2-1062加切巷.doc

2-1062巷综掘工作面作业规程第一章 地质概况 第一节 地面相对位置及邻近巷道情况2-1062工作面地表为黄土覆盖，大部分为农田耕地，黄土覆盖厚度20-80m,地面标高+529+649m，盖山厚度429517m。井下相对位置+80水平一采区的右翼。工作面标高90-110m，走向长1920m，倾向长240m，西南至三采区回风巷保安煤柱，东北至一采区轨道巷保安煤柱边界，西北、东南到目前均未开采。第二节 煤（岩）层赋存特征及其柱状图一、煤层产状及特征2-1062工作面内大部分为1、2煤合并层，根据BK6钻孔资料 ,1#煤厚1.9m，2#煤厚1.35m，层间距2.0m为1#、2#煤分叉区域。工作面总体为一单斜构造，煤层底板标高+90+110m，正巷高于副巷，工作面后部低于前部。根据钻孔及目前巷道揭露情况，煤层厚度3.34.1米，煤层结构为1.80（0.40）1.52.0（0.40）2.1m。普氏硬度：煤层f=1.5，夹矸f=1.5；煤层倾角38，平均倾角为50二、顶底板岩性及特征 2#煤层：直接顶为粉砂岩，普氏硬度f=4.0，厚度2.0m左右，再上为细粒砂岩，厚4m左右，直接底为粉砂岩，普氏硬度f =4，厚度2.5m左右，灰色，层理发育,老底为泥岩，厚度为2m-11m米，深灰色，厚层状,均匀层理.含菱铁质结核，底部夹薄层粉砂岩。（附图：综合柱状图）三、瓦斯涌出及煤尘爆炸指数2-1062工作面掘进范围内预计瓦斯绝对涌出量为1.133/min，为低沼气煤层，煤尘爆炸指数为32.77-37.50%，具爆炸性危险。第三节 地质构造2-1062工作面总体为一单斜构造,根据勘探资料,在2-1062巷东南方向存在F4断层落差为15m的正断层，应注意观测顶板变化，加强支护。2-1062巷正常掘进期间每50米向左帮探测20米，观测煤层厚度、夹矸和断层情况。 第四节 水文地质2-1062工作面主要水源为2#煤层上覆的k8砂岩，其含水性弱，但遇构造、裂隙顶板有淋水,水量预计约为3-5m3/h。对掘进影响较小；在掘进过程中如遇到构造、出水征兆、压力较大等异常情况必须执行有疑必探,先探后掘的探放水原则。第二章 工程概况第一节 掘进的目的及用途2-1062工作面是为满足回采时的通风、行人、运输和管路敷设等要求而设计的，为回采时回风、运料顺槽。2-106切巷为回采时开切眼。第二节 巷道布置1、2-1062巷在一采区回风巷Y12导线点往外5.1米处开口，开口以2310的方位角，50上山施工40米与一采区皮带巷立交；向前掘进70米后，平掘10米与一采区轨道巷立交，以80下山掘进至2#煤层顶板后，沿煤顶板掘进457米拐弯，以239020方位角掘进到位。2-106切巷开口位置在1061巷送到位后以14920方位角掘进240米与2-1062巷贯通。 附图：巷道平面布置第三节 巷道工程量1、2-1062巷工程量1962m。2、2-1062巷每500米施工一个胶轮车调头硐室，共4个。3、2-106切巷巷工程量240m。 第四节 工程施工安排2-1062掘进工作面预计2008年10月下旬开工，由综掘一队施工，2-106切巷由综掘一队施工工作面，预计在2009年6月底圈出。第五节 矿压观测1、观测对象：2-1062巷，2-106切巷2、观测内容：巷道顶板离层量、底板相对位移量、两帮相对移近量、锚杆、锚索的载荷及锚固力。3、观察方法：巷道施工30米后，开始布置综合测站， KGE30型顶板离层传感器每100米安设1个，YHY60A-m锚杆应力传感器每200米安设1个，切巷内每50米布置1个，特殊段可增设安装数量，对每个观察点标号挂牌，通过信号电缆把数据传输至地面计算机监测中心，对数据进行处理和分析，巷道两帮部标定固定点，采用钢尺实测量巷道表面位移，即帮部移近量。4、观测时间：每天对巷道内每组顶板离层及锚杆应力情况进行分析处理。5、日常监测：采用锚杆拉力计、扭力矩扳手对顶、帮锚杆的锚固力、扭矩实施抽查检测，锚杆拉拔力与锚索预紧力每30m巷道抽查1次，一次不少于3根。6、数据处理：采取边施工、边观测，及时对测量的数据加以分析、判断，并把测量的结果反馈到设计和施工中，从而不断修改设计、补充措施、指导施工。第三章 巷道断面及支护设计第一节 巷道断面为了满足回采时通风、行人、运煤、管路敷设及安全的需要，根据2-1062巷工作面设计方案，2-1062工作面采用矩形断面（具体见表）巷道名称断面形状掘宽（m）净宽（m）掘高（m）净高（m）毛断面（m2）净断面（m2）2-1062巷矩形5.04.83.83.71917.762-106切巷矩形8.68.43.83.733.0631.08附图：巷道断面图第二节 巷道支护设计及支护形式一、支护设计 锚杆参数选择1、锚杆长度；由公式L=N（1.1+W/10)计算确定式中：N围岩影响系数，按设计规范中围岩分类，2#顶板f=4，为类顶板，所以N取1.1W巷道跨度，mL锚杆总长度，m则：L：1.1（1.1+5.0/10）=1.76所以选取锚杆长度2.5m；2、顶锚杆直径：由公式d=L/110计算确定。