小型煤矿岩巷炮掘工作面作业规程.doc

小型煤矿岩巷炮掘工作面作业规程第一章 概 况第一节 概述 一、巷道名称 本（作业规程）掘进的巷道为水平延深轨道下山、- 水平延深输送带下山及其上部车场和各中部车场。 二、掘进目的及用途 掘进的目的是形成一水平生产系统，满足一水平各采掘工作面生产的通风、行人、运输和管路敷设等需要。 三、巷道设计长度和服务年限巷道设计长度：轨道下山上部车场80 m；4个中部车场各80 m；轨道下山900 m；输送带下山900 m；输送带平巷180 m。工程量共计：2 380 m。服务年限：10年。四、预计开、竣工时间经矿有关领导决定：本掘进工作面自2004年2月3日开工，预计2007年2月3日竣工。第二节 编写依据一、设计说明书及批准时间设计说明书名称为（水平延深设计说明书。批准时间为2003年12月份。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为一水平延深地质说明书。批准时间为2004年元月20日。三、矿压观测资料煤层和煤层的底板应力较集中。第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相时位置待掘巷道地面相对位于我矿工业广场和山地，地面标高285-243 m。待掘巷道井下位于我矿井田北翼，西为井底车场，南、北为我矿实体煤层（未采掘），东部以煤层底板等高线为下限。第二节 煤（岩）层的赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固系数和层间距本区岩（煤）层为一东倾单斜构造，产状稳定，岩层厚度变化不大，走向n28- n30e，倾向s60es62e，倾角2225，上部倾角略大于下部。号煤层为无烟煤，无光泽，厚1.1一1.6 m,坚固性系数为1.01.5，属破碎煤层。1号煤层顶板岩层由下向上依次为泥质粉砂岩、中细砂岩、泥质及铝土质粉砂岩和中粗砂岩。泥质粉砂岩厚1.0 m左右，黑色，含泥质，岩石坚固性系数为3，块状岩层；中细砂岩厚30 m左右，灰白色，石英长石为主，中细粒结构，分选良好，钙质胶结，层状岩层，岩石坚固性系数为6;该层砂岩之上的泥质及铝土质粉砂岩厚28 m左右，含泥质及铝土质，灰黑色，岩石坚固性系数为3，块状岩层；该层粉砂岩之上为中粗粒砂岩，厚25 m左右，长石为主，石英次之，灰白色，中粗粒结构，分选良好，钙质胶结，层状岩层，岩石坚固性系数为6。1号煤层底板岩层从上到下依次为泥质粉砂岩、中细砂岩和2号煤层。泥质粉砂岩厚8m左右，顶部2m左右泥质含量较高，灰黑色坚固性系数为2-3，块状岩层；下部泥质含量低，黑色，坚固性系数为4，层状岩层；中细砂岩厚17 m左右，灰白色，中细粒结构，石英长石为主，钙质胶结，坚固性系数为6，层状岩层。该层砂岩之下为2号煤层，在本区厚度为0.2m左右，不可采。附图1：煤岩层综合柱状图（1：200)（略）。二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数该煤层瓦斯涌出量为2.79m3min,属低瓦斯；该煤层自燃倾向性为类，不易自燃，不存在自然发火；煤尘爆炸指数vd为4.46,无煤尘爆炸性。第三节 地质构造本区地层为一东倾斜构造，煤（岩）层产状稳定，走向n28-n30e，倾向s60e - s62e，倾角2225，上部倾角略大于下部。 据本区钻孔资料，本区没有发现落差较大的断层（指落差l0 m以上的断层），也没有发现岩浆侵人本地层。由于钻孔间距限制，控制程度较低，因此区内可能隐藏有落差较小的断层（指落差10 m以下断层），需在巷道设计时加以考虑。 附图2：地质平面图（略）。 附图3：地质剖面图（略）。第四节 水文地质 本区为新开拓区，因此不涉及积水巷道和老空问题；区域内虽然有地质勘探孔，但封孔良好；1号煤层顶板上部虽然有一砂岩裂隙含水层，但距1号煤层60 m以上且有厚度为28 m左右的泥质铝土质隔水层相隔，所以该含水层对本区巷道掘进并无影响。1号煤层顶底板砂岩中局部裂隙发育地段可能含有裂隙水，但水量最大不超过30m3h，一般为510m3 h。 第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置 a组：自150北大巷5号坐标点向北40 m开口，以转角50施上上部车场1号交岔点和弯道，然后以n70方位施工上部车场19 m，再以112转角做2号交岔点和弯道，而后沿n128方位向下掘进主下山900 m至水平，其坡度为2330；然后沿n308方位向上反掘45 m至带式输送机机头硐室 。再以n219方位掘进水平输送带巷180 m至卸载煤仓顶部。 输送带下山分别在掘进到80 m、260 m、440 m、620 m的位置时，按n108方位施工平巷联络石门45 m,与中部车场、中部车场、中部车场和中部车场掘透。 