西辅运联巷安全技术措施.doc

第一章、工程概况第一节 概况西辅运联巷是为西辅运巷、西回风巷运输和行人的通道，设计长度为29.700m。巷道开口坐标为X=4431013.303，Y=526984.646，设计标高为H=922.622.预计2014年7月15日开工。1、编制依据编制依据：煤矿安全规程、掘进各工种操作规程、西辅运大巷施工图2、工程项目概况巷道名称西辅运联巷巷道用途为西辅运巷、西回风巷运输和行人的通道巷道类别临时巷道巷道坡度 巷道方位3005459巷道设计长度29.700m断面形状矩形断面尺寸断面断面4-4掘宽掘高52003800mm净宽净高50003500mm断面面积（m2）19.76净断面面积（m2）17.5支护形式锚网喷+锚索锚杆锚杆规格222200mm间排距顶部900900mm帮部900900mm锚杆托盘顶部：钢板球星托盘13013010mm帮部：钢板球星托盘15015010mm、BHW-280-4 L=450mmW型锚杆钢护板金属网规格6mm钢筋制作，网格100100mm，8#铅丝金属网，网格5050mm锚索规格17.89300mm锚索间排距14002700mm锚索托盘钢托盘30030016mm喷浆厚度100mm强度等级C25铺底砼铺底200mm，强度C25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地面相对位置及邻近采取开采情况见表表1 井上下对照关系情况表水平、 采区+839.2工程名称西辅运联巷地面标高/m+1340.9井下标高/m通道开口838.451地面相对位置建筑物、小井及其他北部位于南端午新村以东附近处，南部位于南端午村至乱坟梁一带山沟及山梁处，南部有红沟斜穿工作面，地面除村庄及建筑物外未见有大型建筑物井下相对位置及邻近采掘情况附近有西辅运巷、西胶带巷、西回风巷煤层特征情况表指 标数 值备 注煤层厚度/m5.25-9.27煤层倾角/（）45煤层硬度/f34煤层层理中等发育煤层节理中等发育自然发火期/d180绝对瓦斯量/（m/T）1.04煤尘爆炸指数37地 温（/100）2.13表3 岩层顶底板情况表岩层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度(m)岩 性 特 征老 顶含砾砂岩 724浅黄色砾石分选磨圆度较好，胶结致密坚硬，无层理。直接顶煌斑岩0.12灰白色胶结致密坚硬，菱铁矿结核。细砂岩3灰白色致密坚硬含石英,长石伪 顶炭质泥岩0.3黑色胶结致密性脆，断口呈滑石面，易破碎垮落。直接底炭质泥岩33黑灰色泥质岩，含植物茎根化石。第二节 煤（岩）层赋存特征地质构造简单，在遇到顶板破碎及断层等地质条件时另编制安全技术措施，以保证施工安全。第三节 水 文 地 质水文地质条件简单，无大的含水层，在掘进过程中，煤岩层的裂隙水与空隙水会造成局部顶板淋水。预计掘进工作面最大涌水量5.4m/小时，正常情况时仅出现顶板淋水现象，正常涌水量0.6m/小时。第三章、支护说明第一节 巷道布置巷道设计总长29.700m，巷道设计方位为3005459巷道断面为矩形。巷道断面7-7：净宽净高=50003500mm，详见后附图1。第二节 矿压观测（1）观测对象：在巷道施工过程中，在矿压显现明显，巷道交岔口处、顶板破碎带和有断层的地方进行观测。（2）观测内容：顶底板活动规律分析；支护巷道顶板离层量、底板及两帮变形相对移近量监测，支护质量动态监测，锚杆锚索锚固力检测。（3）观测方法：使用矿方提供的顶板离层监测仪，在巷道中部进行安装，实时观测顶底板的变化情况。（4）数据处理：监测数据与支护设计不符时，应重新计算，改进设计。第三节 支护设计一、确定巷道的支护形式根据矿方提供地质预报顶板为:煌斑岩、山4#煤层及粗砂岩，底板为泥岩，巷道从开口处以000进行掘进，巷道断面为矩形巷道。支护均为：锚杆采用222200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，顶部支护间排距为900900mm、帮部支护间排距为900900mm。锚索采用7股5mm高强度钢绞线，直径17.8mm(间排距为14002700mm)，长度可由矿方适当调整，但必须保证锚索打进稳定岩层中2.0m以上。锚杆托板采用15015010mm高强度金属托板，每根锚杆装CK2335、Z2360药卷各1卷。锚索托板采用30030016mm钢板球星托盘，每根锚索装CK2335药卷1卷，Z2360药卷2卷。如遇围岩破碎段，应采用砼砌碹支护。