式中：d锚杆直径，mm则：d=1760/110=16mm 取锚杆直径d=22mm3、锚杆钻孔直径与树脂药卷直径确定根据“三径”匹配要求，锚杆钻孔直径与锚杆杆体直径之差为410mm，锚杆钻孔直径与树脂药卷直径之差为35 mm，因此锚杆钻孔直径R孔在2632之间，树脂药卷直径R树在2327mm之间。取R孔=32mm，R树=23mm。4、锚固方式和长度巷道顶板属于类顶板，为保证锚杆锚固力、扭矩达标，选用全锚锚固。锚固长度：全锚锚固要求锚固长度为0.50.9倍锚杆长度，取0.6倍，则锚固长度L锚=0.62.5m=1.5m，选用Z2388型1条CK2340型1条树脂锚固剂，锚固剂长度等于880mm+400mm1280mm。实际锚固长度：根据公式L锚=(L树R2树)/（R2孔-R2杆）式中：L锚树脂药卷锚固长度，mm L树树脂药卷长度，mm R树树脂药卷半径，mm R杆锚杆半径，mm R孔钻孔半径，mm则：实际锚固长度 L锚=(212011.52)/(162-112) =2077mm1500mm5、锚杆间、排距：由确定公式M0.5L 确定。式中：M锚杆间距，m则：M理=0.51.76=0.88m；M实=0.52.5=1.25m。根据+80水平2#煤层埋藏深度达419-502m，整体压力大，取间、排距M=0.8m。6、锚索设计（1）锚索长度：根据锚索加强支护设计原理，锚索长度取决于巷道顶板岩性、岩体结构、巷道工程尺寸和坚硬岩层位置，坚硬顶板岩层，高度小于3倍巷道宽度时，锚索长度取决于坚硬层位置。锚索锚固段要设计在坚硬岩层内1.01.5m内。根据工作面综合柱状图可以看出，坚硬老顶粉砂岩在3.3-4.2m的位置，因此锚索应锚固在砂岩中。L锚索=L外露+L有效+L锚固式中：L锚索：锚索长度，m L外露：锚索外露长度（一般取0.2m)； L有效：锚索有效长度，m；取5m； L锚固：锚索的锚固长度，m。R树2 3400 （232）23400L锚固=-K=-K=3.3m R孔2-R绳2 (282）2-（182）2式中：K锚固剂充实系数，取0.85 每孔3条Z2388和2条CK2340树脂锚固剂。故：L锚索=L外露+L有效+L锚固 =0.3+4+3.3=7.6（m），取绳长为8.3m。因此单体锚索取长为8.3m，桁架锚索取长为9.3m。（2）锚索排间距：锚索间排距根据锚杆失效时，需锚索所承担的有潜在垮落趋势危岩载荷确定。巷道自然平衡拱高度b。b=a/fk式中：a巷道掘进顶宽之半，m fk顶板岩石坚固系数，fk=4b=a/fk=（5.02）4=0.625m巷道潜在冒落拱面积SS=ab=2.50.625=2.083m2每米巷道顶压值Q，则Q=Sk=abk=k式中：k为顶板岩石的容重，kg/m3 k2.4103kg/m3 4 4 （5.02）2 Q=Sk=-abk=-2.4103 3 3 3=4167kg/m点锚索能承受的冒落危岩的长度L，L=式中：W点锚索的极限破断力，W=230KN n安全系数，取1.6 W 230103L=- = - =3.0 Skn 2.0832.41039.81.6取锚索排距2.4m，间距2m。二、支护形式（一）、永久支护1、2-1062巷采用锚网梁、锚索联合支护：顶锚杆每排7根，排间距为800800mm；帮锚杆每排每帮5根，排间距为800800mm。两帮最上一根锚杆距顶板200mm；与帮部成150夹角，巷道铺设菱形铁丝网，网与网搭接100mm，每200mm用双股14#镀锌铅丝联接；锚索布置方式为桁架锚索与单体锚索交叉“三三”布置排距2.4m，间距2.0m。锚索距工作面不大于3.2m，并及时紧固到设计要求。2、2-106切巷采用锚杆、W钢带、单体锚索、桁架锚索联合支护：顶锚杆每排12根，排间距为800800mm，顶锚梁采用W钢带；帮锚杆每排每帮5根，排间距为800800mm。两帮最上一根锚杆距顶板200mm；与帮部成150夹角，巷道铺设冷拔铁丝网，网与网搭接100mm，每200mm用双股8#镀锌铅丝联接；锚索布置方式为桁架锚索与单体锚索交叉“五四”布置排距1.6m，间距2.0m。锚索距工作面不大于3.2m，并及时紧固到设计要求。3、顶板裂隙发育、破碎或遇构造时要及时向调度室汇报，施工过程中锚杆排距变为600mm，锚索为桁架锚索交叉“三三”布置排距缩小为2m，锚索距工作面不大于2.6m，并及时紧固到设计要求。注：2-1062巷过风桥断面及支护另行编制施工安全技术措施。 （二）、支护要求1、顶锚杆选用222500mm左旋螺纹钢高强锚杆，每孔上1条Z2388型配1条CK2340型树脂锚固剂；2、帮锚杆最上四根紧跟迎头支护，最下一根滞后迎头，紧随综掘机及时补打，存在片帮或特殊情况时必须紧跟迎头。3、锚杆必须符合质量要求：锚固力：顶不小于120KN，帮不小于90KN。