标准，相对误差必须小于5%。
制备所用的原料气应选用浓度不低于99.9%的高纯度甲烷气体。
附瓦斯监测监控示意图。
六、压风自救系统
⒈供风能力的确定
⑴根据压风自救系统安装区域工作人员数量，考虑输气管路的漏风量，并保持一定的富余量，按下式确定供风量：
Q源≥Q需
Q需=KK1∑总q自＝1.2×
8×
0.2＝2.304m3/min
Q源----气源的供风能力，m3/min；
Q需----受灾区所需风量，m3/min；
K----压风管路漏风系数，取1.2；
K1----压风自救系统安装区域工作人员不均衡系数，取1.2；
∑总――压风自救系统安装区域工作的最多人数，取8人；
q自――压缩空气供给量，每人按0.2m3/min计；
⑵供气源的风压为0.3――0.7Mpa。
⒉管路设计
⑴在掘进施工中所敷设的风管路等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。
主管直径不小于100mm,当头管路直径不小于50mm。
⑵风管要接口严密，不得出现漏风现象，离地高度0.5m以上。
气源接口处还要有总阀门，便于压风自救的维护。
⑶在巷道口处压风自救管路上设置油、水分离器（小风包），保证供风清洁，防止自救喷头堵塞。
⑷风管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用一寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用风。
⒊压风自救装置安装
⑴空气压缩机应设置在地面，其供气量应能保证井下人员使用，并能在10min内启动；
深部多水平开采的矿井，空气压缩机安装在地面难以保证对井下作业点有效供风时，可在其供风水平以上两个水平的进风井井底车场安全可靠的位置安装，但不得使用滑片式空气压缩机。
⑵压风自救系统阀门应安装齐全，能保证系统正常使用。
进入采掘工作面巷口的进风侧要设有总阀门。
⑶在主送气管路中要装集水放水器。
在供气管路进入与自救系统连接处，要加装开关，后边紧接着安装汽水分离器。
⑷管路敷设要牢固平直，压风管路每隔3m吊挂固定一次，岩巷段采用金属托管配合卡子固定，煤巷段采用钢丝绳吊挂。
压风自救系统的支管不少于一处固定，压风自救系统阀门扳手要在同一方向且平行于巷道。
⑸压风自救系统安装在掘进工作面巷道内压缩空气管道上，安装地点应在宽敞、支护良好、没有杂物堆的人行道侧，人行道宽度应保持在0.8m以上，管路安装高度应距底板0.5m，便于现场人员自救应用。
压风自救系统下面不得有水沟无盖板或盖板不齐全现象。
⑹煤巷掘进工作面自掘进面回风口开始，距迎头25—40m的距离设置一组压风自救装置，其数量应比该区域工作人员数量多2台，然后每50m设置一组压风自救装置，每组数量为5—8台；
岩巷掘进工作面距迎头100—130m安装一组压风自救装置，其数量应比该区域工作人员数量多2台，迎头向外每隔100m和放炮撤人地点各安装一组压风自救装置，每组数量为5—8台。
⒊压风自救系统说明：
地面压风→立副井→-150大巷→技改主井→北翼主井→5163下山→-829车场→-829探煤巷。
附压风自救系统图。
七、供水施救系统
供水施救系统以矿井防尘供水系统为基础，合理拓展水网，增强现有功能，满足紧急情况下的供水施救。
由供水水源、管网、三通、阀门、过滤装置、减压装置及必要的设备组成。
水源应24h供水，水量、水质满足需要。
⒈用水量
⑴自动喷水灭火装置设计参数：
喷水强度8L/（min.m2）,喷头出口压力为0.1-0.2Mpa,火灾延续时间为2h。
⑵水喷雾隔火装置设计水量，喷头出口压力为0.2Mpa,工作时间为2h.。
⑶防尘设施用水喷头出口压力为0.2-0.4Mpa，工作时间为1-2h
⒉供水管路
⑴在掘进施工中所敷设的水管路等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐，不拐死弯。
每隔100m设置支管和阀门。
⑵水管要接口严密，不得出现漏水现象，离地高度0.5m以上。
水源接口处还要有总阀门，便于系统的维护。
⑶供水阀门设置地点前后5m范围内应支护完好，无杂物、积水现象。
⑸井下巷道应有指向供水阀门的明显标识，供水阀门应实行挂牌管理。
⒊水质
⑴悬浮物含量小于30mg/L;
⑵悬浮物粒径小于0.3mm；
⑶ph值6.5-8.5;
⑷总大肠菌群每100ml水样不得检出；
⑸粪大肠菌群每100ml水样不得检出。
⒋供水施救系统说明:
地面水池→立副井→-150大巷→技改主井→北翼主井→5163下山→-829车场→-829探煤巷。
