东翼轨道巷施工掘进作业规程.doc

XX煤业有限公司普掘队 【2013.3】 掘进作业规程 掘 进 作 业 规 程工作面名称： 9煤东翼轨道巷施工 施工单位： 施工负责人： 技术负责人： 编 制 人： 提报日期：2013年3月 日 预计开工日期：2013年3月 日预计竣工日期：2013年6月 日目 录第一章概况-4第二章 地质概况-4第三章 巷道布置及支护说明-7第四章 掘进工艺-8第五章 巷道支护-11第六章 生产系统-20第七章 施工组织-26第八章 技术经济指标-29第九章 安全技术措施-30第十章 “一通三防”专项安全技术措施-41第十一章 小绞车安装使用专项安全技术措施- -43第十二章 灾害预防和避灾路线-46第十三章 过旧巷过主井砌碹巷道专项安全技术措施-48附图: 1、9煤地质综合柱状图 2、9煤东翼轨道巷平面图 3、9煤东翼轨道巷支护断面图 4、9煤集辅巷支护断面图 5、临时支护断面、平面图 6、东翼轨道巷设备布置图 7、掘进机截割运行曲线图 8、供电系统示意图 9、9煤东翼轨道巷避灾路线图 9煤东翼轨道巷掘进作业规程第一章 概 况1.1. 概 述9煤东翼轨道巷是矿井开采9煤层连接副斜井运输的轨道运输巷。施工方位: N900000,直线段开门点座标:X=4367180.140,Y=19620696.069,Z=1007.652(底板),措施巷点前31736mm处向东以12000mm的半径为拐点, =90,进行掘进施工,掘进施工成巷后达到设计要求,并按设计构筑其它相关配套工程。1.2. 编写依据依据9煤东翼轨道巷巷道布置平、断面图等采掘设计资料及计划,9煤东翼轨道巷掘进地质资料、煤矿安全规程、煤矿质量标准化标准及考核评级办法等进行编制本规程和施工作业规程。第二章 地质概况2.1.采区概述9煤东翼轨道巷井下相邻位置：西部为1007运输巷；东部为待开拓区；南部是904老回风巷；北部为906老回风巷。上部为4煤层东翼轨道巷。根据井下巷道揭露资料表明，原巷道顶部有5m左右的煤层，巷道底部约10m。现9煤东翼轨道巷施工层位位于煤层中上部。本矿井原为地方小煤矿，井下巷道比较凌乱，新掘巷道与已有巷道的立交关系多，9煤东翼轨道巷将从主井皮带巷、内水仓、外水仓、煤皮带巷等上方穿过，其间相对高差较小，给安全施工带来隐患，施工前必须对下方巷道实施加固。2.2.煤层结构9煤位于太原组下部，上距8煤0.9-9.35m。9煤厚度12.82-19.42m，平均厚度为16.88m，下距11煤层1.8-6.09m，平均3.765m。该煤层结构复杂，含夹矸多层，且夹矸厚度的变化较大，稳定性差，煤层倾角36。顶板一般为泥岩或砂质泥岩，灰色，近均一结构，较松散，含植物化石；底板多为中砂岩或泥岩，灰白色，主要成分石英、长石、含岩硝，分选中等，坚硬，泥岩为深灰色，均一结构断口贝壳壮，含植物化石。9煤层以其厚度大，并处于太原组下部为特征，易于对比，9煤由于灰分比较高，视密度达到1.4t/m，煤层的硬度也相对较大。2.3.地质构造本区域根据4煤层揭露的地质资料以及三维地震勘探成果表明，该范围内存在断层9条，均为正断层。其中北东走向2条，北西走向4条，近于南北走向的3条。断层落差在0.55m之间。除此之外，该区域还可能发育有其它一些小型褶曲与小型断裂构造。区内地质构造尚属简单，基本形态为一单斜构造，其间伴有规模较小的褶曲，规模比较大的断层较少，地质结构较简单，地层倾角36。2.4.水文地质情况该区域4煤层至9煤层之间有厚约10-25m的粗、中砂岩段，是本组主要含水层段。从钻孔揭露岩心及简易水文观测资料分析，靠近断层地段富水性较好，远离构造破碎带砂岩含水层总体富水性差。奥陶系石灰岩岩溶裂隙较为发育，属富水性较强的含水层，9号煤层大部分也在奥灰水位之下，为带压开采煤层。据DB4号钻孔资料，奥灰水水头压力为1.434MPa，由公式Ts=（式中Ts：突水系数，P：隔水层承受的水压，M：保护层厚度，Cp：采矿对隔水层底板扰动破坏厚度，取值16m）计算结果为： 9号煤层突水系数为0.029MPa/m，在正常情况下突水的可能性也比较小，但当存在断层时，缩小了煤层与奥灰间的安全间距以及断层本身导水，将是奥陶系岩溶地下水进入矿井的通道，而使本区的水文地质条件变的比较复杂。预计东翼轨道巷掘进时正常涌水量约15m3/h，最大涌水量约30m3/h。邻近金坡煤矿越界开采9#煤，进入东坡井田，开采时的正常涌水量4050m3/h，去年关闭后停止了供风排水，矿井水在老空区积聚，水位逐渐上升到东坡原采空区水平，从薄弱环节进入东坡原9#煤采空区，并从采空区密闭渗出。