b组：自150m北大巷5号坐标点向北110 m，以转角108做上部车场3号交岔点和弯道，然后按n127方位做上部车场80 m后变坡，向下掘进900 m轨道下山，其坡度为2330。 轨道下山分别在掘进到70 m、270 m、470 m、670 m的位置时，按n217方位施工中部车场、中部车场、中部车场和中部车场iv。巷道交岔点施工图见施工设计。第二节 支护设计 一、巷道断面 该工程除各车场见煤点前后各8m巷道外，其他所有巷道均为锚喷支护，断面形状为半圆拱。见煤点处16 m巷道为工字钢棚子和喷射混凝土支护，断面形状为梯形。 1.轨道下山和输送带巷（输送带下山和输送带平巷）断面：s毛二8.66m2，s净7.13m2。 2各中部车场断面：s毛12.32m2，s净10.49m2。 附图4：巷道断面图（略）。 二、支护方式 （一）临时支护采用吊挂前探支架作为临时支护，前探梁由15kg/m的两根钢轨制作，长度不小于4m，间距不大于1.2 m，用金属锚杆和吊环固定，吊环形式为倒梯形，每根前探梁不少于2个吊环。吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚固剂不少于2根，锚固力不小于50 kn。 前探梁必须及时跟头，其最大控顶距离为2.0 m,前探梁上用2块规格为（长宽厚）1500mm200mm150mm半圆木和木椽杆接顶。 附图5：临时支护平、剖面图（略）。 （二）永久支护 该工程除各车场见煤点前后各8m巷道外，其他所有巷道均为锚喷支护。见煤点处16 m巷道为工字钢棚子和喷射混凝土支护。 按悬吊理论计算锚杆参数： 1锚杆长度计算： lkhl1l2式中l锚杆长度，m； h冒落拱高度，m; k安全系数，一般取k=2； l1锚杆锚人稳定岩层的深度，一般按0.5m； l2锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m。 其中：hb/2f -3.6/2 x 40.45式中b巷道开掘宽度，取3.6 m; f岩石坚固系数，取4 则 l20 .450.50.1=1.5m 2.锚杆间、排距计算，间、排距相等： aqikh（1.51.8）12式中 a锚杆间排距，m; q锚杆设计锚固力，50 kn/根； h冒落拱高度，m; -被悬吊砂岩的密度，取25 kn/m3； k安全系数，取k2。 a1. m。 通过以上计算，选用直径18mm钢锚杆长2m，锚杆的间、排距为1 m。在支护中，当围岩稳定性较好时，采用先锚后喷的方式（锚杆距工作面不得超过2m）；当围岩稳定性较差时；锚杆的间、排距要缩小为600mm，并且要先及时喷射混凝土不小于30mm厚的混凝土封闭围岩，然后打锚杆，复喷达到设计厚度。 初喷距工作面不得超过l0 m，复喷距工作面不得超过20 m。初喷厚度为5070 mm，复喷后厚度不得小于于150 mm，洒水养护时间不少于28 d，台阶、水沟距工作面不得超过30 m。 （三）锚喷支护质量要求 1.巷道净宽、净高允许误差为0150mm； 2.锚杆间、排距1.0 m1.0 m,允许误差为100mm； 3锚杆方向垂直于岩层面，最小不小于75； 4锚杆托板紧贴岩壁，不得松动； 5锚杆外露不超过50mm； 6.锚固力不得少于50 kn； 7基础深度不得小于100mm；8.表面基本平整，喷射均匀，无裂缝，在1m2范围内凸凹不平不得大于50mm。 第三节 支护工艺 一、支护材料 1锚杆及锚固剂：锚杆采用直径18mm的金属锚杆，长度为2 m。每根锚杆使用2根树脂锚固剂，锚杆的外露长度为30-50mm；托板由厚12mm、150 mm x 150mm的正方形钢板制成。 树脂锚固剂型号为k2335型。2.混凝土：喷射混凝土必须使用纯净的河砂和粒度不大于10mm的石子，按配比为水泥：砂：石子=1:2:2均匀搅拌而成。混凝土标号150号。 3.速凝剂型号为j85型，掺人量为水泥质量的4%。速凝剂必须在喷浆机的上料口随喷随掺人，不得提前掺人混凝土内。 4.对所用的水泥、砂、石子和速凝剂要分类存放在上部车场。水泥和速凝剂的存量分别控制在10t和0.4 t左右，不得大量存放，以防长时间存放受潮失效；砂和石了均不少于25t。 二、锚杆安装工艺 1打锚杆眼： (1)首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找掉危岩，确认安全后方可进行工作。打眼时必须站在临时支护下进行作业。 (2)打眼前，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。不符合要求时，必须处理。 (3)打锚杆眼使用锚杆机、风钻打眼，锚杆机钻头直径为27mm；风钻钻买直径为32mm。使用锚杆机打眼时要先送水、后送风，停锚杆机时要先停风、后停水。 (4)打眼深度为1.95 m,锚杆外露长度小于50mm，与岩壁尽量垂直，夹角不小于75。打完眼后，要用压风把眼内的集水、岩粉清理干净。 2安装锚杆： （1)装树脂药卷前，先用锚杆插人孔内试探锚杆眼深度，看孔深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止。 (2)安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装人眼内，随后插人锚杆。此时，安好连接套，插人风锚机，启动风锚机使之旋转，慢慢推进到眼底，搅拌20 s,停钻，卸下风锚机，待5 min后方可卸下联接套。20 min后，上好托板，将螺母用气扳机拧紧。 (3)锚杆的托板要紧贴岩壁，如岩壁不平时，先用手镐找平，再安装锚杆。 (4）锚杆的锚固力不得低于50 kn根。 三、喷射混凝土 1喷射混凝土前的准备工作： (1)检查待喷巷道内的所有锚杆是否合格，无问题时方可进行喷射工作。 (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0.1-0.12 mpa，水压应控制在0.25 mpa。 2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。 3.混凝土配比为水泥：砂：石子1：2:2，水泥标号不低于425号，石子粒度为10mm，速凝剂掺量为水泥重量的4。 4.人工搅拌料时要将料搅拌均匀，配比符合要求。5.为保证喷浆厚度和表面光滑，必须挂线喷浆，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，作为检查巷道规格和喷浆厚度的依据。 6喷浆前要用压风与水将巷道顶帮冲刷干净，并将电缆和其他设备保护好，用木板盖严。 7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。 8喷射中，一人掌握喷枪，一人协同移动输料管，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，一手握住进水阀门、控制水量大小，严禁枪口对向其他工作人员，喷射时要通过 调节水阀门控制合适的水灰比(0.40.5)。 9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1.01.2m为宜。 10.喷枪操作时，应使喷头沿螺旋形轨迹（11.5m）运行，一圈压半圈（圈径200mm）并均匀缓慢移动。 11喷射顺序为先下后上、先墙后拱、先凹后凸。喷墙时一次喷厚6080mm，喷拱时一次喷厚3040 mm,间歇时间1530 min。 12加人速凝剂，必须随喷随掺，不得提前掺人料中。 13喷射混凝土必须洒水养护，要求每班洒水1-2次，养护时间不少于28 d。 14.两帮必须挖出不少于100mm深的基础，防止出现“穿裙子”现象。 15.对于渗水或漏水地段，宜采用排、堵的方式来解决。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。 16在松散破碎和膨胀性围岩中进行锚喷作业时，必须注意以下几点： （1)严禁用高压水冲洗围岩，必要时可用压风冲刷。 (2)放炮后立即喷混凝土50mm，水泥标号不低于500号。 (3)喷完混凝土后到下一循环放炮时间间隔不应小于4 h, (4)可采用金属网、钢梁与喷锚进行联合支护。 (5)放炮前，预打超前锚杆，把顶板锚住防止顶板冒落。 17.正在喷浆的回弹料，可回收后掺人新料中，但掺量不得超过30%，亦可灌注水沟、台阶等。 18.喷射混凝土的回弹率的规定：拱部不大于25%；两帮不大于15。 19.为了减少喷射混凝土的收缩裂缝，应使用潮湿的中粗砂，控制水泥用量，严格掌握水灰比，喷层厚度不得低于50mm，并保证最少28 d的潮湿养护。 20严格执行开停机顺序，开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，必须先停料，后停机，再关水，最后停风。 四、架棚喷射混凝土 1各车场石门揭露煤层前后各8m改为架棚喷射混凝土支护。即：巷道顶板距煤层底板2.5 m时，改为架棚喷射混凝土支护，直至穿过煤层巷道底板距煤层顶板0.6m 均为架棚喷射混凝土支护。 2.掘进时，支护必须及时跟头，放炮后及时上好临时支护。在临时支护下，上好工字钢棚子。裱褙材料使用混凝土背板，裱背要牢固有次序。 3棚子下踏煤时要穿鞋，鞋使用300mm300mm 200mm的料石。 4喷射混凝土时要将工字钢棚子覆盖住。 第四章 施工工艺第一节 施工方法 1除见煤处外所有本规程的巷道均采用光爆锚喷支护进行掘进，坚硬岩层周边眼眼距为350400mm，抵抗距为400mm，周边眼距与抵抗距之比为0.851.0。当岩层较软时，周边眼距应控制在300 mm，抵抗距为400mm。