金河煤矿3092开切眼掘进作业规程.doc

金河煤矿掘进工作面作业规程 工作面名称: 3092工作面切眼编 制 人: 肖永进技术负责人: 肖永进矿 长: 彭正高 日期:二0一三年十一月 40目 录第一章 概 况4第一节 工程概况4第二节 编写依据4第二章 地面位置及地质情况5第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况5第二节 煤（岩）层赋存特征5第三节 地质构造和断层情况6第四节 水文地质7第三章 巷道布置及支护说明7第一节 巷道布置7第二节 支护设计及支护工艺8第四章 施工工艺9第一节 施工方法9第二节 作业方式9第三节 爆破作业9第四节 装载与运输10第五节 管线敷设10第六节 设备及工具配备11第五章 生产系统12第一节 通风12第二节 压风14第三节 瓦斯防治15第四节 综合防尘15第五节 防灭火15第六节 安全监控15第七节 供电15第八节 排 水16第九节 运 输16第十节 通信和信号16第六章 劳动组织和主要技术经济指标16第一节 劳动组织16第二节 作业循环17第三节 主要技术经济指标19第七章 安全技术措施19第一节 一通三防19第二节 顶 板23第三节 爆 破24第四节 防治水28第五节 机 电29第六节 运 输29第七节 其 它29第八节 贯彻作业规程及其它技术安全措施30第八章 灾害应急措施及避灾路线31第一节 灾害应急措施31第二节 自救方式、抢救方法32第三节 紧急避险系统33规程措施会审意见及会签表会审单位参加会审人签 名会审单位参加会审人签 名编 制 人肖永进生产调度室曾唐洪安全管理科罗伟生产技术科贺荣机电运输科余洪君通风科何明贵生产副矿长周星机电副矿长曾其刚安全副矿长岳奉明生产副矿长张晓平总工程师肖永进副总工程师李国平 施工单位邹小丰矿 长彭正高会审意见：1、 存在的主要问题： 2、 处理意见： 第一章 概 况第一节 工程概况一、巷道名称：3092工作面切眼，是3092工作面主要通风和运输巷道，为3092回采工作面服务，该巷道竣工后形成3092工作面回采系统。二、3092工作面切眼布置于k6煤层中，挂口于3092运输煤平巷边界，沿煤层顶板掘进，按煤层倾向往上27度坡度、225度方位施工。三、预计工程量：从3092工作面运输煤平巷开掘至贯通3092工作面回风平巷，预计掘进工程量巷道长度100m，掘进方量400m3。 四、该工程预计2013年11月中旬开工，2013年12月下旬竣工，计划掘进工期1.5个月。详见下表巷道名称、用途、设计长度、工程量、坡度、服务年限、开竣工时间等概况工程名称3092工作面切眼设计长度100m用 途回采巷道，用于工作面进风、运输及回采煤岩类别全煤巷施工控制按中、腰线及巷道方位施工。方位（度）225倾角（度）按煤层真倾角27度施工。支护方式单体液压支柱配型绞接梁装运方式煤矸自溜到矿车中人工推至309车场，机车运输到井底车场。工程量3092工作面切眼 100m通风方式局扇压入式通风所需设备FBD7.52对旋局扇二台、风煤钻二台，矿车、电煤钻综保及局扇启动器等。预计开工时间2013年11月中旬预计竣工时间2013年12月下旬第二节 编写依据 一、编制依据 1、按照矿井采掘部署调整及2013年抽采掘接替安排，实施该巷掘进；2、依据2010年煤矿安全规程和巷道工程施工设计规范进行编制。3、金河煤矿采掘部署及瓦斯治理方案、采掘工程平面图、井上下对照图等。二、资料来源 1、根据二0二地质队和135地质队提供的矿井基础地质资料；2、按照煤矿安全规程和相关技术规范；3、根据现场实际情况收集和相邻巷道施工相关资料收集；第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况一、地面相对位置：该巷道相对应地面从杉木沟开始沿大圆顶东北面边坡由东向西穿过，在巷道掘进范围对应地面无任何建筑、积水和铁路等；巷道距地表最大埋深420m，最小埋深288m，为单斜构造。附图：3092工作面切眼位置平面示意图二、邻近采区(面)关系：巷道全范围均为待布置的K6实体煤层，南为3094工作面未布置），北为+100水平（未布置）；巷道东翼为3091工作面正在回采，西翼为井田边界，与原顺河煤矿有50m的保安煤柱相隔。该巷道底板布置有底板瓦斯抽放巷，对该巷道区域内的瓦斯进行了穿层瓦斯抽放，3092运输巷形成后沿煤层倾向施工了顺层抽放钻孔。井上下对照关系表水平、采区+260m水平309采区工程名称3092工作面切眼地面标高650750m井下标高+260- +330m地面的相对位置建筑物、小井及其他地面无主要构筑物和堰塘、水库、河流等积水体，也无小煤窑。