金坡矿越界开采9#煤采空区和9煤东翼轨道巷为同一煤层，开采层位基本相同，尽管本区水文地质条件比较简单，但金坡矿井停止排水后，已形成大面积老空区积水，目前水情虽有所控制，但还是对本区安全生产有所影响, 矿方要及时进行探放水工作,保证安全施工。附9煤地层综合柱状图12.5.预防措施1、由于该处在煤层中施工，煤层比较破碎，煤顶易冒落，要加强顶板支护，确保安全。2、按照矿井水文地质规程、煤矿安全规程以及山西省煤管局的要求，必须坚持“有疑必探、先探后掘”的探放水原则，确保矿井生产安全，发现异常及时向调度汇报。3、排水系统管直接安装到迎头，确保排水管路通畅，排水能力不小于50m3/h。附9煤地层综合柱状图第三章 巷道布置及支护说明3.1.巷道布置附9煤东翼轨道巷巷道布置平面图2。3.2.支护工艺9煤东翼轨道巷采用矩形断面布置，沿煤层中上部掘进；巷道断面5.23.6m（宽高）。全部采用锚杆（索）网喷浆联合支护形式。附: 9煤东翼轨道巷支护断面图3及9煤集辅巷支护断面图3.3.掘进工程量设计工程量780m;附9煤东翼轨道巷施工工程量表1。9煤东翼轨道巷工作面工程量表 表1序号巷道名称煤岩性质工程量m备注19煤集辅巷煤30毛巷宽5600高4300(拱形)29煤东翼轨道巷煤750毛巷宽5200高3600(矩形)合计7803.4.中腰线规定3.4.1.中线规定中线至任何一帮不大于设计+300（+250）mm，不小于设计-50（-30）mm。3.4.2.腰线规定：沿煤层掘进时，巷道不超过设计+300（+250）mm，不小于设计-50（-30）mm。第四章 掘 进 工 艺4.1.掘进方式4.1.1.作业方式采用掘支单行，一次成巷的作业方式。风、水、排水管三趟管路、轨道一次安装到位，电缆钩吊挂到位。按设计和标准化要求施工。4.1.2.掘进方式采用机掘(前期9煤集辅巷使用EBJ-160SH,后期9煤东翼轨道巷使用EBZ-150A)，全断面一次掘进，割煤2.0m，支护2.0m。每次割煤后，永久支护距工作面的最大控顶距不大于2.0m，最小控顶距为零。遇断层等地质构造或顶板破碎区时,依据实际情况可适当的缩短控顶距。4.1.3.循环方式和循环进度采用多循环方式，每个循环2.0m，每班3个循环，班进度6m，日进度18m，月正规循环率80%，月进度432m。4.1.4.施工工艺过程交接班、瓦斯检查、安全检查掘进机破煤、装煤外运敲帮问顶、找掉危岩及临时支护（顶板完整时）退掘进机锚杆等永久支护，同时机组检修、延长刮板输送机或皮带运输机、延伸风水管路及轨道等，煤帮锚杆支护平行作业，帮锚杆落后顶锚杆不超过5m。4.2.掘进设备4.2.1.施工设备采用EBZ-150A型综掘机破煤，通过综掘机、桥式转载机、SGW-40T刮板输送机（前期）或SPJ-800型皮带（后期）组成的综合机械化掘进。MQT120、MQS-50C型风动锚杆钻机打眼及安装锚杆。采用1台YHJ-800型激光指向仪控制中线。附机械设备配备表2、附东翼轨道巷设备布置断面图机械设备配备表 表2序号名称规格型号功率(kW)单位数量备注1掘进机EBZ-150A236台12矿用移动式变压器XBD1-500/1140台11140V3矿用移动式变压器500-KFA台1660V4刮板输送机SGW-40T40部2120米5伸缩皮带机SPJ-80090部16局部通风机FBD6/2222*22台17局部通风机FBD611台1备用8风筒800mmm8509风动帮锚杆钻机MQS-50C台210移动隔爆空压机MLGF-20/8132套111凿岩机YT28台212喷浆机台113激光指向仪YHJ-800台114锚杆(索)钻机MQT120台215液压剪G2-190台216锚索涨拉泵液压台117风镐G7台218防爆电话HAK-1部14.2.2.截割方式横轴式连续摆动截割4.2.3.截割方法截割头由巷道一侧底部进刀，进刀深度400600mm，后在巷道内水平截割，周边留200300mm，每水平摆动一次抬高400600mm，按照截割运行曲线示意图连续摆动截割至初步成形，截完一个循环后，修周边达到设计要求。附截割运行曲线示意图4.2.4.截割工艺流程进刀截割修边成形4.2.5.截割质量要求沿煤层掘进，严格按设计尺寸施工，保证巷道成形，严格控制超欠挖，要求严格按照巷道中心线施工，净宽要求中线至任一帮允许误差-50+300mm(合格)、-30+250mm(优良)。4.2.6.提高截割质量的措施(1).加强通风防尘管理，提高工作面能见度。(2).遇到煤层顶板起伏变化时，随时调整截割高度，做到平缓过渡。(3).经常观察校正激光指向仪，保证指向正确，无中线不准截割。