一井八路主井掘进规程.docx
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一井八路主井掘进规程
延吉三道煤业一井
掘进作业规程
施工地点：
八路主井车场及石门
施工单位：
编制人：
张福基
开工日期：
编制日期：
2011年11月11日
矿长
技术矿长
安全矿长
生产矿长
机电
通风
目录
矿审批意见...................................4
第一章概述……………………………………………5
第一节概述…………………………………………..5
第二章地面相对位置及水文地质情况…….5
第一节工作面位置及井上、下关系………..5
第二节煤层…………………………………………….6
第三节煤层顶底板………………………………….6
第四节地质构造……………………………………..6
第五节水文地质…………………………………….6
第六节影响采掘其他因素……………………….7
第三章巷道布置及支护说明…………………..8
第一节巷道布置…………………………………….8
第二节支护设计…………………………………….12
第四章施工工艺…………………………………...16
第一节施工方法…………………………………….17
第二节凿岩方式…………………………………….17
第三节爆破…………………………………………….19
第四节装载与运输………………………………….22
第五节管线及轨道敷设………………………...22
第六节设备及工具配备………………………….24
第五章生产系统…………………………………...25
第一节掘进工作面的风量计算……………….25
第二节一通三防…………………………………….26
第三节防治瓦斯…………………………………….31
第四节综合防尘…………………………………...32
第五节防灭火………………………………………..33
第六节安全检测系统……………………………..34
第七节排水系统…………………………………….36
第八节供电系统…………………………………….36
第九节通讯系统…………………………………….37
第六章劳动组织及主要技术经济指标…….38
第一节劳动组织…………………………………….38
第二节主要经济技术指标………………………39
第七章安全技术措施……………………………..42
第一节拉门措施…………………………………….42
第二节顶板…………………………………………….44
第三节爆破…………………………………………….46
第四节防治水…………………………………………52
第五节机电…………………………………………..53
第六节运输…………………………………………….54
第八章灾害应急措施及避灾路线…………….55.
第九章串联风安全措施………………………….58
批复
审批意见：
总工程师
参加审批人员签字
第一章概述
第一节概述
一、巷道名称：
八路主井车场及石门、联络巷
本《作业规程》包括一井八路主车场、石门、联络巷、八路暗副井车场。
二、掘进的目的及用途
八路主井车场是掘进八路一层煤顺槽、六层煤顺槽的运输车场便于下料、运煤。
石门是揭露煤层的巷道，同时也是八路采区的运输巷道。
八路主车场、石门、联络巷、暗副井车场形成八路通风系统。
三、巷道设计长度及服务年限
八路车场长40米，石门长80米、联络巷长60米、暗副井车场35米。
服务年限为3年。
第二章地面相对位置及水文地质情况
第一节工作面位置及井上下关系
本掘进巷道标高在＋251米水平，位于主井的右部，北部为九路车场、联络巷。
地面为山林，地面标高为＋754米。
第二节：
煤层
八路一层煤、六层煤近东西走向，倾向北，倾角30°左右，煤层较稳定，一层煤平均煤厚1.2米、六层煤平均厚0.76。
煤种为长焰煤，煤层层理发育，层理基本是水平层理。
