车场掘进作业规程.docx
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车场掘进作业规程
第一章工程概况
一、工程名称：
3202一车场
二、工程用途：
运输
三、工程服务年限：
长期
四、工程位置（附工程位置平剖面图见附图1、2）
该车场开口位于32采区运输上山上平台向下巷道左帮40米处。
五、规格尺寸及支护结构（见附图3）
该车场净宽为3.2米，净高为2.8米，采用锚网喷支护，锚杆间排距为700×700mm。
六、工程量：
60米
七、资金来源：
生产资金
八、作业规程编制依据：
《3202一车场设计图》、《煤矿安全规程》、《操作规程》、《质量标准化标准》、《地质说明书》、《生产计划》。
第二章地质及水文地质
一、地质情况
该车场位于332背斜的轴部紧邻三水平北翼总回风下山，三水平北翼总回风下山掘进时遇一条落差3.5米，倾角55度的正断层，走向为东南向，施工中应密切关注该断层是否延深到车场。
岩层层位在C3L8灰岩含水层及二1煤层之间，岩性由中细粒砂岩，砂质泥岩，泥岩所组成，局部有一层C3L9石灰岩，厚度在1.6米左右。
二、地压情况：
从32采区运输下山岩性及支护效果看，该车场地压较大，在施工中需加强支护。
三、水文地质情况：
该车场距3004工作面采空区较近，C3L9石灰岩和S9砂岩淋水，C3L8灰岩含水层层厚3.8米，属裂隙承压含水层，由于涌水量较小对生产影响不大。
四、瓦斯涌出情况
该巷瓦斯涌出量0.6m3/min，在揭煤过程中瓦斯会增大，揭煤时应加强通风管理和瓦斯检查。
五、附地质柱状图（见附图4）、工程剖面图（见附图2）
第三章工程支护说明书
一、支护选型依据：
依据32采区运输下山已掘巷道支护情况和地质部门提供的地质资料及矿压分析，确定该车场采取锚网喷支护，揭煤前5米采用锚网喷和U29棚联合支护。
二、工程支护图（见附图3）
三、支护参数
1、锚网喷支护参数：
锚杆长度1800mm，杆体直径18mm,间排距700×700mm，网采用直径4mm钢筋点焊网，喷射混凝土厚度100mm，混凝土标号不低于C20。
2、U型棚支护参数：
U型棚采用29U型钢制作，棚距500mm，上9个卡子，5个拉杆，卡子扭距为150N.M。
四、材料规格
1）锚杆采用直径18mm长度1800mm的普通圆钢杆体锚杆。
2）锚固剂采用k2335型树脂锚固剂。
3）网采用直径4mm钢筋点焊网，网孔为80×80mm。
4）混凝土水泥、河沙、石子配比为：
1：
2：
2。
5）速凝剂要求初凝小于3min，终凝小于10min，掺入量为水泥重量的2～4％。
6）水泥采用：
普通硅酸盐水泥，标号425号，过期受潮水泥，不得使用。
7）河沙以中沙、粗沙为好，含水量控制在4～6％，可减少飞杨，又不致管路堵塞，使用前过筛。
8）石子采用：
坚硬碎石，用前要筛选，要求石子最大粒径不得大于15mm。
9）水要求洁净，不变质，没有任何杂质。
五、临时支护
1、岩石整体性好，强度在中等以上时，采取打管缝锚杆进行临时支护。
2、在软岩或岩石破碎的情况下，采取喷50mm厚的喷射砼进行支护。
3、进行临时支护前，必须由班组长用钎子或洋镐等工具，由外向里敲帮问顶，找掉顶帮活煤、矸，确认无问题后，开始临时支护。
4、临时支护长度不得超过2m。
六、每米材料消耗及巷道特征（见附表6-3）
第四章施工方法及施工工艺
一、破岩方法及施工设备的配备
1、破岩方法为普通钻眼爆破。
2、设备配备见表4－1。
表4－1设备配备一览表
序号
设备名称
型号
功率/kw
使用数量
电压/V
1
风钻
YT-24
3
2
风镐
GT－11
1
3
耙岩机
P-30B
17
1
660
4
喷将机
转子V
5.5
1
660
5
控制开关
QC83-120
2
660
6
控制开关
QC83-80
3
660
7
照明
1
660
8
电机车
5T
1
9
绞车
JD-40
40
2
660
二、破岩方式
（一）爆破器材、爆破材料
1、起爆器采用MFB-100型起爆器，引爆能力：
100发，充电时间：
＜15s，最大外电阻：
320Ω。
2、炸药为三级煤矿许用乳化炸药，Φ32质量为150g/卷。
3、引爆采用毫秒延期电雷管。
（二）钻眼爆破参数的确定
1、单位炸药消耗量
根据修正的普氏公式，q=1.1k0（f/s）1/2
式中q—单位炸药消耗量，kg/m3；
f—岩石坚固性系数，
s--井巷断面，m2；
k0—考虑炸药爆力的校正系数。
由上式得q=1.1×1.74（8/8.6）1/2=1.8kg/m3
2、炮眼深度
lb=L/（tnmntncη）
式中lb—炮眼深度，m；
L—月进尺计划，m；
nm—每月工作日数；
nt—每日工作班数；
nc—每班循环数；
η—炮眼利用率。
由上式得lb=45/（1×25×3×0.5×0.8）=1.5m
根据实际施工情况炮眼深度如下：
（1）掏槽眼：
1.6米
（2）辅助眼：
1.4米
（3）二圈眼：
1.4米（4）周边眼：
1.4米
（5）底眼：
1.4米
3、炮眼数目
N=Q/qb
式中N—炮眼数目，
Q—每循环所需总药量，㎏，
qb—每个炮眼装药量，㎏.