(4).严格按照截割方法和工艺进行操作。(5).巷道断面的规格尺寸及误差标准，要符合设计要求，司机必须牢记。第五章 巷 道 支 护5.1.临时支护5.1.1. 前探梁临时支护采用金属前探梁。3根金属前探梁分别固定在中线及两侧的锚杆上。每根前探梁上固定不少于2根锚杆，两根前探梁间距2m，割煤后将前探梁前移至迎头，前探梁与顶板之间掩好两块木板，木板长不低于3m，宽度300mm，厚度不小于100mm，板木与顶板间用木板塞好。附临时支护平断面图6。5.1.2.临时支护材料75mm4000mm钢管及固定卡子及木板。5.2.永久支护5.2.1.支护形式支护形式为锚(索)网喷联合支护形式,喷射混凝土强度等级为C25。喷射混凝土厚度为100mm, 距工作面迎头15m后进行巷道初喷，30m后进行复喷，逐步达到成巷要求。5.2.2支护材料、支护参数设计计算(1).顶锚杆参数设计:.锚杆长度顶板两侧锚杆长度的确定原则是：使其锚固端投影深入两帮煤帮内0.5m以上，以保证锚杆受力有效传递到两帮煤体中，从而实现巷道顶部荷载向两帮转移，按下列式计算:L=(L1+L2)/cos+L3+L4式中：L为倾斜锚杆长度；L1要求锚固端水平投影伸入煤壁的水平距离，取600mm；L2要求锚固端垂直投影伸入煤壁的垂直距离，取200mm；倾斜锚杆与水平面夹角，取60；L3额定锚固长度；L4锚杆外露长度，取70mm；所以，L=(600+200)/cos60+500+702170mm，取2.2m为便于井下施工，取中间垂直锚杆长度均为2.2m。.顶锚杆树脂药卷数量n=Lg(R2-R22)/(R12Ly)式中：n每孔锚固剂数量；Lg全长锚固剂填充长度，取1000mm；R锚孔半径，取15mm；R1锚固剂半径，取11.5mm；R2锚杆半径，取11mm；Ly一支锚固剂长度，取600mm；所以n=1000(152-112)/(11.52600)1.31支，考虑锚杆快速安装工艺要求，选用CK2360树脂药卷1支。.顶锚杆直径根据锚杆支护“三径”匹配原则，锚杆直径取22mm，杆体为高强度无纵肋左旋螺纹钢材料，其破断力为228kN。校核锚杆锚固力P固为：P固空L锚式中：P固锚杆锚固力锚固剂与孔壁间粘结强度，取2.0MPa；空锚孔直径，取31mm；L锚每孔锚固剂数量，1支；所以，P固20003.140.0311138.4kN.锚杆间排距a.锚杆间距： 根据工程类比法确定锚杆间距为1000mm。b.锚杆排距：D=(Nn)/(2kRLL4)=(1525)/(23212.62.1)=1.10式中：D锚杆排距；N每根锚杆的锚固力，取锚杆屈服荷载152kN；n顶板每排锚杆数量，5根；k安全系数，取3；R顶板煤层容重，取21kN/m3；L巷宽之半，取2.6m；L4锚孔深度，取2.1m；所以，D=为安全起见和生产管理, 锚杆排距取D=1.0m。(2).帮锚杆参数设计:.帮锚杆长度L=L1+L2+L3式中：L1两帮松塌区宽度htg(45/2)=2.3tg(4550.2/2)=0.83mL2帮锚杆伸入潜在松塌区的额定锚固长度，取1.2m；L3帮锚杆外露长度，取0.15m；则L=0.83+1.2+0.152.18m，考虑煤体的挤压破坏范围用相同条件下的经验，且为安全起见取2.2m。.帮锚杆间排距锚杆间距D=(L帮L3)/2=1.13m，为满足均匀压缩带即“挡固墙层”有一定的厚度的要求，则锚杆间排距取1.0m1.0m。(3).喷射混凝土用料;使用325R普通硅酸盐水泥、中沙和5-15mm 碎石，7573-型速凝剂、PH值4的水。 喷射混凝土重量配合比为：水泥1：中沙2.：碎石2：。喷射1立方米砼材料用料为380Kg、934 Kg、 555 Kg、 5.2.2支护规格参数附工程材料明细表3(1).顶锚杆规格参数顶锚杆形式和规格：采用22mm无纵肋螺纹钢式金属杆体，长度2200mm，安装扭矩150NM,锚固力130kN。碟形钢垫板：采用拱型高强度托板，力学性能与锚杆杆体配套，规格为长宽150150mm，厚度8mm，孔径30mm。处露长度从托盘面量起不大于50 mm;锚固方式：树脂锚固，使用CK2360树脂药卷一支，药卷的一头朝向孔底。钻孔直径28mm，端头锚固。锚杆布置：排距1000mm，间距1000mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶锚杆2根安设角度为水平角30，其余3根垂直顶板。顶板加挂金属网、钢架梁支护顶板。钢架梁规格:采用14mm园钢焊接而成,宽度70mm,长度为4600mm。(2).