掘进作业规程.docx
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掘进作业规程
目录
第1章概括……………………………………1
第2章掘进方法………………………………5
第3章顶板管理………………………………8
第4章生产系统………………………………10
第5章主要经济技术指标……………………14
第6章灾害预防及避灾路线…………………15
第7章安全技术措施…………………………19
第一章概况
一、工作位置及井上下关系
1、巷道名称，运输顺槽
2、巷道用途：
运输兼安全出口；
3、巷道位置：
运输大巷北侧
4、巷道所处层位：
3号煤层
5、巷道坡度：
沿煤层底板施工
6、地石情况：
地表主要为黄土梁峁地貌，地形起伏较大，支离破碎，沟壑纵横，无建筑物及水体。
二、煤层赋存特征
1、煤层赋存情况：
倾向：
北西
倾角：
0.68
2、煤层结构：
煤层平均原度1.56m，视密谋1.36t/m3，煤质牌号长焰煤，3号煤属中水分，特低灰，中高硫，低磷富油，热值高。
三、水文地质构造：
矿井正常漏水量为10m3/d，最大涌水量20m3/d，水文地质类型为裂隙，合水层充水为主的水文地质条件简单的矿床。
四、影响施工的其它因素。
1、煤层顶底校岩石物理性质
3号煤层顶板以泥岩为主，次为粉砂质泥岩，细粒砂岩属中等稳定顶板，底板为细粒长石砂岩，粉砂岩，无底鼓现象。
2、瓦斯
该煤层瓦斯分带属氮气—沼气带，瓦斯极少或无，属低瓦斯矿井。
3、煤尘爆炸性或煤的自然倾向性。
3号煤气煤尘具有爆炸危险性，为易自然煤层。
第一章概况
一、工作面位置及井上下关系：
1、巷道名称：
运输顺槽
2、巷道用途：
运输兼安全出口。
3、巷道服务年限：
1年
4、巷道位置：
位于井田中部，沿东西方向布置。
5、巷道武器位置：
东二采区运输大巷东侧
6、巷道所处层位：
侏罗系中下统延安组3-1煤层。
7、巷道坡度：
沿3-1煤层底板施工。
8、工程量：
300米
9、地表情况：
该面地表为起伏的黄土丘岭区，沟谷纵横，梁卯相间。
梁卯之上多被黄土及活动沙丘所覆盖，无别的民房，水体及建筑设施。
二、煤层赋存特征：
1、煤层赋存特征：
走向：
南北
倾向：
西东
倾角：
1°
2、煤层结构：
煤层厚度，容重，灰分，夹矸情况，媒质牌号，硬度系数：
煤层厚度1.6米，容重1.31t/m3，煤层硬度f=4，媒质牌号长焰煤（CY）41及（BN）31号，煤质灰分为4.11%，水分为4.12%，硫分为0.23%，发热量为26.78MJ/kg。
三、水文地质构造：
1、第四系冲积物孔隙潜水含水层
分布与河流中下游河谷地段，厚0—11.45米，平均单位涌水量0.556L/s.m，渗透系数5.23m/d，属富水性中等含水层。
2、第四系黄土潜水含水层
本区黄土多分布于梁卯顶部，呈孤立岛状，地下水呈疏干状态，厚10—25米，为水量贫乏或不含水的透水层。
3、第三系三趾马红土隔水层
主要出露于沟头，分水岭地带，厚30—50米，底部有一层1—2米厚的砾石层，中上部浅红—棕红色沙质粘土层，透水，含水性极弱，为一隔水层。
4、侏罗系中下统延安组含水层
其底部为10—26米的灰色长石英粉粒岩或中—细粒砂岩，其上为灰色中—细粒砂岩.泥岩及煤层，煤层露头附近烧变岩塌陷，裂隙—孔洞发育，基岩节理及风化裂隙亦较发育。
该组潜水含水层单位涌水量0.364—1.893L/s.m，渗透系数3.48—37.73n、m/d，承压水含水层单位涌水量0.007—0.01L/s.m，渗透系数0.064m/d，为一富水性中等的含水层。
5、地下水的补给，迳流，排泄条件