1、用解析法确定单体锚杆的支护参数（按单体锚杆悬吊作用计算）（1）锚杆长度L的确定：L=l1+l2+l3式中：l1锚杆外露长度，考虑配合钢带支护，l1取100mm， l2取普氏免压拱高（b），f=7 ,l2=b=B2f f岩石坚固性系数 B巷道跨度，5.9m l2=B2f=5.927=0.42m l3深入稳定岩层长度，按锚固粘结力（dcl3）等于杆体屈服或拉断承载力（）而得的公式估算：l3=22335/45=368.5mm式中：d锚杆直径，22mm； t杆体材料的设计抗拉强度，22mm螺纹钢锚杆设计抗拉强度为335Mpa。 c锚杆与树脂的粘结强度，螺纹钢取5.0 Mpa。所以锚杆长度 L= l1+l2+l3=100+420+368.5=888.5mm，我们取值锚杆长度2200mm。（2）按锚杆杆体承载力与锚固力等强度原则确定锚杆直径d锚杆锚固力Q等于锚杆杆体承载力P，P=，由P=Q得：式中：Q按矿现场锚固力拉拔试验数据取t=49000N； t锚杆杆体材料的设计抗拉强度，22mm螺纹钢锚杆设计抗拉强度为335Mpa。所以锚杆直径选择为20mm大于13mm可满足支护需要。 (3)、锚杆间距根据锚杆的锚固力应等于或大于被悬吊软弱岩层重量的原则确定，即QKHD2 则： D式中：Q锚固力，吨。现场拉拨试验510吨，取7吨粗砾砂岩平均容重，吨/3，查表取2.05K安全系数，取K=2H冒落高度，取H=0.5m则： D D 取锚杆间距为0.8m，符合计算要求。（4）、确定锚杆整体参数在综合分析国内某些单位采用的锚杆参数和国外关于锚杆参数的某些经验规定，可按下面的经验公式确定锚杆参数：锚杆长度：LN（1.1）式中：B巷道或硐室跨度，南辅运巷取5.9；N围岩稳定性影响系数，规定如下：类(稳定性较好)围岩，N=0.9类和(中等稳定)围岩 N=1.0类(稳定性较差)围岩 N=1.1类(不稳定) 围岩 N=1.2根据顶板现状分析，提高支护的安全系数，决定选用类稳定性较差围岩N=1.1则： L51011 =N(1.1+)=1.1(1.1+)=1.859 （5）、按悬吊理论计算锚杆整体参数若用锚杆把不稳定的软弱岩层悬吊在坚固岩体上，锚杆参数可按悬吊理论计算，计算如图所示：锚杆长度：L=KHL1L2锚杆间距根据锚杆的锚固力应等于或大于被悬吊软弱岩层重量的原则确定，即QKHD2 则： D式中：D锚杆排间距，；Q锚固力，吨。现场拉拨试验510吨，取7吨软弱岩层平均容重，吨/3，查表取2.05K安全系数，取K=2H巷道顶板岩体破碎带高度，取0.5m1.3m。则： D D D1.14。从计算结果可知，当软弱岩顶板厚度在0.51.25时，可采用2.2锚杆支护。锚杆间距为0.8可满足巷道支护需要。通过验算，辅盘区辅运联巷选择22左旋无纵筋螺纹钢锚杆，可满足支护需要，选择锚杆排间距小于等于0.9可满足正常条件下顶板支护的需要。4、锚索参数设计锚索长度的确定为了加强锚固体的强度，减少顶板冒落，采用预应力锚索作加强支护，采用低松弛、高强度钢绞线，直径为17.8该钢绞线的最低破断载荷为345KN，应用悬吊理论进行参数计算:锚索长度:L=l1+l2+l3L锚索长度；l1锚索外露长度，取0.30；l2巷道顶板潜在破坏范围，取L2=2.01；l3锚索伸入老顶长度，按l3=计算式中 锚索直径为17.8 t锚索钢绞线的抗拉强度，345KN的破断载荷作用在17.8的钢绞线上相当于强度1387Mpa 所以t取1387Mpac钢绞线与树脂粘结强度，取10Mpa代入数据得L3=0.624。计算得：L=0.3+2.01+0.624=2.934从以上计算结果与辅盘区辅运联巷地质说明书分析，辅盘区辅运联巷顶板老顶、煌斑岩、5#煤层及粗砂岩，根据实际地质情况，辅盘区辅运联巷选择9.3m锚索支护，保证锚索锚固在直接顶稳定岩层中，达到有效控制顶板。在掘进过程中，如发现使用的锚索无法锚固在稳定岩层中1.0m以上时，要根据情况加大锚索长度，使其锚固在顶板岩层中。锚索排间距及抗拉拔力设计的确定为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落，用17.89300mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于稳定岩层中。校核锚索排、间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时，靠锚索发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索排、间距。L=nF2/BH-(2F1sin)/L1式中 L锚索间距，m； B巷道最大冒落宽度，按南辅运巷取5.9m； H巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.5m； 岩体容重，23.52kN/m3； L1锚杆间距，0.9m； F1锚杆锚固力，70kN；F2锚索极限承载力，因该钢绞线的最大抗拉强度为1860 Nmm2；该钢绞线直径为17.8mm，则F2（17.82 ）21860462582 N463 kN锚杆与巷道顶板的夹角，75n锚索排数，取3。