半眼率不低于60。 2.上部车场开口和中部车场和的各交岔点的施工方法：（1）各交叉点均布置在1号煤层的的顶、底板中，因岩层较坚固，故所有交岔点均采用锚喷支护。施工时，先掘进直巷超过交岔点的长度后，再以扩帮挑顶的方法施工交岔点。（2）交岔点处使用的锚杆长度为2.5m，每根锚杆使用3根k2335型锚固剂进锚固，喷射混凝土厚度为150mm。 3各中部车场石门揭露煤层的施工方法：石门开口后，先垂直于顶板打探煤孔，探孔深度为7 m向前掘进9m，边探边掘，以保证巷道顶板距煤层底板有2.5m的岩柱。在确定巷道顶板距煤层底板仅有2.5m时，将原支护改为架棚喷混凝土支护。第二节 凿岩方式1、本规程所有巷道均采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。2、打眼使用yt23（7655）凿岩机和mqt85c2型锚杆机进行打眼；安注锚杆使用mqt85c2型锚杆机、风锚机和bk30型气扳机进行。风源来自150m水平空压机房，l210/8型和4l20/8型空压机各1台，通过4寸及1寸管路输送到工作面。 第三节 爆破作业 巷道所在岩层均为砂岩，较坚硬，故采用楔形掏槽。炸药使用矿用炸药，毫秒电雷管起爆。起爆使用mfd100型防爆发爆器起爆，联线方式为串联。见表1、表2。 附图6：轨道下山和胶带下山炮眼布置图（略）。 附图7：上、中部车场炮眼布置图（略）。 附图8：装药结构示意图（略）。表1 各车场爆破说明表炮眼序号炮眼名称眼深/m角度/（）装药量/kg泥长度/m联线方式起爆顺序装药结构水平垂直每孔总量1-6掏槽眼2.00720.63.61.2串联i正向装药7-14辅助眼1.80900.453.61.0ii15-21辅助眼1.80900.453.151.022-31辅助眼1.80900.454.51.032-52周边眼1.80900.153.150.653-59底眼1.8100.64.21.2合计22.2表2 轨道下山、输送带下山和输送带平巷瀑破说明表炮眼序号炮眼名称眼深/m角度/（）装药量/kg泥长度/m联线方式起爆顺序装药结构水平垂直每孔总量1-6掏槽眼2.50720.63.61.2串联i正向装药7-8辅助眼2.40900.450.91.0ii9-19辅助眼2.40900.454.951.020-36辅助眼2.40900.152.550.637-43底眼2.4100.64.21.0合计16.2第四节 装载与运输 一、装岩方式 巷道掘进中，两工作面均使用zyp17耙斗装岩机装岩。 1耙斗装岩机必须固定牢固，上齐卡轨器、底地锚、腿子、斜撑点柱、护绳栏杆及护身点柱。下山固定耙斗装岩机时，除按上述要求外，还必须用底木梁固定，底木梁直径不小于250 rnm,柱窝不少于300mm。另外，还需将耙斗装岩机用钢丝绳或链子固定于顶帮的锚杆上。 2.导向轮钩挂在固定楔上，固定楔长度为600 800mm以上，固定楔的孔深度不小于800mm，眼距不小于1m。装岩机机身上方装岩槽上两侧应当安设可伸缩、封闭式挡绳栏杆，上沿与顶板相齐，且要固定，挡绳栏杆应用直径不小于20mm的钢筋焊制，网络间隙不超过200mm。装岩机距工作面最大距离为20 m，最小距离为6 m。 二、运输方式 施工中采用吨罐运输，平巷人工推罐，上下山采用jd-25型绞车和卡轨车运输。 轨道下山和运输下山掘进在中部车场工以上时，采用jd-25型绞车运输；轨道下山掘进到中部车场i以下时，采用k9e01型卡轨车运输至上部车场。卡轨车随掘进进度而下移。 输送带下山运输采用jd-25型纹车。中部车场以上段，直接用绞车运到上部车场。掘到中部车场以下时，用jd-25型纹车运到中部车场，然后由卡轨车运到上部车场。随着中部车场ii、的施工完成，纹车逐段下移。 上山掘进时，回头轮要用直径为15.5mm双股钢丝绳套子固定在装岩机机身下的横梁上。 绞车的固定方法：每部纹车用4根锚杆固定，所用的锚杆直径为22mm，长度为2m。用2根k2335型锚固剂锚固，每根锚杆的锚固力不小于石60kn。 第五节 管线及轨道敷设 在掘进施工中，所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒等均应按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。 1风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。供风和排水管路使用4寸铁管，供水管路使用1寸铁管，距工作面加20m范围内使用1寸胶管。 风筒使用直径400mm的软胶风筒，逢环必挂且不得漏风。风筒口到工作面不得超过5 m。 2铺轨要求：(1)直线段轨距为600mm，偏差不小于2mm、不大于5mm，轨道的中心线与设计值相差不得超过50mm。 (2)轨道的铺设要求要严格按腰线铺设，有起伏地段必须要达到该巷竖曲线要求。 (3)轨面和轨道接头必须平整，其高低及内侧偏差不应超过2mm，螺栓、螺母和道夹板必须齐全。在直线上两侧钢轨接头应对齐，钢轨接头不得置于枕木上。 (4)钢轨接头间隙，在直线部分不应超过5mm，曲线部分不超过8mm。 (5)曲线铺轨时轨枕应与曲线半径一致两侧钢轨的接头必须错开，其错开长度为钢轨长度的1/31/4。 (6)曲线处钢轨加工后，应符合曲线弯度。 3道碴和轨枕要求： （1)道轨铺好后，道心要填平、砸实。 (2)轨枕为混凝土枕，规格（长宽厚）为1.2 m0.2 m 0.2 m，枕木间距为700mm，其偏差不准超过要求的100mm，轨道中心线与道木的中心要一致，道木要垂直轨道中中心线。 (3)道夹板、道压板必须上齐平光垫、弹簧垫、螺栓、螺母，并且紧固牢实，不得松动。 (4）道心禁止填煤块、木材等。 4其他要求： （1）道轨型号要统一（24kg/m）。 (2)水沟必须用混凝土浇灌，其规格（宽x深）为250mm 200 mm,并且低于道木面50mm（详见主、副下山水沟断面图）。(3)压绳轮、托绳轮、外绳导轮及弯道导绳轮组等，根据安装图纸严格施工，保证质量。第六节 设备及工具配备设备及工具配备情况表见表3。表3 设备及工具配备情况表序号设备工具名称型 号单 位数 量备注a组b组1局部通风机jbt-52台11备用1台2装岩机zyp-17台113矿用气板机bk-30台11备用1台4绞 车jd-25台115卡轨车k-e-01台16水 泵100d453台22备用1台7风锚机zms30台22备用1台8风 镐g10台22备用1台9凿岩机7655台44备用1台10风 泵qjb50x台22备用1台第五章 生产系统第一节 通 风 施工过程中采压放通风方式，局部通风机安设在-150m井底车场北支巷处。当中部车场贯通后，通风机移至轨道下山中部车场开口以上10m以外新鲜风流中。中部车场贯通后，再移至中部车场以上l0m以外新鲜风流中，以此逐段下移。最长供风距离为500 m。 一、掘进工作面风量计算 独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算，并选取其中最大值。 1按瓦斯涌出量计算： q100qk1000.091.816.2 m3/min式中q掘进工作面实际需要的风量，m3min; 100单位瓦斯涌出配风量，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，m3/min;此处两个工作面的q为0.09 m3/min; k掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，此处取1.8. 2按炸药量计算： q25a254.95124 m3/min式中 25每1kg炸药爆炸不低于25m3 的配风量； a掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，此处规定a=4.95kg 3.按人数计算： q4n41248 m3/min式中 4每人每分钟不低于4m3的配风量； n掘进工作面同时工作最多人数，此处n=12。 4按局部通风机的实际吸风量计算： q=q局150 150 m3/min式中q局掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3min; jbt型局部通风机吸风量为150200m3min,取150m3min; i掘进工作面同时通风的局部通风机台数，本矿均为1台。 所以，掘进工作面实际需要风量取以上计算最大值150 m3/min； 二、局部通风机、风筒规格选型 1局部通风机吸风量的确定： qfqj/ (60 c)124/ (60 77）2.68 m3/s161 m3/min；式中 qf局部通风机吸风量，m3/s; qj掘进工作面需要风量，m3/s;按炸药量计算为124m3/min; c 风筒有效风量率，；取c77。 2.根据局部通风机吸风量161m3min,选用jbt 52型局部通风机（11kw）可以达到要求。 3.风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径为400mm。风筒要吊挂平直，缓慢拐弯，保证风流畅通。 三、掘进工作面风量验算 1按最低风速验算： 岩巷掘进工作面最低风量为 q岩qs岩910.4994.4m3/min式中q按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数，取q9； s岩掘进断面积，s岩10.49m2。 2按最高风速验算：岩巷掘进工作面最高风量：q岩240s岩24010.492518m3/min式中 240换算系数； s岩断面积，m2。