黄土松散岩类及基岩风化裂隙带潜水以大气降水为主要补水给源，基岩风化带以下潜水及承压水则主要靠上覆潜不含水层在局部地段通过，透水“天窗”渗露补给及侧向径流和补给。
本区以裂隙含水层为主，水为地质条件简单。
四、影响施工的基他因素
1、覆盖层及基岩风化带
本区覆盖层主要为第四系中上更新统土黄色亚沙土—亚沙土，具垂直节理结构松散，易于跨落流失。
其下为第三系上新统红色—樱红色亚粘土，含多层钙质结核，岩性致密，基岩分化后裂隙发育，结构舒松，岩石的坚固性减弱，易于跨落。
2、煤层顶底板岩石物理力学性质
3-1煤层直接顶主要为粉砂岩和细粒砂石，老顶一中粗粒砂岩及细粒砂岩，次为厚度较大、层理不明显的粉砂岩，单向抗压强度522kg/cm2，属中等坚硬稳定性顶板；底版以粉砂岩和泥砂岩为主，单向抗压强度258—430kg/cm2，属不坚硬不稳定—中等坚硬较稳定型。
3、瓦斯
井田内瓦斯含量很底，几乎为零，属底瓦斯矿井，瓦斯绝对对涌出量0.08m3/min。
4、煤尘
根据试验结果表明，3-1煤煤尘危险，爆炸指数远大于10%
5、煤的自然
据邻近矿井资料及煤层自然倾向测定结果定明，3-1煤为易自然着火煤层。
附图1工作面巷道平面布置图
附图2工作面地层综合柱状图
综合柱状图
项目
N·N
··N··
N···N
N·N
··N··
···N···
柱状
岩性描述
老顶
中粗粒砂岩及细粒砂岩为主，单向抗压强以60—80Mpa之间，属中等坚硬较稳定型。
直接顶
··N··
N···N
··N··
N
···N
··N··
···N···
泥岩、粉砂岩及其交互层为主，薄层状
伪顶
泥岩，灰白灰，0—0.5m厚，含有植物碎屑化石，易掉落。
3-1煤
黑色，1.6m厚，褐色条痕，暗淡光泽，阶梯状或参差状断口，具水平层理，中细条带状结构，宏观煤岩类型主要以暗煤为主，内外生裂隙发育。
底板
N…N
N…N
N…N
N…N
N…N
以粉砂岩和砂质泥岩为主，厚度不等，不产生底鼓现象。
第二章掘进方法
一、掘进方法
根据我矿实际状况，采用钻眼爆破法掘进。
运输顺槽3-1煤层底板按矩形巷道布置，沿煤层走向布置。
巷道宽4.0米，高2.0米。
二、掘进工艺
落装运煤方式：
工作面用煤电钻湿式打眼，爆破落煤，人工装煤，沿煤层底板掘进，防爆轮车运输。
支护方式：
根据情况采用原木点柱支护为临时支护，锚杆支护为永久支护，具体要求：
（1）临时支护：
木点柱小头直径不小于180mm，柱帽400×200×150mm，柱鞋300×200×150mm，间排距1.5×1.5米。
（2）永久支护：
锚杆规定φ14×160mm，间排距1.0×1.0米。
（3）临时支护紧跟工作面正头，严禁空顶作业。
（4）永久支护距工作面不大于2米
掘进工艺流程
交接班、安全检查——打眼——瓦斯检查——装药——瓦斯检查——放炮——通风——安全检查——瓦斯检查——装煤——运煤——支护
劳动组织：
工作面采用一天两班作业，每班安排10人出勤作业。
附图3：
炮眼布置三视图
附表1：
爆破说明表
序号
炮眼名称
眼号
眼深（m）
眼长（m）
炮眼角度
装药量
起爆顺序
联系方式
水平（°）
垂直（°）
卷眼
总数
1
掏槽眼
1-4
1.8
1.9
58
90
5
20
Ⅰ
串联
2
帮眼
5
1.6
1.7
76
90
4
4
Ⅱ
3
帮眼
6
1.6
1.7
76
90
4
4
Ⅲ
4
底眼
7-10
1.6
1.7
90
73
4
16
Ⅳ
5
顶眼
10-14
1.6
1.7
90
79
4
16
Ⅴ
6
合计
24.6
60
预期爆破效果表
序号
项目
单位
数量
序号
项目
单位
数量
1
炮眼利用率
‰
85
5
每米巷道炸药消耗量
kg
8
2
每循环工作面进尺
m
1.5
6
每立方米煤炸药消耗量
Kg/m3