通过上述计算，L=10.5m即辅盘区辅运联巷锚索支护间距为1.4m。符合此要求，所选锚索参数满足设计要求。为了保证西辅运联巷在掘进与服务期间的安全，决定在西辅运联巷顶板铺设6钢筋网，规格：长宽=10002000mm，在帮部铺设菱形网，网与网之间搭接长度为100mm，采用专门联网丝进行连接，用222200锚杆固定支护。三、巷道控顶距要求：最大控顶距=一个支护间距+最小控顶距临时支护到工作面的最大控顶距为0.9m、最小控顶距为0m。永久支护到工作面的最大控顶距为0.9m、最小控顶距为0.3m。四、支护编码管理从巷口第一架（根）开始分类编号，按1、2、3顺序编号。支护按班组代码进行编号，每掘进20米在巷道挂设里程牌，严格落实责任制。第五节 支护程序 炮掘采用一掘一锚：掘进，锚网索支护平行作业。锚网+锚索一次支护结束。第四章、质量标准与检验一、支护设备顶锚杆和锚索采用MQT-130/EM型气动锚杆（锚索）钻机， YDC-108/250张拉千斤顶，帮部锚杆采用YT28风钻打眼。二、支护顺序施工顺序：放炮敲帮问顶、安全检查（顶板、瓦斯、工程质量）临时支护打锚杆（索）眼挂网、上树脂药卷、注锚杆（索）上铁托板拧螺母出煤（矸）打注帮锚杆。三、支护程序严格按作业规程一掘一锚，顶板和帮部支护必须紧跟迎头。第一节 双基建设质量标准检查项目设计质量要求及允许误差检查方法及说明合格(mm)断面净宽(mm)5000-50+150每侧取上、中、下三个测点从中线向两帮量净宽断面净高（mm）3500-30+200从巷道顶向巷底测全高锚杆施工质量顶锚杆锚固力70KN合格：最低值不小于设计值的90%优良：最低值不小于设计值班组验收,逐根检查,并做好记录。帮锚杆锚固力70KN金属网质量符合设计和作业规程规定。班组验收,逐排检查,并做好记录。锚 杆 间 排 距顶部900900 mm-100+100按标准细则附录A表A.2的规定选检查点，抽查施工检查记录帮部900900 mm锚 杆 孔 深 度21500+50锚杆角度锚杆与巷道轮廓线夹角75锚杆方向与井巷轮廓线（或岩层层理）角度（限值）15锚杆外露长度有托板露出托板50按标准细则附录A表A.2的规定选检查点，尺量检查点前一排锚杆外露长度的最大值锚索孔深9000mm0+200施工过程中逐根尺量，检查时抽查施工记录锚索孔间排距14002700m100锚索锚固力锚固力200KN不少于设计值90%，符合设计值锚索外露长度150-250mm第二节 技术质量要求a、锚网喷+锚索1）、严格按照测量部门给定的中腰线施工。每次进行支护前，认真检查中线是否准确，发现要及时处理，处理后方可由外向里，由顶向两帮依次进行支护。2）、炮掘严格按照爆破图表布置炮眼，保证光爆成型,减少巷道超欠挖，确保巷道成型。3）、倒矸必须倒到实茬，保证巷道高度符合设计。4）、必须在前探梁的掩护下进行支护工作，支护前必须进行“四位一体”安全检查，确认安全后，方可根据中线和锚栓排间距在顶板上准确确定锚杆眼位，必须使用湿式钻眼，由二人扶站一人操作，三人必须配合好，由一人统一指挥。5）、打锚杆时先顶后帮，打顶部锚杆时用单腿锚杆钻机以保证锚杆角度，失效锚杆要及时补打。严格控制钻孔深度，安装锚杆时，用锚杆将树脂药卷送入孔底，尾端露出螺母不小于10mm且不大于30mm，然后用钻具带动锚杆均匀搅拌3050秒，取下钎尾，锚固剂凝固15分钟后，铺网上托板，网必须扯平拉紧，顶部托板紧贴顶板，两帮托板必须紧贴岩面布置，用力矩扳手将螺母拧紧。6）锚杆施工要做到“三径”匹配。顶部采用锚杆机配28mm钎头，采用锚杆机安装。帮部采用风锤配32mm钎头，使用风动搅拌器安装。7）锚杆排间距不得超出设计规定的100mm，杆体岩面夹角不小于75，顶帮锚杆预紧力矩不低于150NM，杆体外露托板长度不大于50mm，并上螺帽，按规定进行拉力实验，巷道两帮底脚锚杆下扎与水平面成15，且距巷道底板不大于900 mm。8）每300根锚杆或300根以下应做一次锚杆拉力试验，如出现不合格，应立即组织查明原因，并及时采取措施处理。9）金属网必须挂至巷道底板。10）金属网必须紧贴岩面，金属网压茬不得小于100mm，锚网巷道网后严禁充填矸石，所有网搭茬处均用14铁丝绑扎牢固，绑扎必须做到孔孔相联双丝双扣，网片搭接处必须打锚杆压茬。11）网片长边沿巷道横向布置，不得吊斜。确保前后上下压茬为100mm；必须预留100mm，与下茬网压茬。注意保护压茬处的锚杆丝扣。12）打锚索眼时，一人操作钻具，两人接换杆，用1米杆钻够深度后，再加1米杆，如此循环，当眼深打够后逐节退杆。