3、按掘进工作面温度和炸药量验算：炸药量/kg55-20温度/6以下16-2223-261616-2223-26需要风量/（m3min-1）405060506080 温度为25、炸药量在5 kg以下时风量为60m3min, 4.按有害气体浓度验算： 回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1即 q=p瓦q掘1式中q掘进工作面需要风量，m3/min; p瓦瓦斯绝对涌出量，m3min,则 q掘 p瓦l0 .09/0 .019m3/min掘进工作面需风量150m3/min满足以上4个条件，所以选用jbt52型（11kw )风机。 四、局部通风机安装地点 安装局部通风机的地点设在150 m水平北支巷，此处全风压风量大于局部通风机吸风量，且可以保证局部通风机吸人口至掘进工作面回风道口之间的最低风速。附图9：通风系统图（略）。第二节 压风 风源来自150 m水平空压机房，选用4l20/8型和l2 10/8 n空压机各1台。自空压机房经150 m水平大巷分别用4寸铁管和1寸胶管送到工作面。 机房风压为6mpa,工作面风压不小于4mpa。 压风系统：150 m水平空压机房150 m北大巷轨道下山和输送带下山工作面。 附图10：压风系统图（略）。 第三节 综 合 防尘 防尘水源：150 m泵房饮用水管路。 自150 m中央泵房150 m水平大巷轨道（输送带）下山分别用4寸铁管和1寸胶管送到工作面。每100 m安设一个三通，工作面外设4道喷雾。在距工作面615 m内安设防爆喷雾，在装岩机上方安设一道喷雾，实现装岩喷雾，距工作面50 m内设一道全封闭常开水幕，掘进工作面的回风口混合风流20 m范围内设一道全封闭常开水幕。 采用湿式打眼、使用水炮泥、爆破喷雾、装岩洒水、冲刷岩壁、净化风流等综合防尘措施。巷道水幕 防尘系统： 装岩洒水装水炮泥水针150 m泵房饮用水管路150 m水平大巷轨道（输送带）下山冲刷岩壁水管 附图11：防尘系统示意图（略）。第四节 防灭火 该工程均采用风钻湿式打眼，锚喷支护，爆破喷雾降尘。该工程相邻煤层无自然发火倾向和火区，防火的重点是电缆、机械摩擦和人为火灾。上车场和各中部车场均备有砂子，可直接灭火。防火水源来自150 m泵房饮用水管路150 m水平大巷轨道（输送带）下山，经4寸管路和1寸管路接到工作面。轨道下山工作面 防火系统：-150 m泵房饮用水管路15o m水平大巷输送带下山工作面第五节 安全监控 一、便携式甲烷报警仪的配备和使用 矿各科室管理人员、区队长、技术员、爆破工、班组长和流动电钳工等下井时都必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。 放炮员每次放炮时进行“一炮三检”工作，并做好记录；班组长应把常开报警仪悬挂在掘进工作面sm范围内无风筒一侧，随时对工作地点进行瓦斯检测；电钳工在检修地点附近加20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警信号时必须停止作业、进行处理。 二、甲烷传感器的配备和使用 输送带下山和轨道下山两个掘进工作面采用北京仙岛新技术公司的kgj10型甲烷传感器，通过150 m泵房监控分站与矿kj66安全监控系统相连。由于本矿为低瓦斯矿井，按规定只设置掘进工作面的甲烷传感器，不再设置掘进工作面回风流中的甲烷传感器。甲烷传感器距工作面不得大于5m，并且应有防炮崩措施，具体布置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm，且该处巷道顶板要坚固、无淋水，不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。 按照煤矿安全规程规定，报警浓度设为大于或等于1%ch4，断电浓度设为大于或等于1.5%ch4，复电浓度设为小于1%ch4，断电范围为输送带下山及轨道下山掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。 安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少1次。甲烷传感器、甲烷检测设备，每7d必须使用校准气样和空气样调校1次，每7d必须对甲烷超限断电功能进行测试。安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。 必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并必须在8h内对两种设备调校完毕。 附图12：安全监测仪器仪表示意图（略）。第六节 供 电 该工作面掘进施工中，电源来自150 m水平变电所，供电方式为集中供电。 附图13：供电系统图（略）。 