节理发育，块状构造，局部含有0－4层泥岩或含炭泥岩夹矸，平均厚0.5米。
第三节：
煤层顶底板
八路一层煤顶底板为灰黑色的炭质泥岩、粉砂岩局部为细砂岩，底板为泥岩和粉砂质泥岩。
直接顶厚10.5－5米、直接底0.8－2.0米厚。
一层煤与六层煤层间距平均为11.54米。
第四节：
地质构造
一、断层情况以及对采掘的影响
本区域无大的断层构造，有伪斜小断层，对掘进施工无大的影响。
二、褶曲情况以及对采掘的影响
本掘进区域无褶曲构造，对掘进无影响。
第五节水文地质
一、涌水量
掘进区域无涌水
二、含水层（顶部和底部）分析
一层煤、六层煤顶板、底板均为泥岩、粉砂质泥岩，是良好的融水层，不含水。
第六节影响采掘的其它因素
一、影响回采的其它地质情况
1、瓦斯：
本矿井为低瓦斯、低二氧化碳矿井
2、煤的自燃倾向性:
有自然倾向性，自燃发火期7个月。
3、煤尘爆炸性:
有煤尘爆炸性
4、本区域没有钻孔通过
二、冲击地压和应力集中区
本区域无冲击地压和应力集中区
三、地质部门的建议
加强采空区的瓦斯、一氧化碳、温度检查，加强采空区的探放水工作。
附图：
1、地质平面图（1：
1000）
2、地质剖面图（1：
1000）
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
巷道工程说明表
（一）
名称
八路甩车道及主车场
煤岩类别
岩石
工程量
60米
坡度
预计工期
30天
巷道类别
准备
巷道用途
运输、入风
巷道标高
＋251米
作业要素
1、中心允许偏差不得超过±10mm。
2、腰线至支护棚粱800mm，允许偏差不得超过±10mm。
重点说明问题
1、后路巷道出现底鼓量超出300mm，要及时组织人员拉底。
巷道工程说明表
（二）
名称
八路石门
煤岩类别
岩
工程量
80米
坡度
预计工期
30天
巷道类别
准备
巷道用途
揭煤、入风
巷道标高
＋251米
作业要素
1、中心允许偏差不得超过±10mm。
2、腰线至支护棚粱800mm，允许偏差不得超过±10mm。
重点说明问题
2、后路巷道出现底鼓量超出300mm，要及时组织人员拉底。
巷道工程说明表（三）
名称
八路联络巷
煤岩类别
岩石
工程量
60米
坡度
预计工期
20天
巷道类别
准备
巷道用途
回风
巷道标高
＋251米
作业要素
1、中心允许偏差不得超过±10mm。
2、腰线至支护棚粱800mm，允许偏差不得超过±10mm。
重点说明问题
1、过断层按设计坡度施工，必须调整好巷道底板。
2、后路巷道出现底鼓量超出300mm，要及时组织人员拉底。
巷道工程说明表（四）
名称
八路暗副井车场
煤岩类别
岩
工程量
30米
坡度
预计工期
15天
巷道类别
准备
巷道用途
回风
巷道标高
＋251米
作业要素
2、中心允许偏差不得超过±10mm。
2、腰线至支护棚粱800mm，允许偏差不得超过±10mm。
重点说明问题
2、后路巷道出现底鼓量超出300mm，要及时组织人员拉底。
第二节支护设计
支护断面图表
（一）
地
点
支
架
材
料
支架规格
（m）
断面
（m3）
净尺寸
（m）
棚距
（m）
柱窝
（m）
棚梁
棚腿
荒
净
上宽
下宽
中高
八路主车场
11#工字钢
3.2
2.5
9.17
6.77
2.8
3.6
2.1
0.8
0.3
说明：
（1）架设支护必须刹帮、刹顶，刹拌规格直径8－10cm硬杂木，刹拌间距500mm。
顶板6根，两帮各6根，空顶必须用木垛接顶，且接实接靠。
（2）最大控顶距0.8米，最小控顶距0.2米
（3）断层破碎带、煤层松散、顶板破碎必须加密支护，加密刹杆
（4）放炮后，必须架设临时支护、超前支护，放炮后用15kg铁道做前探排杆。
（5）支护必须保证设计断面，支架无前倾后仰，棚粱水平，无扭矩，棚粱接口严密。
构件齐全。
（6）工作面支护及巷道卫生必须按掘进质量标准化的要求进行作业。
附断面支护图
支护断面图表
（二）