然后用钢绞线将树脂药缓慢推入眼底，上钎尾，用锚杆机带动钢绞线搅拌60秒，凝固40分钟后，方可上托板及锁具，给锚索打压，当张拉力达到要求后，回油退下千斤顶，扶千斤顶人员与操作人员必须配合好，以防止千斤顶在松开时坠落伤人。13）、 锚索采用钢板托盘，规格30030016mm；锚索锚固段要加防止锚固剂外泄的锚固外端头挡圈；锚索钻孔方向大于88，排间距误差为100mm，孔深误差为0200mm，外露长度150-250mm，锚固力大于200KN，且逐根实验，逐根记录。14）、每班班长和验收员必须严格检查当班的施工质量和支护质量，发现质量问题必须及时处理，出井后认真填写生产、质量记录。第五章、 施工工艺及施工组织第一节 施工方法一、施工方法1、开口时从西辅运巷，坐标为X=4431013.303/Y=526984.646处右帮风镐配合放炮掘进，保证开口的成型。放炮前要对开口20m范围内重要风水管路、风筒、皮带进行保护。2、施工前测量人员将巷道中腰线按设计放好，画好巷道轮廓。检修好施工用的施工工具。3、采用炮掘施工，掘进前按照炮眼布置图将炮眼标在巷道断面上，按照设计坡度打眼。4、放炮后，后面采用铲车及人工配合出矸。5、炮掘采用YT-29型气腿风钻钻眼，爆破采用煤矿许用岩石炸药 和毫秒延期电雷管，MFB1000型起爆起起爆转，拱部用MQT130/EM锚索机打、注锚杆。帮部锚杆用风钻打眼，风动锚杆搅拌器搅拌锚杆，人工安装托盘，并用加长扳手将螺帽拧紧。巷道掘进采用一掘、一锚、的方法进行施工。6、炮掘降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、耙装前洒水、爆破前后冲刷巷帮、爆破时开放水幕。7、开口时开口附近20m范围内的电缆、皮带及其它工具设备，必须用废胶管、大板进行有效保护。8、断层、破碎段施工采取短掘短支，加密锚杆、锚索支护的施工方法。9、施工中以人为本，发挥人才优势，加强管理，采取激励机制，提高劳动者的积极性，提高职工操纵机械设备的熟练程度，确保正规循环，缩短循环时间，提高劳动效率，加快施工速度。确保工程施工的每一个阶段，每一个环节，每一道工序处于受控状态，确保工程质量全优。二、保证工程质量的技术措施（1）严格按照作业图作业，打眼前照好中腰线，划好巷道轮廊线。（2）支护前要严格检查巷道断面、规格，出现不符合设计要求的，必须先处理。（3）锚杆尽量垂直岩面。（4）锚杆眼内的积水及岩、煤粉应吹洗干净，杆体要平直，除锈、除油。（5）安装锚杆时，要用风动器连续搅拌（或用锚索钻机搅拌），中途不得间断，搅拌时间不得少于30秒。（6）各种原材料作质量检查，应有出厂合格证。（7）巷道施工质量要达优良，掘进、锚杆、网支护达全优。（8）巷道要清洁，电缆用专用电缆钩吊挂，吊钩每隔1米一个；水管接口必挂，用铅丝吊挂，并吊直吊牢不漏水，管路要吊挂整齐。（9）巷道要有里程牌，岔口处要有路标，巷道内图板要有施工断面图（并标明风筒及管线吊挂位置）、供电系统图和避灾路线图，吊挂整齐，牌板要清洁，书写要工整。（10）开关、局扇要上架，实行挂牌管理，各种电器、开关要保持清洁整齐。（11）材料工具码放要整齐，巷道及工作面内干净整洁，无浮煤堆积，无积水、淤泥、杂物。材料工具码放整齐，挂牌管理。管线排列吊挂整齐，挂牌管理。第二节 凿岩方式炮掘凿岩1.打眼机具：采用YT29型风钻打眼，拱部锚杆眼采用锚索钻机打眼，安注锚杆时使用MQT-130/EM型风动锚杆机和YT-29型风钻安装，风源来自地面压风机房。2.装载、运输：施工中采用人工、铲车、防爆汽车以及皮带运输。3.降尘方法：湿式打眼、水炮泥装药、出矸前洒水，爆破时使用水喷雾、爆破后冲刷煤帮、开放水幕。4、为了保证工程质量，便于掌握巷道规格，定向采用激光指向仪定向。第三节 爆破作业掏糟方式为楔形掏槽。（1）炸药、雷管：采用煤矿许用水胶炸药、毫秒电雷管，电雷管必须编号。（2）装药结构：正向装药。（3）起爆方式：起爆使用MFB-100型发爆器全断面一起爆，联线方式为串、并联（4）巷道采用光爆锚喷向前掘进，根据围岩硬度周边眼距定为300-400mm，抵抗距为600mm。周边眼与抵抗距之比值，在硬岩中取0.7-0.8为宜，而在软岩中取0.6-0.8为宜。周边眼全部预留光爆层，光爆层厚度400mm-800mm。炮眼利用率为88%，残眼率达到60%以上。在井下放炮，采用如下起爆系统：封孔材料：采用水炮泥加自制炮泥，自制炮泥主要成分为黄土、砂，封孔长度不小于500mm。 炮眼布置图（标明掘进巷道断面尺寸、炮眼位置、个数、深度、角度及炮眼编号，并用正面图、侧面图和俯视图表示）（5）、工艺流程图打锚杆 挂网 耙碴 打眼爆破耙碴运输打锚杆挂网打眼 耙碴 耙碴1交接班后，采用人工打眼，装药爆破。2打眼时，分段作业，进行耙碴运输，整理材料。