掘进巷道对地表的影响垂深超过200m对地表基本无影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响该区域南北翼均为实体煤层，未受采动影响，西翼为原顺河煤矿矿界煤柱，东为3091工作面，在石门间留有煤柱，因此巷道受采动影响较小，周边对掘进无大的影响第二节 煤（岩）层赋存特征矿井开采地层位于二迭纪龙潭组，巷道掘进范围内煤系地层情况、顶底板情况如下：1、含煤地层主要岩性为灰深灰色砂质泥岩、泥岩、粘土岩及细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩等，间夹数层似层状、透镜状菱铁矿层。2、该巷所掘层位为K6煤层，全煤巷掘进，K6煤层平均厚度2m，平均倾角27。3、K6煤层顶板依次向上为：灰至黑色泥质粉砂岩，1.133.28m，平均2.15m；深灰色厚层状石灰岩(标志层)，平均1.05m；深灰色泥质粉砂岩，0.321.34m，平均1.06m；深灰色块状石灰岩，29.8431.48m ，平均30.68m；深灰色块状石灰岩、泥质砂岩、粘土岩，平均4.96m；灰至深灰色砂质泥岩、粘土岩，平均1.80m；灰色、浅灰色泥岩及粘土岩。4、K6煤层底板依次向下为：白灰粘土岩、砂岩、泥质粉砂岩，平均6.81m；K5煤层，0.141.03m,平均0.51m；深色粘泥岩、砂岩、泥质砂岩，平均85.89m；K2煤层，0.101.55m，平均0.46m；深色砂质泥岩、石灰岩等，平均9.07m；K1煤层，0.181.59m,平均0.91m；铝土岩，3.0010.82m，平均5.71m。5、根据其顶底板岩性，顶板岩层属中等稳定岩层，不易垮落；底板岩层为不稳定岩层，遇水极度膨胀，底鼓严重。附图：煤岩综合柱状示意图煤层特征表含煤地层：龙潭组（P2x2）煤层编号煤层厚度（m）最小最大煤层倾角（度）最小最大结构夹矸层数可采性稳定性视密度顶底板岩性平均平均顶板底板K61.8-2.62.222-32 27 简单2层可采1.55泥质粉砂岩，石灰岩白灰粘土岩、砂岩、泥质粉砂岩第三节 地质构造和断层情况根据已掘的底板抽放巷情况，巷道掘进范围内无大的地质构造和断层。煤层赋存稳定。第四节 水文地质矿井正常涌水量：最小为40m3/h，最大涌水量60m3/h，地下水类型为裂隙水。巷道位于含水性较弱的长兴灰岩下方，造成K6煤层含少量积水（俗称养炭水），主要集中在地质构造带出现，总体煤层干燥成粉率高；根据已掘的同采区煤层巷道反映，在巷道地质构造带煤层含积水，顶底板出现断裂构造时将出现淋水现象；在围岩稳定完整地段，无涌水，煤层干燥，在掘进过程中必须对构造带的涌水采取措施，防止其对施工的影响和对巷道工程质量的影响。 矿区及其附近无大的河流、水库等地表水体。主要为季节性溪流，久旱则干，地表水对掘进施工基本无影响。与之相邻的原顺河煤矿开采至+200m水平，比我矿开采的+260m水平低，且矿界之间留有50m的矿界煤柱，因此，该巷掘进中不存在采空区积水威胁，无大的构造导水。 经上述分析，水文地质条件属简单类型，掘进中不受水害威胁。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、3092工作面切眼在3092运输煤平巷挂口，按方位2250或沿煤层倾向掘进，巷道坡度为27，该巷属3092工作面主要的进风和运煤巷道。二、巷道断面特征：该巷按矩形断面施工：毛断面4.8m2，即毛高2.2m,毛宽2.2m；净断面4.0m2，净高2.0m,净宽2.0m。三、巷道工程量约100m，方位2250或按煤层倾向掘进，按27的坡度掘上山（如煤层赋存条件发生变化再作调整）。四、巷道断面规格：根据巷道净断面尺寸要求，结合巷道支护方式和材料，确定巷道掘进断面尺寸如下表：名称方位形状层位标高宽高断面积工程量坡度规格225矩形K6煤层+260330m净宽2.0m净高2.0m4.0100m27附图：3092工作面切眼巷道断面图。第二节 支护设计及支护工艺一、临时支护设计：根据碛头揭露围岩情况进行支护,支护密度以能控制碛头空顶面积的围岩为基准，并随时备用5根临时支柱。支护方式采用戴帽点柱支护，支柱采用单体液压支柱，帽扣采用半圆木，帽长不低于0.5-1.0m保持3-5迎山角，必须支设在底板上，并打紧打牢。在顶板完整时，用厚度不小于0.05-0.1m、长度不低于2m的木板挑顶作临时支护。二、永久支护设计：永久支护距碛头不超过1m，根据巷道围岩性质，考虑巷道的用途和使用年限，结合矿井支护材料，巷道掘进时采用单体液压支柱配1m的绞接梁作永久支护，不设临时支护。永久支护必须跟拢碛头，单体支柱支柱打紧打牢，绞梁上采用厚度不小于5cm的木板（或直径10cm以上的硬质木材）绞架接顶，背板设置方向与巷道走向一致，板间空隙均匀不大于20cm；顶板必须背接严实，支柱前方空顶部分用木板或排柴挑顶至碛头。支柱沿巷道方向布置2排，排距0.75m，柱距1.0m。当巷道两邦有滑邦现象时，在巷道两邦打贴邦支柱控制滑邦，贴邦支柱间距2m（煤层破碎，滑邦现象大时改为1m），每邦不少于4根，两邦排柴打紧背牢，确保不出现滑邦现象。三、放炮前，碛头10m范围内架料之间的梁腿接合处架设固棚器、打扣寸、增设稳桩进行加固,防止放炮打垮支架发产冒顶片邦事故。