扭矩：顶不小于200NM；帮煤巷不小于180NM，岩巷不小于200NM。外露：顶锚不大于40mm，帮锚不大于30mm，托板紧贴桁架。角度：顶锚杆两肩角锚杆向外偏15夹角外，其余垂直顶板岩面或巷帮。4、锚索承载力应在230KN以上,张紧拉力不低于120KN，用张拉机张拉时压力表读数不低于30Mpa以上。5、锚索每孔安装3条Z2388型配2条CK2340树脂锚固剂，单体钢绞线外露不大于100mm，桁架锚索外露不能大于1300mm。6、锚杆、锚索执行定位管理，锚杆间排距偏差为-500mm，锚索间排距偏差为100mm，锚杆、锚索前后左右均保持一条线，直线度偏差20mm。 三、临时支护（一）临时支护采用金属前探梁支护形式。（二）支护材料及规格采用4个特制的吊环,配2根3寸长4m的钢管, 4根方木，构木50根、木楔50块。（三）工作面最大、最小控顶距 工作面最大控顶距为1.0m，最小控顶距为0.2m。（四）临时支护操作1、使用前，首先按规定检查吊环有无变形、开焊、丝口损坏，并用力矩扳手检查锚杆，扭矩不小于200NM。2、进刀前，将4个吊环分别固定在工作面第三和第一排锚杆上，间距不小于1.6m。要求吊环旋入锚杆不小于20mm，将前探梁深入吊环，停机后，首先敲帮问顶，处理活矸，把前探梁移到工作面，距迎头200mm，把铁丝菱形网铺在上面，并与永久支护的网连好，要求前探梁与吊环搭接长度不小于200mm。3、前探梁吊挂好后，把3根或2根方木横放在前探梁上摆正放平。其位置放在：第一根方木在距工作面第一排锚杆600mm的位置上，第二根放在距工作面第一根锚杆1.4m或2.2m的位置上。4、安设临时支护全过程，必须由专人负责观察顶板的变化，如有险情，必须先排除，确保安全后方可操作。5、临时前探梁支护支设完毕后，方可打锚杆、锚索、出煤等工作。6、使用临时支护时，必须经常检查吊环、方木质量情况，挂设吊环的锚固力，发现问题及时处理。7、由于使用了前探梁临时支护，设施增多，工作面所有人员必须注意安全，防止钢管碰伤人。8、前探梁上的板梁布置时必须留出打锚杆、锚索位置，不得影响锚杆、锚索施工。9、上山、下山施工时，前探梁上必须设置固定销子，以防止前探梁下滑。第三节 支护工艺一、施工顺序交接班安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置）-机组进刀割煤（爆破落煤）-敲帮问顶-支设临时支护-永久支护-清理浮煤-收尾整理工程质量。二、掘进落煤、出煤、支设临时支架，掘进循环进度0.8m三、敲帮问顶（1）、使用工具：1.2m以上长手镐或长钎子。（2）、操作程序：敲帮问顶工作必须由安全副队长和小队长两人共同完成，其中安全副队长负责敲帮问顶期间的安全监管及顶板检查工作，小队长负责敲帮问顶具体操作。每次开工前后、综掘机每割完一个循环后、支护前后必须对工作面迎头5米范围内的顶、帮、迎头煤岩壁进行敲帮问顶。敲帮问顶时，施工人员必须站在支护完好的地点，由外向里、由近及远、由帮到顶、由轻到重用手镐或长钎子敲击顶板或煤帮，如果有空声，表示顶板岩块及煤帮有立即掉下来的危险，立即用长柄工具把悬空的煤（岩）块撬下来。敲击时，如果发现清脆的声音，也还不能断定顶板就没问题，还需用左手紧贴顶板，右手用手镐轻轻敲打一次。如果没有振动感，说明顶板结实。如果有振动感，说明顶板已脱离了整体，有冒落的危险，应立即维护好顶板，使它不致冒落，随后进行锚杆施工。（3）、无论是敲帮，还是问顶，在挑掉松动的煤岩时，人员都必须站在有支护掩护的地方，注意躲闪，退路必须畅通无阻。四、顶锚杆施工安装：进行临时支护：将临时支护安装好，确认无误后，进行下一步工作。按中线标定锚杆眼位，然后按眼位施工顶板锚杆孔：采用锚杆打眼机按标定的眼位由巷道两边向中间施工锚杆眼，巷道顶锚杆孔深为2500mm,允许偏差为0 +50mm。装锚杆：上联接器，一手持锚杆尾部，一手将联接器端头对准锚杆尾部螺母，按顺时针方向拧紧。送树脂锚固剂：送树脂锚固剂：一手将一条Z2388和一条CK2340锚固剂送入眼内，CK2340锚固剂在上，Z2388锚固剂在下，一手用装好的锚杆端顶住锚固剂缓慢均匀送入眼底。搅拌树脂：将钻机套上连接器，开启钻机将锚杆缓慢均匀地推入眼底，连续搅拌30秒后停机。紧固锚杆：待锚固剂凝固5分钟后，卸下连接套，上好桁架，上好托板螺母，并拧紧，用力矩扳手检查，使其扭矩不小于200NM，同时，每200mm用双股14#镀锌铁丝把菱形铁丝网连紧。五、安装帮锚杆：两帮将铁丝菱形网用连网丝连接好，铺设桁架。按标定的眼位打帮锚杆眼，采用ZQS-50型风动锚头自上而下打眼，巷道帮锚杆孔深总长2500mm，孔深允许偏差为0 +50mm。送树脂锚固剂：一手将一条Z2388送入眼内，一手用装好的锚杆端顶住锚固剂缓慢均匀送入眼底。搅拌树脂：将风动锚头套上连接器，开启风动锚头将锚杆缓慢均匀地推入眼底，连续搅拌30秒后停机。