煤矿掘进作业规程完整

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1、煤矿掘进作业规程井巷名称：1602运输上山矿长：安全矿长：生产矿长：总工程师：编制：二0一0年四月一日19目录一工程设计及地质概况二巷道断面及支护要求三钻眼爆破及掘进工艺四正规循环作业、劳动组织及主要经济技术指标五通风瓦斯管理六装矸、运输、供电与通信七供排水、防尘、供压风及施工前准备八主要的安全技术措施19一、工程设计及地质概况巷道从1062运输巷开口（已标定）方位角650，沿煤层顶板掘进，巷道坡度与煤层倾角一致，为26～300，巷道属半煤岩巷道，全长（斜长）85米，该巷作为1062回风巷掘进运煤（矸）用。巷道顶底板及穿煤层情况：煤层为黑色半暗至半亮型无烟煤，节理发育，厚0.35～1.2

2、7米，平均厚0.87米，煤层结构较复杂，基本稳定，煤层直接顶板为炭质粘土岩或粘土岩，属中硬岩石，老顶为粉砂质粘土岩。坚硬，直接底为炭质粘土岩中粘土岩，老底为粉砂质粘土岩或粘土质粉砂岩。瓦斯、煤尘及自燃倾向性、煤与瓦斯突出危险性情况：煤层瓦斯含量较高，为20.99m3/t，根据鉴定资料，煤尘无爆炸危险性，煤层不易自燃，根据煤与瓦斯突出危险性鉴定，在1300m以上无突出危险性，但施工中仍加强煤与瓦斯突出防治工作，地质构造及水文地质情况：地质构造简单，本巷施工无断层等构造，水文地质情况简单。二、巷道断面及支护要求巷道为矩形断面，顶板完好地段，采用锚网支护，顶板较破碎地段采用锚喷支护，巷道毛宽2

3、.2m，毛高2.0m，毛断面4.4m2，净高1.95m，净宽2.1m，净断面4.1m2。19锚喷支护时锚杆间距按800×800㎜矩形布置，锚杆长主1.8m，锚杆与顶板成800角以上，喷浆厚度50㎜。三钻眼爆破及掘进工艺流程1、炮眼布置方式掘进工作面炮眼布置采用楔形掏槽方式，炮眼由掏槽眼、辅助眼、周边眼组成（详见附图炮眼布置图）2、施工方法和作业方式施工方法采用钻爆法，即采用煤电钻钻机及YT28型、YT26型凿岩机打眼钻孔，毫秒延期电雷管结合煤矿3#19乳化炸药正向装药一次性起爆，人工出碴，作业组织方式：三班制八小时迎头轮流班次作业，每班八小时迎头掘巷作业。3、掘进工艺流程安全检查（瓦斯检

4、查、敲帮问顶、支护加固）→中腰线检查（迎头断面轮廓、炮眼定位）→打眼（钻眼工具运输、方向孔钻进导向、，其余孔钻进，排渣粉）→装药（瓦斯检查、炸药装填、炮泥装填）→联线爆破（瓦斯检查，站岗警戒，人员清点，联线起爆）→安全检查→打临时支护→出碴运输→打锚杆、挂网。4、运输0.75m3的KFU0.75-6型翻斗矿车，人力推车经主平硐至地面绞车提升排矸在南侧山坡上。5、支护支护作业方式：先采用打带帽木点档作临时支护，永久支护为锚网或锚叶支护，临时支护不超过6m，厚否则停止掘进。19第四章正规循环作业、劳动组织及主要经济技术指标193、主要经济技术指标序号项目单位数量备注锚喷梯形金支（工字钢）砌碹

5、1毛断面/净断面积㎡4.4/4.12毛高/净高m2.0/1.95193毛宽/净宽m2.2/2.14设计总长度m855循环进度m116日循环个数个37正规循环率%858平均班/日/月进度m1/3/809出勤率%9010掘进工效m/工0.211炸药消耗率Kg/m12.312电雷管消耗率个/m3513爆破率%9014掘进直接成本元/m650第五章通风瓦斯管理1、通风方式：采用FBDNO5.6/2×11型隔爆压入式对旋轴流局部通风机结合Φ600矿用阻燃风筒压入式通风；2、风量计算①、按绝对瓦斯涌出量Q掘=100Kj·q掘=100×1.07×1.5=160.5m3/min=2.765m3/SQ掘—

6、—每分钟需要风量m3/min，19K——瓦斯涌出量不均匀系数，取1.5，q——每分钟瓦斯涌出量，取1.07m3/min。②、按炸药使用量Q=25A=25×82=205m3/min=3.41m3/S25——每kg炸药爆炸后一分钟需要的新风量，即25m3/kg；A——一次超爆最多炸药量8.2kg；③、按局部通风机吸风量计算Q掘=Qƒ×I×Kƒ4.0×1×1.1=4.4m3/SQƒ——掘面主要通风机额定风量，取Qf=4m3/S；I——掘面同时运转的主要通风机台数，取1台；Kƒ——为防止风机吸循环风的风量备用系数，取1.1；④、按掘进面同时工作的最多人数计算Q掘=4·N·K=4×50×1.2=2

7、40m3/min=4m3/秒根据以上计算,掘面新鲜风流供风量取最大值为4.4m3/秒,即264m3/分。⑤、风速计算计算：V=264÷60÷6.44=0.683m/s﹥0.25m/s；若为2倍风量供向迎头工作面，通过巷道的风速:V=2×0.683=1.36645m/s﹤4m/s；即迎头工作面所需风量264m3/分符合巷道风速规定。3、风机选择，根据迎头的需风量，选择一台FBDNO5.6/2×11型隔爆压入式对旋轴流局部通风机(额定风