XXXX掘进工作面作业规程.docx

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XXXX掘进工作面作业规程

平安矿业有限公司

XXXX掘进工作面作业规程

编号：

掘〔201X〕X号

工作面名称：

编制人：

施工负责人：

总工程师：

经理

批准日期：

二〇一Ｘ年ＸＸ月ＸＸ日

执行日期：

二〇一Ｘ年ＸＸ月ＸＸ日

目录

会审意见……………………………………………………………………………………………

第一章概况……………………………………………………………………

第一节概述………………………………………………………………………

第二节编写依据………………………………………………………………………………

第二章地面位置及地质情况………………………………………………………

第一节地面相对位置及邻近采区情况………………………………………………………

第二节煤（岩）层赋存特征……………………………………………………………………

第三节地质构造…………………………………………………………………………………

第四节水文地质…………………………………………………………………………………

第五节地质部门建议……………………………………………………………………………

第三章巷道布置及支护说明………………………………………………………

第一节巷道布置……………………………………………………………………………………………

第二节矿压观测…………………………………………………………………………………

第三节支护设计…………………………………………………………………………………

第四节支护工艺…………………………………………………………………………………

第四章施工工艺…………………………………………………………………

第一节施工方法……………………………………………………………………………………………

第二节凿岩（煤）方式……………………………………………………………………………

第三节爆破作业…………………………………………………………………………………

第四节支护方式及施工工艺………………………………………………………………

第五节装载与运输………………………………………………………………………….

第六节管线及轨道敷设……………………………………………………………………

第七节设备及工具配备……………………………………………………………………

第五章生产系统…………………………………………………………………

第一节通风…………………………………………………………………………………………………

第二节压风…………………………………………………………………………………………………

第三节瓦斯防治…………………………………………………………………………………

第四节综合防尘…………………………………………………………………………

第五节防灭火……………………………………………………………………………….

第六节安全监控…………………………………………………………………………

第七节供电……………………………………………………………………………………………….

第八节排水………………………………………………………………………………………………

第九节运输………………………………………………………………………………………………

第十节照明、通讯和信号…………………………………………………………………

第十一节人员定位…………………………………………………………………………………

第六章劳动组织及主要技术经济指标…………………………………………

第一节劳动组织………………………………………………………………………………………

第二节作业循环………………………………………………………………………………………

第三节主要技术经济指标………………………………………………………………

第七章安全技术措施……………………………………………………………

第一节一通三防…………………………………………………………………………………………

第二节顶板……………………………………………………………………………………………

第三节爆破……………………………………………………………………………………………

第四节防治水……………………………………………………………………………

第五节机电…………………………………………………………………………………………

第六节运输………………………………………………………………………………………….

第七节巷道贯通………………………………………………………………………………

第八节其他………………………………………………………………………………………….

第八章灾害应急措施及避灾路线…………………………………

第一节安全避险六大系统……………………………………………………………

第二节应急措施……………………………………………………………

第三节避灾路线……………………………………………………………

附件：

作业规程学习和考试记录……………………………………………………………

作业规程补充学习和考试记录………………………………………………………

作业规程复查记录………………………………………………………………………….

规程会审

会审单位及人员签字：

一、存在主要问题

二、处理意见

第一章概况

第一节概述

说明：

巷道名称、、用途、开工顺序、设计长度、工程量、坡度、服务年限、开竣工时间。

工程概况表表1

序号  

工程名称

设 计工程量（m）

起止点标高

拔门方位

坡度

支护形式

断面（m2）

开竣工日期

净

净

1

2

3

4

附图1：

巷道布置平面图。

第二节编写依据

一、《煤矿安全规程》、《煤矿技术操作规程》及其他技术规范

二、经过审批的设计及批准时间等

三、地质部门提供的地质说明书

四、有关矿压观测资料

第二章地面位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

说明：

巷道相应的地面位置、标高、区域内的水体和建、构筑物对工程的影响。

巷道与相邻煤（岩层、邻近巷道的层间关系，附近已有的采掘情况对工程的影响。

分析老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。

井上下关系对照表表2

水平、采区

ＸＸＸＸＸ

工程名称

ＸＸＸＸ

地面标高

井下标高

地面的相对位置建

筑物、小井及其他

井下相对位置对掘

进巷道的影响

邻近采掘情况对掘

进巷道的影响

第二节煤（岩）层赋存特征

叙述：

煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（f）、预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特征。