0.8
3
每循环实体爆破体积
m3
13.5
7
每米巷道雷管消耗量
发
9.3
4
每循环炮眼总长度
m
24.6
8
每立方米煤雷管消耗量
发/m3
1.0
附表2：
劳动组织表
编号
工种
出勤人数
备注
1
安全员
1
2
电工
1
兼抽水
3
打眼放炮工
2
4
瓦斯检查员
1
5
车装工
4
6
7
8
合计
9
爆破图表
附表3：
作业循环表
序号
工序
时间
1
30
2
60
3
15
4
30
5
30
6
15
7
90
8
30
三、设备配置
工作面配置的设备有煤电站、干式变压器、水泵、防爆胶轮车等。
附表4：
设备配置一览表
序号
设备名称
型号
功率（KW）
单位
数量
用途
检修
1
局部扇风机
JBT-512
5.5
台
1
供新鲜风
当班检修
2
总保
BZ、2.5
部
5
煤电钻保护开关
3
断电钻
KJ-110
套
1
安全监控
4
煤电钻
MZ-1.2S
1.2
台
2
打眼
5
防爆胶轮车
FB-2000
台
2
运输
6
断电器
KW-80
台
1
分路开关
7
潜水泵
2BA-6B
2
台
1
排水
第三章顶板管理
一、支护设计
根据工作面顶底板岩层的组成情况和力学性质、煤层厚度及地面状况、掘进方法等情况，为保证安全生产采用以锚杆支护为主，原木点柱支护为辅的支护方法。
采空区达50米留隔离煤柱10米，工作面之间沿空留巷10米。
锚杆支护参数的校验：
1、根据普氏悬吊理论计算顶板压力
P4/3×r×a2/f=4/3×1.4×2.02/5=1.49（t/m3）
式中：
R——为锚杆长度内煤岩石平均容重，重1.4t/m3
F——岩石坚固系数，取5
巷道宽之半，取2.0m
2、锚杆长度计算：
L=2H+L1+L2=2×0.5+0.3+0.1=1.4（m）
式中：
H——软弱煤层厚度，取0.5m
L1——锚杆端头锚入稳定岩层深度，取0.3m
L2——锚杆的外露长度，有木托板取0.1m
3、锚杆间排距的选择：
D≤（Q/KRH）/2=7/（2×1.4×0.6）×1/2=2.08m
实际间排距1.0×1.0m满足要求
式中：
Q—锚杆锚固力，Q＞7t/根
4、支护强度验算
5、锚杆间排距为1.0×1.0m，每平方米有1根锚杆。
6、抗拉力f=1×7t/m3，大于顶板压力1.49t/m3，满足强度要求。
二、顶板管理
1、锚杆规格：
钢筋锚杆φ14×1600mm；药卷：
树脂药卷；托板规格：
长×宽×厚纸500×200×50
2、锚杆支护距工作面的距离最大超过2m，打锚杆眼前，首先敲帮问顶，确保安全后，方可作业。
3、打锚杆眼时，接规定眼位，先用短钻杆打后用水钻杆套打，直到施工至设计要求深度，锚杆眼深为1.5m，在装锚固剂前，先用将孔壁冲洗干净。
锚杆间排距为1.0×1.0m。
4、安装锚杆时，先奖药卷送入孔内，再将锚杆插入孔中装一个药卷推至孔底，然后在杆体尾部套上专用套管，用煤电钻带动套管，将药卷捅破搅拌，同时把杆体推至孔底，搅拌时间为30s，取下煤电站，用木楔挤住锚杆防止下滑。
5、药卷凝固3min后，安上托板，用力矩板手拧紧锚杆。
6、锚杆必须安装牢固，托板密贴壁面，未接触部分必须楔紧，锚固力应大于64KN。
附表5：
支护材料用量及消耗统计表
支护材料消耗明细统计表
项目名称
规定（mm）
单位
数量
回收率（‰）
循环消耗
备注
坑木
φ180×4000
根
50
80
锚杆
φ14×1600
根
200
0
木垛板
200×500×50
块
200
0
锚固剂
3540
根
200
0
钢梁
11″
根
10
0
第四章生产系统
一、运输系统
1、运煤采用防爆胶轮车运输
运输路线：
工作面——运输顺槽——运输大巷——地面
2、运材料采用防爆轮车运输