顶锚索支护规格参数锚索采用长7.3m17.8mm的低松弛钢绞线，锚深7m，间距3000mm，排距3000mm，呈2-1-2布置。托盘用30030016mm的钢托板, 树脂使用3支L=600mm, =23mm快速3支CK2360树脂药卷,依次用钢绞线顶入眼底绞拌,锁具KM/15-1/1860,预紧力100KN,待凝固后锚固力130kN,其外露长度不得大于300mm; 网间搭接100 mm,间隔200 mm绑扎一处。(3).帮锚杆支护规格参数帮锚杆采用18mm2200mmQ235园钢锚杆，间距1000mm，排距1000mm，使用1支CK2360树脂药卷。安装扭矩力120NM,锚固力64KN。碟形钢垫板1501508mm, 锚杆外露长度从托盘面量起,不超过50 mm,网间搭接100 mm。一侧安设4根帮锚杆,靠近上帮和下帮顶锚杆2根,安设角度为水平角20，其余2根垂直巷帮。(4). 金属网片规格：采用直径4.5mm的普通园钢制作，网片规格为12001800mm，网孔规格100100mm。网片之间搭接长度为100mm，用16#铁丝每200mm绑扎一道。支护材料明细表 表3序号名称规格型号单位数量备注1顶锚杆螺纹钢22mm2200mm套40002锚索17.8mm7300mm套4003锚固剂CK2360支220004帮锚杆圆钢18mm2200mm套6400均包括托盘5钢筋网4.5mm1.2m1.8m片5600网格100mm100mm6钢筋梯14mm0.07m4.6m架8007镀锌铁丝16#kg300联网5.3.技术操作要求及质量标准5.3.1.顶锚杆要求：打好顶锚杆眼后，冲孔，然后装入树脂锚固剂，用锚杆机边搅拌边推进，搅拌时间控制在20s左右，搅拌后约12min后拧紧螺母，过10min后，先卸下专用搅拌驱动器，装上托梁、托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置，间排距允许误差100mm。5.3.2.帮锚杆要求：打好帮眼后，冲孔，然后用锚杆把锚固剂轻轻送入眼底，用帮锚杆钻机边搅拌边推进，时间30s，然后安装托盘和螺母，12min后拧紧螺母，间排距允许误差100mm。5.3.3.锚索要求：用锚杆机打好眼后冲孔，向孔内放入锚固剂，锚固剂要放在锚索正顶上，然后用锚索轻轻将锚固剂送入孔底，用锚杆机边推进边搅拌，搅拌时推力要恒定，搅拌时间40s，注好后用锚杆机顶住锚索一会儿（约3min，然后卸下锚杆机，15min以后上锁具，用千斤顶将锁具张紧。5.3.4.铺网要求：人员站在永久支护下面,面向两帮联网。联网时，要求铺平铺展，两头对齐，网与网间搭接100mm，用双股16#铁丝按200mm的间隔连接牢固（联网扣数大于3圈）。5.3.5喷射混凝土要求（1）当初喷和复喷完成后,巷道每20米做一组检查孔,顶、两帮各打不小于100mm深的钻孔。（2）清理待喷巷道范围内的杂物、矸石等，接好风、水管路，输料管路要摆放平直不得有急弯，接头要严密不得漏风。（3）检查喷浆机是否完好，摩擦板是否紧固，有无漏风等，无问题时方可进行喷射工作。（4）检查风、水压是否符合要求，风压应控制在0.1-0.12mPa水压应控制在0.25Mpa。（5）混凝土配比符合试配标准，水泥标号不低于32.5R，石子粒度为10mm速凝剂掺入量为水泥重量的。（6）在喷浆前，先检查待喷巷道的规格质量，必须符合设计要求后，方可进行喷射混凝土工作。（7）人工拌料时要将料搅拌均匀，配比符合要求。（8）为保证喷浆厚度和表面光滑，必须挂线，即在巷道顶板和巷道两帮分别按巷道设计的净高，净宽挂好三条线，打入木棒标志作为检查巷道规格和喷浆厚度的依据。（9）喷浆前要用压风与水将巷道顶帮冲刷干净，并将电缆和风水管放到底板其他设备保护好，用木板盖严。（10）喷射手在喷浆前必须戴上胶皮手套，防护口罩，防护眼镜，雨衣和雨裤。（11）喷射中，一人掌握喷枪，一人协同移动输料管，保持胶管不得出现直角弯。持枪者要一手紧握喷枪，掌握喷射方向，一手握住水阀门，控制水量大小，严禁枪口对向其他工作人员，喷射时要随时调节水阀门控制合适的水灰比（0.4-0.5）。（12）喷枪与受喷面要基本垂直，最小不得小于75喷枪与受喷面的距离以1.0-1.2m为宜。（13）喷枪操作时，应使喷头沿螺旋形轨迹（1-1.5m）运行，一圈压半圈（圈径200mm）并均匀缓慢移动。（14）喷射顺序为先下后上，先墙后拱，先凹后凸，喷墙时一次喷厚50-70mm，喷拱时一次喷厚30-40mm，间歇时间15-30min。一次喷射巷道长度为6m。（15）加入速凝剂，必须随喷随掺，不得提前掺入料中。