3爆破后及时使用前探梁，然后耙碴，在清出迎头后，再进行打锚杆眼安装锚杆、锚索，挂网支护；然后进行耙碴运输。4锚网支护完毕进行下一步工序。 预期爆破效果图序 号爆 破 指 数单 位数 量1炮眼利用率%90 2每循环进尺M2.53爆破实体岩石M350.554炸药单耗K/ M20.085雷管单耗个/ M336每循环炸药消耗量K70.27每循环雷管消耗量个81爆破原始条件序号名 称单 位数 量备 注1巷道掘进断面M220.282岩石的坚固性系数f3炮眼深度M2.54炮眼数目M815雷管数目个816总装药量Kg70.2 4）、装药结构图 第四节 装载与运输工作面迎头用人工及铲车运输到西辅运巷皮带机，通过西辅运巷皮带机转运到主斜井皮带机，从主斜井大皮带提升至地面。运料线路：运料工具防爆车。地面副斜井井底车场859运输石门西辅运大巷工作面。第五节 管线与轨道敷设一、管线在掘进施工中风筒敷设在人行道一侧。电缆吊挂在风水管路上方0.3m以上，敷设在非人行道一侧。（1）、风水管路吊挂：按照从上到下，由细到粗的原则敷设；水管使用54mm钢管，风管使用159mm钢管，排水管使用75mm软管；风水管每隔3m一组吊点，用膨胀螺丝和抱箍吊挂在巷道壁上；管层间距不小于100mm，以便检修。风水管路每100m设一闸阀，每50m设一三通；管路敷设要整齐美观，吊挂高度一致，不小于巷道底板1.0m；表面清洁，无喷浆回弹；杜绝跑冒滴漏现象。水管距迎头20m范围内使用25mm胶管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。（2）、电缆吊挂标准：电缆钩为五钩，上数第一钩为照明电缆，第二钩为信号线，第三、四钩为低压动力电缆。安装高度为：距巷道底板不小于1.6m，电缆钩要固定牢固，电缆严禁交叉。巷道内的电缆，沿线每隔200米及拐弯处，设置注明编号、用途、电压、截面、长度的电缆标志牌。所有电缆吊挂必须一致、美观、表面清洁、无积尘。（3）、风筒吊挂标准：风筒吊挂高度不小于2.0m,吊挂要平直，逢环壁挂，距工作面最大距离不超过10m。第四节 设备及工具配备机序号名 称型 号单位数量备注1局部通风机230KW台2备用1台2锚杆锚索钻机 MQY130/EM部4备用2台3运料车防爆胶轮车辆14凿岩机YT-29部65风镐G10部46风动器部27综保台28锚索张拉器台29控制开关台710馈电开关台711电话部112锹个1013手镐个514锤个315皮带0.8m部11617第六章 生产系统第一节 通风系统一、通风系统1、新鲜风：由地面主斜井西辅运大巷掘进工作面。2、乏风：掘进工作面西回风大巷西回风石门回风立井地面二、通风量、通风方式及通风设施1、采用压入式通风。2、风筒采用柔性阻燃风筒=1000mm。(一) 按人数计算Q掘 = 4n （m3/min）式中：n 掘进工作面同时工作的最多人数，取40人。Q掘 = 440=160 (m3/min)(二) 按局部通风机的实际吸风量计算Q掘 = Q局机 I （m3/min）式中：Q局机 掘进工作面局部通风机的实际吸风量630m3/minI 掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台。Q掘 =6301 = 630（m3/min）通过以上计算，拟选用2BKJ型，功率230kw对旋局部通风机，吸风量630 m3/min，可满足通风需求。二、掘进工作面风速验算（一）按最低风速验算岩巷掘进工作面的最低风量Q岩掘9S岩掘 （m3/min）式中：S岩掘 岩巷掘进工作面的断面积：20.28m2 ； Q岩掘 局部通风机吸风量630m3/min630m3/min 920.28 =182.52 (m3/min)（二）按最高风速验算掘进工作面的最高风量Q岩掘 240S掘 （m3/min）式中：S岩掘 掘进工作面的断面积，20.28m2630 m3/min 24020.28= 4867.2（m3/min）通过以上计算及验算，182.52（最低风量）630（局部通风机吸风量）4867.2（最高风量），选择245KW型局部通风机（吸风量630m3/min），直径1000mm风筒可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。第二节 压风压风由西辅运大巷内铺设的4寸压风管接至工作面，随着施工进度的推进逐渐延接108压风管。第三节 瓦斯防治1、工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8%或CO2超过1.2%必须停止作业，撤出人员，采用措施进行处理。2、放炮地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到0.8%时，严格打眼、装药放炮。