煤矿掘进作业规程课件.docx
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煤矿掘进作业规程课件
审批意见
年月日
行政矿长
总工程师
掘进矿长
安全矿长
掘进副总
机电副总
掘进科
安检科
通风科
通风防突区
地测科
机运科
目录
审批意见1
目录2
第1章工程说明5
1.1工作面设计5
1.1.1巷道基本情况5
1.1.2施工中特殊要求5
1.1.3重点说明的问题5
1.2地质说明书5
第2章施工方法及施工工艺8
2.1施工方法8
2.2施工工艺8
2.2.1钻眼爆破说明8
2.2.2光爆标准8
2.2.3施工工艺及要求8
2.2.3重点说明的问题8
2.3爆破作业9
第3章巷道布置及支护说明10
3.1巷道布置10
3.2顶板压力计算及支护选择10
3.2.1巷道顶板压力计算公式10
3.2.2顶板压力计算公式选择依据10
3.2.3锚杆参数计算10
3.2.4锚索参数计算11
3.3支护材料材质、规格要求11
3.3.1锚杆及锚固剂11
3.3.2锚索及锚固剂12
3.3.3喷浆用料12
3.4断面及支护图12
第4章光面爆破21
4.1光面爆破参数选择21
4.1.1光面爆破实质21
4.1.2光面爆破参数选择21
4.2循环火药、雷管消耗量计算21
4.3光面爆破说明书22
第5章施工设备与运输系统31
5.1施工设备31
5.2施工设备计算31
5.2.1JD-75绞车拉车数31
5.2.2蓄电池电机车拉放车数计算32
5.3运输方式32
第6章劳动组织及成本分析36
6.1劳动组织表36
6.2作业方式36
6.3主要经济技术指标36
第7章通风系统38
7.1通风设计38
7.1.1通风设计表38
7.1.2风量、风速计算38
7.1.3局部通风机安装地点和要求38
7.1.4局部通风管理39
7.2瓦斯防治39
7.2.1瓦斯管理39
7.2.2瓦斯检查40
7.2.3排放瓦斯措施40
7.3防尘管理41
7.3.1专用线路41
7.3.2防尘措施41
7.4防、灭火41
7.5安全监控42
7.5.1监测探头明细表42
7.5.2安全监测42
7.5.3安全监测管理42
7.5.5其它方面43
第8章安全技术措施47
8.1开拉门措施47
8.2顶板管理47
8.2.1顶板管理措施47
8.2.2锚杆安装工艺48
8.2.3锚索安装工艺48
8.2.4挂网要求49
8.3拉拔力措施49
8.4放炮管理50
8.5火工品管理52
8.6电机车管理52
8.7耙斗机管理52
8.8绞车及运输管理措施53
8.9铺轨管理55
8.10机电管理55
8.11喷浆措施55
8.11.1准备工作55
8.11.2喷射作业55
8.11.3巷道回弹料回收措施56
第9章超前探测57
9.1超前探测相关规定57
9.2超前探测安全措施57
9.2.1配备工具57
9.2.2打钻前准备工作57
9.2.3打钻施工措施57
9.2.4突出危险预兆58
9.3灾害应急措施58
9.3.1灾害处理程序58
9.3.2事故抢救措施58
9.3.3避灾路线59
规程贯彻记录62
第1章工程说明
1.1工作面设计
1.1.1巷道基本情况
巷道名称
三段绞车道下延
设计长度
430m
设计方位
170°32′30″
设计坡度
-21°09′
巷道类别
开拓
煤岩类别
全岩
巷道用途
运输、行人
预计开工时间
2014年10月10日
预计竣工时间
2015年07月31日
1.1.2施工中特殊要求
1、施工前，地测科给出中心方位。
2、开拉门三岔口处前后10m范围内补打锚索，用以加强支护（间距：
1.6m×1.6m）。
3、使用拉线吊挂风筒，电缆，做到每5m一个风筒吊挂眼，风筒做到逢环必挂；每3m一
个电缆勾、风水管吊挂点。
4、工作面出现异常地质变化带，如断层、破碎带应视具体情况加密支护。
5、必须采用光面爆破施工。
6、绞车道下延必须上齐限速档、门式档。
1.1.3重点说明的问题
1、开拉门前必须先进行超前探钻施工。
2、巷道施工顺序：
7#—A#—B#。