运输路线：
地面——副斜井——运输大巷——工作面
二、通风防尘及监控系统
1、通风系统
（1）通风方式：
抽出式
（2）通风路线
新鲜风由主斜井——运输顺槽——局部扇风机——工作面污风由工作面——回风顺槽——回风斜井——地面
2、风量计算和分配
（1）按沼气涌出量计算
Q掘=100×qCH4掘×K掘通晓100×0.11×1.6=17.6m3/min
式中：
Q掘——掘进工作面所需风量，m3/min
QCH4掘——工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min
K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，通风系数取1.6
（2）按每次起烛的最大炸药消耗量计算：
Q掘=25A=25×6.6=160（m3/min）
式中：
A——工作面一次爆破所有的最大炸药量
（3）按人数和胶轮车尾气排放稀释需要风量计算
Q采光4×N+4×ni×pi×ki×1.36（m3/min）
=4×9+4×2×11×0.75×1.36
≈126（m3/min）
式中：
N——工作面同时工作的最多人数
4——每HP每分钟所需风量
Ni——胶轮车车数
Pi——胶轮车的确功率（每辆车11KW）
Ki——配风系数，按规定2台车以取0.75
1.36——KW与HP换算系数，1KW=1.36HP
根据上述计算结果，工作面应配风量为
Q掘=150m3/min
（4）风速验算
Q掘≥15×S掘m3/min
Q掘≥15×8=120m3/min
Q掘≤240×S掘m3/min
Q掘≤240×8=1920m3/min
工作面实际风速为：
Q掘/60S=150÷60÷9=0.27m/s
实际风速介于工作面允许风速0.25——4m/s之间，符合《煤矿安全规程》要求。
（5）风筒口距工作面正头的最大距离：
5m
（6）通风设施：
风机、风筒、调节风窗。
（7）局部扇风机安装在距回风流10米的新鲜风流的地方
（8）局部扇风机选型号：
JBT-52、功率5.5KW
选直径为500mm的胶皮风筒
3、综合防尘措施：
（1）掘进工作面要作好综合防尘工作，坚持冲洗巷帮，放炮前后洒水做到无水不打眼，不洒水不放炮、不洒水不装煤。
（2）施工巷道要有完善的洒水防尘管路、防尘道路每隔50米安装一个三通闸门。
（3）距工作面50米处的回风风流经过的巷道中安装一组能封锁全断面的净化水幕。
（4）距工作面20米处安装一组放炮洒水喷雾，放炮时要正常开启使用，时间不少于20分。
（5）安装喷雾头，装煤时要进行洒水降尘。
（6）放炮前包要对工作面20米范围内巷道洒水降尘，放炮时按规定使用水炮泥、黄泥。
（7）坚持湿式打眼，严禁干打眼，工作面正头的工作人员要佩带防尘口罩，做好个人防护。
（8）要及时对巷道进行冲水降尘，防止煤尘堆积和飞扬。
（9）按规定坚持对巷道每甸冲洗一次。
（10）在距巷道口50米处安设隔爆水袋，水袋架子间隔1.2米，距顶板0.2米。
4、瓦斯监测点设计及要求
（1）在距工作面10米处安设一组瓦斯监测报警仪。
（2）在距巷道口20米处安设一组CO监测报警仪。
（3）瓦斯监测报警仪报警浓度≥1%，断电浓度≥1%，复电浓度＜1%。
（4）CO监测报警仪报警浓度24PPm，断电浓度≥50ppm，复电浓度＜24pmm。
三、排水系统
根据实际情况在掘进过程中可能出现顶板滴水和底板渗水，对作业造成一定影响，所以应做好排水工作。
在巷道中灶层底板等高线低凹处施工一处水仓，将工作面的水用潜水泵排至主水仓，经5KW离心泵排出工作地面。
排水设备：
工作面运输顺槽配备二台2KW潜水泵主水仓配备一台5.5KW离心泵，一旦出水，能及时排水。