（16）喷射混凝土后必须洒水养护，要求每班洒水1-2次，养护时间不少于28天。（17）两帮必须先挖出不少于100mm深的基础，再喷浆防止出现“穿裙子”现象。（18）对于渗水或漏水地段，宜采用排，堵疏的方式来解决，用导水管把水集中导出，当混凝土形成强度后，再用砂浆封孔。（19）喷浆的回弹料，可回收后砌水沟或掺入新料中，但掺量不得超过30。（20）严格执行开停机顺序，开机时必须先给水，后开风，最后上料，停机时，必须先停料，再停机，后关水，最后停风。（21）喷浆故障排除：在未上料、拌料、和料前，先开高压风及高压水，如喷嘴风压正常，喷出的水和高压风应呈雾状。如喷嘴风压不足（适宜的风压为0.10.15Ma）可能是料口堵塞，如风嘴不出风，可能是输料管堵塞，这类故障都应及时性排除后，再开电动机，先进行空转，待喷机正常后投料和喷射，喷混凝土处理睹管现象时，喷头严禁对人 。第六章 生 产 系 统6.1.运输系统6.1.1.煤矸装运方式：装煤(矸)、运煤(矸)由掘进机装载部自行装煤(矸)，通过掘进机、桥式转截机将煤(矸)装载到刮板运输机;由SGW-40T型刮板运输机到SPJ-800型皮带机,经措施巷横峒SGW-40T型刮板运输机,运至主斜井皮带到地面储煤仓。6.1.2.材料设备运输方式：材料、设备经副井9煤井底车场1007大巷9煤东翼轨道巷再由人工运至施工地点。6.2.通风系统6.2.1.通风采用压入式通风方式，最长供风距离为950m。(1).掘进工作面风量计算.按瓦斯涌出量计算Q=100qK=1000.0578m3/min1.8=11m3/min式中:Q掘进工作面实际需要风量，m3/min100单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值； q掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，0.0578m3/min K掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般为1.52.0，取1.8。.按人数计算Q=4n=425=100 m3/min式中:Q掘进工作面实际需要风量，m3/min 4每人每分钟不低于4m3/min n掘进工作面同时工作的最多人数；.按照风速、温度计算掘进工作面需要风量Q掘260V掘S掘maxK温 600.2520.161.0302.4m3/min式中:V掘局部通风机供风巷道内最低允许风速，m/s； 岩巷V掘0.15m/s，煤巷和半煤岩巷V掘0.25m/s； S掘max局部通风机供风巷道的最大净断面积，m2，该巷断面计算5.6m3.6m=20.16 m2； K温局部通风机供风巷道空气温度调整系数，20时取1.0；.按风速进行验算：最低：Q掘15S掘=1520.16=302.4m3/min最高：Q掘240S掘=24020.16=4838.4m3/min因此，工作面所需风量为302.4m3/min。(2).掘进工作面局部通风机选型.局部通风机工作风量计算Q扇 Q掘/(1- LP100/100)=302.4/(1-10 1.02/100)=336m3/min式中：L风筒长度，m；P100局部通风机供风巷道风筒漏风系数，柔性风筒应按下式计算：P100=1/(1-nL接)=1/(1-100.002)=1.02式中：n风筒接头数；100m取10个接头。 L接一个接头漏风率。反压边连接时，L接=0.0020.006（煤巷取小值，岩巷取大值）。.局部通风机工作风压计算根据掘进工作面设计长度、局部通风机需要工作风量、掘进工作面需要风量、风筒风阻，计算掘进工作面局部通风机工作风压值：ht RpQ扇Q掘 （公式中Q扇、Q掘的计算单位均为m3/s）=63.56.3336/60=2240Pa式中：Rp压入式风筒的总风阻，N.S2/m8 ； ht压入式局部通风机全风压，Pa；Rp6.5L/（d5） =6.50.00321000/0.851=63.5N.S2/m8式中：风筒摩擦阻力系数，800mm风筒取0.0032N.S2/m4；L风筒长度，m；d风筒直径，0.8m；供风距离调整系数，供风距离5001000m取1。.选择合适局部通风机根据工作风压、风量和局部通风机的性能曲线，优先选择的局部通风机型号为对旋式FBD6/222型，功率222kW。根据所选用局部通风机，确定局部通风机的工作风量为500-380m3/min，故此满足施工要求。(3).局部通风机的安装地点及全风压供风量的计算.