D1104运输联络巷掘进作业规程_(1).doc

大湾煤矿 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 1 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程运输巷联络巷掘进作业规程 施施 工工 单单 位：准备工区位：准备工区 施工单位负责人：刘天华施工单位负责人：刘天华 编编 制制 人：胡斌斌人：胡斌斌 编编 制制 时时 间：间：2014 年年 6 月月 18 日日 第一章第一章概况概况.5 第一节概述5 一、巷道名称5 二、掘进目的及用途5 三、巷道设计长度及服务年限5 四、预计开工、竣工时间5 第二节编制依据5 一、工作面设计图纸及说明5 二、地质说明书5 三、安全技术资料5 第二章第二章巷道地理位置及水文地质情况巷道地理位置及水文地质情况6 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规 程 2 第一节地面相对位置及周围开采情况6 第二节煤（岩）层赋存特征6 第三节地质构造6 第四节水文地质6 第三章第三章巷道布置及支护说明巷道布置及支护说明.7 第一节巷道布置及施工顺序7 第二节支护设计7 一、巷道断面7 二、支护方式7 第三节支护工艺11 一、支护材料11 二、安装锚杆的方法11 三、安装锚索的方法12 第四章第四章施工工艺施工工艺 .13 第一节施工方法13 第二节凿岩方法13 一、打眼机具13 二、降尘方法13 第三节爆破作业13 一、d1104运输巷联络巷爆破器材.13 二、爆破器材14 三、装药结构15 四、起爆方式15 五、炮眼布置图及爆破说明书15 六、施工质量及技术要求17 第四节矿压观测17 一、锚杆锚固力检测17 二、巷道表面位移观测17 三、锚杆预紧力矩检测17 四、巷道稳定状况观测17 五、矿压观测和数据记录17 第五节装载运输17 一、装载运输机具17 二、装运要求17 第六节管线布置17 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规 程 3 第七节设备及工具配备18 第五章第五章生产系统生产系统 .19 第一节通风19 一、风量计算及风机选型19 二、局部通风机安装地点及要求19 三、通风系统20 第二节压风系统20 一、一、压风供风系统20 第三节综合防尘20 一、防尘系统管路：20 二、防尘措施20 第四节防灭火21 一、防灭火系统管路21 二、防灭火措施21 第五节安全监控装置21 一、安全监控装置布置21 二、便携式甲烷报警仪的配备和使用21 第六节供电系统22 第七节供水、排水系统22 第八节运输系统22 第九节通讯系统23 第六章第六章劳动组织及主要经济技术指标劳动组织及主要经济技术指标24 第一节劳动组织24 第二节循环作业24 第三节主要经济技术指标24 第七章第七章安全技术措施安全技术措施25 第一节“一通三防”管理25 一、通风及防治瓦斯管理25 二、防尘管理25 三、防灭火管理25 四、防突管理26 第二节防治水27 第三节顶板管理27 第四节机电27 第五节运输28 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规 程 4 一、皮带、刮板输送机运输28 二、抬运设备及起吊29 第六节爆破管理30 第七节“先探后掘”安全技术措施32 第八节其它32 一、一般规定32 二、打眼注意事项32 三、锚杆钻机使用注意事项32 四、质量标准33 五、其它34 第八章第八章灾害应急处理及避灾路线灾害应急处理及避灾路线.35 第一节应急处理35 第二节避灾措施35 一、发生瓦斯煤尘爆炸事故的应急避灾35 二、发生煤与瓦斯突出时的应急避灾35 三、突出时的避灾：35 四、冒顶事故时的应急避灾：36 五、火灾事故时的应急避灾36 第三节避灾路线36 一、瓦斯、煤尘及火灾时的撤离路线：36 二、水灾时的撤离路线：36 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 5 第一章概况 第一节概述 一.巷道名称 d1104 运输巷联络巷。 二.掘进目的及用途 通风、运输、行人。 三.巷道设计长度及服务年限 巷道设计长度：d1104 运输巷联络巷 46.4 米；d1104 运输斜巷 194.2m；。 服务年限：1 年。 四.预计开工、竣工时间 本掘进工作面自 2014 年 7 月上旬开工，预计 2014 年 9 月下旬竣工。 附图：d1104 运输巷联络巷施工平面图 第二节编制依据 一.工作面设计图纸及说明 d1104 工作面施工设计图 二.