四、供电系统
因采用钻眼爆破法掘进，所以工作面配备的机电设备有一台局部扇风机1台干变和2部煤电钻，备用一台2KW潜水泵。
第五章主要经济技术指标
序号
指标
单位
数量
序号
指标
单位
数量
1
巷道长度
m
5000
11
出勤人数
人
2
围岩普氏系数
f
4
12
出勤率
3
掘进断面
m2
8
13
掘进工效
米/人/日
4
循环进度
m
1.5
14
坑木定额
M3/万t
5
日进尺
m
3
15
钢材定额
t/万t
6
月循环数
个
50
16
火药定额
Kg/万t
7
月进度
m
75
17
雷管定额
发/万t
8
炮眼利用率
%
85
18
媒质牌号
9
炮眼总长
m
24.6
19
锚固剂定额
个/米
10
在册人数
人
12
20
钻头消耗
只/百米
第六章灾害预防及避灾路线
一、水灾事故的预防
1、必须坚持执行“有疑必探，先探后掘”的原则。
2、打探眼的方法为在工作面上、下、左、右、中各打一个1.8米深的探眼。
3、在掘进过程中，如发现透水预兆，必须停止作业，撤出人员，并向矿调度室报告。
井下突水前的预兆
（1）工作面顶板帮“挂汗”、“掉珠”。
（2）煤层发潮发暗无光泽，空气温度下降。
（3）顶板压力大，煤层变疏软，片帮冒顶，顶板淋水增大，底板鼓起，并有渗水。
（4）煤壁“挂红”，水面有酸嗅味，水味发涩。
（5）工作面沼气或二氧化碳含量增加。
（6）工作面空气中发生雾气。
（7）工作面煤、岩层出现有水叫声。
4、打眼时如发现钻眼出水过大或涌水时，不允许拔出钻杆，应立即停止工作，沿发生水灾时的避灾践线撤出人员，并报告值班矿领导。
5、撤退路线：
工作面——运输顺槽——运输大巷——主斜井——地面
二、火灾事故的预防
1、工作面应铺设消防水管，巷道范围内发生煤层高度升高，或有煤油气味时，要及时洒水降温，严防发生火灾。
2、施工过程中发现有自然发火预兆时，立即汇报班矿领导。
3、各配电点、材料堆放地点要配备好灭火器，并保持完好。
4、工作面内不准存放柴油等易燃物品。
5、严格执行放炮制度，禁止使用非放炮器放炮，严禁放明炮、糊炮、空心炮、连心炮，坚持使用好水炮泥、炮泥封口。
6、井下不得从事电焊、气焊和喷灯焊等工作。
7、电器设备着火时，工作人员必须立即切断电源，否则，只准用不导电的灭火器进行灭火。
8、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、通风和瓦斯情况，立即采取一切可行方法直接灭火，控制火势；若火灾不能有效控制时，带班员应立即组织沿发生火灾时的避灾践线撤CO2出。
9、撤退路线：
工作面——运输顺槽——运输大巷——主斜井——地面
反风时撤退路线：
工作面——回风顺槽——回风大巷——斜风井——地面
三、煤尘瓦斯事故的预防
1、掘进工作面每班由瓦检员检查瓦斯不少于3次，汇报不少于3次，有异常时，随时检查，随时汇报。
2、掘进工作面必须认真执行“一炮三检”、“三人连锁放炮”制度。
3、班组长每班必须随身携带便携式瓦检仪，随时检查工作面瓦斯状况。
4、工作面回风巷中瓦斯浓度超过1.0%或CO2浓度超过1.5%时，必须停止作业，撤出人员，采取措施进行处理。
5、工作面及其它所流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止电钻打眼，爆炸地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0时，严禁爆破。
工作面及其它作业地点风流中，电动机或其它开关安设地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到0.5%时，必须停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理。
