采区回风绕道作业规程1107.doc

王 家 寨 煤 矿 采区运输巷掘进作业规程作 业 地 点：采区运输巷 施 工 队 组：炮掘队编 制 人: 郝天罡编制日期： 2014年4月14日 目 录第一章 概述2第一节 概述2第二节 依据2第二章 地面相对位置及水文地质情况2第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况表2第二节 煤 ( 岩 ) 层赋存特征3第四节 水文地质5第三章 巷道布置及支护说明5第一节 巷道布置5第二节 矿压监测6第三节 支护8（一）、锚杆支护参数计算11第四节 支护工艺18第四章 施工工艺22第一节 施工方法22第五章 生产系统25第一节 通风25第二节 综合防尘28第三节 防灭火28第四节 安全监控系统30第五节 供电系统30第六节 排水系统31第七节 运输系统31第八节 通讯系统31第六章 劳动组织及主要技术经济指标31第一节 劳动组织31第一章 概述第一节 概述一、巷道名称本作业规程施工的巷道为采区运输巷。二、掘进的目的及用途运输、行人。三、巷道设计长度、坡度及服务年限采区运输巷位于K1轨道下山北翼，开口位于K1运输下山与井底车场转点处。开口坐标为：X:2829370.493，Y:35511202.025，H:1524.561m，开口方位方位角357；全岩施工时，按+5坡度施工，遇煤时，按煤层坡度施工；设计长度为418m（预计全岩巷道长度为110米，全煤巷道长度为308米。），煤层倾角5 8，服务年限2年。第二节 依据 一、开采设计说明书设计说明书名称为王家寨煤矿采区设计说明书。 二、2014年采掘计划方案本规程依据资料有兴仁县王家寨煤矿开采设计、矿山井巷工程质量检查验收评定标准、煤矿安全规程采区运输巷施工设计图纸等。第二章 地面相对位置及水文地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况表采区运输巷地面位于香龙山的西部，地面标高+1869.2+1925.0m。井下位于井底车场内。前方无采掘活动，但有小断层伴生，在掘进过程中，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，以及长探短掘的施工方法。井上、下对照关系见表1。表1 井上、下对照关系表水平名称二采区盘区名称二采区K1煤层地面标高/m+1869.3+1925.0m井下标高/m1524.5611544.292m地面相对位置及建筑物地面位于香龙山西部，地面无建筑物。井下相对位置对掘进巷道的影响井下位于井底车场内，井底车场可改成机轨合一巷道，无影响。 邻近采掘情况对掘进巷道的影响无第二节 煤 ( 岩 ) 层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距采区运输巷开口为全岩巷道施工，预计施工至110米时，坡度按5施工；揭露K1煤层，沿K1煤层顶板掘进，煤层结构简单，有不稳定夹石出现，煤层厚度2.13.4m,平均厚度为2.75m。顶、底板岩性特征见下表2。顶、底板名称岩石名称厚度/m特 征基本顶中砂岩5.06浅灰、灰白色，成份以长石、石英为主，暗色矿物次之，分选性中等。硅质胶结，局部夹泥岩透镜体。直接顶泥质沙岩4.69灰黑色，含少量砂质，底部含化石碎片及煤屑。伪 顶泥岩00.1黑色，含植物化石碎片及墨点状黄铁矿。直接底泥岩0.3灰黑色，致密，局部夹薄层炭质泥岩，较软。老底细质粘土岩6.8浅灰、灰白色，成份以石英、长石为主，含泥质，分布不均，呈薄层状，平行层理展布，表2：煤层顶底板情况表二、煤层瓦斯涌出、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数本矿K1煤层属低瓦斯煤层，煤不具有自燃性，煤尘无爆炸性。第三节 地质构造煤层倾向东西，煤层倾角5 8，平均6.5为近水平煤层。根据地质钻孔提供资料，本工作面地质构造较简单。第四节 水文地质本工作面内水文地质条件简单，主要水源是露头补给的大气降水及基岩裂隙水。掘进采区运输巷时应注意淋、滴水情况，必要时先探后掘。