地质说明书 d1104 工作面掘进地质说明书 。 三.安全技术资料 煤矿安全规程 、集团公司编制煤矿岗位工种安全技术操作规程 。 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 6 第二章巷道地理位置及水文地质情况 第一节地面相对位置及周围开采情况 d1104 工作面对应地表无重要建筑物及保护物，为陡坡荒山地形，标高约 1905- 2007m。 该工作面位于东井东翼，第 5 勘探线以东,该面以西为 11106 工作面采空区，东为 111106 工作面采空区，上部 2#煤层未开采，垂距约 59 米。 第二节煤（岩）层赋存特征 11#煤层呈黑色块状、以亮煤为主、条带结构为半亮煤、内生裂隙发育、含矸 2-5 层， 煤层厚度约 3.8-5.0m，平均倾角约 12，容重为 1.39；伪顶为深灰色薄层炭质泥岩、直接顶 为灰色薄层泥质粉砂岩夹薄层状菱铁矿层、基本顶为灰白色中厚层至厚层细砂岩显水平层理， 底板为灰色薄层状泥岩及泥质粉砂岩。 第三节地质构造 预计 d1104 运输巷联络巷，在掘进至约 28 米处时，将受一落差 8 米、倾角 40的正断 层影响，该段施工进行前施工单位必须编制专项安全技术措施，确保施工安全；根据资料分 析，预计 d1104 工作面其余巷道掘进过程中无较大断层构造影响。 第四节水文地质 本区与木矿重叠，且工作面周边废弃老巷较多，水文地质条件较复杂，施工过程中必须 严格按照相关文件规定采取“逢掘必探“的探放水措施；同时，掘进过程中应密切注意巷道淋 水情况，如有异常立即停止作业并通知安全生产指挥中心。 瓦斯地质： 11#煤层为突出煤层，掘进时应加强防突及瓦斯管理工作。 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 7 第三章巷道布置及支护说明 第一节巷道布置及施工顺序 d1104 运输巷联络巷开门于 d1104 运输巷西帮，开门中为 w7 点以西 7.24m，按坡度- 3按方位：260105掘进 30.05m 后转向掘进 d1104 运输斜巷，按方位：233 5810坡道 9.3掘进 49m 落平后，按坡度-3掘进 10m 后，按坡度-15掘进至 11#煤层 后沿 11#煤层顶板掘进 168.6m（平距）后转向，按方位：1735810沿 11#煤层顶板掘进 26m 后与 d1104 运输巷贯通。 第二节支护设计 一.巷道断面 d1104 运输巷联络巷为一次掘进成拱形，宽 4600mm，高 3500mm，底板往上 1200mm 起拱，掘进断面积：s13.95m2。 d1104 运输斜巷为一次掘进成梯形，宽 4600mm，上帮高 3500，下帮高 2700mm，掘进 断面积：s13.23m2。 附：巷道断面支护示意图 二.支护方式 1、 d1104 运输巷联络巷永久支护 （1） 、采用全断面锚网支护：巷道顶部采用 =21.6mm、l6200mm 的锚索及 =20mm、l2500mm 的树脂锚杆进行支护，锚索间排距为 1600mm1600mm，锚杆间排 距为 1600mm800mm；两帮采用 l2500mm 树脂锚杆进行支护，锚杆间排距： 800mm800mm。 （2） 、锚索、锚杆长度和间排距计算 1)锚索长度的计算 l=la+lb+lc+ld 式中： l-锚索总长度； la-锚索锚入稳定层的锚固长度，取 1.34m； lb-需要悬吊不稳定岩（煤）厚度，取 3.5m； lc-上托盘及锚具厚度，取 0.2m； ld-需要外露的张拉长度，取 0.2m； lakd1fa/4fc=1.339m 式中： k安全系数，取 k=2； d1-锚索钢绞线直径，取 =21.6mm； fa-锚索钢绞线抗拉强度，查得 1240n/mm； fc-锚索与锚固剂粘合强度，查说明书得 10n/mm； 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 8 通过以上公式计算得： l=1.34+4+0.2+0.2=5.24m 选用的锚索长度 l=6.2m5.24m，符合设计长度。 2)锚杆长度的计算 l=l1+l2+l3 式中： l锚杆总长度，m； l1锚杆外露长度，取 0.1m； l2-有效长度（顶锚杆免压拱高与帮锚杆煤帮破碎深度较大值） ； l3-锚杆锚入稳定层内深度； 其中： l2=b/2+htan(45-w/2)/f =0.82 l3=1.2 c t d 式中： b-巷道掘进跨（宽）度，4.6m； h-巷道掘进高度，平均 3.5m； w-顶板岩石的内摩擦角，360-420取 360； f-岩石普氏系数，取 5； d-锚杆直径，20mm； -设计抗拉强度，600mpa t -锚杆与锚固剂粘合强度 2.5mpa c 则：l=l1+l2+l3=0.1+0.82+1.2=2.12m 施工中锚杆长度取 l=2.5m2.12m，符合设计要求。 