支架距碛头的距离不得大于1.0m，不足一架料的空顶部分必须使用前探梁护顶，并用排柴背接好作为临时支护。四、支护质量及允许误差：项 目质量标准及允许误差项目质量标准及允许误差巷道净宽2000+100，-50基础深度200巷道平均净高2000+100，-50巷道净高2000+100，-30其中中线2250或按煤层倾向巷道坡度按+27的坡度腰线距底板100050 mm断面形状矩形掘进断面毛断面4.8m2净断面4.0m2壁后充填用排柴加矸石充填第四章 施工工艺第一节 施工方法根据巷道围岩情况和掘进范围内的地质情况，巷道实行钻眼爆破施工，全断面一次成巷。巷道采用一台MZ12型煤电钻、1.5m麻花钻杆（直径38）、十字钻头（直径42mm）钻眼，3#煤矿安全炸药配15段毫秒延期电雷管，采用正向装药，串联联线，水炮泥和黄泥封堵捣实，封泥长度不得少于0.5m。撤人范围：撤出井下当班全部作业人员。断电范围：井下除局部通风机外的全部非本质安全型电气设备。启爆点设在矿调度室启爆房内。第二节 作业方式一、作业方式：“两班八小时”作业方式，实行掘进和支护连续作业（即掘进和支护顺序作业），永久支护离碛头不超过1.0m, 临时支护（前探或单体液压支柱带帽点柱支护）紧跟碛头不留空顶。 二、采用人工装车，人力推车到溜煤上山，运输煤平巷装车推至岩石运输大巷车场，岩石运输大巷采用蓄电瓶机车运输到地面。施工设备与供电情况表序号机械、钻具名称型 号数 量动力配套方式备 注1风煤钻ZQS-22/2.02127麻花钻杆 1台备用2局 扇FBD5.0/27.52380V一台备用4馈电开关KBZ9-4001380V200A5开 关QBZ-802380V局扇、闭锁第三节 爆破作业一、岩石性质：煤层顶板从下往上为灰至黑色泥质粉砂岩、深灰色厚层状石灰岩(标志层)、深灰色泥质粉砂岩、深灰色块状石灰岩、深灰色块状石灰岩、泥质砂岩、粘土岩，稳定性较好；煤层底板依次向下为：白灰粘土岩、砂岩、泥质粉砂岩，遇水有底鼓的可能。二、通风方式：采用局部通风机压入式通风；三、瓦斯、煤层及自然发火情况：矿井属突出矿井，2012年瓦斯等级鉴定矿井相对瓦斯涌出量为43.83m3/t，绝对瓦斯涌出量为3.42m3/min，相对二氧化碳涌出量为10m3/t，绝对二氧化碳涌出量为1.4m3/min，鉴定属突出矿井。经鉴定煤层无爆炸危险，属不易自然煤层。四、掏槽方式：斜眼掏槽：周边眼与设计轮廓线关系：100200mm;循环进度1.0m,炸药种类：3#煤矿安全许用炸药；雷管型号：15段毫秒延期电雷管，最后一段不超过130毫秒,用MFB-100型电容式发爆器起爆。附图：炮眼布置图及爆破说明书第四节 装载与运输掘进工作面爆落煤采用人工掏入U型溜煤槽内，在煤槽口使用1t标准“U”型矿车装煤。作业人员在+260m运输巷车场取空车，人力推运经3092运输平巷至3092切眼煤槽口装车，装车后人力又推运到+260m车场，交由机车运输。工作面需用材料由人工地面装车后，经机车拉运到轨道上山+410m上车场，以一级提升绞车下放到+260m车场，由机车拉运到+260m集中运输巷车场，再由人力推经3092运输煤平巷到3092切眼装煤口，最后运到掘进碛头，运输材料全过程，由班组安排专人护运。第五节 管线敷设在3092运输煤平巷回风口5m和放煤口各设置防尘喷雾洒水装置，喷射水雾能控制巷道全断面,巷道沿上帮敷设防尘水管(直径25mm),距底板0.5m,固定点间距3m，主管路距离碛头在20-15m左右，再用黑胶管连拢碛头；开口时在3092运输巷内距3092切眼30m处设置压风自救装置，并且随碛头往前掘进并向前移动或增设，要求距离碛头25-40m，压风管布设在巷道上帮距底板0.6m位置，管路固定点间距3m。巷道内共敷设三条电缆，其中一条为固定敷设的电煤钻线路，该线路使用6m2的阻燃电缆，悬挂在巷道上帮支柱上，距底板1.5m，悬挂点间距1m，碛头20m的缆线应规整的圈好置于巷道上帮侧距碛头20m处,严禁乱扔乱放；一条为监控探头电缆，悬挂在巷道上帮支柱上，距底板1.6m，悬挂点间距1m：另一条为放炮母线，碛头20m使用时临时敷设,其它段固定敷设在巷道右下帮厢上,距底板1.5m,悬挂点间距1m,保证巷道内三条线排挂平直规整。风筒悬挂在巷道下帮支柱上,先用8#铅丝敷设平直悬挂线,距底板1.8m,风筒逢环必挂,距底板1.3m。各管线敷设必须靠邦安装，相互之间要保持平行和规定的距离（不小于0.3m，管线每3m设一悬挂点，风筒逢环必挂，无漏风，无死角，迎头不落地。 第六节 设备及工具配备工作面为全煤巷掘进施工，按照突出矿井设备选型要求，其所有设备应为矿用防爆型设备。主要安装碛头施工所需的风机、开关、电煤钻、瓦斯安全监控设备、通信设备等。