预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等。

煤层特征情况表表3

指标

参数

备注

煤层厚度（最大～最小/平均）/m  

煤层倾角（最大～最小/平均）/（o） 

煤层硬度f 

煤层层理（发育程度）

煤层节理（发育程度）

自然发火期/d 

绝对瓦斯涌出量/（m3/min-1）

相对瓦斯涌出量/（m3/t-1）

煤尘爆炸指数/﹪

地温/oC 

煤层顶底板情况表表4

顶底板名称

岩石类别

硬度

厚度

岩性

顶

板 

基本顶

直接顶

伪顶

底

板

 直接底

基本底

附图2：

煤层综合柱状图

地层名称

层厚

柱状

层号

煤（岩）层名称

岩性特性描述

备注

第三节地质构造

说明：

煤（岩）层产状要素（走向、倾向、倾角），断层，褶曲，裂隙，火成岩倾入的岩墙、岩床，陷落柱，导水性及其控制程度等参数。

断层情况表表5

编号

断层名称

性质

走向

倾向

倾角

落差

对工程的影响 

附图3：

地质平面图、剖面图。

有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的矿井还应附瓦斯地质图。

第四节 水文地质

  分析巷道区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、涌水量、补给关系、影响程度等。

分析巷道区域相邻老巷、老空积水，钻孔终孔位置、封孔质量，构造导水等，对施工安全的影响程度。

第三章巷道布置及支护说明

第一节  巷 道 布 置 

描述巷道布置：

层位、水平标高、断面、工程量、坡度、中腰线、开口的位置、方位角等。

巷道断面：

说明巷道断面形状及断面尺寸，绘制巷道断面图，图中 标明各类管线、风筒、轨道、运输设备、人行道及安全间隙的布置尺寸，巷道断面应预留可缩尺寸，水沟布置及放大图，交叉点施工放大图等：

（各类施工断面图附后）

 巷道开口位置：

标明

（1）方位：

（2）坐标：

    X=           Y=          Z=      

附图4：

巷道剖面图、巷道开口大样图。

第二节矿压观测

一、观测对象

二、观测内容

三、观测方法

四、数据处理

第三节支护设计

根据巷道围岩性质，充分利用矿压观测资料，依据施工现场实际情况选择科学的支护设计，确定巷道支护形式、支护材料、支护参数等。

附图5：

巷道支护平面图、断面图和临时支护平面图、剖面图。

第四节支护工艺

说明：

各类支护方式的主要参数、支护工序安排与支护要求。

附图6：

巷道支护断面图。

第四章施工工艺

第一节施工方法

叙述说明以下四项

一、巷道开口施工方法

二、特殊条件下的施工方法

三、不同支护方式下的施工方法

四、不设支护的巷道掘进施工方法

第二节  施工方式

一、掘进施工方式

掘进方式：

顶板较好、施工巷道坡度变化不大时，以综掘机掘进为主；施工巷道坡度变化较大、不具备综掘施工时以炮掘为主，风煤钻打眼放炮，风镐挖掘刷扩成形，刮板机、皮带机出煤，带帽点柱或前探梁作超前临时支护，锚杆锚索作永久支护（顶板不稳定时架棚作永久支护），顺序施工，正规循环，一次成巷。