3)锚杆间、排距计算 ln(1.1+b/10）=3.12 锚杆间排距： d0.5l 式中： b-巷道跨度，4.6m； n-围岩稳定系数，v 类围岩系数一般取 2； 则： d1.56 锚索间、排距计算： d=x/3 式中： d锚索间排距，m； x锚索的长度，取 6.2m； 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 9 则：d=2.07m 通过计算施工中锚索间、排距取 1600mm1600mm；锚杆间排距取 1600mm800mm，可以满足顶板支护要求。放炮前顶板上的永久支护到迎头距离不大于 800mm，两帮炮前永久支护到迎头的距离不大于 3 米，放炮后顶板上的永久支护到迎头距离 不大于 2.5 米，两帮炮后永久支护不大于 5 米。 2、 d1104 运输巷联络巷临时支护 采用树脂锚杆配合矿用钢筋网作为临时支护。炮后先在顶板施工 4 棵树脂锚杆为临时支 护，锚杆间排距为：1600mm800mm。出完货后将永久支护补齐，确保迎头不空顶作业。 （附图） 临时支护锚杆支撑力计算： f=vrh 式中： v锚杆支护体积； r被悬吊岩石的重力密度，取 40kn/m； t每根锚杆支护撑力，取 50kn； f支护重量，单位：kn； f1临时支护顶板的支撑力，单位：kn h冒落高度 h=b/2f，取 0.46m； b巷道开拓宽度，取 4.6m； f岩石坚固系数，砂岩取 5。 按炮后最大控顶距为 2.5m 计算 式中 h=b/2f=4.6/（25）=0.46 v=2.5m4m0.46m=4.6m f=vrh=4.6m40kn/m0.46=84.6kn 放炮后空顶 2.5 米，按每排打 4 棵树脂锚杆计算。 f1=4t=450=200kn84.6kn 即先打 4 棵树脂锚杆挂网作为临时支护符合支护要求。 3、 d1104 运输斜巷永久支护 （1） 、采用全断面锚网支护：巷道顶部采用 =21.5mm、l6200mm 的锚索及 =20mm、l2500mm 的树脂锚杆进行支护，锚索间排距为 1200mm1000mm，锚杆间排 距为 1200mm1000mm；两帮采用 l2500mm 树脂锚杆进行支护，锚杆间排距： 1000mm1000mm。 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 10 （2） 、锚索、锚杆长度和间排距计算 锚索长度的计算 1 l=la+lb+lc+ld 式中： l-锚索总长度； la-锚索锚入稳定层的锚固长度，取 1.34m； lb-需要悬吊不稳定岩（煤）厚度，取 3.5m； lc-上托盘及锚具厚度，取 0.2m； ld-需要外露的张拉长度，取 0.2m； lakd1fa/4fc=1.339m 式中： k安全系数，取 k=2； d1-锚索钢绞线直径，取 =21.6mm； fa-锚索钢绞线抗拉强度，查得 1240n/mm； fc-锚索与锚固剂粘合强度，查说明书得 10n/mm； 通过以上公式计算得： l=1.34+4+0.2+0.2=5.24m 选用的锚索长度 l=6.2m5.24m，符合设计长度。 锚杆长度的计算 2 l=l1+l2+l3 式中： l锚杆总长度，m； l1锚杆外露长度，取 0.1m； l2-有效长度（顶锚杆免压拱高与帮锚杆煤帮破碎深度较大值） ； l3-锚杆锚入稳定层内深度； 其中： l2=b/2+htan(45-w/2)/f =0.55 l3=1.2 c t d 式中： b-巷道掘进跨（宽）度，4.6m； h-巷道掘进高度，平均 2.85m； w-顶板岩石的内摩擦角，360-420取 360； f-岩石普氏系数，取 5； d-锚杆直径，20mm； -设计抗拉强度，600mpa t -锚杆与锚固剂粘合强度 2.5mpa c 则：l=l1+l2+l3=0.1+0.55+1.2=1.85m 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 11 施工中锚杆长度取 l=2.5m1.85m，符合设计要求。 锚杆间、排距计算 3 ln(1.1+b/10）=3.12 锚杆间排距： d0.5l 式中： b-巷道跨度，4.6m； n-围岩稳定系数，v 类围岩系数一般取 2； 则： d1.56 锚索间、排距计算： d=x/3 式中： d锚索间排距，m； x锚索的长度，取 6.2m； 则：d=2.07m 通过计算施工中锚索间、排距取 1200mm1000mm；锚杆间排距取 1200mm1000mm，可以满足顶板支护要求。