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置采区运输巷位于K1轨道下山北翼，开口位于K1运输下山与井底车场转点处。开口坐标为：X:2829370.493，Y:35511202.025，H:1524.561m，开口方位方位角357；全岩施工时，按+5坡度施工，遇煤时，按煤层坡度施工；设计长度为418m（预计全岩巷道长度为110米，全煤巷道长度为308米。），煤层倾角5 8，服务年限2年。附：巷道布置图28第二节 矿压监测一、监测对象：采区运输巷掘进工作面。二、监测内容和方法：矿压监测分为综合监测和日常监测。前者的主要作用是验证或修改初始设计，后者主要是为了保证巷道安全。1、综合监测综合监测内容如表。测站布置如图。巷道共设两个测站。巷道掘出50m后设置第一个测站，包括两个巷道表面位移监测断面，一个顶板离层监测断面，巷道掘出100m后设置第二测站。巷道综合监测内容序号项目内容1巷道表面位移巷道顶底板、两帮相对移近量，顶板下沉量。2顶板离层锚固区内外顶板岩层位移3巷道破坏状况统计记录巷道围岩破坏位置和程度 （1）巷道表面位移采用十字布点法安设表面位移监测断面。在顶底板中部垂直方向和两帮水平方向钻28mm、深400mm的孔，将29mm、长400mm的木桩打入孔中。顶板和上帮木桩端部安设弯形测钉，底板和下帮木桩端部安设平头测钉。两观测断面沿巷道轴向间隔0.6-1.0m。观测方法为：在C、D之间拉紧测绳，A、B之间拉紧钢卷尺，测读AO、AB值；在A、B之间拉紧测绳，C、D之间拉紧钢卷尺，测读CO、CD值；测量精度要求达到1mm，并估计出0.5mm；采用皮卷尺测量监测断面距掘进工作面的距离。测量频度为：距掘进工作面50m之内，每天观测1次，其它地点每2天观测1次。巷道表面位移监测断面布置（2）顶板离层采用离层指示仪测试顶板煤层锚固范围内外位移值。离层仪的安装方法和步骤：钻孔：采用B19中空六方接长式钻杆、28mm钻头用锚杆机在巷道中线处打垂直钻孔，深度7m；深部基点：用安装杆将深部基点锚固器推入孔中，直至孔底，抽出安装杆后，用手拉一下钢绳，确认锚固器已固定住。浅部基点：用安装杆推入浅部基点锚固器至1.9m处，抽出安装杆后，用手拉一下钢绳，确认锚固器已固定住。安装注意事项：a钢绳应事先盘好，推入锚固器时逐圈展开，以防纠缠打结；b推入锚固器时，安装杆不能回拉，否则锚固器双爪会从安装杆上端的槽中脱出；c浅部基点锚固器一定要准确定位，为此可提前在安装杆上做好标记；e观测频度：观测频度与表面位移相同。2、日常监测日常监测包括三部分内容，锚杆锚固力抽检，顶板离层观测和锚杆预紧力矩抽检。应安排专人负责日常监测，记录数据务求准确可靠。（1）锚杆锚固力抽检巷道掘进施工过程中技术科应该按每300根锚杆抽查一组，锚杆的锚固力进行抽检。抽检时只做非破坏性拉拔，顶锚杆达到120KN、帮锚到60KN为合格。一旦发现不合格锚杆，必须在其托板上注明“补打”字样，要求施工单位重新安装合格锚杆。（2）顶板离层顶板离层指示仪除作综合监测外，还用作日常监测。巷道每隔50m，安设一个顶板指示仪。在距掘进工作面50m内，每天观测记录离层显示数值。50m以外，除非离层松动仍有明显增长的趋势，一般可改为一周记录2-3次。由技术员负责记录数值，其他人员也应随时注意观察数字显示值的变化，以便及早发现异常现象，确保安全。一旦发现异常现象，必须立即向有关领导报告，以便采取相应措施。（3）锚杆预紧力矩抽查巷道掘进施工过程中，当班安全员按不小于30的比例和不大于二天的时间间隔用力矩示值扳手对锚杆螺母预紧力矩进行抽检，帮达50Nm即为合格，顶达120Nm即为合格。一旦发现不合格锚杆，必须在其托板上注明“预紧”字样，要求施工单位重新拧紧螺母。3、矿压观测仪器根据观测内容以及测站设置，给出矿压观测仪器数量和厂家，详细仪器明细见表所示。试验巷道所需仪器列表名称型号数量厂家顶板离层指示仪ZL-8泰安朝防机械有限公司扭矩扳手NB-8002泰安朝防机械有限公司离层仪安装杆AN-81泰安朝防机械有限公司锚杆拉拔计MLJ-3002泰安朝防机械有限公司4、数据处理：我们采取边施工、边观测，及时对量测的数据加以分析、判断，并把量测的结果反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施、指导施工。