附供水施救系统图。
八、通讯联络系统
系统由控制中心、调度台、中继器、信号装置、固定电话、电源、电缆、接线盒避雷器和其他设备组成。
具有双向语音通信功能，具有紧急通知和危险报警功能。
本工作面安设的固定电话安装距工作面不大于30m处并能与矿调度室相互直接联系。
地面主机→立副井→-150→技改副井→北翼主井→5163下山→-829车场→-829探煤巷。
附通讯系统图
九、人员定位系统
井下人员定位系统由无线编码发射器、数据采集控制设备、数据传输网络、地面中心软件系统及服务组成。
由井下监测分站、天线、识别卡、数传接口、电缆等设备。
实现对井下人员的跟踪定位信息的采集、分析处理、实时显示、数据库存储、报表打印功能。
本定位系统安装在-829探煤巷口10-15m处，可以有效的跟踪工作面人员的定位信息，确保在特殊情况下的信息调度。
所有人员必须携带识别卡进入当头工作。
地面主井→立副井→-150→技改副井→北翼主井→5163下山→-829车场→-829探煤巷。
附人员定位系统图。
十、避灾路线
员工必须熟练操作并使用各种监测监控系统、通信联络系统、压风自救系统、供水施救系统、安全避险设施等，在发生灾害时可迅速撤离到避险设施内。
⒈发生火灾、瓦斯及煤尘灾害时的避灾路线：
当头→戴上自救器迅速进入压风自救系统中，迅速电话报告生产调度室等待救救援，5163上山→北翼副井人车→技改副井人车→立副井→地面。
⒉当头发生水灾时的避灾路线：
当头→戴上自救器迅速到5163上山→迅速电话报告生产调度室，由调度室通知附近受灾人员按避灾路线撤离，5163上山→北翼副井人车→技改副井人车→立副井→地面。
附避灾路线图。
第六章
主要技术经济指标表
指标名称
指标
毛断面
㎡
8.62
净断面
8.03
净高
3.0
净宽
日进度
2.38
正规循环
%
75
月进度
53
效率
m/工
0.105
掘进人员
人
10
成本
元/m
11
钢材消耗
Kg/m
12
炸药消耗
6.05
13
雷管消耗
个/m
17.6
14
水泥消耗
15
坑木消耗
m³
第七章 安全技术措施
一、防瓦斯措施
（1）掘进当头风流中瓦斯浓度达到0.9%时，必须停止用电钻打眼，达到1.5%时必须撤出人员，切断电源，放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达0.9%时，严禁放炮。
（2）当头因检修停电等原因停风时必须撤出人员切断电源，恢复通风前必须检查瓦斯，风机及开关附近20m以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%，方可启动局扇。
（3）局扇和启动开关必须安装在进风巷中，跟回风口不小于10m。
（4）局扇和当头的电气设备必须装有风电闭锁装置。
（5）爱护通风设备，风筒紧跟当头，风筒口距当头最大距离不超过岩巷10m、煤巷5m。
（6）当头放炮坚持“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。
（7）非瓦检人员不得随便停开风机。
二、放炮措施
（1）放炮工作由取得合格证的放炮员担任，放炮器钥匙必须由放炮员随身携带，不得转交他人。
（2）放炮前专人放警戒，警戒距离直巷120m，弯巷80m。
必须在新鲜风流中放炮，警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳等标志。
（3）放炮前机电设备都必须做好防护工作，班长派专人在通往放炮地点各通道按要求距离放好警戒。
（4）放炮后，放炮员和班组长必须检查支架、顶板、瓦斯等情况。
（5）发现瞎炮（包括残炮）时,必须在班组长的指挥下,当班处理好,如当班末处理好,放炮员必须现场交接班。
（6）处理瞎炮时，首先查明原因，如因连线不良造成，可以重新连线放炮，如确是瞎炮，必须在距瞎炮0.3m的地方打与瞎炮眼平行的炮眼，重新装药放炮，重新放炮必须是在放炮时间内，且各单位撤出人员仍在避难硐室内，否则严禁放炮。
严禁用镐刨或从炮眼中取出原置引药或从引药中拉出雷管，严禁用打眼的方式往外掏药，严禁用压风吹洗残瞎炮眼。
（7）爆破结束后爆破工要报告班组长，由班组长解除警戒岗哨后，作业人员方可进入工作面作业。
三、防冒顶措施
（1）大工进入当头必须进行敲帮问顶，并加固松动锚网。
（2）严禁空顶空帮作业。
（3）顶板烂处或压力大处，必须用木料接实顶板，并套金属棚加固。
四、综合防尘措施
（
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