放炮前顶板上的永久支护到迎头距离不大于 800mm，两帮炮前永久支护到迎头的距离不大于 3 米，放炮后顶板上的永久支护到迎头距离 不大于 2.5 米，两帮炮后永久支护不大于 5 米。 4、 d1104 运输斜巷临时支护 采用树脂锚杆配合矿用钢筋网作为临时支护。炮后先在顶板施工 4 棵树脂锚杆为临时支 护，锚杆间排距为：1200mm1000mm。出完货后将永久支护补齐，确保迎头不空顶作业。 （附图） 临时支护锚杆支撑力计算： f=vrh 式中： v锚杆支护体积； r被悬吊岩石的重力密度，取 40kn/m； t每根锚杆支护撑力，取 50kn； f支护重量，单位：kn； f1临时支护顶板的支撑力，单位：kn h冒落高度 h=b/2f，取 0.46m； b巷道开拓宽度，取 4.6m； 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 12 f岩石坚固系数，砂岩取 5。 按炮后最大控顶距为 2.5m 计算 式中 h=b/2f=4/（25）=0.46 v=2.5m4m0.46m=4.6m f=vrh=4.6m40kn/m0.46=84.6kn 放炮后空顶 2.5 米，按每排打 4 棵树脂锚杆计算。 f1=4t=450=200kn84.6kn 即先打 4 棵树脂锚杆挂网作为临时支护符合支护要求。 5、 临时支护的操作过程 1)施工期间，必须指派专人观察顶、帮情况，发现险情必须立即停止施工，待处理至安全 后方可继续作业。 2)施工前，由班组长指派经验丰富人员用长把工具进行“敲帮问顶”工作，将顶板悬矸、 活矸找净后，再进行挂网，老网与新网搭接必须牢固可靠。 3)挂网前，首先将影响施工范围的货出完，出货期间密切注意顶、帮情况。 4)将锚杆机运至迎头，挖出安放锚杆机窝子，将锚杆机摆放在适中位置后，连接风、水管 路，施工过程中一人施钻、一人换钎，打两棵半钎子后，取出钎子，将 3 节锚固剂送入钻眼 中，用锚杆慢慢抵入钻眼，达到一定深度后用锚杆机抵紧，余 200mm 时，用锚杆机搅动锚 杆将锚固剂搅拌好，搅拌 20s5s 后待 1-2 分钟再取下钻机，将托盘贴紧顶板，螺母拧紧。 5)第一棵临时锚杆支护完成后，再挂第二张网，以此类推，完成临时支护，网与网搭接必 须牢固可靠，并紧贴顶板。 6)在施工过程中，人员必须站在支护完整地点进行施工，确保施工安全。 7)临时支护完成后进行永久支护，交替进行，确保迎头最大空顶距小于 0.8m。 第三节支护工艺 一.支护材料 1、 锚杆：20mm2500mm 树脂锚杆。 2、 锚索：21.66200mm 端头锚固式钢绞线。 3、 锚固剂：msk2335 型、23mm350mm，每根树脂锚杆使用锚固剂 3 节、锚索使用锚 固剂 3 节。 4、 托盘：锚杆托盘由厚 8mm 的钢板加工成 150mm150mm 的正方形碟形托盘，锚索托盘 由 10#钢压制成 300mm300mm 的正方形托盘。 5、 钢筋网：钢筋网采用 6.5mm 钢筋焊接，网的规格为：长宽=1400mm900mm。 二.安装锚杆的方法 1、 准备工作 1)检查支护材料规格、质量是否符合规定。 2)敲帮问顶，检查帮、顶支护完好情况。 3)根据锚杆布置方式，验收员量取中腰线及间排距，确定锚杆眼位。 4)检查钻机、压风、供水管及其他连接是否完好，并进行试运转。 2、 打眼 1)采用 mtq-120c 型锚杆钻机、组合钎具、 “十”字形合金钻头进行打眼，为保证孔深准 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 13 确，最后一根连接杆上用白漆标出终孔位置。 2)掌钎工站在钻机一侧，两手抓稳钻机，对准眼位，向打眼工示意准备完好，待打眼。 3)开眼时，缓开操作阀，待眼位固定并钻进 2030mm 以后，打开水门，掌钎工两手松开， 退到机身后侧监护，当钻进 50mm 左右，全速钻进。 4)打眼过程中，要随时注意帮顶，发现有片帮、掉顶危险时，必须立即停钻处理；要经常 检查风、水管路的连接头及钻眼机具运转情况，出现异常情况，必须停钻处理。 3、 安装锚杆 1)按规定的树脂药卷数量（3 卷/眼）用锚杆杆体轻推入孔。 2)在锚杆上安装托盘、锚杆螺母；将树脂药卷用锚杆轻推至孔底，开机搅拌，边搅边推， 锚杆顶端推至眼底后，搅拌 20s5s。 3)停止搅拌等待 12 分钟，在掌钎工帮助下落下钻机； 35min 后用扳手把锚杆螺母上 紧托盘，并紧贴岩面，锚杆外露丝长为 1040mm。 4)安装过程严格按照由外向里的顺序逐渐进行并指派专人观察顶、帮情况，发现险情立即 停止作业。 三.安装锚索的方法 1、 采用 mtq-120c 型锚杆钻机、组合钎具、 “十”字形合金钻头进行打眼。 