地
点
支
架
材
料
支架规格
（m）
断面
（m3）
净尺寸
（m）
棚距
（m）
柱窝
（m）
棚梁
棚腿
荒
净
上宽
下宽
中高
八路石门
11#工字钢
2.2
2.4
6.4
4.4
1.8
2.6
2.1
1.0
0.3
说明：
（1）架设支护必须刹帮、刹顶，刹拌规格直径8－10cm硬杂木，刹拌间距600mm。
顶板4根，
两帮各4根，空顶必须用木垛接顶，且接实接靠。
（2）最大控顶距1.0米，最小控顶距0.2米
（3）断层破碎带、煤层松散、顶板破碎必须加密支护，加密刹杆
（4）放炮后，必须架设临时支护、超前支护，放炮后用15kg铁道做前探排杆。
（5）支护必须保证设计断面，支架无前倾后仰，棚粱水平，无扭矩，棚粱接口严密。
构件齐全。
（6）工作面支护及巷道卫生必须按掘进质量标准化的要求进行作业。
附断面支护图
支护断面图表（三）
地
点
支
架
材
料
支架规格
（m）
断面
（m3）
净尺寸
（m）
棚距
（m）
柱窝
（m）
棚梁
棚腿
荒
净
上宽
下宽
中高
八路联络巷
11#工字钢
2.2
2.4
6.4
4.4
1.8
2.6
2.1
1.0
0.3
说明：
（1）架设支护必须刹帮、刹顶，刹拌规格直径8－10cm硬杂木，刹拌间距600mm。
顶板4根，两帮各4根，空顶必须用木垛接顶，且接实接靠。
（2）最大控顶距1.0米，最小控顶距0.2米
（3）断层破碎带、煤层松散、顶板破碎必须加密支护，加密刹杆
（4）放炮后，必须架设临时支护、超前支护，放炮后用15kg铁道做前探排杆。
（5）支护必须保证设计断面，支架无前倾后仰，棚粱水平，无扭矩，棚粱亲口接口严密。
构件齐全。
（6）工作面支护及巷道卫生必须按掘进质量标准化的要求进行作业。
附断面支护图
支护断面图表（四）
地
点
支
架
材
料
支架规格
（m）
断面
（m3）
净尺寸
（m）
棚距
（m）
柱窝
（m）
棚梁
棚腿
荒
净
上宽
下宽
中高
八路暗副井车场
11#工字钢
2.2
2.4
6.4
4.4
1.8
2.6
2.1
1.0
0.3
说明：
（1）架设支护必须刹帮、刹顶，刹拌规格直径8－10cm硬杂木，刹拌间距600mm。
顶板4根，两帮各4根，空顶必须用木垛接顶，且接实接靠。
（2）最大控顶距1.0米，最小控顶距0.2米
（3）断层破碎带、煤层松散、顶板破碎必须加密支护，加密刹杆
（4）放炮后，必须架设临时支护、超前支护，放炮后用15kg铁道做前探排杆。
（5）支护必须保证设计断面，支架无前倾后仰，棚粱水平，无扭矩，棚粱亲口接口严密。
构件齐全。
（6）工作面支护及巷道卫生必须按掘进质量标准化的要求进行作业。
附断面支护图
第四章施工工艺
第一节施工方法
1.巷道拉门施工方法：
从加固拉门地点支护，到给永久支护施工顺序作必要的描述。
2.特殊条件下施工方法：
石门揭煤、交岔点、硐室、倾斜巷道施工方法。
1、巷道布置
1）八路主车场
①拉门位置：
暗主井＋252.860米处右帮开帮扩棚，岩石掘进。
首先敲帮问顶、开帮挑顶，然后给工字钢长粱，扩帮到位后，架设工字钢抬棚。
抬棚架设好后再用工字钢正常支护。
②巷道施工必须严格按测量人员标定的中心线、腰线施工甩车道及车场。
（工程平面图）。
2、施工工艺
2.1施工顺序
1）八路掘进顺序为：
暗主井扩帮、拉门掘进八路甩车道主车场、联络巷,至暗副井车场形成独立的通风系统，然后再掘进石门揭露煤层。
1、巷道施工均采用炮掘人工装货，U型1吨炭车运输掘进方法。
2、巷道施工采用工字钢支护，放炮后架设临时支护。
煤层松软、顶板破碎或断层破碎带必须加密支护、加密刹杆，帮顶封严、封死。
（附支护断面图）
3、扩帮、拉门子时，煤层采用手镐刨掘进，煤层有夹石或岩石可采用浅打眼放小炮掘进，单孔装药量不大于0.15kg，分装分放,一次放炮总装药量不大于0.6kg。
正常条件下的施工方法