设备及工具配备表序号名称型号单位数量备注1开 关QBZ-80台一台2开 关QBZ-280SF台一台3局部通风机FBD5.0/27.5台二台4电煤钻综合保护开关BZZ-4-IV台一台5甲烷传感器KG9001B台两台6开停传感器KTC-90台两台7断电仪KDD-1台两台8煤电钻MZ-12台两台9钢条1.5m根一根10手锤把一把11弯刀把一把12掏耙把三把13电话HD-1台一台第五章 生产系统第一节 通风一、通风方式及供风距离巷道采用局部通风压入式通风方式，根据巷道位置及相邻关系，巷道最短通风距离300m，巷道最长通风距离450m.二、风量计算1、掘进工作面风量的计算 1）按瓦斯（CH4）涌出量计算实际需风量 Q1=100kqch4=10020.5=100m3/min 式中：Q1按排散瓦斯要求工作面所需风量，m3/min; K通风系数，取2； Qch4预计工作面瓦斯的绝对涌出量0.5m3/min。2）按掘进工作面工作人员数量计算实际需风量。 Q2=4N=48=32m3/min 式中：Q2按最多人数计算时工作面所需风量，m3/min; N工作面最多工作人数。3）按稀释排除巷道炮烟所需风量计算实际需风量。 由于采用压入式通风，按下式计算Q3=(7.8/t)3A(sl)2=(7.8/30)37.8(4.0350)2=89.3m3/min式中：Q3按稀释排除巷道炮烟工作面所需风量，m3/min;t放炮通风时间min； A工作面同时爆破的炸药量，Kg；S巷道净断面积，；L巷道通风长度，m。 4）按一次放炮炸药消耗量计算 该巷道为全煤巷，采用全断面一次放炮，循环装药量为7.8kg,需风量为： Q3=25A=257.8=195m3/min 式中：Q3按一个循环炸药消耗量工作面所需风量，m3/min;A一个循环同时爆破的炸药量，7.8Kg；根据以上计算，确定工作面实际需风量为Q需=200m3/min. 2、掘进工作面风量验算 按巷道允许的风速验算 Q高=60V高S=6045.28=1267.2m3/minQ低=60V低S=600.255.28=79.2m3/minQ低Q需Q高式中：Q高按最高风速验算时工作面的风量，m3/min; Q低按最低风速验算时工作面风量，m3/min； V高规程规定煤巷最高允许风速，4m/s； V低规程规定煤巷最低允许风速，0.25m/s。故：工作面需风量160m3/min，符合巷道允许最低风速79.2m3/min的要求,故确定工作面需风量为160 m3/min。3、风筒的选择根据供风需求，选用直径500mm阻燃橡胶风筒。4、局部通风机的选择根据实际需风量，所需局部通风机供风量为：Q扇=Q需/（1P漏）=200/（110%）=222m3/min式中：Q扇所需局部通风机供风量，m3/min； P漏风筒漏风率，由百米漏风率求得。根据所选风筒，查有关资料和风筒摩擦阻力系数并增加10%，得 =0.00453，不考虑局部阻力得：R摩=6.5&L/D5=(6.50.00453150)/0.55=188.45NS2/m8式中：R摩风筒摩擦阻力，NS2/m8； &摩擦阻力系数，Kg/m3； D风筒直径，m。局部通风机风压为：h扇=（R摩R局）Q扇Q需Q需2/D4=（188.450）(178160)(6060)(16060)20.54=1410Pa式中：h扇局部通风机的全风压，Pa；R局风筒局部风阻，NS2/m8。根据以上计算，结合矿井实际并查资料可知，选用二台FBD5.0/27.5型局部通风机二台，一台使用，一台备用。5、局部通风机配风量 Q配=Q吸600.15S3=210600.155.2=256.8 m3/min；式中：Q配局部通风机安设地点必须具有的风量，m3/min；Q吸局部通风机实际吸风量，m3/min；S3局部通风机安设巷道断面积，。根据以上计算，局部通风机吸风口配风量为260 m3/min，选择FBD5.0/27.5型局部通风机，其供风量达260-190m3/min能达到通风能力要求，通风机安设在+260m运输大巷309采区车场内。见附图：3092工作面切眼掘进通风系统及避灾路线示意图第二节 压风矿井在地面安设有两台VF-10/7型双V活塞式空压机和一台DSR-150A/W螺杆式空压机，全天24小时向井下供风。在260mK5抽放巷内设有压风自救装置，安设压风自救装置8个;随巷道掘进每间隔40m，设置一组压风自救装置。 在+260m集中运输巷距采区运输石门410m处设有避难硐室，安设压风自救装置50个。第三节 瓦斯防治1、设专职瓦斯检查员负责碛头瓦斯检查。2、每班瓦检员对掘进碛头、掘进回风和容易积聚瓦斯的地点至少检查三次以上。3、坚持一炮三检和瓦斯巡回检查制度。4、碛头作业班班长每班必须佩戴便携式瓦检仪。第四节 综合防尘1、工作面布置防尘水管供给防尘水，炮后对爆落煤体洒水防尘；在3092运输平巷距回风口5m处和装煤口处设防尘水幕,控制全断面。2、工作面放炮采用水炮泥，施工作业人员佩带防尘口罩进行防尘，搞好个体防护。第五节 防灭火 巷道内的防尘管路可作消防管路；加强对巷道内的浮煤进行清理；在作业区域严禁出现明火;巷道内的线路严禁出现明接头;巷道使用的电缆和风筒使用阻燃材料;发现火源第一时间采取直接灭火,不能直接灭火时,必须保持正常通风,及时汇报处理。