第七节 排水系统 排水系统：轨道下山和输送带下山工作面集水临时水仓150 m大巷水沟150 m水仓50 m水仓地面。 附图14：排水系统示意图（略）。 第八节 运输系统 运矸和运料系统：空车由立井井底车场150 m大巷轨道下山和运输下山上部车场工作面。 工作面上部车场150 m大巷井底车场立井地面。 附图15：运输系统示意图（略）。第九节 通讯系统 工作面均安有电话，能够直接与调度室、下山上部车场、立井底、150 m中央变电所、空压机房、150 m泵房、井上地面变电所、地面通风机房和有关科室直接联系。 第六章 劳动组织与主要技术经济指标第一节 劳 动 组 织 采用“三八”制循环作业。循环进度：轨道下山、输送带下山和输送带平巷为2.0 m/d；车场为1.8m d。日进1个循环。 劳动组织表见表4。表4 劳动组织表工 种出勤人员/人备 注早班中班夜班打眼工43爆破工11装岩司机11绞车司机11把勾工111推车工11搅料工2上料工2喷浆工2电钳工111开泵工111班长111合计101112第二节 循环作业 1合理安排各道工序，进行平行交叉作业。 2.打乱正规循环的补救措施： 提高效率，缩短循环时间，赶上正规循环作业；适当调整循环进度，力争在本班内抢回，在正规循环后再恢复正常循环进度；组织力量突击，适当增加人员、设备，确保正规循环；本班内抢回循环有困难，可为下班多做一些准备工作，保证下班顺利完成循环。附正规循环作业图表（略）。第三节 主要技术经济指标主要技术经济指标见表5。表5 技术经济指标表序号项 目单位指 标备 注下山车场1每循环出勤人数人34342循环进尺m2.01.63效率%0.0590.0474月循环次数个272730d/月5月进尺m5443.26循环率%90907炸药消耗量kg/m8.313.888雷管消耗量个/m21.536.89坑木消耗量m3/m0.030.0310锚杆消耗量根/m7611水泥消耗量t/m0.420.512砂消耗量t/m0.841.013石子消耗量t/m0.841.014速凝剂kg/m170200第七章 安全技术措施第一节 一通三防一、通风管理1.风筒吊挂平直，做到逢环必挂、缺环必补，风筒不准漏风，距工作面距离不得超过5m，以保证工作面有足够风量。 2加强通风管理，局部通风机必须有专职人员看管，要保持通风机常开不停任何人不得擅自停机；若需要停机时，必须经通风人员同意后进行。 3.局部通风机要装有风电、瓦斯联锁装置，停风时能自动切断供风巷道内的一切电源。并耍与采煤工作面分开供电。 4.由于停电或者其他原因造成局部通风机不能正常运转时，要停止作业，切断电源，撤出人员。在恢复通风前必须检查瓦斯，当局部通风机及开关附近10 m风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可继续施工。 5巷道贯通前须遵守下列规定： (1)掘进贯通前20 m,必须停止一个工作面作业，并且通风部门要做好贯通后的调整通风系统的准备工作。 (2)贯通前20 m,停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏和警标，并且经常检查该工作面的通风状况，发现瓦斯超限时要立即处理。在掘进工作面每次放炮前，瓦斯员必须到停掘的工作面及其附近风流中检查瓦斯浓度，只有在两个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都不超过1时，方可放炮。否则，必须停止掘进，进行处理。 (3)每次放炮前必须派专人在能够通往两个工作面的所有通道距工作面75 m以外站岗警戒。 6各车场揭露煤层时，要遵守下列规定： (1)要边探煤边掘进。即石门开口后，先垂直于顶板打探煤孔，探孔深度为7m。每探7m向前掘进9m，边探边掘，以防突然见煤有大量瓦斯涌出。 (2)每次打探孔时，瓦斯员必须在现场观察，见煤后瓦斯员要检查探孔内的瓦斯浓度，发现有瓦斯大量涌出或其他异常情况时，必须停止作业、切断电源、撤出人员进行处理。 二、防尘管理 1采用湿式打眼，并且工作面所有人员都必须佩戴防尘口罩。 2装炮时必须使用水炮泥，每眼使用1-2节。 3.装岩前必须对爆落的岩石进行洒水降尘。装岩时，必须打开装岩机漏斗上方的喷雾，进行降尘。 4经常冲刷巷道顶帮和管路上的粉尘。 5.距工作面50 m范围内安设一道水幕，在放炮时必须打开，等放完炮、炮烟吹净后方可关闭。 6.回风流中的水幕必须常开，不得随意关闭。 7防尘工要经常检查防尘管路，发现问题要及时处理 三、防火管理 1电气设备或电缆着火时，首先要切断电源，就近使用矸石、砂子或岩粉进行灭火，严禁使用水管灭火。 2.因机械摩擦、油脂等引发的火灾，要就近使用砂石或水管用水灭火。3.要控制风流，防止火势蔓延。第二节 顶板管理 1.掘进工作面严禁空顶作业。靠近工作面10 m内的支护在爆破前必须检查，无问题时方可作业。 