局部通风机安装处巷道全风压供风量的计算Q掘全=Q扇实+60V安S安=380+600.2519.25=669m3/min式中：Q掘全局部通风机安装处巷道的全风压供风量，m3/min；Q扇实安装在同一地点并联通风的各局部通风机实际工作风量之和，供风长度大时取小值为380m3/min。V安局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间的风速，m/s。安装局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量而外，还应保证局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间的风速，以防止局部通风机吸入循环风和词段巷道内风流停滞，造成瓦斯积聚。风速岩巷取0.15m/s、煤巷和半煤巷取0.25m/s； S安局部通风机吸入口至局部通风机供风巷道回风口之间的巷道断面，m2。6.2.2.局部通风机的安装地点安装在9煤集辅巷与措施巷交叉点向副斜井方向20m的进风流中，上架或吊挂管理,吊挂高度2m。6.3.防尘供水系统：6.3.1.供水系统地面压力水副井9煤井底车场1007大巷9煤东翼轨道巷掘进工作面。6.3.2.防尘规定严格执行掘进工作面综合防尘标准，防尘尘水源来自地面静压水池,经副斜井9煤车场-1007大巷-9煤东翼轨道巷掘进工作面。6.3.3.防尘管路铺设防尘管路每隔50m安设一个三通阀门，管路的接头、三通不得漏水，三通阀门必须上手轮，手轮必须安在人行道一侧。6.3.4.净化水幕(1).距迎头20m范围内安装一道净化水幕，每隔50m安设一道净化水幕,措施巷中部安设置1道全自动覆盖全断面水幕。(2).净化水幕的连接：所有净化水幕的连接是阀门管路净化水幕。阀门及所有连接处不得漏水。(3).净化水幕水管：水管的长度不得小于巷道宽度200mm；水管要安装在距顶板不超过300mm的位置；水管的两端各安装一个喷嘴，其余喷嘴间距1000mm。(4).喷嘴的方向：距工作面50m范围内的净水幕水管喷嘴方向与风流方向相反；喷嘴方向要略向下，与巷道顶板基本平行。6.3.5.转载点喷雾：(1).所有巷道的转载点都必须有喷雾设施，连接喷嘴设施时，必须连接阀门、管路、喷雾设施、管路接头，三通不得漏水，阀门必须安装在人行道侧。(2).喷嘴高度安在距转载点400500mm、宽度200mm的位置，而且喷嘴必须正对转载出煤点。(3).所有喷雾必须呈雾状。(4).巷道冲洗：工作面的巷道要保持湿润，走路时煤尘不飞扬，巷道口的水管、风管、风筒、电缆、迎风风面的煤尘厚度不得超过2mm，巷道底板煤尘厚度不超过2mm，堆积连续不得超过5m。6.3.6.防灭火规定(1).巷道中应每隔50m设置洒水支管和阀门。(2).配电点、风机开关处备有2个灭火器和1个砂箱，及相应的工具。(3).井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。(4).如工作面或巷道内着火时，根据着火情况，应首先采用直接灭火方法，如用灭火器、用水扑灭等，在直接灭火过程中，一般不得改变火区的风流方向。直接灭火不能取得有效灭火效果时，为防止火势发展，应采取封闭隔绝灭火；封闭火区前，必须根据火区的瓦斯、一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。6.4.压风系统：地面空气压缩机经108mm风管副斜井9煤井底车场1007大巷东翼轨道巷掘进工作面迎头。6.5.供电系统仍按原9煤集辅巷供电系统供电;由地面变电所10kV高压入井下中央变电室供掘进专用移变降压1140V供至工作面综掘机；其它为660V移变供至掘进面，安装“风电瓦斯闭锁”装置，风机由移变专线送至工作面。附9煤东翼轨道巷施工供电系统示意图。 6.6.排水系统(1)根据地质资料提供本工作面预计东翼轨道巷掘进时正常涌水量约15m3/h，最大涌水量约30m3/h。基本不影响生产，迎头积水采用风泵经排水管排到主斜井坑底水仓,另外备用流量为50m3/h的水泵一台。(2)9煤东翼轨道巷工作面的水经3寸胶管（掘进阶段）接到108mm排水管经1007大巷措施巷主斜井坑底水仓。(3)水沟:从开口200m内水沟为水平施工,200m外按8下山施工。6.7.安全监控(1).为加强工作面瓦斯管理，必须在工作面设置瓦斯监控设备。(2).距工作面离迎头5掘进机处设置1枚瓦斯传感器，其断电值为1.5%（CH4）。在掘进工作面巷道回风口以里1015m处，安装1枚瓦斯传感器，其断电值为1.5%（CH4）。(或一台数字式甲烷检测仪) (3).