3、掘进工作面风流中CH4达到1.2%时必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。4、掘进工作面瓦斯浓度的检查每班不少于3次，并做好记录。5、严禁在井下拆卸矿灯，当矿灯不亮时，禁止敲打、撞击。6、每一下井人员都必须携带自救器。7、掘进巷道内所有非本质安全型电气设备必须安设瓦斯电闭锁装置。8、在距迎头5米处的回风侧悬挂一台瓦斯便携仪和瓦斯探头，报警点为0.8%。第四节 综合防尘1、掘巷时必须有可靠的静压供水系统送到巷口，以满足掘进时用水，要求水质清洁。 2、巷内设立三通闸门, 供洒水除尘使用，同时要求每旬一次对巷道定期冲洗。3、作业场所所有施工人员必须佩带防尘口罩,进行个人防护。4、巷内打锚杆、锚索眼、炮眼必须采用湿式作业，严禁干打眼。 5、为防止煤尘飞扬巷内风流速度要控制在0.25-4M/S之间。6、防尘设施指定专人管理和维护,不得随意拆除，同时严格执行煤矿安全规程第十七条六十九条第一款第四项第七十一条第一款第五项第一百五十四条。第五节 防灭火（1）供水管路每隔50米设置一个三通并配备30米长的软水带。（2）严禁将油倒入巷内。检修用完的棉纱必须由本班检修工出班时送地面处理。（3）严禁明火操作，严禁将引火物带入井下。（4）通风安全部应定期检测巷内空气成份和围岩温度，发现隐患及时处理。（5）若发生火灾，必须切断除风机以外的所有电源。当班干部立即向项目部、矿值班领导汇报，并组织现场人员利用现场一切工具和器材灭火。（6）当遇到各种灾害需行走避灾路线时，必须在当班安监工、班长带领下统一行走。第六节 安全监测1、监测传感器接在风机专用线上，巷道安装两台瓦斯传感器，一台安装在距工作面迎头不大于5米处。2、工作面瓦斯传感器报警浓度0.8%，断电浓度1.2%，回风口处的传感器报警、断电浓度均为1%，各传感器的断电范围为巷内全部非本安型电气设备。3、传感器必须垂直悬挂在距顶不大于300mm，距帮不小于200mm处的非风筒帮一侧，并使显示屏面向巷口。4、跟班班队长、电工、瓦检员、放炮员佩带便携式甲烷报警仪。第七节 供 电电源来自井下临时变电所，向掘进头迎头照明、耙装机等供电。第八节 供水、排水供水由甲方供水干管采用54mm无缝钢管引至工作面后20米，再用25高压软管向工作面供水 ，随着掘进逐渐延长54mm供水管，并每隔50米安装一个三通闸阀。掘进迎头通过临时水沟、水窝将水用电潜泵排至西辅运大巷临时水仓，进而排至副立井主水仓，通过卧泵排至地面。第九节 运 输1、运料线路：地面副斜井换装硐室车场绕道859辅运巷西辅运大巷掘进工作面。2、运料工具：防爆胶轮车。装载、运输设备及运输方式表序号设备名称型号数量安装位置运输方式运输距离备注1防爆胶轮车1井下2000m左右3第十节 通讯、照明在迎头装一个防爆探照灯，在巷道开口安装一门联系电话（并逐渐向向前延伸）。第七章 劳动组织与主要经济技术指标第一节 循环作业图表正规循环作业图表(炮掘锚喷巷道) 表六工 序时 间小 时hmin12345678交接班15安全检查10打下部眼1装药连线放炮20通风安全检查20临时支护15打拱部锚杆1打上部眼 30出矸2打帮部锚杆40打下部眼1装药连线放炮30采取“三八”制，综合工作队 ，正规循环作业，正规循环率达90%以上 。劳动组织表（炮掘）工 种小班出勤人数（人）圆班（人）备 注早中夜合计掘进、支护工10101030放炮员（炮掘）1113跟班技术员1113跟班队长1113出矸工55515司泵工1113管理人员1113总计60第二节 劳动组织炮掘施工时，劳动组织形式为“三八”式综合掘进队形式，把巷内的重要工种和辅助工种都组织在一起，既有明确的分工又要在统一的领导下密切配合和协作，共同完成各项任务。第八章 安全管理第一节 通风系统管理1、采用压入式局扇通风，局扇距离巷道底高度大于0.3m，位置由通风队现场标定，其出风口距迎头不大于6m。2、局扇设专人负责，并挂牌留名，不得随意停风，如遇停风，人员及时搞撤出，切断电源，提示警标。恢复通风前，要测气体含量，只有停风区中最高CH4浓度不超过0.8%和最高二氧化碳浓度不超过1.2%，且局扇附近及其附近20内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时方可人工开启局部通风机。3、局扇要采用双电供电，双风机并能实现自动切换，且必须安设风电闭锁装置。4、局扇每次启动时，应一次按一次的点动数次，以保证局扇风压逐渐增大。5、局扇应安装消音器，设专人维修、保养，保证局扇的正常运转。6、风简必须做到逢环必挂，且吊挂平、直、不得拐死弯，由专人维护，不得出现跑漏风现象，风筒上的积尘定期冲洗。