安装锚杆：安装锚杆：待锚固剂凝固5分钟后，卸下连接套，上好桁架、垫片螺母，并拧紧，用力矩扳手检查，使其扭矩不小于180N.M，同时将冷拔网每200mm用双股14#镀锌铁丝连紧。 六、打锚杆眼注意事项（1）打眼前，首先要敲帮问顶，处理工作面活矸；（2）校核中线，检查巷道成形是否符合设计要求。若不符，必须用手镐刷齐，使之符合设计要求，最后拉尺定眼位，并做好标记。（3）打锚杆眼时，必须在钻杆上做好标记。（4）打眼时，必须掌握好方向，严禁打穿皮锚杆或沿层面裂隙打眼。（5）工作面应配备长短两种钻杆，采用短打长套的方法，以保证锚杆符合设计。七、锚索安装工艺1、安装方法：施工顶板眼：当巷道按设计要求支护合格以后，用风动锚杆打眼机配1.0m长的B19型钻杆及28mm的岩石钻头按标定的眼位湿式打锚索眼，其深度为8000mm，孔深允许偏差为0 +50mm。送树脂锚固剂：送树脂锚固剂：先检查锚固剂的质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格严禁使用。上锚固剂时要一手将3条Z2388和2条CK2340树脂锚固剂送入眼内，CK2340锚固剂在上，Z2388锚固剂在下，另一人用钢绞线缓慢地将树脂锚固剂推入眼底。搅拌树脂：锚索下端装上专用搅拌驱动器（搅拌接头），在将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚索钻机上。然后升起钻机，推进钢绞线边搅拌边推进，直到推入孔底，停止升钻机。搅拌时，前半程用慢速旋转，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在2030S，确保搅拌均匀后方可停机。张拉纲绞线：停止搅拌后，必须继续保持锚索钻机的推力约3min，然后收回锚索机。待锚固剂凝固15min后，先卸下专用搅拌驱动器，装上托梁、锚具，并将其托到紧贴顶板位置。两人一起张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。然后开泵进行张拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力或千斤顶行程结束时，迅速换向回程。技术要求：锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。搅拌树脂药卷后1015min张拉锚索，张拉预紧力120KN，锚固力230KN，锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。八：喷射混凝土施工方法及要求：1、喷浆前的准备工作（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0.1-0.12Mpa,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，方可进行喷射工作。3、混凝土配比为水泥：砂：石子=1：2：2，水泥为325#硅酸盐水泥，石子粒度为5-10mm，速凝剂为水泥重量的4%。4、人工搅拌料为潮拌料，拌料时要将料搅拌均匀，料以用手捏成团松手即散为宜，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、喷射工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（0.4-0.5）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1.0-1.2m为宜。10、喷射顺序为先上后下、先墙后拱、先凸后凹，喷枪运行曲线为螺旋形轨迹，一圈压半圈（圈径200mm）缓慢移动，喷射时一次喷厚为50-60mm，间歇时间为15-30min。11、加入速凝剂，必须随喷随掺，不得提前掺入料中。12、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28d。13、喷射后巷道无裂隙、无“穿裙”、无“赤脚“现象。14、严格执行开停机顺序，开机时必须先给水，后给风，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。第四章 施工工艺第一节 施工方法2-1062工作面及2-106切巷施工方法采用掘进机掘进和炮掘两种方式进行，按设计要求一次成巷，刮板输送机、皮带输送机运输。 第二节 施工顺序根据地测科给定的开口位置及标定的中腰线开口，开口50米采用炮掘施工，施工50米后安装综掘机进行施工。（2-1062巷开口及2-106切巷开口另行编制专项施工安全技术措施）。 第三节 掘进方式1、设备配备及施工：2-1062工作面及2-106切巷选用EBZ200H型综掘机施工。