2、 锚索机钻孔完毕，用压力水将孔冲洗干净，回掉钻杆，将锚固剂装入钻孔内，用钢绞线 将树脂锚固剂送至孔底。安装树脂锚固剂前要先检查其质量是否合格，破皮、发硬的树脂锚 固剂严禁使用，用布把锚索锚固段的水和岩粉擦干净。 3、 用锚索钢绞线顶推树脂锚固剂时，注意不要用力过猛，不能反复抽拉钢绞线，以防捅破 树脂锚固剂影响锚固质量。 4、 用锚索专用注锚器将钢绞线与锚杆机连接好，开启锚杆机边搅拌边推进，前半程慢速旋 转，后半程全速搅拌，全程搅拌时间 2030s。停止搅拌，保持锚杆机推力 35min 后方可 收回锚杆机，15min 后，上好锚索托盘和锚具，要求锚索外露长度为 100150mm。 5、 支护过程严格按照由外向里的顺序逐渐进行并指派专人观察顶、帮情况，发现险情立即 停止作业。 d1104 运输巷联络巷、运输斜巷每米巷道支护材料消耗 名 称单 位数 量 锚 杆根10；10.17 锚 索根1.875；1.67 钢筋网张9.33；8.17 锚固剂节40；36 小托板块10；10.17 大托盘块1.875；1.67 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 14 第四章施工工艺 第一节施工方法 1、 掘进采用钻眼爆破法，采用 yt-7655 型风钻进行打眼，全断面一次爆破一次成巷，掘进 与支护顺序作业。 2、 严格按地测科给定的中、腰线施工。 3、 掘进工作面装载采用刮板输送机运输后经 d1104 运输巷胶带输送机运输直至地面。 4、 施工前，提前按设计要求安装好局部通风机，由通风工区把风袋接至距施工点 5 米处。 5、 施工前，由施工单位先把施工所需材料及设备运到施工点附近堆放整齐。 6、 施工工艺流程：接班后进行安全检查打眼检查瓦斯装药撤人、设岗检查瓦斯 放炮检查瓦斯敲帮问顶临时支护出货永久支护。 第二节凿岩方法 一.打眼机具 爆破钻眼采用 yt-7655 型风钻、六角方钢钎、 “一”字形合金钻头进行打眼；支护采用 mtq-120c 型锚杆钻机、组合钎具、 “十”字形合金钻头进行打眼。 二.降尘方法 采用湿式打眼、填充水炮泥、放炮前后洒水降尘、出货前洒水、运输过程中转载点开启 防尘水幕的方法降尘。 第三节爆破作业 掏槽方式采用楔式掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为 200mm。 一.d1104 运输巷联络巷爆破器材 爆破炸药选用三级煤矿许用乳化炸药，药卷规格为 32mm320mm,重 300g；雷管选 用 14 段毫秒延期电雷管；发爆器选用 fd200 型发爆器，爆破母线选用防爆阻燃型电缆。 1、 发爆器选型验算： （1） 放炮阻值计算 r母线=pl/s r母线=（0.0184600）/6 =1.84（欧） r总=nr+r母线 =（454）+1.84 =181.84（欧） 式中： n-雷管个数； r-每个雷管（康铜桥丝）的全电阻，一般为 24 欧； r母线-放炮母线电阻； p-放炮母线的电阻系数，铜丝为 0.0184 欧*mm2/m； s-放炮母线断面积 6mm2 ； l-放炮母线长度，600m； （2） 准爆电流的计算 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 15 根据规定，毫秒延期电雷管（康铜桥丝）直流准爆电流为 2a，每个电雷管的电阻为 4 欧，为保证串联电雷管群准爆必须满足下列公式： i=e/(nr+r0 )i0 ei0(nr +r0)=2181.84=363.68(v) 则： i=e/(nr + r0 ) =3000181.84 =16.5（a） 式中： e-放炮电源电压，v； i0-准爆电流，a； i-通入电流值 ，a； n-雷管总数，发； r-每个雷管电阻，欧； r0-放炮电源和放炮母线电阻，欧； （3） 放炮器的选型 经过以上计算，放炮器的最小电源电压大于或等于 363.68v，故选用 fd200 电容式发爆 器。性能参数：本安参数 u0 =2v、i0=8ma；峰值电压为 3000v，发爆能力为 200 发，允许 最大电阻为 1220 欧；供电时间：4 毫秒；引燃冲量：8.712（a2.毫秒） ，能满足掘进工 作面全部雷管群爆，符合要求。 二.d1104 运输斜巷爆破器材 爆破炸药选用三级煤矿许用乳化炸药，药卷规格为 32mm320mm,重 300g；雷管选 用 14 段毫秒延期电雷管；发爆器选用 fd200 型发爆器，爆破母线选用防爆阻燃型电缆。 