3、工作面出现异常地质变化带，如断层、破碎带应视具体情况加密支护。
4、严禁空顶作业，必须使用好临时支护，执行好综合防尘措施。
5、严格按巷道中心、腰线施工，巷道规格符合规定，地测科每40m定期复核坐标方位。
6、巷道如发生地质条件变化另提报告。
1.2地质说明书
详见：
1、地质说明书
2、48#三段绞车道下延局部工程图（1:
2000）
3、48#三段绞车道下延剖面图（1：
2000）
第2章施工方法及施工工艺
2.1施工方法
1、掘进方法：
钻爆法。
2、破岩方法：
人工打眼、爆破、装岩。
3、施工顺序：
由A#施工到B#结束。
4、施工方式：
采用光面爆破，采用一次爆破一次成巷。
5、工作制度：
三、八制。
6、装岩及运输方式：
全岩工作面采用P-60B耙斗机装货，采用矿车运输。
2.2施工工艺
2.2.1钻眼爆破说明
1、钻眼机具的选用
采用YT—29型凿岩机；全岩3台；备用1台；共4台。
2、爆破器材的选用及爆破参数的确定
1）使用煤矿安全乳化炸药和毫秒延期电雷管。
2）封口材料：
黄泥、水炮泥或化学炮泥（每眼1--2个）和黄泥。
3）采用斜眼楔形掏槽。
3、联线方式：
分组串联
4、装药结构：
正向装药
2.2.2光爆标准
1、岩面上留下均匀眼痕的周边眼数应不小于其总数的60%。
2、两炮的循环台阶尺寸不得大于100mm。
3、巷道周边不欠挖，超挖尺寸不得大于100mm。
4、岩面上不应有明显的炮震裂痕。
2.2.3施工工艺及要求
1、锚杆间、排距1.0m×0.8m，围岩破碎排距0.8m×0.8m。
2、锚索间、排距2.0m×2.0m，围岩破碎排距1.6m×1.6m；锚索、挂网跟迎头。
2.2.3重点说明的问题
1、巷道围岩破碎严重时，必须采用全封闭式挂网加强支护。
2、锚索、锚杆根据围岩实际破碎情况适当缩小迈步距离。
3、锚杆必须使用2个锚固药卷进行锚固。
4、锚索必须使用4个锚固药卷进行锚固。
2.3爆破作业
1、爆破器材
使用乳化炸药，药卷规格为φ29mm×200mm，重200g，1—5段毫秒延期电雷管，MFB－200型隔爆电容式发爆器起爆。
2、装药结构
全部炮眼统一采用正向连续柱状装药。
正向装药顺序为：
先装柱状药卷，再装炮头，电管底部朝向炮眼里，然后装入30—50mm黄炮泥，水炮泥，黄炮泥。
3、起爆方式
爆破网络采用分组串联全断面分次起爆。
第3章巷道布置及支护说明
3.1巷道布置
拉门位置：
三段绞车道下延于A#处拉门，以方位角170°32′30″施工，施工长度为430m。
坐标计算表如下
名称
点号
Y（44439）
X（5024）
Z（⊥）
方位
倾角
平距（m）
斜距（m）
绞
车
道
下
延
3.2顶板压力计算及支护选择
3.2.1巷道顶板压力计算公式
按自然平衡拱原理计算每米巷道顶压
Q＝2ab1rk
＝2a{[a+hcot（
）]/fK}rk
＝2×1.95×2.538×2
＝19.8T/m
3.2.2顶板压力计算公式选择依据
1、根据集团公司现有实际情况，本着安全可靠、经济合理施工便利的原则。
2、巷道围岩性质：
岩性为中细砂岩，普氏系数4～6，为中硬岩石。
3、根据周边巷道状况及以往施工经验确定。
4、巷道设计为半圆拱断面，应用松动圈理论，支护方式：
采用锚喷支护。
3.2.3锚杆参数计算
1、锚杆长度：
L=L1+L2+L3=40+1800+300=2140mm
锚杆长度选择2200mm符合要求。
2、锚杆间排距计算：
D=
=
=1.44m
选择间排距1.0×1.0m符合要求。
3、每排锚杆数计算：
N=KQ/q=2×19.8/6=6.6根
选择每排7根锚杆符合要求。
4、每根锚杆悬吊软岩重量：
q′=K.H.D².r=2×0.684×1.44²×2=5.67T
因q=6Tq>q′故锚杆支护设计合理可靠。
3.2.4锚索参数计算
1、锚索长度计算：
La=La1+La2+La3=La1+3a+La3=150+5360+1040=6550mm
锚索长度选择6700mm符合要求。
2、锚索间排距计算：
Sa=
=
=2.07m
锚索间排距2.0×2.0m符合要求。
以上公式符号表示及选择参数如下：
Q每米巷道顶压a巷道宽度1/2取1.95m