断电范围：当巷道内瓦斯超限，切断巷道内全部非本安型电器设备电源；当各测点瓦斯浓度降到1%以下时，方可人工对联锁开关送电，严禁联锁开关自动恢复送电。(4).每班队长、班长、电工必须携带便携式瓦斯检测仪上岗作业。(5).监控系统的安装由通风工区负责，调度监控。(6).未尽事宜按照矿有关监控规定执行。第七章 施 工 组 织7.1.施工顺序(1)先在开掘起点,措施巷交叉点9煤东翼轨道巷轨点31m的位置内安装EBJ-160T型综掘机(前期)，桥式转载机、SPJ-800型皮带、措施巷SGW-40T刮板输送机各一部。(2) 9煤集辅巷按地测部给定的中线,使用EBJ160T型综掘机向前掘进到30m位置后,进行锚(索)网联合支护,并进行初喷和复喷。并将EBJ160T旧机组存放在9煤集辅巷。(3)此时将EBJ160T旧掘进机更换为EBZ150A型新掘进机,按照9煤东翼轨道巷弯道施工断面设计开掘9煤东翼轨道巷。(4)9煤东翼轨道巷当掘进到直巷段前11m左右将遇原皮带机巷(旧巷)与主井砌碹巷道,此时应提前6m左右机组停止掘进,提前采取措施,采用边探边掘,探清旧巷和主井砌碹巷道位置后继续施工。遇旧巷大断面时,应适当增加锚杆或其它方式加强支护。附:过旧巷与主井砌碹巷道专项安全技术措施(5)当掘进机跨过旧巷与主井砌碹巷道后,开始正常掘进。(6)弯道段按水平施工。(7)轨道铺设采用38Kg/m的钢轨,轨枕为水泥轨枕,轨距为900mm,轨道中心允许偏差为50 mm,两轨高低不大于3 mm,轨枕间距允许偏差为50 mm,轨道轨枕必须挖道板祸,保证巷道顶板距轨面3300 mm的距离。(8)沿底掘进时,根据煤层起伏情况另行确定是否施工水沟。(8)铺底厚度为100mm。7.2.开窝点弯道施工要求 (1)从9煤集辅巷和措施巷交叉点到9煤东翼轨道巷31m处开始拐弯(R=12000mm),从拐点距9煤东翼轨道巷直线段中心线距离为12000mm。 (2)直开门点座标:X=4367180.140,Y=19620696.069,Z=1007.652(底板),从9煤集辅巷中心线距东翼轨道巷12000 mm为弯道始点。 (3) 交叉点处9煤集辅巷巷道支护形式按6-6断面支护, 9煤东翼轨道巷直巷道支护形式按4-4断面支护。(后附9煤集辅巷6-6断面图及9煤东翼轨道巷4-4断面图) (4) 9煤集辅巷与开切巷交岔点采用锚索网联合支护，交岔点区域每排施工3根锚索，开口顶部用锚索加固一排槽钢，弯道顶板支护视实际情况必须加强顶板支护,以防发生冒顶。(5)地测部将提前给出9煤东翼轨道巷中线位置。7.3.循环作业方式交接班落煤敲帮问顶（临时支护）退掘进机安装顶锚杆延长运输机或皮带（可同时打帮锚杆）。7.4.劳动组织及人员配备采用“三八”工作制，二班掘进，一班检修及支护，每班定岗定任务，各工种间可临时搭配，实行一职多能，合理安排工序，工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。附人员配备表4。人员配备表 表4序号工种定员（个）备注早班中班夜班合计1机组司机1113小班2锚杆（索）支护工444123皮带司机11134电工11135刮板机司机11137安全质量员11138维修工11139接管铺道工222610小计1212123611拦料喷浆工612井上下运料工6大班13材料员和库管员214队管人员队长115副队长216技术员1117跟班副队长3小计22总计577.5.正规循环图表附机掘掘进正规循环图表5。机掘掘进正规循环图表 表5时间工序小时工序时间（分）12345678交接班15掘进机割煤40找顶10退掘进机20永久支护延伸皮带180检查验收15通风480注:采用“三八”作业制,二班生产,一班检修。第八章 技术经济指标附技术经济指标表6 技术经济指标表 表6序号项目单位数量备注19煤集辅巷断面m220.7设计掘进断面9煤东翼巷断面m219.252循环进尺m23班进尺m64日循环个数个95正规循环率%806月进尺m4327锚杆消耗量根/m138钢筋梯架/m19锚索根/m0.6610树脂支/m1711金属网m2/m812喷浆M3水泥380Kg 沙子760 Kg石子760 Kg (1:2:2)第九章 安全技术措施9.1.安全制度(1).各工种上岗作业必须保护好作业地点的电缆、风筒、风水管路、工具和电气设备及各类安全设施，不得随意损坏。(2).坚持持证上岗制度，各工种一律持证上岗，严禁无证操作，所有下井人员都必需经过安全技术培训并经考试合格后持证上岗。(3).严格工程质量验收制度，跟班队长负责对工程质量进行检查和验收，不合格的要立即整改，工程质量必须合格。