1、 发爆器选型验算： （1）放炮阻值计算 r母线=pl/s r母线=（0.0184600）/6 =1.84（欧） r总=nr+r母线 =（484）+1.84 =193.84（欧） 式中： n-雷管个数； r-每个雷管（康铜桥丝）的全电阻，一般为 24 欧； r母线-放炮母线电阻； p-放炮母线的电阻系数，铜丝为 0.0184 欧*mm2/m； s-放炮母线断面积 6mm2 ； l-放炮母线长度，600m； （2）准爆电流的计算 根据规定，毫秒延期电雷管（康铜桥丝）直流准爆电流为 2a，每个电雷管的电阻为 4 欧，为保证串联电雷管群准爆必须满足下列公式： 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 16 i=e/(nr+r0 )i0 ei0(nr +r0)=2193.84=387.68(v) 则： i=e/(nr + r0 ) =3000193.84 =15.5（a） 式中： e-放炮电源电压，v； i0-准爆电流，a； i-通入电流值 ，a； n-雷管总数，发； r-每个雷管电阻，欧； r0-放炮电源和放炮母线电阻，欧； 2、 放炮器的选型 经过以上计算，选用 fd200 电容式发爆器。性能参数：本安参数 u0 =2v、i0=8ma；峰 值电压为 3000v，发爆能力为 200 发，允许最大电阻为 1220 欧；供电时间：4 毫秒；引 燃冲量：8.712（a2.毫秒） ，能满足掘进工作面全部雷管群爆，符合要求。 三.装药结构 全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药后充填 1-2 个水炮泥，水炮泥外充填炮泥； 装药时要小心用炮棍把药卷送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线。 四.起爆方式 采用串联方式联线，一次装药、一次起爆。起爆器为 fd200 型发爆器；毫秒雷管（1-4 段） ，放炮母线 500m（最大放炮距离） ，其单个雷管最大阻值为 5.6 欧姆,炸药为 3 号煤矿许 用乳化炸药。 五.炮眼布置图及爆破说明书 1、 d1104 运输巷联络巷炮眼数目及装药量的确定： 根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量： qqsln32.01kg 式中： q单位炸药消耗量，取 q=1.5kg/m3； s巷道断面积，m2,13.95m2; l_炮眼深度，m，取 1.8 米； n_炮眼利用率，取 0.85。 根据下列公式可算出每个循环所需炮眼数目： nqsmn/(xp)37.944 个 式中： n炮眼数目，个； m_药卷长度，取 m0.32m； 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 17 x_炮眼装药系数，一般取 0.5-0.7，取 0.5； p_每个药卷重量，取 0.3kg。 据以上计算，每循环所需炸药量为 32.01kg，炮眼数为 37.944 个；在实际施工过程中为 提高巷道成型质量，炮眼取 45 个，每循环需用炸药 28.8kg，并根据岩石坚硬度，可适量增 加或减少炮眼数量。 2、 d1104 运输斜巷炮眼数目及装药量的确定： 根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量： qqsln30.363kg 式中： q单位炸药消耗量，取 q=1.5kg/m3； s巷道断面积，m2,13.23m2; l_炮眼深度，m，取 1.8 米； n_炮眼利用率，取 0.85。 根据下列公式可算出每个循环所需炮眼数目： nqsmn/(xp)35.986 个 式中： n炮眼数目，个； m_药卷长度，取 m0.32m； x_炮眼装药系数，一般取 0.5-0.7，取 0.5； p_每个药卷重量，取 0.3kg。 据以上计算，每循环所需炸药量为 3.0363kg，炮眼数为 35.986 个；在实际施工过程中 为提高巷道成型质量，炮眼取 48 个，每循环需用炸药 39.69kg，并根据岩石坚硬度，可适量 增加或减少炮眼数量。 3、 炮眼布置图、正向装药结构示意图：后附图 4、 掘进迎头爆破说明书： d1104 运输巷联络巷爆破说明书 炮 眼 装 药 量 炮眼角度 单孔装药量合 计 炮 眼 名 称 炮 眼 编 号 眼 数 (个) 眼 深 (mm ) 水平垂直 卷 数 (个) 重 量 (kg) 卷 数 (个) 重 量 (kg) 起 爆 顺 序 联 线 方 式 掏 槽 眼 1-662000739030.9185.4 辅 助 眼 7-17111800909020.6226.6 周 边 眼 18-36191800909020.63811.4 串 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 18 