b1自然平衡拱拱高βd顶板岩石内摩擦角取75°58′
h巷道掘进高度4.0mrk顶板岩石容重取2.0
fK顶板岩石坚固系数取4L锚杆长度
L1锚杆外露长度取0.04mL2锚杆有效长度取1.8m
L3锚杆锚入稳定岩石厚度取0.3mD锚杆间距
La锚索长度La1锚索外露长度取0.15m
La2锚索有效长度取5.36mL3锚索锚固长度取1.04m
Sa锚杆间排距N每排锚杆数
q锚杆锚固力取6Tq′悬吊软岩重量
K安全系数取2H顶板软岩厚度
3.3支护材料材质、规格要求
3.3.1锚杆及锚固剂
锚杆采用直径为Ф22左旋无纵筋螺纹钢锚杆，长度为2200mm，每根锚杆均用2卷树脂锚固剂固定，锚固长度520mm，锚杆外露长度为小于等于40mm，托盘为正方碟型，规格（长×宽）120mm×120mm。
树脂锚固剂直径为25mm，每块长度260mm，锚杆均使用配套螺母紧固，锚固剂型号为CK超快速树脂锚固剂2个，每根锚杆锚固力不小于15.24T；锚杆间排距偏差不得超过±100mm。
3.3.2锚索及锚固剂
锚索为1860低松弛钢绞线用不小于Ф17.8mm，长为6700mm的钢绞线配合锁头、托盘制作；其中锚索有效长度6500mm，外露部分为0.15-0.25m；每孔使用红、蓝两色药卷各2块Ф25mm、长为260mm的树脂锚固剂固定，锚固力为不低于22T；托盘用厚13mm的冷轧钢板制作，并在上面钻一个直径不小于19mm的圆孔。
锚固剂型号为CK超快速树脂锚固剂4个，锚索必须跟迎头。
3.3.3喷浆用料
喷射混凝土必须采用标号不低于425号水泥，砂为纯净的河砂，含水率为4%−−6%。
混凝土抗拉强度为22Mpa，抗压强度1.6MPa，配比为水泥：
砂=1：
2。
速凝剂型号为J85型，参入量一般为水泥重量的2%~3.5%，喷拱取上限，喷淋水趋势可酌情加大速凝剂参入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加料。
3.4断面及支护图
1、绞车道下延断面：
半圆拱形断面，荒宽为3.9m，荒高为4.0m，掘进面积13.97m2。
2、钻场断面：
矩形断面，荒宽为4.0m，荒高为2.0m，掘进面积8m2。
3、详见附图：
1）巷道断面及支护图
2）钻场断面及支护图
3）水仓断面及支护图
第4章光面爆破
4.1光面爆破参数选择
4.1.1光面爆破实质
光面爆破的实质，是在巷道施工断面的轮廓线上布置间距较小相互平行的炮眼，控制每个炮眼的装药量，选用低密度和低爆速的炸药。
采用不耦合装药同时起爆，使炸药的爆炸作用刚好产生炮眼连线上的贯穿裂缝，并沿各炮眼的连线，将岩石崩落下来。
工作面采用修边爆破法，即通过紧靠周边眼布置的一圈辅助眼的爆破，先做出一个粗断面，给周边眼留下一个厚度比较均匀的光面层，然后再由布置在光面层上的周边眼爆出整齐的巷道轮廓，影响各种光爆效果的主要因素有:
周边眼装药量、周边眼距E、最小抵抗线W、装药结构、起爆顺序等。
4.1.2光面爆破参数选择
根据预施工巷道的围岩情况及以往光爆经验选择各参数如下：
1、周边眼距E和最小抵抗线W根据以往光爆经验，周边眼E取300mm，根据最小抵抗线W与周边眼距E的关系：
W＝E/K＝300/1＝300mm。
式中：
K为密集系数取1。
2、周边眼装药量根据以往经验，周边眼装药量选择为200g/m。
3、合理选择炸药采用直径为23～26mm，普通安全等级不低于3级的乳化炸药。
4、选择装药结构采用正向装药爆破，周边眼采用单段空气柱装药。
5、控制周边眼起爆时差，周边眼必须同时起爆。
6、光面爆破的质量标准：
（1）巷道眼痕率达到60%以上；
（2）围岩面上不应有明显的炮震裂隙；
（3）巷道平均线性超挖尺寸不得大于100mm。
（4）巷道欠挖符合质量标准化规定。
4.2循环火药、雷管消耗量计算
1、循环雷管个数：
N=q.s.m.η/a.p=4.43×13.97×0.2×0.9/0.36×0.2=152个
2、循环火药量：
Q1=q1.s.L1.η=4.43×13.97×2×0.9=111.4kg
Q2=q2.s.L2.η=3.63×13.97×1×0.9=45.6kg