打顶锚杆眼选用风动锚杆打眼机配1.0m和2.0m长的B19型钻杆及28mm的岩石钻头。打帮锚杆选用ZQS-50型风动锚头配2.5m长注水钻杆及32mm的双翼活动钻头。2、装运工作：采用综掘机装煤，配SDJ-800型胶带输送机运输。3、综掘工艺流程：交接班检查校对中（腰）线试机机组进刀割煤装煤运煤退机停机敲帮问顶支设临时支护（永久支护）清理浮煤延长皮带机组进刀割煤装煤运煤第四节 综掘作业一、机组进刀割煤、装煤1、开机前，必须检查紧急停机开关、行走控制及照明能否正常工作，煤壁、顶板及顶板支护系统是否有问题，在场人员是否远离机器否则严禁开机。2、由司机发出开机信号，按操作规程规定的开机顺序开机。3、进刀方式：EBZ200H型综掘机，截割时先从距底部（左方）切割掏窝槽，然后按照进刀示意图中的顺序进行截割；开掘窝槽时，先转动切割头，依靠掘进机行走履带、伸缩油缸和升降油缸完成掏槽工作。每次截深不超过800mm，当窝槽的开掘工作完成以后，关闭行走马达，让截割部与刮板输送机工作，使铲板紧贴底板，并落下后部稳定器，将掘进机略微抬高，使机器在切割过程中有较好的稳定性，驱使转动的切割头，根据巷道断面的宽度水平摆动，开掘横槽，切割头移动到位后，使其升高一个距离，每次跨距不大于1200mm，两帮预留300500mm 的保护层，最后刷帮、成型。每刀截深0.8mm。4、严禁机器载人及超负荷作业。5、机组无水、供水不足、无照明、油量不足、综掘机周围有人员或异常时，严禁开机。6、割煤时，司机应集中精力，时刻注意巷道顶板及临进支护情况，看好巷道中（边）线及激光指向，严格按设计断面进行截割，两帮要求超挖不超过50mm，以保证巷道成型。7、严禁液压系统在泄露状态下或带病工作，出现的泄露物应及时处理，清理干净。附图：进刀方式示意图三、退机停机掘进一个循环后，掘进机后退至有支护的安全地点，降下并摆正切割头，按操作规程规定的停机顺序停机，停机后必须把所有可移动部件降下来并关停机器，切断电源，取下电源开关手柄。四、清理浮煤1、由人工将巷道两侧浮煤清至巷道中部。2、清煤包括：清理巷道上部伞檐煤及底部的浮煤。3、由机组将清理的浮煤运出。第五节 炮掘作业一、钻爆工艺流程：安全检查-标定中腰线-划眼定位-钻眼-打下部眼-装药联线-撤人放警戒-爆破-安全检查-洒水灭尘-打上部眼-装药联线-撤人放警戒-爆破-安全检查临时支护上部顶帮支护-出渣下部两帮支护-质量验收。二、炮掘施工方式：1、采用普通钻爆破施工工艺。直眼拉槽，两次爆破。2、钻爆工序要求：（1）、钻眼前，必须详细检查迎头10m范围内的支护，发现问题及时处理。（2）、必须依据中腰线在工作面按炮眼布置图标定眼位。（3）、严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式打眼。（4）、爆破要严格执行“一炮三检”“三人连锁”制度。（5）、爆破采用直眼拉槽，两次爆破，正向装药，串联联线方式，使用毫秒电雷管，不低于三级的煤矿许用乳化炸药，每眼使用2个水炮泥。（6）、爆破前小队长必须派专人在所有通往爆破地点的各个通道口爆破撤人距离以外安全有掩护的地点设置警戒。每一个警戒点搁2人放警戒，设好警戒后，一人负责警戒，另一人返回通知已放好警戒。只有每个警戒点的境界员都通知到位后，所有人员全部撤离到警戒以外时，放炮员方可最后离开工作面到警戒地点，发出警报进行爆破，爆破后警戒员只有在接到撤出警戒命令后才能撤警戒。三、爆破作业：1、爆破参数的选择查表得：单位炸药消耗量 q=1.15kg/m3（工作面岩石硬度按f=3.5）。每循环炸药消耗量（循环进度按1.4计算）Q2= qS2l2h =1.15191.60.9=31.5 (Kg)(合252卷炸药)炮眼数目：2qS1mhap（1.15190.20.9）（0.450.125）70（个）其中：S 巷道毛断面积 m 药卷长度 h炮眼利用率90% a 装药密集系数0.45 p 每个药卷重量 l-炮眼长度q-单位炸药消耗量施工中由于采取上下台阶两次开炮，取炮眼数目83个，符合要求（其中空心眼9个）。 炮眼深度循环进度1.4米,取掏槽眼深1.8米,其它眼深1.6米。炮眼布置详见附图炮眼布置：下台阶（1）掏槽眼：采用菱形直眼掏槽方法，掏槽眼共5个,其中1号眼为空心眼，槽眼布置于下台阶巷道中部，装药量为每眼725g（6卷），间距200mm。(2)辅助眼：布置20个炮眼，眼间距600mm、550mm，每眼装药625g（5卷）。（3）顶眼：布置7个炮眼，距上台阶底线100mm，眼间距600mm，每眼装药375g（3卷）。（4）帮眼：布置22个（8个空心眼，采取隔孔装药方式），眼距200mm，距轮廓线100mm，每眼装药200g（1.6卷）。（5）起底眼：布置9个，眼距575mm，距底板200mm，每眼装药375g（3卷）。上台阶（1）辅助眼：布置7个炮眼，眼间距600mm、550mm，每眼装药625g（5卷）。