由上式得N=18.6/0.4=47
根据我矿实际施工情况炮眼数目定为48个。
（三）爆破图表和爆破说明书（炮眼布置三视图）见附图5
（四）爆破条件和经济技术指标见表4－2
项目名称
数量
项目名称
数量
井巷净断面/㎡
7.9
炸药品种
乳化炸药
井巷掘进断面/㎡
8.6
每循环雷管消耗量/个
47
岩石性质
砂质泥岩、泥岩、砂岩
每循环炸药消耗量/㎏
18.6
矿井瓦斯等级
高瓦斯矿井
炮眼利用率/%
85%
凿岩机
YT-24
单位炸药消耗量/㎏.m3
1.8
每循环炮眼数目/个
48
每循环进尺/m
1.2
每循环炮眼总长/m
68.2
每循环出岩量/m3
18.6
每米井巷炮眼总长/m
56.8
每米井巷雷管消耗量/个
40
雷管品种
毫秒延期管
每米井巷炸药消耗量/㎏
15.5
表4－2爆破条件和经济技术指标
三、装岩与运输
（一）装岩设备及主要技术参数见表4－3
表4－3P-30B型耙斗装岩机技术特征
生产能力/m3.h-1
铲斗容积/m3
长度/mm
宽度/mm
高度/mm
35~50
0.3
6600
2045
1650
行走机构
轨距/mm
动力
设备总功率/kw
质量/kg
轨轮
900
电动
17
4500
（二）矸石、材料运输路线：
矸石运输由窝头—32采区运输上山—北翼总回风下山轨道－二水平北大巷－主轨道—付井—矸石山
材料由地面—付井—主轨道—二水平北大巷—北翼总回风下山轨道－32采区运输上山－窝头
（三）斜坡轨道绞车、钢丝绳选型计算
1、已知条件：
巷道最大坡度θ＝20°，轨道长度L0＝100米，矿车自重m1＝1026㎏，装载矸重m2＝3600㎏，重车总重量＝1026+3600＝4626㎏，串车数量Z＝1，矿车运输阻力系数f1＝0.015，钢丝绳与地辊间摩擦系数f2＝0.3，每米钢丝绳重量mS，钢丝绳公称抗拉强度fb＝1665×106Pa，规程规定安全系数ma＝6.5，故运输期间绞车提升最大重量为4626㎏。
mS＝[Z（m1＋m2）（sinθ+f1cosθ）]／[11×10-6×（fb/ma）-L（sinθ+f2cosθ）]=2565/（2817.69-62.4）
=0.93㎏/m
根据以上计算选用钢丝绳主要依据为：
钢丝绳每米重量0.93㎏/m，选用钢丝绳直径为18.5mm，钢丝绳破断拉力总和为214620N。
钢丝绳选择：
1、己知条件：
1）巷道坡度：
a＝20°
2）坡长：
L0＝100m
3）钢丝绳选用直径：
18.5mm
4）矿车自重：
m1=1026Kg,载重：
m2＝3600Kg.