二、说明：

全岩巷、半煤岩巷、煤巷施工，钻爆、扒装、运输方式

三、说明：

掘进机械、钻具的名称、型号、数量、动力、照明来源、湿式凿岩（煤）系统的布置等

施工设备与供电情况表表6

序

号

施工设备名称

型号

数量

动力

配套方式

备

注

附图7：

设备布置图（使用掘进机掘进时，绘制截割顺序图）。

第三节  爆 破作业

一、爆破条件及要求：

叙述说明：

岩石的性质，巷道断面，通风方式，瓦斯含量，掏槽方式，周边眼与设计轮廓线关系，循环进度，炸药的种类，雷管的型号，炮眼利用率，炸药、雷管消耗量等。

爆破说明表表7

炮

眼

名

称

炮

眼

序

号

眼

深

/

 m

眼

距

/ 

m

抵

抗

线

/

m 

炮

泥

长

度

/ 

m 

炮眼角度/（o） 

装药量

爆破顺序

水平

竖直

眼

数

/ 

个

孔

装

药

量

/ 

块

总

装

药

量

/ 

块

总

装

药

量

/kg 

连

线

方

式

右

左

仰

零

俯

附图8：

炮眼布置正面图、平面图、剖面图、装药结构示意图

二、爆破要求及措施

1、必须严格按炮眼布置三视图及爆破说明书的要求打眼、装药、联线、起爆。

2、若煤层硬度变化，可适当增减炮眼个数及药量，但以不破坏顶板，不超挖巷帮，风量能满足为准。

3、过断层或煤层变薄带破顶底板矸石时，煤体部分应以风镐挖掘为主，岩石部分可打眼放松动炮，但应浅打眼、少装药、放小炮。

4、锚杆锚索支护时，炮眼距顶帮距离至少保证在300mm以上，以减少对顶板的震动和帮部煤体的松动，帮部以风镐刷裁为主。

5、必须正向装药，实行一次打眼，一次装药，一次起爆。

6、打眼前，应先检查迎头顶帮及支护情况，支护不完好和控顶距超过规定不得开始打眼；检查通风和瓦斯情况，风量不足或瓦斯超限不得打眼；打眼不准套残眼。

打眼时发现眼内出水、出现异常气体等异状不准拨钻杆，并立即向班队长汇报。

7、装药由放炮员及班组长操作，电雷管必须从药的顶部装入，不得斜插在药卷内，不准用雷管代替竹、木棍扎眼，电雷管必须全部插入药卷内，引药按需要量做出不得多做，装药时首先清除炮眼内的煤岩粉，再用木质炮棍轻轻地推入，不得冲撞或强行捣实，但药卷之间必须相接。

8、联线、放炮和检查线路只准放炮员一人操作。

9、必须严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制。

10、放炮前必须加固好迎头10米范围内的棚子，防止崩倒棚子，对风筒、管路、电缆及设备也必须进行保护。

11、炮前炮后洒水灭尘，放炮过程中打开喷雾，炮眼封泥必须使用水炮泥，其余部分应用粘土封泥封实。

12、其它事项严格技术执行《煤矿安全规程》中关于井下放炮的有关规定。

第四节  支护方式及施工工艺

使用掘进机时叙述

一、综掘机掘进施工法：

（一）综掘机切割顺序图：

（二）综掘机设备布置平面图：

（三）综掘机掘进注意事项：

    1、采用锚杆、锚网索支护时按照设计排距mm在顶板较好的情况下每循环截割两排，截深为mm，当顶板较破碎时有掉顶现象时每循环只许割一排，坚持短掘短锚。

    2、如果遇断层或顶板破碎，不能用锚杆支护时，改为工字钢梯形（U型钢拱形）棚支护，每循环掘进架棚，截深不超过mm。

    3、为了确保工程质量，司机应对欲掘断面的煤岩分布（半煤岩情况）及其层理结构有足够的了解，切割应根据巷道的围岩硬度的变化，煤岩分布情况及破碎难易度等合理选择切割起始点。

正常情况下煤炭岩较硬时应由底部开始，若煤岩较松软时应由顶部开始切割，半煤岩时先切割煤后切割 岩，本掘进面在正常的情况下顶板条件较好，正常情况应由底到顶，先两帮后中间的切割顺序。

二、 超前、临时支护

（一）超前、临时支护的选择（型式、材料、规格）

1、锚杆、锚索支护时采用带帽点柱作临时支护。

点柱材料为Ø≥160mm的圆木，长度不低于巷道高度，数量为2-3根，柱帽为500mm×200mm×50mm的大板，数量为2-3块。

2、架棚时使用吊挂式前探梁作超前临时支护，当顶板松软破碎极易掉顶时，再辅以密集撞楔作超前支护，前探梁材料为Ø2寸钢管，长度为4米，数量为两根，用30型溜子链条固定，迎头常备链条不少于6根。

撞楔为直径13-16cm的半圆木或18Kg/m的铁道，规格为1500mm，常备于迎头的数量不少于50根。

（二）超前临时支护的施工工艺

1、锚杆、锚网支护时，采用综掘机挖掘出空间断面后，首先进行敲帮问顶，用长柄工具将活动、易掉的煤、岩找尽，将木点柱打在暴露的顶板下，带上柱帽，柱帽上可预先铺好金属网，并用木楔打上劲。