7、备用局扇应处于正常供电状态，并用裤裆叉与运转局扇风筒连接好。第二节 顶板管理安全措施（1）所有施工人员进入施工现场，必须严格执行“敲帮问顶”制度，严格执行开工前的“四位一体”的安全检查制度，不安全不生产。（2）每班班长必须指派专人从巷口至工作面详细检查顶、帮各支护的安全情况，发现隐患必须及时汇报，并采取措施予以处理，防止发生顶板事故。（3）在施工中，如发现顶板压力增大，裂隙增多，顶板掉碴等冒顶征兆时，必须先将全部人员撤至安全地点后，并向队、调度值班领导汇报，以防发生事故。（4）各项支护必须按要求紧跟工作面，且必须保质保量。支护不合格必须及时重新支护，确保各支护安全、有效。（5）凡损坏的支护，必须及时修复或重新施工，确保各支护安全、有效。（6）各施工人员均必须在支护完好的情况下作业，严禁空顶作业。（7）在施工中，各支护材料必须逐一检查，严禁使用不合格材料。（8）每次支护时，班长必须指派专人观察顶板变化情况，发现不安全情况时，必须先行处理后再施工。（9）施工中如遇到顶板破碎，按原支护设计难以维护帮、顶稳定时，则必须及时修改支护设计，确保安全。（10）工作面应备有一定数量液压支柱，以备临时支护使用。（11）工作面发生冒顶后，要及时撤出人员并向项目部、矿值班领导汇报，再由外向里检查各支护及顶、帮的安全状况，发现隐患必须及时处理。处理时，必须在有效支护情况下由外向里逐一进行。严禁违章作业。（12）如果巷口或巷内发生冒顶时，施工人员如能走避灾路线，应由当班安监工、班长带领统一行走，撤至安全地点。如不能撤出人员，必须在顶板完整的安全地点静坐，等待救援。（13）因炸帮巷道超宽时，当煤帮距锚杆距离达到支护要求距离时必须补打锚杆支护顶板。（14）为及时了解顶板变化情况，在巷中顶板上每隔100米安设一台KGE30围岩离层报警检测仪，由生产技术部每天记录一次围岩离位移数据，发现离层位移，撤出工作面人员，向调度室汇报，听候处理。第三节 防止火灾安全措施1、入井人员严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服和戴电子表。2、加强电气设备及机械设备管理。电气设备着火时，应先切断电源，在切断电源前，只准用不导电的灭火器材灭火。3、发生火灾时，视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并汇报矿调度，同时按避灾路线将受火灾威胁地区内的所有人员撤至安全地点。4、炮眼封泥应使用水炮泥、粘土炮泥，严禁使用煤粉、块状材料或其它可燃性材料作炮眼封泥。严禁明火放炮或放糊炮。5、掘进过程中一旦发生高冒时，施工单位必须及时用支护性材料充填严实。6、井下出现明火、烟雾，发现者必须立即向矿调度汇报，并由现场跟班干部和瓦检员组织人员，利用水管和灭火器实施就地灭火，与灭火无关人员按避灾路线撤至安全地点。如火势凶猛无法实施灭火，由矿调度所负责指挥抢险。7、矿调度对重大火灾隐患、火灾险情除向矿有关领导汇报外，还必须及时向集团公司调度室汇报。8、井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的汽油、煤油和变压器油必须运回地面，严禁在井下存放。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。井下清洗风动工具时，必须在专用硐室进行，并必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。9、电气开关保护整定值及电缆使用要符合技术要求和相关规10、所有皮带必须使用阻燃皮带，每部皮带头必须准备两台干粉灭火器，皮带头宽敞处必须备用盛0.5m3沙的砂箱和两把尖锹。第四节 瓦斯管理措施1、工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8%或CO2超过1.2%必须停止作业，撤出人员，采用措施进行处理。2、放炮地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到0.8%时，严格打眼、装药放炮。3、掘进工作面风流中CH4达到1.2%时必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。4、掘进工作面瓦斯浓度的检查每班不少于3次，并做好记录。5、严禁在井下拆卸矿灯，当矿灯不亮时，禁止敲打、撞击。6、每一下井人员都必须携带隔离式自救器。7、掘进巷道内所有非木质安全型电气设备必须安设瓦斯电闭锁装置。8、在距迎头5米处的回风侧悬挂一台瓦斯便携仪和瓦斯探头，报警点为0.8%。第五节 打眼放炮安全技术措施1、打眼放炮管理（1）每次打眼前，都要严格执行敲帮问顶制度，找掉危岩活矸。