(4).严格遵守各工种岗位责任制、安全生产责任制和操作规程。(5).严格执行“敲帮问顶”制度，遵守煤矿安全规程第55条规定，严格遵章作业，加强顶板管理，工作面控顶距符合本规程要求。(6).严格控制循环进尺，坚持正规循环作业，并且用好临时支护，严禁空顶作业。(7).严格执行跟班制度，跟班队长是本班的安全生产第一责任者，全面负责本班的安全生产和质量标准化。跟班队长要靠前指挥，经常巡视本作业区的安全情况，发现隐患及时组织人员处理。(8).严格执行安全学习制度，组织职工学习作业规程、岗位责任制、安全生产责任制和其他安全业务知识，提高职工的业务素质和自主保安能力。(9).严格执行巷道巡回检查制度和维修制度，支护损坏或变形时必须及时维护，加强支护，做好原始记录。(10).绞车安装与使用严格按本规程后附的专项措施执行，严格执行“行人不行车，行车不行人”制度。(11).加强“一通三防”管理，严格执行综合防尘制度，打注锚杆孔时必须坚持湿式钻眼。(12).严格隐患排查汇报制度，每班必须由跟班队长负责隐患排查、处理、汇报工作。施工中遇特殊情况（如：地质构造、压力显现异常、水害预兆等）必须停工，并且向工区和调度室汇报，待查明情况，制定出切实可行的方案后方可继续施工。(13).严格遵守机电设备的管理、维修和保养制度，保证设备安全运行。(14).绞车安装、运输机铺设及物料码放距道的安全距离不得小于500mm。(15).遵守三不伤害公约，即：我不伤害自己，我不伤害他人，我不被他人伤害。坚持“四不生产”原则，即：不安全不生产，措施不落实不生产，隐患不排除不生产，不达标不生产。(16).井下各种工具使用前必须进行严格的检查，发现问题不得使用。必须确保使用工具的完好。(17).井下更换各种设备配件或其他物件起吊时必须使用专用起吊点（非支护锚杆、锚索、钢带、棚梁等）。起吊前要检查起吊点完好情况，并进行试吊。同时注意起吊周围的环境，严禁人员在物件运行或倾斜方向站立、工作，确保起吊安全。(18).从运转的输送机中取长物（杂物）时，必须先停机，再从尾端拿起，严防物件伤人。(19).钢绞线破开捆，两人配合作业，防止钢绞线弹出伤人，井下严禁切割钢绞线。(20).井下各种风动工具使用时必须确保连接装置的牢固，并及时检查连接装置。9.2.顶板管理(1).开工前，队长和安全员先检查迎头顶、帮情况，确认无问题后方可施工。(2).严格执行敲帮问顶制度（工作面必须配备镐、撬棍等敲帮问顶工具），仔细检查顶帮围岩情况，处理净活矸、危石，确保施工安全。(3).严禁空顶作业，顶板完整的情况下，最大空顶距离不超过2m，顶板破碎的情况下，最大空顶距不超过1m。必须在有正式支护或临时支护下打眼，锚杆眼的方向、角度原则上应与岩石的层理面垂直，当层理面不明显时，锚杆眼方向与巷道周边垂直。(4).施工队组要经常检查巷道施工质量，不合格的支护要及时补打，每班用扭矩扳手检查本班所有顶、帮锚杆的预紧力情况，发现问题及时处理。(5).发现顶板压力大、顶板离层，听见顶板有响声等冒顶预兆时，要立即停止作业，撤出工作面所有人员，待压力稳定后，由外向里进行顶板维护。根据顶板情况加棚维护。(6).处理冒顶区段，队长、班长、安全质量员必须现场指挥，抽调至少2人以上的老工人配套作业，1人工作、1人监视顶板，发现有垮落流煤（矸）、片帮预兆时，要将人员立即撤至安全地点。(7).处理冒顶前，要把障碍物清理干净，确保退路畅通，及时在冒顶区的边缘打不少于3排戴帽柱，戴帽柱每排3根，防止冒顶区域的扩大。(8).处理冒顶时，首先用2.5m以上长柄工具由外向里处理干净顶帮活矸，顶板处理好后，及时支设戴帽柱临时维护顶板。(9).施工中要有专人监护顶板的变化情况，专人指挥维护，施工人员听从命令，相互配合好。(10).处理过程中，瓦检工要随时检查瓦斯情况，有问题要立即停工撤人，先组织排放瓦斯。(11).如遇顶板有淋头水，停止作业汇报调度室，经地质人员检查无问题后，方可施工。加强顶板管理，如发现顶板压力大，顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里进行施工。(12).开口管理、运输、9煤集集辅巷与开切巷交岔点采用锚索网联合支护，交岔点区域每排施工两根锚索，开口端施工一排槽钢后，立即施工一排锚索，加强顶板支护。(13).锚杆眼施工应符合下列要求：.锚杆眼必须按作业规程规定的间排距施工，锚杆至迎头的间距必须小于锚杆的设计排距。.打眼前必须敲帮问顶，撬掉活矸，对有可能发生冒落的位置附近，施工眼前必须进行临时支护再打眼，钻眼时应按事先确定的眼位标志处钻进，钻