第三节 支护一、 巷道支护形式采区运输巷采用锚索网支护。采区运输巷净断面为11.2m2，（全岩段半圆拱断面：宽 4.0m，高 3.2m；全煤段梯形断面: 宽 4.0m，高 2.8m）。详见支护断面图。二、 巷道支护设计断面图：三、支护参数设计（一）、锚杆支护参数计算根据锚杆加固作用原理,确定如下参数: 1、锚杆长度=0.10+1.5+0.4=2.00m 式中，锚杆外露长度,其值主要取决于锚杆类型及锚固方式，一般取0.10m，对于端锚锚杆，L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.030.05），对于全长锚固锚杆，还有加上穹形球体的厚度;锚杆的有效长度，即围岩松动圈的范围，通过查规范知一般取1.5m;锚杆锚固段长度亦即锚杆锚入坚硬岩石的长度,一般L3=0.30.4，由拉拔实验确定，当围岩松软时，L3还要加大，取L3为0.4m。为安全施工，二采区回风大巷顶底板状况良好，伪顶的厚度只有00.1m、直接顶厚度4.69m，锚杆锚入直接顶的深度大于1.9m，现取锚杆长度L=2000mm长满足要求。 巷道围岩内外层结构2、 锚杆直径： 锚杆采用20MnSi级建筑用螺纹钢系列，锚杆的直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，即式中，D锚杆杆体直径，mmQ锚固力，由拉拔实验及查表6.17确定为114KN.杆体材料的抗拉强度，查表6.15知为340Mpa，常用的锚杆直径规格为14、 16 、18、 20 、22mm现取锚杆直径为20mm。3、 锚杆间、排距 锚杆间排距根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定，即锚杆悬吊的岩石重量等于锚杆的锚固力，通常按锚杆的等间等排距排列，根据设计规范知，锚杆间距 D式中，D锚杆间距；L锚杆长度；安全起见D取0.9m1.050m满足要求，排距L0=D=0.9m。5、 每米巷道支护材料消耗量由前面的巷道断面尺寸设计知6、 每米巷道锚杆消耗量 式中，N每米巷道锚杆消耗； P1为计算锚杆消耗周长；P1 =9.4（m）D 锚杆间距,取0.9m；L0锚杆排距，取0.9m故 N=110.9(间距) 13根7、 每米巷道金属网消耗 S=周长1m=9.4m2 8、锚杆的布置方式按设计要求锚杆采用矩形布置方式，间排距900mm900mm从顶开始，依次由腮部至帮，巷道断面每排 ，取13根。9、 锚固剂锚杆锚固为树脂药卷锚固，每根锚杆均用直径为20mm，规格为中速Z2335的树脂药卷，每孔2卷药。药卷凝胶时间34分钟，固化时间10分钟。（二）、锚索支护参数计算一）、锚索设计锚固力钢绞线直径为15.24mm时锚固力不小于200kN。二）、锚索支护参数校核1、锚索通过悬吊作用，达到支护效果的条件，应满足：LL1+L2+L3式中：L锚索总长度，m；L1锚索外露长度（包括钢带、托板、锁具厚度），m；L2有效长度（锚索取围岩松动圈冒落高度b），m;L3锚入岩（煤）层内深度，m。其中L1=0.30mL2=b(锚索取围岩松动圈冒落高度)b=式中B巷道掘宽（掘宽4.0m）H巷道掘高 (2.8m)顶板岩石普氏系数；(取3.0) 两帮围岩的似内摩擦角，=。 带入公式算的b=1.197mL2=1.18mL3=锚固剂体积/锚索眼面积与锚索横截面之差（锚固剂型号；CK2335，使用数量：4根，锚索直径：15.24mm，锚索眼直径：28mm）带入公式得L3=2.6mL1+L2+L3=0.30m+1.197m+2.6m=4.097m2、锚索长度校核，应满足式中锚索总长度，m；锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m； 其中：安全系数；(取2)锚索直径；（15.24mm）锚索抗拉强度，N/2；(1426.05)锚索与锚固剂的粘合强度，N/2；（10）带入公式得La1.1m需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；(2.2m，经实际打眼，我矿顶板2m以上为砂岩)托板及锚具的厚度，m；外露张拉长度，m；(LC+ Ld=0.20m)带入公式1.1m+2.2m+0.20m3.50m以上得出：我矿锚索长度为6.0m满足设计要求。