2、架棚支护时，采用综掘机挖掘出空间后，首先进行敲帮问顶，用长柄工具将活动、易掉的煤、岩找尽，将前探梁伸至迎头，将锚链锁好，再用木楔刹紧，在前探梁上放棚梁。

如需使用密集撞楔，将撞楔垂直迎头第一棚梁子，从第一棚梁子上方向上前方打入顶板，撞楔尾端应搭在第二棚棚梁下。

（三） 超前临时支护的质量要求

1、顶板稳定时，带帽点柱打在巷中，顶板不稳定时，必须打两根或三根带帽点柱同时支撑顶板。

带帽点柱应垂直于顶底板，柱帽应避开锚杆眼的位置，柱窝应打在实底上并避开刮板机尾，浮煤较厚时，应穿木鞋。

如果顶板不平，空处应用半圆木接实，点柱、柱帽及顶板间应用木楔打上劲，保证带帽点柱稳固有劲。

2、使用吊挂式前探梁作超前临时支护时，吊挂点不少于两处，两吊挂点之间间距不小于2米，吊挂位置为距两侧棚腿各500mm处，螺丝必须上紧并用木楔刹实打上劲。

每次在前探梁上放棚梁不得超过两根。

密集撞楔密度视顶板破碎程度而定，一般间距300mm，打入深度500～1000mm，必要时可使用超长撞楔或废钎杆打入前方护顶。

三、永久支护

（一）永久支护的选择（型式、材料、规格）

1、顶板稳定或中等稳定情况下，原则上必须采用锚杆锚索支护，顶部使用Ømm×mm的高强锚杆，每孔使用两支型树脂锚固剂；帮部使用Ømm×mm的金属圆钢端锚锚杆，每孔使用一卷型树脂锚固剂；金属网由Ø的钢丝制作，网格为100×100mm，规格为1.0m×1.1m；钢带为Ø10的钢筋焊制；锚索规格为Ømm×6000mm，每孔使用4卷型树脂锚固剂，锚索托板为mm×

mm的槽钢制作。

2、顶板不稳定或较破碎时，可更改为架工字钢梯形（U型钢拱形）棚支护，棚架规格为净高m净宽m，棚距为500mm，采用笆片和直径100mm左右的杂木棍背帮背顶，杂木棍两根一组，间距为400-600mm，压力较大时，应使用双层笆片；每棚顶部用木撑三道，腿各用木撑一道，每架棚腿用防倒器两道拉紧。

（二） 永久支护施工工艺

1、锚杆、锚网支护施工工艺：

综掘机截割煤壁掘出空间、出货并做好临时支护后，将锚索（杆）机搬至迎头，接齐风水管，配齐钻头钻杆等钻具，由班组长点准锚杆眼位置后，开动锚杆机打锚杆眼，打眼时，一人扶锚杆机手柄操作，一人扶钎稳钻杆并换钻具，中间一或两根锚杆眼打齐后，上钢带及网，将树脂药卷及锚杆装入锚杆眼，安上锚杆安装器，开动锚杆机搅拌，搅拌应先慢后快，时间不低于20秒，严禁将锚杆直接顶入眼底不搅拌或搅拌时间不够即停机，待锚固剂凝固，等5分钟后，再开动锚杆机拧紧螺帽，再如此依次将一排锚杆安装齐，一排施工完后再施工下一排。

每循环顶部支护好后再拆除临时支护的带帽点柱。

帮部锚杆滞后迎头不超过5排挖刷，用风镐或手镐将帮裁齐，找准锚杆眼位置，用煤电钻或风动钻机打锚杆眼，眼打齐后应用扫眼器清除煤粉，铺钢带及网，装入树脂药卷及锚杆，插上搅拌器，开动煤电钻或风动搅拌器搅拌，待凝固后安上托板用力矩扳手拧紧螺帽。

锚杆滞后迎头不超过米，施工时先找准锚索设计位置，锚索眼施工工艺与锚杆眼相同，仅深度较深需使用套接钻杆，锚索眼打齐后，装入树脂药卷，插入锚索线，送锚索线时应注意轻送，防止将药卷在眼的下部即被弄破，药卷送入眼底后安上锚索搅拌器，开动锚索机搅拌，搅拌应由慢到快，时间不少于20秒，待树脂凝固后，取下搅拌器，等1小时以后，上托板及锁具，托板应大的在上，小的在下，用张拉千斤顶及手动油泵张拉锚索线，油泵压力达到35MP以后，方可回压卸下千斤顶，至此锚索施工完毕。