5）提升矿车数：
n=1
6）矿车运动阻力系数：
取f1＝0.015
7）运行时的钢丝绳与地辊摩擦系数：
取f2=0.3
8）钢丝绳单位长度质量：
mS=1.11
9）重力加速度：
g=9.8m/s2
10）全部钢丝绳破断拉力总和：
Qp=214620（N）
计算最大静拉力：
FJmax=n（m1+m2）×g（sina＋f1cosa）＋msL0g（sina＋f2cosa）=1×4626×9.8×（sin20＋0.015×cos20）+1.11×100×9.8（sin20＋0.3×cos20）=16823.1（N）
验算钢丝绳安全系数：
钢丝绳安全系数，根据《煤矿安全规程》规定升降物料时取：
6.5，
M=Q/F=214620/16823.1=12.7＞6.5
牵引力与最大静拉力
FJmax=16823.1（N）
JD-40型绞车牵引力为：
30000（N）大于16823.1（N）。
经比较钢丝绳静拉力小于JD-40型绞车牵引力。
电机功率：
P=K×FJmax×Vm/1000n=22（KW）
式中：
P…………………电机功率
K…………………备用系数。
1.15～1.2取1.15
Fjmax……………钢丝绳最大静拉力。
Vm………………牵引速度。
1.31
N…………………电动机传动效率。
0.85
经计算电动机功率：
22KW小于JD-40型绞车电机功率：
40KW
四、支护工艺要求及施工机具的主要技术参数
（一）支护工艺
1、锚杆支护工艺要求：
a、按照设计要求，确定钻孔深度比杆体全长短60～80mm。
b、用压风清扫眼孔浮尘及积水。
c、利用杆体将锚固剂向孔底方向推进，启动搅拌器带动杆体旋转，匀速推进到孔底，搅拌必须在40s内完成。
d、卸下搅拌器后，及时在孔口将杆体楔住，在等待时间段内不要使杆体移动，否则影响锚固强度。
e、等待90s时间后，即可挂网上托板旋紧螺母，15min后，可测试抗拉强度。
f、锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托板紧贴巷壁。
2、喷射混凝土工艺要求：
a、喷射混凝土时，喷射手和各工种、各工序正确配合，并由喷射手在喷射前再检查一次供风、水、电情况，易磨损部件的磨损情况，严重时及时更换。
b、喷射手一手托喷头，一手调节水阀，联系送料，开喷时应先将所有受喷面喷一薄层混凝土，在此薄层上以螺旋状一圈压半圈沿横向作缓慢的划圈运动，划出的圆圈的直径以100～150mm为宜。
c、喷射顺序是先墙后拱、自下而上，先喷成半边巷道，再调转喷头喷另半边巷道，最后合拢收顶。
d、对巷道凹凸现象严重处应先凹后凸，严重凹处应采取间隔时间分次分层喷射，或沿着周边分成几块喷射而向中间合拢的办法，以保证整个巷道的成型。
e、喷射过程中，若发现堵塞现象应及时查明原因进行处理。
（二）凿岩机、喷浆机参数
机械名称型号主要参数
风钻YT24工作气压0.4-0.63兆帕
喷浆机转子V型最大输送距离水平／垂直200m／40m
五、施工工艺流程图
（一）掘进班：
准备—打眼—放炮—通风—临时支护--清理
↘出碴↗
（二）喷浆班：
准备—扒窝头—打眼—安锚杆—挂网—喷浆—清理
↘出碴
第五章通风防瓦斯防尘及防火防水
一、掘进通风参数计算及局扇选择
（一）按巷道内最多人数计算
Q＝4NK＝4×48×1.2＝230m3／min
式中：
Q－掘进工作面所需风量m3／min；
N－该工作面最多人数（取交接班时人数）；
K－风量备用系数，一般取K＝1.2-1.4
（二）按瓦斯涌出量计算
Q＝100×Qm×Km/C＝100×0.6×1.5/1＝90m3／min
Qm—绝对瓦斯涌出量
Km—瓦斯涌出不均衡系数
C—最高允许瓦斯涌出量
（三）按炸药量计算
Q＝25A＝25×10＝250m3／min
Q－掘进工作面所需风量m3／min；
A－掘进工作面一次爆破最大炸药用量kg；
（四）局扇选型风量验算
根据以上计算结果，该掘进工作面最大供风量250m3／min，即可满足生产需要，28KW风机正常工作时有效风量为250－390m3／min，开始生产时，选两台28KW风机，一台正常运转，一台自动倒台，压入式通风即可满足施工要求。
（五）风速验算
最小风速：
V=Q/S=250/60/7.9=0.53m/s
最大风速：
V=Q/S=390/60/7.9=0.82m/s
验算：
最小风速0.15m/s<0.53m/s＜4m/s
最大风速：
0.15m/s<0.82m/s＜4m/s
经验算28KW风机风量的风速符合煤矿安全规程规定。
二、规定风筒口到窝头的最大距离：
风筒口到窝头的最大距离：
岩巷段不超过15米，揭煤后不超过5米。
三、通风系统图（见附图6）
四、局扇及瓦斯管理制度和措施
1、局扇实行分班挂牌管理制度，每班由区队电工和瓦斯检查员共同负
责管理，每次接班检查局扇后将自己的姓名填入管理牌。