说明：
N——绞车道下延断面设计炮眼个数；
Q1——绞车道下延阶梯式掏槽火药量；
Q2——绞车道下延小循环火药量；
q1—绞车道下延断面单位火药消耗量4.43kg/m3
q2—绞车道下延断面单位火药消耗量3.63kg/m3
S——-掘进断面13.97m2；
m——药卷长度单个长度0.2m
L1——炮眼深度2.0m
L2——炮眼深度1.0m
η——炮眼利用率0.9
a——装药系数0.4
P——单个药卷重量0.2kg/个
4.3光面爆破说明书
详见附图：
1）装药结构示意图
2）光面爆破说明示意图
3）临时支护示意图
第5章施工设备与运输系统
5.1施工设备
施工设备配表
序号
设备名称
规格型号
单位
数量
维护措施及配套方式
1
耙斗机
P-60B
台
1
日常维护，定期检查
2
锚杆钻机
MQT-130系列钻机
台
2
日常维护，一台备用
3
气腿式风动凿岩机
YP-29
台
4
日常维护，一台备用
4
绞车
JD-75
台
1
日常维护，定期检查
5
钻机
ZLJ-640
台
1
日常维护，定期检查
6
局部通风机
DBKJ-NO5.6/2×15
台
2
自动转换，一台备用
7
蓄电池电机车
CNXT-8T
台
1
日常维护，定期检查
8
喷浆机
转子-VI
台
1
日常维护，定期检查
9
激光定向仪
JZY-3
台
1
日常维护，定期检查
10
水泵
3DA
台
1
日常维护，定期检查
5.2施工设备计算
5.2.1JD-75绞车拉车数
1、计算公式
n=102Nη/〔KV（Q1+Q2）（sinβ±ω1cosβ）+PKL（sinβ±ω2cosβ）〕
式中：
当向上提升时取“+”号，反之取“－”号；
N——电机功率75kw；ω1—矿车沿轨道运行的总阻力系数取0.015
η——传动效率取0.85；K——备用系数取1.15
K——备用系数取1.15；Q1——每车载岩重1700kg
Q2——矿车自重600kg；β——轨道坡度21º
ω1——矿车沿轨道运行的总阻力系数0.015
ω2—钢丝绳沿底板运行阻力系数0.2
L——钢丝绳工作中长度430m
PK——每米钢丝绳自重φ24.5为2.16kg/m；
V——钢丝绳平均运行速度取1.3m/s
Q钢丝绳破断力Q=38450kg
2、拉、放岩饱车数计算
n=102Nη/〔KV（Q岩+Q2）（sinβ＋ω1cosβ）+PKL（sinβ＋ω2cosβ）〕
=102×75×0.85/[1.15×1.3×（1700+600）×（sin21º＋0.015×cos21º）+2.16×430×
（sin21º＋0.2×cos21º）]
=6502.5/[1279.122+506.196]
=6502.5/1785.318
=3.6拉放全岩饱车数：
2台
3、拉、放岩空车数计算
n=102Nη/〔KVQ2（sinβ＋ω1cosβ）+PKL（sinβ＋ω2cosβ）〕
=102×75×0.85/[1.15×1.3×600×（sin21º＋0.015×cos21º）+2.16×430×（sin21º
＋0.2×cos21º）]
＝6502.5/[333.684+505.932]
＝6502.5/[421.59＋489.9]
＝7.7空车拉放车数：
6台
4、钢丝绳核定能力
1、钢丝绳安全系数：
m≤Q/n〔KV（Q1+Q2）（sinβ＋ω1cosβ）+PKL（sinβ+ω2cosβ）〕
2、安全系数合格：
m≥6.5
38450/{2×[3438.5×0.372+928.8×0.545]}=38450/1792.758＝21.5＞6.5
注:
为保证运输安全,特规定拉放三段绞车道下延JD—75绞车，每次拉放全岩车数为2台，空车数为6台。
说明：
1、当煤、岩石混装或同时挂煤岩车时，均按岩石车计拉车数。
2、计算公式由矿统一提供,如实际施工过程中（如：
巷道坡度变化、绞车更换型号，钢丝绳径有变化等），现场绞车拉车数由井区机运技术人员选择计算后，规定该台绞车拉车数并在绞车司机位置牌板上标明,按此牌板标注拉车数执行。
5.2.2蓄电池电机车拉放车数计算
蓄电池电机车参数：
型号：
CDXT—8
（G）粘重：