（2）顶眼：布置7个炮眼，距上台阶底线200mm，眼间距600mm，每眼装药250g（2卷）。（3）帮眼：布置8个，眼距200mm，距轮廓线100mm，每眼装药200g（1.6卷）。共计炮眼74个，装药量31.275Kg。、爆破说明书附后。四、爆破器材：使用二级乳化炸药，药卷规格为：27200mm，重量125g/条，1-5段毫秒延期电雷管引爆，总延期时间不得大于130毫秒，MFB200型隔爆电容式发爆器起爆。五、装药结构：全部炮眼统一用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得装错雷管段数号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，以免受潮拒爆。六、起爆方式：爆破网络采用串联方式一次起爆。七、爆破安全：1、井下爆破严格执行煤矿安全规程第三百一十五条第三百五十四条有关规定。2、爆破严格执行“一炮三检”“三人连锁”及爆破停电、撤人制度。3、爆破15分钟后，班组长、爆破工、瓦检（安全）员同时进入工作面，检查通风瓦斯、顶板、有无瞎炮等异常情况，无问题后方可恢复生产。4、爆破母线连接、检查线路和通电工作必须由放炮员一人操作。排除母线故障可采取导通法，不得采用短路法试验，特别严禁在盲巷内采用短路实验法试验母线。5、装药时注意事项：（1）装药前，必须将炮眼内煤粉掏净。（2）装药时，炮孔应保持干燥，炮孔内有水时应采用防水袋。（3）堵炮泥不可加压太重，以免药卷密度增大，影响起爆。（4）每个药卷聚能穴端必须指向下面的殉炸药卷，装雷管的药卷必须装在第一位，不准装垫药或盖药。6、封堵炮泥时必须按规定使用水泡泥。7、不准放糊炮和利用残眼装药爆破。8、掘进工作面必须有洒水消尘设备，并严格执行爆破前后20米范围内洒水、消尘制度，无水或无水泡泥时不准装药爆破。9、严格执行爆破停电制度。10、爆破时放炮距离：煤巷掘进不得小于100米，半煤、岩巷掘进不得小于120米，并有掩体。巷道有拐弯且距工作面超过30米时，人员撤进拐弯后不小于20米的安全地点。间距小于20米的平行巷道或其它工作地点，其中一个巷道爆破时，另一巷道或工作地点内的人员也必须全部撤至距相邻爆破100米以外的安全地点。11、爆破母线要由爆破工亲自连接，爆破前应检查全部网路有无断线、短路、接地，检查确认无问题后方可爆破。如拒爆，由爆破工检查线路、查找原因，其他人员不准检查，更不得进入警戒区域。12、爆破如遇瞎炮，执行如下措施：（1）由于连线不良造成的瞎炮，可重新连线起爆。（2）在距瞎炮眼0.3米以外另打与瞎炮眼平行的新炮眼，重新装药放炮。（3）严禁用洋镐或从炮眼中取出原放置位置的起爆药卷，或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药，严禁将炮眼内残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹瞎炮炮眼。（4）处理瞎炮的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。（5）在瞎炮处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理瞎炮无关的工作。13、工作面岩性发生变化需改变炮眼布置。第五章 生产系统一、煤（矸）装、转、运方式2-1062及2-106切巷掘进工作面采用综掘机装渣，经皮带作业线转采区皮带。2-1062掘进工作面进料采用顺槽车运料。二、运输系统：1、2-1062巷：106联巷未形成前出渣路线：工作面2-1062巷皮带一采区回风巷临时皮带一采区两部临时溜子+80强力皮带井底1#煤仓主井箕斗地面106联巷未形成前材料、设备的运输路线：地面副井+80轨道大巷一采区轨道巷一采区一联巷一采区回风巷2-1062巷106联巷形成前出渣路线：工作面2-1062皮带2-106联巷皮带2-1061皮带一采区强力皮带+80水平强力皮带井底1#煤仓主井箕斗地面106联巷形成前材料、设备的运输路线：地面副井+80轨道大巷一采区轨道巷2-106联巷2-1062巷2-106切巷出渣路线工作面2-1061皮带一采区强力皮带+80水平强力皮带井底1#煤仓主井箕斗地面2、材料设备运输方式（前期为轨道运输，后期使用顺槽车运输）2-1062巷：106联巷未形成前材料、设备的运输路线：地面副井+80轨道大巷一采区轨道巷一采区一联巷一采区回风巷2-1062巷工作面。106联巷形成后材料、设备的运输路线：地面副井+80轨道大巷一采区轨道巷2-106联巷2-1062巷工作面。2-106切巷地面副井+80轨道大巷一采区轨道巷2-106联巷2-1061巷2-106切巷工作面。三、人员入、出井路线：1、入井路线2-1062巷：地面副井+80轨道大巷+80皮带巷一采区皮带巷2-1012巷贯眼一采区回风巷2-1062巷工作面。