2、任何人不得随意停开风机。
局部通风机因故停止运转，在恢复通风
前，必须首先检查瓦斯，只有在局部通风机开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，且停风区中最高瓦斯浓度不超过1％和最高二氧化碳浓度不超过1.5％时，方可人工开启局部通风机。
停风区中瓦斯浓度超过1％和二氧化碳超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3％时，由使用单位机电工和通风区瓦检员负责，控制风流排放瓦斯。
停风区中瓦斯浓度和二氧化碳浓度超过3％时，由通风区制定安全排放瓦斯措施。
3、风机要“三专两闭锁”，并实现双风机、双电源、自动倒台。
4、巷道施工采用压入式通风，压入式局部通风机和启动装置，必须安设
在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10米；全风压供给该处的风
量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机距地面高度不小于300mm，风筒必须采用抗静电、阻燃风筒。
5、瓦检员要经常检查瓦斯，有问题及时通知掘进头人员和班组长。
6、凡发现瓦斯忽大忽小，巷道压力加大，打钻时，发现顶钻、夹钻等
瓦斯突出预兆，必须立即停电撤人，然后进行处理，并汇报矿有关部门。
7、掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1％或二氧化碳浓度超过
1.5%及CO超过0.0024％时，必须停止工作，撤出人员，采取措施进行处理。
8、爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1％时，严禁爆破。
瓦斯浓度达到1.5%时必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
9、掘进工作面及其他作业地点风流中，电动机或其开关安设地点附近
20米以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
10、掘进工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓
度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。
11、恢复工作时，必须在瓦斯降到1％以下，方可工作和开启设备。
12、严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。
13、设置瓦斯探头：
一个距窝头不超过5米，断电点1.5%，报警点
1％，一个距回风巷口10－15米，报警点和断电点均为1％。
两部40绞车电机上方各一个，报警点和断电点均为1％。
探头悬挂位置：
距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。
五、防尘、防水、防火
1、防尘措施
1）扒岩机后100米内设两道水幕，并做到雾化好，放炮前后洒水。
2）出碴前先洒水降尘，扒岩机漏斗上方设置喷雾，用于装碴时洒水。
3）采取湿式打眼，放炮使用水炮皮，冲洗井壁巷帮。
4）工作人员佩带防尘口罩。
2、防水措施
1）施工中必须坚持“有掘必探，先探后掘，长探短掘”的施工原则。
2）掘进工作面或其它地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、
水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。
3）打眼时，发现岩石松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然
增大，以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人员立即向矿调度室报告，并派人监测水情。
如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。
3、防火措施
1）施工人员必须遵守入井制度，严禁携带易燃、易爆危险品和穿化
纤衣服入井。
2）机电、设备定期检查，保持完好，严禁电器设备失爆，检修电气
设备用过的油布、棉纱要回收升井，杜绝乱放。
3）瓦斯检查中要准确记录巷道温度变化情况及有害气体含量。
4）电气设备着火时，首先切断电源，然后进行灭火。
5）放炮时，使用水炮皮，炮泥堵严堵实，严防残炮出火。
第六章正规循环劳动组织及主要技术经济指标
一、正规循环
（一）循环方式、组织措施、日进尺
该车场施工采取一掘一成循环方式，平均日进尺1.8米。