（2）打眼前，先检查风水管路是否完好无损、畅通；风锤各零部件是否齐全、正常，打眼前应将风水带接头绑扎在风锤，风镐上。（3）有下列情况之一，不得打眼。a.未采取防尘措施；b.迎头瞎炮未处理；c.迎头装药时；d.迎头安全条件不好或发生异常情况；e.迎头20m范围瓦斯浓度超出0.8%以上。（4）打眼前，必须看好中腰线，按爆破图表规定打眼。（5）打完眼，将打眼工具、设备撤出迎头，存放在安全地点，将风水带盘放整齐。2、装药连线（1）放炮员必须由经过专门培训。有两年以上工作经验的人员担任，并须持有特殊工种上岗证，放炮员必须依照放炮说明书进行放炮。（2）必须使用煤矿许用安全炸药及电雷管。（3）装药必须坚持“一炮三泥”制度，（即座底泥、水泡泥、封口泥），座底泥长度不小于50mm，封口泥长度不小于500mm。（4）装配引药必须是专人在顶板完好，避开电气设备和导电体的放泡工作地点附近进行，严禁坐在炸药箱上装配引药。（5）电雷管只许由药卷的顶部装入，不准用电雷管代替竹木棍扎眼，严禁将电雷管斜插或捆在药卷上，雷管脚线末端须扭结成短路。（6）装药前，用压风将炮眼内粉尘清扫干净，而后用木质或竹质炮棍将药卷缓缓推入，不得冲撞或捣实，炮眼内各药卷间彼此要密实。（7）必须坚持正向装药，正向起爆；严禁反向装药，反向起爆。（8）装药后，严禁电雷管脚线、放炮母线与运输设备、电气设备等导电体相连接。（9）确保电雷管脚线质量，接头要拧紧，接头处不能有煤、岩粉等杂物，保证接头处悬空，以免因接头处电阻过大导致瞎炮。（10）放炮员要能正确区别各雷管的段别，电雷管延期总时间不大于130秒，熟练掌握设计起炮顺序，按设计要求装药，不得颠倒或弄混雷管的段别。3、放炮（1）井下放炮作业，放炮员、班组长及瓦检员都必须执行“一炮三检制”、“三人连锁放炮制”和“一炮三哨制”，且做到“人、牌、网”三警戒。（2）放炮前班组长必须亲自安排专人，在警戒线和可能进入放炮地点的所有通道上担任警戒，警戒人员必须在有掩护的安全地点进行警戒。（3）放炮母线和警戒距离在直巷不小于150米，拐弯巷道不小于100米。（4）放炮前班队长必须清点人数，确认无误后，接到各警戒处反馈来的信息方可下达放炮命令，接到放炮命令，放炮员必须发出警号，至少再等5秒钟方可放炮。（5）放炮后，放炮员和班队长须巡查放炮地点、检查通风、瓦斯、顶板支护、瞎炮、残炮等情况，如有危险情况必须立即处理，只有在工作面炮烟被吹散，警戒人员撤回、且迎头无安全隐患、其他人员方可进入迎头。（6）必须坚持一次装药，一次放炮；严禁一次装药，分次放炮。（7）必须使用放炮器放炮，严禁用其它方式放炮。（8）放炮母线与脚的连接，线路的检查通电工作只准由放炮员一人操作，放炮器的钥匙必须有放炮员随身携带。（9）有下列情况之一者，不准装药放炮a.工作面空顶超过规定的；b.装药前和放炮前，放炮地点附近20米内风流中瓦斯浓度超出0.8%以上的；c.放炮地点20米范围内浮煤或矸石占据巷道断面1/3以上的；炮眼内发现异常，温度骤高骤低，有显著瓦斯涌出等。（10）放炮后放炮员必须立即拔出放炮器钥匙，摘掉母线，并拧成短路如放炮不响，至少要等15分钟，方可沿线检查，找原因进行处理。（11）处理瞎炮必须在班队长直接指挥下进行，并应在当班处理完毕后交班。如当班处理不完放炮员必须向一下班放炮员现场交接清楚。（12）处理瞎炮时，必须遵守下列规定a.由于连线不良造成的瞎炮，应重新联线放炮；b.在距瞎炮300mm处打同瞎炮平行的炮眼，重新装药放炮；c.严禁用风镐、手镐硬刨或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中拉出雷管，严禁将炮眼残底加深，严禁用打眼的方法将药掏出，严禁用压风吹这些炮眼；d.处理瞎炮的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查炸落的煤块、矸石，收集未爆的雷管。e.瞎炮未处理完工前，严禁在该地点进行其他工作（13）放炮母线同电缆、电线、信号线分别悬挂，不得同管路导电本相接触。（14）严禁放明炮、糊炮、空心炮。（15）放炮后必须对迎头20米内的巷道进行洒水。（16）严禁在残眼中打眼。4、火工品管理（1）严格火工品管理制度，炸药和雷管应分别存放在炸药和雷管箱内并上锁，严禁乱仍乱放。（2）现场每班实际使用量由班长负责标定签字，剩余炸药、剩余雷管必须当班退交给炸药库。（3）炸药必须放在避开电气设备的警戒线以外的安全地点。（4）放炮员必须随身携带放炮器，亲自运送炸药、雷管。第六节 防治水安全措施（1）掘进中，必须坚持“有掘必探，先探后掘”的原则，确保掘进安全。（2）当工作面发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水增大、顶