2-106切巷地面副井+80轨道大巷一采区轨道巷2-106联巷2-1061巷2-106切巷工作面。2、出井路线要求：沿入井路线返回。四、运输管理：人员入、出井严格执行煤矿安全规程第10条、第359规定，严禁走大巷，爬、蹬、跳车，严禁坐皮带。第六章 通风管理第一节 通风方式2-1062及2-106切巷掘进工作面通风采用FBDNQ6.3型230KW对旋式局扇风机配800mm抗静电阻燃风筒压入式通风。第二节 通风系统一、2-1062巷：1、新鲜风：主、副井+80水平辅助运输大巷一采区轨道巷局扇风筒1062工作面乏风流：工作面除尘风机2-1062巷一采区回风巷+80水平东回风大巷回风井主扇地面2、2-106切巷：新鲜风：主、副井+80水平辅助运输大巷一采区轨道巷局扇风筒工作面乏风流：工作面除尘风机2-1061巷2-106联巷一采区轨道巷一采区一联巷一采区回风巷+80水平总回风巷回风井主扇地面二、通风系统图附后三、风量计算1、根据煤矿安全规程第103条，井下职工每人每分钟供风量不得少于4m3。Q掘4NQ掘-掘进工作面所需风量，m3/minN-工作面同时工作的最多人数，取35人。Q掘435=140m3/min2、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算2-1062掘进工作面瓦斯绝对涌出为：1.13m3/min，二氧化碳绝对涌出量为0.43m3/min。（按绝对涌出量的最大值计算）Q掘=100qCH4掘K掘qCH4掘-掘进工作面瓦斯（CH4）绝对涌出量K掘通-掘进工作面瓦斯绝对涌出不均衡系数，取2.0。Q掘=1001.132.0=202.6m3/min3、按局部通风机的实际吸风量计算：Q掘=Q局kfQ掘掘进工作面所需风量，m3/min。Q局掘进工作面局部通风机的额定风量（230kw对旋局扇额定风量为320650m3/min），m3/min。kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2Q掘=4501.2=540m3/min4、5、按良好的劳动气候条件所需风量计算：根据煤矿安安全规程规定，掘进中的煤巷、半煤巷允许最风速0.254m/s。（Q掘60V小S掘）（1）、按最低风速计算Q最低15S煤Q最低-煤巷掘进工作面最低风量15煤巷掘进工作面最低风速的换算关系。S煤-煤巷掘进工作面的净断面积，m2Q掘1516.32=244.8m3/min（2）按最高风速计算Q最高240S煤Q最高-煤巷掘进工作面的最高风量，m3/min。240-煤巷掘进工作面最高风速的换算系数。S掘-掘进工作面的净断面积，m2。Q掘24016.32=3916.8m3/min根据以上计算结果，工作面配风量选择350m3/min（工作面最低风速按0.35m/s计算）。6、计算局扇的吸入风量：根据以上计算，工作面实施需要最低风量为350m3/min，则要求局扇的吸入风量为：Q局扇Q/（1Le100L/100）350/（10.012300/100） 455m3/min式:Q-配风计算中取最大值350m3/min Le100-百米漏风率,取1.0% L-最大供风距离,取2300m7、选择局部通风机：通过以上计算，局扇的吸入风量为455m3min，对照我矿现使用的局扇吸入风量，选择230KW的对旋式局部通风机，局扇吸风量为380-600m3min，配备直径800mm风筒供风，出口风量不小于350m3min即可满足掘进工作面的风量要求。8、按风速进行验算：V=Q/(60S)=350/(6016.32)=0.35m/s符合煤矿安全规程的要求。9、风筒出口到工作面的距离计算L压L射=4=4=16.16m，取10m。L压-风筒出口到工作面的距离 m L射-风流的有效射程 m四、局部通风机的安装地点及要求：1、按照2-1062工作面掘进工作面局扇安装审批表压入式风机安装在一采区轨道巷内，2-106联巷口往外20m的巷道两侧。除尘风机安装在距工作面50m处,始终保持距工作面的距离最远不超过50m。局扇要上架，且高度不低于0.3m。安装时要有风电闭锁装置，瓦斯电闭锁装置，实行挂牌管理.2、局扇安装使用必须严格执行“三专两闭锁”规定和双风机双电源自动切换规定，工作面停风必须撤人。第三节 综合防尘1、坚持使用湿式打眼，严禁干打眼。2、加强通风管理，确保工作面有足够的新鲜风流。3、坚持开机喷雾，装煤洒水。4、洒水管路每隔50m必须安装一个三通阀门，每隔200m安装一个控制阀门。5、隔爆水槽安设在直线巷道内，水袋规格为40L/个，第一排距工作保持60200m，在巷道交叉口、转弯处距离必须保持5075m，水槽排间距1.23.0m,水槽保持同一高度,隔爆设施挂牌管理,高度距巷道底板2.0m以上。6、洒水管路距工作面不超过20m，净化水幕不得少于2道，距工作面20-30m, 30-50m各安设一道，各水幕间距不小于10m。