第六节 安全监控监测分站安设260m运输巷车场采区运输石门外配电点处，在掘进碛头小于5m范围风筒异侧安设碛头瓦斯探头、在3092运输平巷距回风口10-15m位置安设碛头回风瓦斯探头，探头位于巷中，距巷道顶板不大于30cm处；碛头一个瓦斯探头在放炮时撤到距碛头20m的安全位置，炮后及时恢复到碛头；在煤电钻开关处安设远程断电仪，用于控制巷道电煤钻开关实行瓦电闭锁；在风机电源进线电缆上安设开停探头监控风机运行情况。第七节 供电掘进工作面碛头电源来自+330m中央变电所。风机电源来自局扇专用变压器及开关、+330m风机供电专线，实行三专两闭锁，其它电源来自同水平变电所的另一台变压器和专用线路，在+330m运输巷运输石门以东20m处设采区配电点。采用一台QBZ-2X80SF开关控制局部通风机，一台QBZ-80开关和BZZ-4-IV电煤钻综合保护开关控制煤电钻。第八节 排 水巷道采用坡度自流排水，巷道涌水经3092运输平巷水沟流入309采区石门，经+260m运输大巷，流入260m主水仓，经一级排水泵排至410m，然后经主平硐水沟排出地面。第九节 运 输采用1T标准“U”型矿车对工作面煤炭，材料，矸石进行运输。3092工作面切眼煤：3092工作面切眼碛头3092运输煤平巷+260m集中运输巷车场+260m运输大巷向东+260m井底车场一级提升暗斜井+410m车场+410m集中运输巷向东井外。工作面需用材料：地面主平硐轨道下山+410m上车场一级提升暗斜井+260m井底车场+260m运输大巷260m运输大巷车场3092运输大巷3092工作面切眼。第十节 通信和信号在3092运输煤平巷距半煤口10m位置安设一部与地面及其它作业点直通的防爆程控电话，地面调度室电话拔号为1号；矿井提升运输信号统一使用，为“一停，二上，三下”，在提升巷上下车场摘挂钩硐室安设红绿灯，警示红灯提升，绿灯人员通行。第六章 劳动组织和主要技术经济指标第一节 劳动组织巷道采用一次成巷方式，根据巷道施工方法和支护方式，采用掘进和支护平行作业。因工作面防突要求，在实施防突措施的班次停止当班掘进施工。劳动组织配备表序号工种出勤人数备注早夜合计1班 长1122打眼工2243放炮员1124运输工446在册人数9918注：运输工兼作支护工。第二节 作业循环一、作业方式：巷道实行二班八小时作业制。二、循环进尺：因煤层属突出煤层，软煤分层厚度在0.2-1.0m之间，从防突和放炮不崩垮支柱考虑，因此采用打浅眼、少装药的方式。为了保证巷道如期完工，考虑到施工中往往由于地质、机电或其它难以预料的事故影响，故掘进按月成巷100m的计划安排进度,保证正规循环率85%，则：日进度应为1003085%=3.92m，班进度为3.922=2m，预计每班可完成二个掘进循环，循环进尺应为22=1.0m。三、循环时间的确定（1）交接班时间T1根据矿井安全生产需要，交接班及到现场处理安全、敲帮问顶及打临时支护，所需时间为60分钟，故确定交接班时间及安全处理时间T1=60分钟。（2）装煤时间T2根据矿井实际生产条件，确定爆破后的松散体，由人工装入溜煤槽自溜到煤槽口的矿车内，其所需时间为50分钟，即T2=50分钟。(3)支护时间T3和钻眼时间T4采用单体液压支柱配绞接梁支护，所需时间T3=30min，每循环工作面炮眼24个，工作面采用电煤钻打眼，同时工作电煤钻台数一台。由实际生产数据可知，MZ-12型电煤钻在该煤层中的平均钻速V=1.0m/min，炮眼长1.0-1.2m，每循环布置24个炮眼，其总长度29.6m。则：T4=29.6V=29.61=29.6（min）,考虑煤层比较坚硬和其它因素，加上挂眼的时间，钻眼时间T4取50min；(4)装药联线时间T5及放炮通风时间T6根据放炮操作规程及放炮员技能操作水平，考虑矿井实际情况，确定装药联线T5=30(min),突出矿井要求,我矿必须坚持井外，放炮时人员全部撤到地面，放炮的同时上班人员在地面吃班中餐，放炮、就餐完后，先由瓦检员、班长、放炮员进入工作面作安全检查等，经检查无异常后方可通知其它人员入井，故确定放炮时间T6=80（min）.（6）循环时间的验算：结合工作面技术装备及工作人员技术熟悉程度，考虑井外放炮因素及实际生产条件，采用的作业顺序是：交接班入井安全检查临时支护出矸支护打眼装药联线出井交接班放炮 将以上数据代入公式得： T=T1T2T3T4T5T6T12T22T32T42T52=6050305030806050305030=520（min）根据计算结果，考虑在掏煤炭的同时，可以进行支护工作，在一个班8h以内能完成进尺1.0m两个循环的工作量，符合要求.四、正规循环作业图表每班完成两个掘进循环,每循环进尺1.0m。 附：3092工作面切眼正规循环作业图表第三节 主要技术经济指标 3092工作面切眼掘进技术经济指标见下表。