1、巷道在比较稳定的岩石中施工时，其施工必须按光面爆破要求进行施工，以减小施工中对巷道围岩的破坏，同时要求随时观察巷道围岩的变化情况，发生变化时及时修改支护方式，确保施工安全。
第二节凿岩方式
一、凿岩方式
1、凿岩方式
①本区巷道采用炮掘施工方法；
②钻煤（凿岩）工艺流程：
检查工作面的支护情况→钻眼前准备→钻眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯→撤人放警戒→爆破→检查瓦斯及爆破效果→临时支护→洒水消尘维护顶板→出货→支护。
2、出货方式：
本掘进工作面采用爆破作业落岩石（煤）、人工装车、人工推车到车场。
3、其它：
①巷道供风采用局扇压入式供风方式；
②掘进采用电煤钻
二、工序
1、工作面工艺流程为安全检查→打眼放炮→爆破落煤（岩石）→敲帮问顶→架设临时支护→出货→架设工字钢支护→拆除临时支护→收尾整理工程质量。
2、架工字钢支护施工顺序；
安全检查→加固支护→打眼放炮→架设临时支护→出货→架设工字钢支护→收尾整理工程
三、掘进机械、钻具名称、型号、数量、动力、照明来源。
施工设备与供电情况表
序号
机械、钻具名称
型号
数量
动力
配套
方式
备注
1
煤电钻
MZ-1.2
2
127V
煤岩f<3
第三节爆破作业
煤巷爆破说明书
爆
破
顺
序
炮眼号
眼
深
m
角度
装
药
量
爆
破
顺
序
炮
眼
号
眼
深
m
角度
装
药
量
垂直
水平
垂直
水平
Ⅰ
1－4
1.22
80°
71º
2.4
Ⅱ
5－8
1.06
90º
71º
1.8
Ⅲ
9－12
1.06
73º
90º71°
1.8
Ⅳ
13－18
1.06
79º
90°71º
3.15
炮眼总长度 19.72 m
炮眼总个数 18 个
煤破进度1.0 米
每循环火药耗量
9.15公斤
平均每米火药消耗量
9.15公斤
每循环雷管耗量
18个
平均每米雷管消耗量
18个
1、煤层松软或煤层顶板破碎必须减少爆破进度，减少装药量
附爆破图
岩石巷道爆破说明书
爆
破
顺
序
炮眼号
眼
深
m
角度
装
药
量
爆
破
顺
序
炮
眼
号
眼
深
m
角度
装
药
量
垂直
水平
垂直
水平
Ⅰ
1－6
1.23
90°
78º
3.6
Ⅱ
7－10
1.00
90º
90º
1.8
Ⅲ
11－16
1.03
90º
77º
2.7
Ⅳ
17－21
1.03
79º
90°77º
2.25
Ⅴ
22-28
1.03
79°
90°77°
3.75
炮眼总长度 29.76 m
炮眼总个数 28个
煤破进度1.0 米
每循环火药耗量
14.1公斤
平均每米火药消耗量
14.1公斤
每循环雷管耗量
28个
平均每米雷管消耗量
28个
1、岩石破碎必须减少爆破进度，减少装药量
附爆破图
车场岩石巷道爆破说明书
爆
破
顺
序
炮眼号
眼
深
m
角度
装
药
量
爆
破
顺
序
炮
眼
号
眼
深
m
角度
装
药
量
垂直
水平
垂直
水平
Ⅰ
1－4
1.04
73°
73º
2.4
Ⅱ
5－11
0.83
90º
90º
3.15
Ⅲ
12－17
0.83
90º
74º
2.7
Ⅳ
18－24
0.83
76º
74º
2.1
Ⅴ
25-35
0.83
74°
74°
4.65
炮眼总长度 29.89 m
炮眼总个数 35个
煤破进度0.8 米
每循环火药耗量
15公斤
平均每米火药消耗量
18.75公斤
每循环雷管耗量
35个
平均每米雷管消耗量
43.75个
1、岩石破碎必须减少爆破进度，减少装药量
附爆破图
第四节装载与运输
一、装岩（煤）方式
装载、运输及配套设备名称、型号、安装位置、转载与运输岩煤方式、运输距离，煤矸、材料、设备、人员的运送方式。
1、八路甩车道车场、石门、联络巷、暗副井车场
1.1出岩（煤）
1.1.1炮掘运输
工作面→人工扒货→人工装车→人工推矿车→暗主井提升
1.2材料
地面→暗主井→工作面
附：
运输系统示意图。