7、工作面必须配备15m长的洒水软管。8、工作面30m以外巷道定期冲洗，保证巷道不干燥，无煤尘。9、各装载点必须安设喷雾洒水装置，生产时开启洒水。10、加强个体防护。11、由一通三防专职员负责安装和维护防尘设施。第四节 防灭火 1、巷道中每隔50m设置洒水支管和阀门。2、巷道内带式输送机机头前后20m范围内，必须用不燃性材料支护。3、各部皮带机头配置两台有效的灭火器和一个能容纳0.3m3的沙箱，灭火器放置在巷道上风侧顶板完好，便于取下的地方，沙箱放置于灭火器附近。4、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等。必须存放在专用容器内。用过的棉纱，布头和纸也必须放置在专用容器内，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。5、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法，如用灭火器，用水砂等扑灭，并立即通知矿调度，请示采取措施。第五节 通风瓦斯监测1、掘进工作面巷道内设2台KGJ16B型瓦斯传感器 T1距迎头小于5m，T2距巷道回风口10-15m处。2、断、复电瓦斯浓度及断电范围（1）报警值：T11.0% T21.0%（2）断电值：T11.5%CH4 T21.0%CH4 （2）断电范围：T1、T2本掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备。（3）复电值：T11.0% T21.0%3、监控设施管理措施（1）瓦斯传感器应悬挂在规定位置，距顶板不大于300mm，距巷道侧帮不小于200mm。（2）瓦斯传感器必须安设在坚固的支护处，防止冒顶及其它损坏。（3）掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须同瓦斯传感器实现瓦斯电闭锁，严禁将瓦斯电闭锁甩掉不用。（4）因瓦斯超限断电的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。（5）掘进工作面T1传感器由施工单位负责往前移，严禁将传感器放在风筒出口直吹。（6）洒水降尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以免造成传感器损坏和误超限事故的发生。（7）每次瓦斯传感器出现故障时，必须切断瓦斯传感器控制区域内的电源，即监控系统具有的故障闭锁功能。附图：通风监测系统图第七章 机电管理 第一节 设备配备布置一、设备布置2-1062巷道内布置SSJ-800/290型可伸缩胶带机三部，长度分别为540米一部、700米两部。2-1062综掘工作面动力移动变前期放于采区变电所，待二部皮带机安装完成后，将动力移动变放于二部皮带机头后五米处；局扇专用变压器放于采区变电所内。 第二节 供电设备的选型计算：1、千伏级动力变压器：Sb=PeKde/cos=628KVASb-变压器的计算容量，KVAcos-电机的加权平均功率因数，Pe-变压器供出的用电设备额定功率之和，KWPe=200+100+25+15+290+290+290=880KWKde-用电组的需用系数，Kde=0.4+=0.5因掘进工作面负荷率低、综掘机为间断工作，现选用KBSGZY-630/6型变压器可满足需求2、专用风机变压器。Sb=PeKde/cos=75KVA现选用KBSGZY-200/6型变压器满足要求。3、电缆选择已知各种矿用橡套电缆长期允许的电流值主芯线面积（mm）4610162535507095长期允许电流（A）36466485113138173215265（3-1）变压器高压侧电缆：I高压侧=PNKde103/UNcos =6280.5103/0.656000 =46A现选用：MYPTJ-335（3-2）综掘机干线电缆按长时允许电流选择导线截面：I综掘机=PNKde103/UNcos =3400.51103/1140x0.7 =122A现选用：MYP-3*70电缆，满足要求（3-3）胶带机干线电缆按长时允许电流选择导线截面：I胶带机=PNKdeX103/UNcos =（180+340）x0.5x1000/x1140x0.7 =188A现选用：MYP-3*70 电缆,满足要求。（3-4）胶带机支线电缆按长时允许电流选择截面I胶带机支线=PNKde103/UNcos =900.71000/11400.6=53A现选用MYP-316,，满足要求。（3-5） 风机电缆按长时允许电流选择导线截面：I风机=PNKdeX103/UNcos=60x1x1000/x1140x0.8=38A现选用：MYP-3*16按正常工作时允许的电压损失校验电缆截面正常工作动力变压器的电压损失：U变损%=（Ur%cos+UX%sin）