序号项目单位数量备注1在册人数人18轮休制2出勤人数人163出勤率%904循环进尺m1.05日循环次数次46日进尺m4.07正规循环率%858月循环次数次1009月进尺M10010工效m/工0.2511炸药消耗量Kg/m8.612雷管消耗量个/m1813木材消耗量m/百米5.5第七章 安全技术措施第一节 一通三防 一、通风 1、按设计配足巷道供风量，严禁无风微风作业，严禁出现循环风。2、碛头局部通风机由现场瓦斯检查员负责，严禁随意停开局扇。风机安设在+260m水平岩石运输大巷运输石门外，距回风口大于10m。现场瓦检员每班检查有无循环风情况，严禁拉循环风作业。3、巷道风筒选用抗静电、阻燃双抗反边风筒，风筒悬挂按前所述要求进行；通过风门时采用铁质风筒并设防瓦斯逆流装置，风筒悬挂平直，逢环必挂，拐弯不能急拐，风筒口距碛头不大于5m，风筒接头必须顺接双反边牢固，除碛头20m外不得有大于5cm的破口。4、因检修、停电等原因停风时，必须撤出碛头所有人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯，在局部通风机及其开关地点附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开动局部通风机。5、若停风后巷道瓦斯积聚浓度超过2%以上，必须制定瓦斯排放措施并按排放措施进行排放。6、在放炮前必须关闭+3092运输煤平巷内的两道反向风门。 二、瓦斯管理1、通风科必须保证工作面供风量达到作业规程的要求，掘进队必须保证通风断面。2、通风科要确保整个区域通风系统稳定，影响工作面通风系统稳定的所有通风设施必须完好，所有风门都必须实行机械闭锁。严禁破坏机械闭锁将一组风门同时打开，造成风流短路。损坏设施通风处应及时修复，人员车辆通过风门后要及时关好，发现损坏风门、过风门后不关者要追查处理。3、工作面的空气温度不得超过26，当空气温度超过时，相关单位必须缩短超温地点工作人员的工作时间，并给予高温保健待遇，当空气温度超过30时，应采取降温措施处理，否则必须停止超温地点的作业。4、每旬测量一次风量。5、通风科定期检查通风系统。6、瓦检员经常检查工作面、使用的电气设备设置点、硐室等地点的瓦斯及其它有害气体变化情况，发现问题要及时向矿调度室、通风及矿总工程师汇报，并通知受威胁人员撤至安全地点。7、瓦斯检查工必须严格执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度，认真填写瓦斯检查班报手册和工作面瓦斯记录牌，并将瓦斯情况通知现场班队长及所有人员。当瓦斯超限时，瓦检员立即责令现场人员停止工作，由班队长负责将人员撤到安全地点，同时向调度室汇报，调度室要及时通知受威胁人员撤至安全地点。8、当工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0或CO2浓度超过1.5时，必须停止工作，撤出人员。瓦斯检查工立即汇报调度室和总工程师，由矿总工程师负责采取措施，进行处理。 9、当工作面风流中瓦斯浓度达到1.5时，必须立即停止作业，切断电源，撤出人员，查明原因，制定措施进行处理。10、电机开关附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须立即停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。11、瓦斯局部体积大于0.5m3的空间内，瓦斯浓度达到2时，附近20M内必须停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理。12、当工作面风流中CO2浓度达到1.5，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。13、进入工作面的管理人员、班长及流动电钳工必须携带甲烷检测报警仪。并经常检测工作区域内风流中的瓦斯情况，发现瓦斯浓度超过1.0%，必须立即停止作业。因瓦斯浓度超限而断电的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可人工通电开动。14、瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0以下时，方可通电开动，电气设备通电必须人工复电。15、瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时,方可通电开启,电气设备通电必须人工复电。16、矿井停电,检修主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏后,要制定恢复通风,排除瓦斯和停,送电措施.恢复通风后,所有受到停风影响的地点,都必须经过通风人员,瓦斯检查人员检查,证明无危险后,方可恢复工作.