6、掘进工作面及其它巷道内体积大于0.5m3的空间积聚的瓦斯浓度达到2.0%，附近20米内必须立即停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理。
7、因瓦斯超过规定被切断电源的电器设备，必须在瓦斯尝试降到1.0%以下时，方可恢复供电。
8、工作面风流中CO2浓度达到1.5%时，必须停止作业，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。
9、断电仪实行挂拍管理，放炮时防止飞石碰撞。
10、工作面运输、回风顺槽各铺设一趟防尘管路，要有完善的洒水防尘管路、防尘管路每隔50米安装一个三通闸门。
11、按规定坚持对运输、回风顺槽巷道每甸冲洗一次，运输、回风顺槽距工作面50米外安设净化水一道，回风顺槽距工作面30米安设人炮喷雾一道，并在放炮时能正常使用，在距巷道口200米处安设隔爆水袋，水袋架子间隔1.2米，距顶板0.2米。
12、工作面要作好综合防尘工作，坚持冲洗巷帮，放炮前后洒水，做到无水不打眼，不洒水不放炮、不洒水不装煤，放炮时按规定使用水炮泥，黄泥。
13、严格按照要求正常使用好防尘设备，确保正确使用，对防尘设备要定期进行检修，要爱护防尘设备，不得随意停水和损坏。
14、撤退路线：
工作面——运输大巷——主斜井——地面
反风时撤退路线：
工作面—运输大巷——回风大巷——风井——地面
第七章安全技术措施
一、开工前的准备
1、严格执行交接班制度，难收标准严格按矿质量标准管理办法及作业规程规定的标准尺寸验收，根据当班验收情况必须如实写在交接班本上。
2、开工前，先清理施工地点的杂物浮渣。
3、放炮前，应保护好施工地点及其附近的电缆风筒、水管和机电设备。
4、施工时必须按线施工，每班施工前必须冲线，否则不准施工。
二、打眼安全措施
1、打眼前，要做好四检查：
（1）检查电钻是否完好；
（2）水管是否有水，电缆是否完好；（3）检查帮顶工作面是否完好安全；（4）检查是否有残爆、瞎炮。
2、顶眼前先工作面的情况，严格执行“敲帮问顶”，及时处理帮顶的活矸浮石，确认安全后方可作业。
3、严格设计爆破图表的规定来定眼位、方向、解放和数量，使工作面炮眼眼底落在同一垂直平面上，各炮眼不得相互打透。
4、坚持“六不打”原则
（1）风量不足，瓦斯超限不准打眼；
（2）检查工作面有无瞎炮，瞎炮不处理不准打眼；
（3）工作面无水或防尘设施不全不准打眼；
（4）空顶距离超过规定，支护不牢靠不准打眼；
（5）正头装药和打眼不能同时进行，否则不准打眼；
（6）工作面支护不完好，工作面有伞檐或顶板有活矸未处理不准打眼。
5、打眼时人发现钻眼出水过大或涌水时，媒质变潮松软时，有挂红、挂汗、出现雾气时，煤壁能听见水叫声或顶板淋水，空气变冷并有透水征兆时。
眼中有压力或局部顶板来压，片帮严重时，不许拔出钻杆，应立即停止工作，沿发生水灾时的避灾路线撤出人员。
6、打眼前要检查好钻杆、钻头、机体、螺丝等开关情况，钻杆要直，钻头锋利，不准煤电钻带病运转和冒险作业，打眼前工作人员必须扎紧袖口，裤管，扣好衣扣，严禁人员戴手套作业。
7、打眼时钻头要先轻按煤壁，再启动开关，并注意钻进速度，每隔一段时间，将钻杆来回抽动几次，排除掉煤粉。
8、使用电钻不要用力过猛，两臂用力要均匀，并保持正确的姿势，严禁用力背靠，脚蹬等方法硬推压，并且不允许煤电钻过负荷运转，打眼与装药的间距不得小于15m。
9、严禁直接扶持或戴
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