第五节管线及轨道敷设
风筒、风管、水管、缆线等吊挂方式与工作面保持间距等。
敷设轨道的型号、中心线距、轨距、轨枕等参数，临时轨道、永久轨道、道岔、调车场质量要求等。
1、轨道按中心铺设，轨道型号15kg/m，枕木中心间距1.0m/块。
靠水沟一侧道木为齐头，道木摆放应垂直铁道延伸方向。
2、轨道必须按标准铺设，轨距允许偏差：
直线段＋6mm～-2mm;曲线段＋12mm～-4mm,内错差、高低差不大于2mm,不允许硬弯;接头间隙不大于5mm。
铺设铁道无浮钉、缺钉，连接件齐全紧固有效，轨型相符。
3、平巷掘进工作面管路安装顺序为自下向上依次为水管、风管，管路间距保持为100毫米。
管路应贴帮敷设，吊挂管路高度不得低于1.2米。
供水管路每隔50米设三通阀门一处;风筒靠帮吊挂在棚梁下，电缆、信号线与水管分两帮吊挂，高度不得低于1.2米。
管线及轨道敷设方式表
序号
名称
规格
型号
单位
数量
吊挂
方式
与工作面间距
枕轨
间距
轨面高低差
轨道接头间隙
1
风筒
385
m
250
铁线
5m
风管
Φ60
m
300
靠帮吊挂
≤20m
3
水管
Φ60
m
300
靠帮吊挂
≤20m
4
缆线
UPQ3×95
m
300
靠帮吊挂
5
轨道
15kg/m
m
300
1.0m
2mm
5mm
6
7
第六节设备及工具配备
设备及工具配备表
序号
设备工具
名称
规格型号
单位
数量
备注
1
煤电钻
MZ-1.2
台
2
2
局部扇
风机
DBKJNO4.0/2X2.2
台
1
3
钢锹
把
4
4
钢钎
把
2
5
手镐
把
2
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
第五章生产系统
第一节通风设计
1、风量计算
（1）按人数Q=4N=4×10=40m³/min
（2）按同时爆破最多炸药量Q=25A=25×4.65=116.25m³/min
（3）按CH4或CO2绝对涌出量Q=100Qk=100×0.5×2=100m³/min
（4）预定风量为120m³/min
2、风速校核
最低风量：
煤与半煤岩巷Q=0.25×S×60=0.25×6.77×60=102m³/min
最高风量：
Q=4×S×60=4×4.4×60=1056m³/min
最后选定风量为120m³/min在最低和最高风量之间符合工作面风量要求，
3、通风参数与局扇选型
通风方式：
压入式
通风最长距离：
250m风筒口至工作面距离5米
局扇型号：
DBKJ4.0N—2x5.5kw对旋，局扇吸入风量160-240m³/min
局扇地点配风量：
200m³/min，风筒出口风量不得少于120m³/min
4按局部风机的实际吸风量验算
Q局=120m³/min
Q巷道15×4.4＝66
Q120m³/min+66m³/min=186m³/min
200m³/min＞186m³/min
4说明
N—工作面最多人数10人
A—同时爆炸最多炸药量4.65Kg
q—工作面绝对瓦斯涌出量（参考邻近工作面）0.5m³/min
K—瓦斯涌出不均衡系数（一般可取1.5-2）
S—巷道断面4.4m²
Q局－局扇吸风量Q巷道－局扇至回风口处最小风量Q－局扇配风量
第二节一通三防
一、局部通风机安装地点和通风系统
1、局部通风机安装地点：
局部通风机安装在八路甩车场开帮点以上10米处暗主井位置。
2、通风系统：
1）新风：
主井→暗主井→风机、风筒→工作面
2）乏风：
工作面→暗主井
3、通风
1）、加强通风管理。
局扇、风筒由风筒工负责安设，由风筒工负责日常管理。
保证局部通风机正常运转，其它人员不得随意停开。
风筒工每天到现场维修风筒，保证风筒采用双返边连接，吊挂平直，无脱节、无破口，做到环环必挂。
靠帮靠顶，矿车和支架不得摩擦挤压风筒，风机高压
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