底 眼 37-4591800909020.6185.4 合 计 459628.8 联 d1104 运输斜巷爆破说明书 炮 眼 装 药 量 炮眼角度 单孔装药量合 计 炮 眼 名 称 炮 眼 编 号 眼 数 (个) 眼 深 (mm ) 水平垂直 卷 数 (个) 重 量 (kg) 卷 数 (个) 重 量 (kg) 起 爆 顺 序 联 线 方 式 掏 槽 眼 1-442000739041.2164.8 辅 助 眼 5-23191800909030.95717.1 周 边 眼 24-39161800909020.6329.6 底 眼 40-4891800909030.9278.1 合 计 4813239.69 串 联 六.施工质量及技术要求 打眼前由班组长或验收员画好施工中线，找出巷道轮廓标出眼位，严格按炮眼布置图及 爆破说明书进行打眼、装药、爆破。 施工中巷道底板保持平整，毛水沟 400mm300mm；中线至任何一帮的距离偏差允许 在100mm 之间。 第四节矿压观测 一.锚杆锚固力检测 掘进施工期间必须定期对巷道支护进行检测统计分析。检测方法：自巷道开门位置开始， 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 19 每隔 20m 随机抽取 3 棵锚杆做拉拔力试验，以检验顶板支护效果，并填写检测结果备查。 发现不合格锚杆，必须对 20m 内的所有锚杆（索）进行拉拔力验算，在其周围 200mm 的范 围内补打合格锚杆。 二.巷道表面位移观测 施工过程中，要对巷道表面位移情况及时进行观测。迎头每掘进 50m 后设一组检测断 面，每组检测断面设 4 个观测点，即顶、底板及两帮各设一个。每 2 天观测一次，并填写观 测结果备查。每个观测站自设立之日起，连续观测次数不少于 5 次，之后按每 7 天观测一次 再观测一个月。 三.锚杆预紧力矩检测 锚杆预紧力每班必须由验收员负责进行全面检测，安检员监督，区（队）长、技术员必 须每天对上一天的锚杆预紧力进行全面检测。 四.巷道稳定状况观测 所有在巷道内施工或经过该巷道的人员，必须时刻注意巷道的稳定状况，发现变形等异 常情况，必须及时汇报，以便及时采取措施。 五.矿压观测和数据记录 矿压观测和数据记录由生产技术管理科矿压组负责，数据记录必须真实，同时，必须认 真观察观测点周围巷道的变化。并每月对所观察的数据进行分析，掌握好巷道的压力情况， 及时修改巷道的支护，确保支护有效。 七七七 装载运输 一.装载运输机具 掘进巷道 sgb420 刮板输送机，d1104 运输巷 sdj-1000 胶带输送机，自卸式矿车， jd-40 绞车，jd-55 绞车。 二.装运要求 刮板输送机机头回煤坑、机身及巷道内浮矸必须清理干净交接班；大于 300mm*300mm 的煤矸必须打碎方能进入运输系统，编织袋及其它杂物严禁进入运输系统。 七七七 管线布置 掘进巷道中所敷设的电缆、风水管路等，均应按照施工断面图中规定的位置要求吊挂牢 固整齐。 1、 电缆吊挂：把 8铁丝拉紧后，用尼龙绳把电缆吊挂在铁丝上，每隔 400mm 必须有一个 吊挂点，电缆垂度不超过 50mm。放炮母线与动力电缆、电线、信号线应分别挂在巷道两侧。 如需挂在同侧，放炮母线必须挂在电缆下方，并保持 300mm 以上距离。 2、 风、水管吊挂：风、水管要接口严实，不得出现漏风、漏水现象。风水管必须吊挂平直， 每隔 4 米必须有一个吊挂点，风、水管距掘进迎头距离不得大于 15m，并要随着掘进施工的 推进及时延接，以确保正常使用。 七七七 设备及工具配备 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 20 设备及工具配备表： 机械名称型 号功率/kw数量工具名称单位数量 刮板输送机sgb420552大锤个2 通风机fbdno7.1/6 0 245（245 ） 各一套风镐把1 风钻yt-76552手镐把3 锚杆钻机 mtq120 2铁锹把10 胶带输送机shd10002 开关qbz-200/6609 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 21 第五章生产系统 第一节通风 一.风量计算及风机选型 在施工过程中，局部通风机采用压入式通风。 1、 风量计算 （1）按沼气最大涌出时计算 q=125qch4k=1250.751.8=169 m3/min 式中： 125单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过 0.8的换算值； qch4掘进工作面绝对沼气涌出量，0.75m3/min； k掘进工作面沼气涌出不均衡系数，取 1.8。 （2）按 11110 回风巷掘进工作面同时使用最大炸药量计算： q=10a=1028.8=288 m3/min； a-掘进面同时使用最大炸药量, 28.8 kg 2、 局部通风机、风筒的选择 根据以上计算，掘进工作面风量不得小于 288m3/min，采用 fbdno7.1/245kw 型风 机，风量为 580-850m3/min，可满足迎头风量使用要求；风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径 为 800mm。为保证掘进工作面安全、可靠供风的需要，选择双风机、双电源的方式供风。 3、 风量验算： 按最低风速进行验算 v=q/60s=288/(6013.95）=0.34m/s 式中： v风速，m/s q风量，m3/min s巷道断面积，m2 60单位时间，秒 根据煤矿安全规程中规定：掘进中的煤巷允许风速最低为 0.25 m/s，最高为 4 m/s。 0.2575 度 锚杆外露： 10mm40mm 锚杆深度: 0 +50mm 锚索角度： 75 度 锚索外露： 150mm250mm 锚索深度: 0 +80mm （3）抗拔力符合设计要求 2、 合格品 （1）巷道净宽：-100 +200mm 巷道净高：-100 +200mm 坡度：沿 11#煤层顶板掘进 （2）抗拔力不小于设计值的 90% 锚杆间排距：-100 +100mm 锚杆角度： 75 度 锚杆外露： 40mm 锚杆深度: 0 +50mm 锚索间排距：-150 +150mm 锚索角度： 75 度 锚索外露： 150mm250mm 锚索深度: 0 +80mm 五.其它 1、 该掘进头施工期间，地测科随时提供可靠的地质资料，指导施工。 2、 遇顶板破碎、断层时，另行编制安全技术措施。 大湾煤矿准备工区 d1104 运输巷联络巷掘进作业规程 35 第八章灾害应急处理及避灾路线 第一节应急处理 1、 事故发生后要通过电话或矿灯上的人员定位系统及时向工区值班室或安全生产指挥中心 报告。 2、 矿安全生产指挥中心在接到井下灾害事故报告后，应立即按大湾煤矿 2014 年矿井灾 害预防处理计划的规定通知有关人员组织抢救灾区人员和实施救灾工作。 3、 矿值班调度和在现场的区、队、班组应依照大湾煤矿 2014 年矿井灾害预防处理计划 的规定，将所有可能受灾威胁地区的人员撤离，并组织人员撤退。 第二节避灾措施 一.发生瓦斯煤尘爆炸事故的应急避灾 1、 当灾害发生时一定要镇静清醒，不要惊慌失措、乱喊乱跑。当听到或感觉到爆炸声和空 气冲击波时，应立即背朝声响和气浪传来方向、脸朝下、双手置于身体下面、闭上眼睛迅速 卧倒。头部要尽量低，有水沟的地方最好趴在水沟边上或坚固的障碍物后面。 2、 立即屏住呼吸，用湿毛巾捂住口鼻，防止吸入有毒的高温气体，避免中毒和灼伤气管和 内脏。 3、 用衣服将自己身上的裸露部分尽量盖严，以防火焰和高温气体灼伤皮肉。 4、 迅速取下自救器，按照使用方法戴好，以防止吸入有毒气体。 5、 高温气浪和冲击波过后应立即辨别方向，以最短的距离进入新鲜风流中，并按照避灾线 尽快逃离灾区。 6、 无法逃离灾区时，应立即选择避难硐室，充分利用现场的一切器材和设备来保护人员和 自身安全。进入避难硐室后要注意安全，最好找离水源近的地方，设法堵住硐口，防止有害 气体进入，注意节约矿灯用电和食品，室外做好标记，有规律的敲打连接外部的管子、轨道 等，发出呼救信号。 二.发生煤与瓦斯突出时的应急避灾 1、 佩戴好自救器保护自己。在有煤与瓦斯突出危险的矿井，矿工要把自救器带在身上，一 旦发生煤与瓦斯突出，立即打开自救器外壳佩戴好，迅速外撤。 2、 寻找可避难的场所。矿工在撤退途中，如果退路被堵，可到矿井专门设置的井下避难所 暂避，也可寻找有压缩空气管路或铁风管的巷道、硐室躲避。这时要把管子的螺丝接头卸开， 形成正压通风，以延长避难时间，并设法与外界保持联系。 3、 新鲜风流区域的职工主动正确参加救护工作。 （1）瓦斯突出事故波及范围比较大，如果灾区停电没有被水淹没的危险，应远距离切断电 源。严禁任何人在瓦斯超限，有爆炸危险的现场停、送电，防止产生火花引起爆炸。如灾区 因停电有被淹危险时应加强通风，特别要加强电器设备处的通风，做到运转的设备不停电、 停电的设备不送电。 （2）在灾情之外的人员，发现突出事故发生后要通过电话或人员定位系统向工区值班室或 安全生产指挥中心报告发生的时间、地点、人员情况及其他情况，阻止非救护人员进入灾区、 对灾区内距离新鲜风流近的人员进行抢救时必须佩戴自救器。 三.突出时的避灾： 井下一旦发生透水事故，在场的工作人员应立即将灾情向矿安全生产指挥中心汇报。人 员必须听从班组长指挥，迅速撤离，人员应按照避灾路线及时撤退。 大湾煤矿准备