采取有力措施确保掘进工及特殊工种出勤能满足施工需要；施工安排要严格按照作业流程，保证正规循环；每小班安排一名机电工确保机电设备正常运转，减少对生产的影响。
（二）正规循环图表（见表6-1）
表6-1
作业循环图表
工序名称
时间
备注
时
分
1
2
3
4
5
6
7
8
准备交接班
1
掘进班
打眼
3
放炮吹风
1
30
临时支护
30
出碴扒窝头
2
准备交接班
1
成巷班
打锚杆挂网
3
喷浆
2
30
出碴清理
1
30
二、作业方式及劳动组织
（一）作业方式及劳动组织方式的确定
掘进面采用“三八制”作业，并配备工长、班长、验收员及维修工各一名。
工长负责全面工作，班长负责掘进迎头工作，验收员负责记录工作量及质量，维修工负责设备的故障排除。
（二）各工种人员配备情况（见表6-2）
表6-2人员配备表
工种
班次
直接工
辅助工
工种
在册
出勤
工种
在册
出勤
掘
进
班
打眼
8
机电维修
1
扒岩机司机
1
送馍
1
窝头维修
1
验收
1
班长
1
跟钩工
1
40型绞车司机
2
电机车司机
1
轨道信号把钩工（上下）
8
成
巷
班
打眼挂网
4
送馍
1
添料撑筛
3
40型绞车司机
2
窝头维修
1
轨道信号把钩工
8
掺料
3
机电维修
1
班长
1
电机车司机
1
验收
1
跟钩工
1
喷浆手
1
三、主要技术经济指标见表6－3
表6－3主要技术经济指标
序号
项目
单位
技术经济指标
1
巷道长度
m
60
2
班进尺
m
1.2
3
日进尺
m
1.8
4
掘进断面
㎡
8.6
5
日出勤
人
72
6
掘进功效
M/人
0.04
7
正规循环率
％
85
8
月进尺
m
45
序号
项目
单位
数量
单价
材料成本
10
金属网
M2/m
7.8
30元/M2
234
11
锚杆消耗
根/m
16
20元/根
320
12
锚固剂
条/m
32
3.2元/条
102.4
第七章动力供应及供水排水系统
一、供电系统
（一）供电负荷的统计：
80KW
（二）供电方式、电器及电缆型号的选择
动力电、风机专用线电源来自2301变电所，经二水平北大巷、三水平北翼总回风下山、32采区运输上山至工作面。
变压器功率、型号，动力KSJ-320KVA，专用风机KSJ-180KVA，低总型号DW350型开关。
（三）供电系统图（见附图7）
二、压风系统
（一）压风管路的布置路线图（见附图8）
1）地面压风机型号：
L8-60/7空压机。
2）供风系统源于地面压风机房，经副井、主轨道、二水平北大巷、三水平北翼总回风下山、32采区运输上山至工作面。
（二）压风管路管径、材质说明和使用压风要求
压风管采用4寸钢管，出口风压不低于5Mpa。
三、供排水系统
（一）供水系统图（见附图9）、供水管径、材质、使用要求
供水采用寸半钢管，水压0.4MPa，源于主轨道底，经二水平北大巷、三水平北翼总回风下山、32采区运输上山至工作面。
（二）排水系统设备的配备、排水系统图（见附图9）
排水采用BQF-
型风动潜水泵，排水管采用直径200mm的胶管。
第八章工程质量及文明生产
一、工程质量标准
（一）生产矿井质量标准化标准
掘宽3400mm，中线至一帮1700mm；
掘高2900mm，拱上1700mm，拱下1200mm。
净宽3200mm，中线至一帮1600mm；
净高2800mm，拱上1600mm，拱下1200mm。
锚杆间排距为700×700mm，每排10根。
（二）检测验收
巷道净宽允许误差：
0～＋150mm为合格；
（中线至任一帮）0～＋100mm为优良；
巷道净高允许误差：
0～＋150mm为合格；
（腰线至顶、底板）0～＋100mm为优良。
喷层厚度：
合格：
不小于90mm；
优良：
不小于100mm；
锚杆角度允许偏差：
≤15°；
锚杆间排距允许偏差：
±100mm；
锚杆孔深度允许偏差：
0～＋50mm；
锚杆外露长度允许偏差：
露出托板≤50mm；
表面平整度允许偏差：
≤50mm；
基础深度：
≤10﹪。
二、文明生产
（一）作业规程
1、内容符合《煤矿安全规程》及上级有关规定
2、施工及地质条件变化时有补充措施
3、内容齐全，外观整洁，图文清晰，保存完好
4、审批、贯彻手续完备，有贯彻、考核和签名记录
（二）综合防尘
1、采用湿式钻眼
2、采取冲洗巷帮、装煤岩洒水降尘措施、喷浆使用潮料
3、放炮使用水炮泥、喷雾降尘
4、作业人员佩戴个体防护用品
（三）临时轨道
1、临时轨道轨距误差不大于10mm、不小于5mm，轨道接头间隙不超过10mm，内错差、高低差不大于5mm，水平误差不大于10mm
2、轨枕间距为800mm，连接件齐全紧固有效
3、无杂拌道，轨枕无浮离、空吊板现象
（四）局部通风
1、通风系
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