所有安装电动机及开关附近20m的巷道内都必须经过瓦斯检查,只有瓦浓度符合煤矿安全规程规定方可人工开启。三、防突1、坚持“四位一体”的局部综合防突措施，防止煤与瓦斯突出；根据碛头瓦斯变化规律，不断总结掌握瓦斯涌出变化与突出的关系，作好防止煤与瓦斯突出工作。2、实行井外放炮。爆破作业，严格执行全矿井撤人，于每班规定时间（上、下班交接班时间，集中在调度室分次启爆，并设置视频进行监控。3、坚持“有疑必探，先探后掘”, 钻孔参数、钻孔施工等严格按照防突专项设计的有关规定执行。实行“先探后掘”措施，各带班矿长现场督促，如不执行“先探后掘”措施而发生突出事故，一切后果概由不执行责任人负责。4、探钻作业或掘进作业过程中，如遇喷孔，顶钻、卡钻、响煤炮、碛头压力明显增大，支柱变形、断裂、折断发出响声、煤体蠕动、频繁落渣、煤壁变冷、煤层突然变薄、变厚、变松、变软等异常情况，出现突出象征时，必须停止作业,撤出人员，并立即向矿调度室报告，以采取防突措施。5、碛头瓦检员、安全员、作业人员必须随身携带自救器，推车工的自救器必须随车携带。6、按规定设置,维护好隔爆水袋，并做到定期加水，保证有足够水量。7、设专职人员跟班现场管理，重点督促执行局部通风、瓦斯检查、放炮警戒，当出现突出象征时果断撤人等，执行进班在前，出班在后，生产全过程专职跟班人员必须在现场；当班安全员、带班矿长应重点监控，以及时排除隐患。8、煤质松软，顶板破碎时，采取减少炮眼数量（2-4个），降低装药量（1-2条），实行浅眼（眼孔深度1.0m以下），加装水炮泥（2个）等松动爆破、卸压、稀释瓦斯措施，9、掘进工作面禁止用手镐或铁质工具直接挖煤，由当班跟班员、安全员重点监控。10、有关对防治煤与瓦斯突出的管理和工作措施，严格按照编制的3094工作面运输巷防突专项设计和国家的相关防突规定执行。 三、防尘 1、按设计要求布设防尘管路系统，并保证持续供水。2、隔抑爆水袋内的水混入5%的煤尘时，应立即换水。3、所有作业人员必须佩戴防尘口罩，并坚持湿式作业。4、工作面在放炮后，装煤前必须对煤层进行洒水防尘。5、放炮采用水炮泥、喷雾洒水。 四、防火1、碛头作业人员禁止使用明火，严禁敲打拆开矿灯，严禁出现放炮线明接头等。2、碛头使用阻燃风筒和阻燃电缆；3、所有供给碛头使用的电器设备必须为防爆设备，每班电工必须巡查电器设备是否存在失爆现象。4、在距309采区回风上山200m外，+260m主运输巷内设置有临时消防材料库，备用灭火器4个、砂子500Kg、砖及水管等。5、紧急情况时，可将防尘管临时改为消防管路使用。第二节 顶 板1、在靠近掘进工作面10m内的支护，每次爆破前必须检查加固。2、掘进中，施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在打眼、放炮、永久支护过程中应清除危岩、排除隐患。3、找顶工作必须遵守下列规定：1）找顶工作应有2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。2）找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里先顶部后两帮，依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。3）找顶工作人员应戴手套，用长把工具找顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。4）顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。4、每次爆破30分钟后，必须由爆破工、 瓦斯检查员和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、粉尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板、支护等情况，向前延伸前探梁，接实顶，紧好锚杆后方可在前探支架的掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行正式支护。5、严禁空顶作业，爆破后及时打好临时支柱或前探支护，并用木楔加紧，保护好顶板不垮落。6、巷道刚开口时，先搞好岔口支护，采用工字钢架抬棚料。7、当迎头出现处理冒顶时采取如下措施：1）靠近冒顶10米范围内的支架要先加固，以防顶板来压造成更大面积的冒顶发生。 2）坚持敲帮问顶制度，及时清除危岩、悬矸，找顶方法见第三条。3）处理冒顶时，先及时采取临时支护 ，坚持先支护后处理的原则。4）接顶时加强通风及瓦斯检查，确保安全；接顶时要坚持一人工作，一人观察顶板，确保后路畅通，严格按规定进行操作，严禁使用腐朽的木料，接顶后用木楔楔紧，确保紧固有效。在作业过程中发现有危险时，必须立即停止作业，把人员撤到安全地点。