2、架棚支护施工工艺：

采用综掘机挖掘或放炮掘出空间断面、出货，敲帮问顶，伸前探梁做好超前临时支护。

在前探梁上放棚梁，迎头施工人员齐心协力，将工字钢梁（U型钢梁）架到前探梁上，班组长负责看好中线，找准巷中将棚梁调正，跟腰线巷道，应在固定前探梁时即调整好坡度，看好腰线，调整棚距，挂好拉钩，上齐木撑，再背顶，如果有空顶还应用木垛接实。

顶部支护好后，再掏柱腿窝，刷齐帮部，栽棚腿背帮，挂上帮部拉钩，撑上木撑。

最后将余货出尽。

（三）巷道（围岩）加固措施

1、锚杆、锚索支护时，后方巷道如果出现锚杆锚索托板被压变形、顶板出现下沉或监测仪显示顶板离层已达到临界值等现象，应及时采取加固措施。

如顶板下沉但离层不明显且未破碎，可补打锚杆、锚索，将锚索加密为间排距、株距mm×mm，但补打锚杆、锚索钻眼时如发现顶板深部已离层或破碎，锚杆、锚索放不进去的现象，应改为套架棚或打托棚加固；如离层超限但顶板仍完整，可在巷中打一排托棚加固，托棚为一梁三柱，材料为直径≥160mm的圆木，托棚腿必须有200mm以上的柱窝，断面较大或压力较大的，可打双排托棚加固；如顶板已离层且破碎，可采取套架工字钢梯形棚的办法加固，套棚时棚距可适当加大，但应以不超过1米为限。

2、 架棚支护时，如棚子出现变形，压力显现明显，应及时打托棚加固，必要时，可打双排托棚加固。

四、 永久支护的质量要求：

1、顶板较稳定的情况下，锚杆支护的最大控顶距为米，即每循环最多掘进两排，架棚支护的最大控顶距为米，即每循环最多掘进两棚；在顶板不稳定的情况下，锚杆支护的最大控顶距为米，架棚支护的最大控顶距为0.米。

2、锚杆间排距严格按设计要求施工，顶锚杆间距为mm，帮锚杆间距为mm，排距顶帮相同均为mm，间排距误差不超过±100mm。

3、锚杆应垂直于煤、岩面，与煤、岩面的夹角不小于75°，顶部两肩窝锚杆应向两边倾15°左右，帮部肩窝及底部锚杆应分别向上向下扎15°左右。

4、锚杆托板应紧压钢带紧贴煤、岩面，钢带及金属网应紧贴岩面，顶板出现起伏时，钢带、网应拿弯紧贴岩面，不得在托板与岩面间填充矸石或半圆木等物料。

5、锚杆螺母必须拧紧。

顶锚杆采用快速安装工艺时，螺母的预紧力矩不应小于80N*m，锚固剂凝固15分钟后，再用力矩扳手重新拧紧一遍；帮锚杆安装好，锚固剂凝固15分钟后，用力矩扳手将螺母拧紧。

6、顶部锚杆锚拉力应≥T，锚索锚拉力应≥T，帮部锚杆锚拉力应≥T。

巷道每进30～50米应做一次锚拉力试验，如出现不全格，应立即组织查明原因，并及时采取措施处理。

7、锚杆端部必须推至孔底，尾端露出螺母大于或等到于10mm小于或等于50mm。

8、严格控制钻孔深度，钻孔深度误差不超过±50mm。

9、钢带之间必须搭接，搭接长度不小于100mm，搭接部位应正好位于锚杆眼位置，用锚杆固定，应尽量避免在顶部搭接。

10、金属网之间必须压茬搭接，搭接长度为100mm，每循环第一排网不能压茬时，可插接，所有网搭茬处均用12＃铁丝绑扎牢固，绑扎每隔200mm一道。

11、锚索间排距应严格按设计要求施工，误差不超过±50mm，在巷道开口、贯通、交岔点、大断面硐室、断层前后及顶板破碎带等处锚索应适当加密。

锚索外露不超过mm。

12、锚杆、锚索支护巷道净宽误差为0～+200mm，侧压较大的可放宽至0～+400mm，净高误差为0～+100mm。

13、采用架棚支护时，严格按设计规格施工，不得擅自使用短腿子。

施工压力集中、大断面或服务期限长的巷道应使用新工字钢或加强工字钢、U型钢。

14、架棚必须看