2.要认真坚持“敲帮问顶”制度，及时用长柄工具找掉危岩，特别是打眼前、放炮后。 3找顶工作必须遵守下列规定：(1)找顶工作应由2名以上有经验的老工人担任，1人找顶、1人观察顶板。找顶人员要站在安全地点，观顶人员要站在找顶人员的斜后方，不得影响找顶人员的退路。找顶前要看好退路。 (2)找顶要从支护完整处由外向里先顶后帮依次进行，找顶范围内严禁人员进人。 (3)找顶工作人员应戴手套，用长柄工具。注意防止矸石顺杆而下伤人。 (4)顶帮遇有大块研石或较大面积离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再由外向里慢慢找下，不得强刨强挖。 4.每次放完炮后，工作面工作人员要等炮烟吹净后，由爆破工、瓦斯员和班组长首先到工作面检查爆破地点的通风、瓦斯、拒爆、残爆等情况，并由外向里检查顶板情况，然后方可在前探支护下进行敲帮问顶工作。 5.爆破后，要及时使用前探支护，并用木楔加紧，然后用板梁、椽杆和木楔着顶，前探支护距离不大于2m。 6.在顶板破碎时，要适当缩小锚杆眼距，或者及时喷射不少于30mm厚的混凝土封闭围岩，然后打锚杆注锚杆。 7.当巷道开口不能正常使用前探支护时，要用34根直径不小于20mm的优质圆木作为点柱进行临时支护。点柱要均匀布置在空顶区内，支柱上端要带一长度不小于1.2 m的木帽，并用楔子加紧；柱根要坐在实底上，并有不少于20mm深的柱窝，在临时支护下进行打注锚杆工作。掘进长度超过4m时，及时采用前探支架作为临时支护。 8打锚杆眼注锚杆必须在前探支护下进行，不得空顶作业。 9.每次使用前探支架前，必须检查各部件是否完好，有问题时要及时更换。 10.注锚杆要使用风锚机，树脂药卷固化前，不要使杆体移位或晃动，安注15 min后方可预紧锚杆。锚杆必须使用矿用气扳机拧紧，确保锚杆的锚固力达到50 kn，达不到50 kn的锚杆要重新补打并且做好记录。 11安注的锚杆托板要与岩帮接触严密，严禁在托板后面充填木片、碴石等杂物。锚杆的外露长度不得大于50mm。 12.顶板锚杆在做拉力试验时，必须在被拉锚杆周围打设2-3根点柱，顶牢顶板，方可做拉力试验，做完试验紧好螺母后，方可回掉点柱。 13.各交岔点在施工时，由于断面较大，采用先掘进直巷，超过交岔点的长度后，再以扩帮挑顶的方法施工交岔点。扩帮挑顶时，必须将崩坏裸露的锚杆重新补打，并且要使用2.5m长的锚杆，每根锚杆使用3根k2335型锚固剂。 14.各中部车场石门在穿过煤层时，要遵守下列规定： (1)要边探煤边掘进。即石门开口后，先垂直于顶板打探煤孔，探孔深度为7 m。每探7m向前掘进9 m,边探边掘，以保证巷道顶板距煤层底板有2.5m的岩柱。在确定巷道顶板距煤层底板仅有2.5 m时，改原支护为架工字钢棚子喷混凝土支护。此时，循环进度不得超过0.6 m。 (2)接近煤层后，要打浅眼、少装药、放小炮。眼深不得超过1 m;每眼装药量不得超过2卷；每次放炮不得超过2个。 (3)掘进时，支护必须跟头。前3架棚子施工时临时支护仍固定在后路巷道的锚杆上。再向前掘进时，临时支护要使用40型链子固定在工字钢棚子上，用水泥背板着顶。 (4)进人煤层后，落煤方法必须使用手镐刨上部煤；掘进够0.6m后,用前探支架托工字钢梁，梁上着顶，然后再打眼放炮爆破下部岩石，上两帮柱腿。 （5)背帮顶要使用水泥背板。 第三节 爆 破 1爆破工要由经过专门培训学习，有2年以上采掘工龄并持有合格证的人员担任。爆破工要严格执行本作业规程及其爆破说明书。 2爆破工领取炸药、雷管时，必须对号领取使用，禁止混用。 3.从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线、硬拽管体，也不得手拉管体、硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将脚线扭结成短路。 4装配起爆药卷时，必须遵守下列规定： (1)必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电物体爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱子上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当时当地需要数量为限。 (2)装配起爆药卷，必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。 (3)电雷管必须由药卷顶部装人，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插人药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。 (4)电雷管插人药卷后，必须用脚