8、根据巷道掘进过程中的变化情况，准确判断地质构造变化，坚持敲帮问顶，及时对已掘巷道及时进行临时支护和永久支护，临时支柱保持3度5度迎山角，并严格按支护设计进行支护.9、坚持敲帮问顶制度，采用1.5m长度的找顶工具位于安全地点或有效支护下进行操作，及时清理和处理危岩、伞檐，严禁空顶作业。第三节 爆 破 1、碛头打眼个数、方位、深度必须按设计要求，按爆破说明书进行装药、联线，装药联线不得和其它工作同时进行。掘进工作面所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员，必须熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规程有关规定。2、 井下爆破工作必须由专职爆破工担任，严格执行掘进工作面作业规程及其爆破说明书。 3、爆破作业必须严格执行 爆破作业必须执行“一炮三检制”（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯）和“三人连锁”放炮制度。4、不得使用过期或变质的爆炸材料，不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。5、爆破作业，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管，煤矿许用炸药安全等级不得低于三级，煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms。6、本掘进工作面必须采用煤矿许用毫秒延期电雷管，掘进工作面实行全断面一次装药一次性起爆。严禁使用2台发爆器同时进行爆破。7、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备不潮湿的地点，爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。8、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得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,必须将其脚线扭结成短路。9、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体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。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）电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。4）电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。10、装药前，首先必须清除炮眼内的岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼，应使用抗水型炸药。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及掘进机械等导电体相接触。11、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用岩粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破，严禁放糊炮、明炮、非发爆器起爆。12、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：炮眼深度小于 0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，炮眼深度可以小于0.6m，但必须制定安全技术措施，报矿总工程师批准后，方可按所制定的措施实施；炮眼深度为0.61m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。13、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：1）掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支护有损坏。2）爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0。3）在爆破地点20m以内，矿车、未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。4）炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯或二氧化碳涌出、岩石松散。5）掘进工作面风量不足。6）碛头有灾害征兆、瓦斯浓度超过1%、碛头支护超过设计规定、巷道堵塞面积