8T
轨距：
600mm车速：
7.8—12km/h
电池型号：
DG—440—KT容量：
440伏安（使用时间5h）
拉车数计算：
N=7×G/Q1+Q2=7×8/（0.6+1.75）=56/2.35=23.8个
N—蓄电池电机车拉车数；G—电机车粘重，取8T；
Q1—矿车自重，取0.6T；Q2—岩重，取1.75T
规定该工程蓄电池电机车每次最多拉车（岩车）数为20个。
5.3运输方式
出货路线：
工作面耙斗机装货——调度绞车配矿车（绞车道下延）——蓄电池机车配矿车（-450西三主运大巷）——二段绞车道——-93运输大巷——一段绞车道——地面。
运料路线：
地面——一段绞车道——-93运输大巷——二段绞车道——-蓄电池机车配矿车（-450西三主运大巷）——调度绞车配矿车（绞车道下延）——绞车道下延工作面。
附图：
1、JD-75绞车固定基础施工图
2、运输系统图
3、供电系统图
第6章劳动组织及成本分析
6.1劳动组织表
工种
出勤人数
合计
一班
二班
三班
出勤
在册
班长
2
2
2
6
6
打眼工
2
2
2
6
6
放炮员
1
1
1
3
3
耙斗机司机
1
1
1
3
3
绞车司机
1
1
1
3
3
机修工
0
4
0
4
4
出货工
2
2
2
6
6
合计
9
13
9
31
31
6.2作业方式
巷道掘进采用每天“三、八”制组织生产，分白班、四点班、零点班三班，白班辅助工负责检修设备。
附图：
循环图表
6.3主要经济技术指标
项目
单位
数量
项目
单位
数量
循
环
要
求
进度
m
2
道
木
消
耗
班消耗
m3
0.02
日次数
个/日
1
日消耗
m3
0.06
循环率
％
83
月消耗
m3
1.8
月循环次数
次/月
25
火
药
班消耗
Kg
37.13
进
度
要
求
班进度
m
0.7
日消耗
Kg
111.4
日进度
m
2
月消耗
Kg
2785
月进度
m
50
雷
管
班消耗
个
51
定
员
在册
人
31
日消耗
个
152
直接工
人
31
月消耗
个
3800
第7章通风系统
7.1通风设计
7.1.1通风设计表
通风方式
压入式
通风最
长距离
700m
风筒直径
φ600
风筒口至工作距面离
≤5m
通
风
计
算
1、按人数N
Q=4×N=4×15＝60m3/min
2、按同时爆破最多爆药量
Q=25×A=25×7=175m3/min
3、按CH4或CO2绝对涌出量
Q=100×C×N=100×0.13×15=26m3/min
选用局扇型号
DBKJ-NO5.6/2×15
选择
风量
180m3/min
风速
验算
V=0.21m/s
7.1.2风量、风速计算
施工巷道为岩巷，掘进断面积为S掘=13.97m2
岩巷：
240×S掘≧Q≧9×S掘
240×13.97≧Q≧9×13.97
3353≧Q≧125.7
实际风速为：
V=Q掘/60×S、
=180/60×13.97
=0.21m/s
根据《煤矿安全规程》规定，岩巷风速不得低于0.15m/s—4m/s、选择风量180m3/min。
满足:
0.15m/s≤0.21m/s≤4m/s
故选择风量（180m3/min）符合要求
7.1.3局部通风机安装地点和要求
（一）局部通风机安装地点
本掘进工作面所用局部通风机DBKJ-NO5.6/2×15双对旋风机，安装在西采主运大巷进风巷内。
（二）局部通风机安装要求
1、风机必须上架，距离地面高度不小于300mm，外轮廓线距轨道边水平距离不得小于700mm。
2、局部通风机必须挂牌管理，专人管理，实现“三专两闭锁”。
3、在巷道右帮每5m打一个风筒吊挂眼，风筒要求逢环必挂，平直不出现拐死弯现象，风筒吊挂在前进右帮。
4、每天电钳工、瓦检员、班组长共同试验局部通风机自动转换。
7.1.4局部通风管理
1、局部通风机必须采用三专两闭锁、双风机、双电源，并能自动转换，其安设要符合《煤矿安全规程》中的128条规定。
风机吊挂在距离底板不小于300mm的位置，风机开关必须放置在配电点内，
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