3、校核锚索间、排距：应满足 式中锚索间、排距，m； 锚索设计锚固力，kN/根；k安全系数，一般取2；（松散系数）L2有效长度（取b）;岩体容重其中G取200kN/根K取2L2=1.18m(上式已算出)取25kN/m3算的a5.82m经验公式：L/S2（L为锚索孔深，S为间排距）经上述计算及验算得出结论：我矿锚索选长6.0m,排距1.8m,间距35m足以满足支护要求，且满足锚索大于4m的国家要求。附表1 锚索抗拉强度（1MPa=1 N/mm2）锚索直径（mm）抗拉强度（N/mm2）抗拉强度（MPa）15.241426.05186017.80 1427.31186021.601376.111770附表2 煤岩容重岩性容重（kN/m3）砂岩21.58-26.59页岩22.56-25.70煤11.77-13.72附表3预应力钢绞线技术指标规格mm破断负荷kN屈服负荷kN伸长率%L05001000h松弛率强度Mpa15.24264.6-269.4234.64-5.52.518604、悬吊理论校核锚索排距：LnF2/BH-（2F1sin）/L1式中 L-锚索排距，m； B-巷道最大冒落宽度， m； H-巷道最大帽落高度， m；（最大取锚杆长度） -岩体容重，kN/m3（包括顶煤+直接顶）L1-锚杆排距, m, F1-锚杆锚固力, kN;70 F2-锚索极限承载力, kN;-角锚杆与巷道顶板的夹角,75;n-锚索排数,取1。5、加强锚索数目的校核，应满足 式中锚索数目；安全系数；2锚索最低破断力，kN； 被悬吊岩石的自重，kN； 其中：巷道掘进荒宽，m；锚索间排距，m； 悬吊岩石厚度，m；悬吊岩石平均容重，kN/m3。四）、锚索抗拉强度（1MPa=1 N/mm2）锚索直径（mm）抗拉强度（N/mm2）抗拉强度（MPa）15.241426.05186017.80 1427.31186021.601376.111770五）、煤、岩容重岩性容重（kN/m3）砂岩21.58-26.59页岩22.56-25.70煤11.77-13.72六）、预应力钢绞线技术指标（检测报告）规格mm破断负荷kN屈服负荷kN伸长率%L05001000h松弛率强度Mpa15.24264.6-269.4234.64-5.52.51860七）、锚固剂主要参数（固化与搅拌时间）型号属性凝胶时间（s）等待时间（s）备注CK超快8-4010-60在221C环境温度下测定抗压强度40 MPaK快速41-9090-180Z中速91-180480四、支护说明1、 顶板支护（1）锚杆形式和规格：杆体为20左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.0m。（2）锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，规格为K2335。钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。（4）托盘：采用拱型高强度托盘，托板规格为15015080mm。（5） 锚杆布置：锚杆排距900mm，每排5根锚杆，间距900mm。（6）锚索：单根钢绞线，15.4mm，长度6.3m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335，两支规格为Z2360。锚索每排2根，排距3-5m，间距为1.8.0m。托板规格为30030016mm。2、 煤帮支护（1）锚杆形式和规格：杆体为18mm左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.0m，杆尾螺纹为M22。（2）锚固方式：采用两支锚固剂，一支规格为CK2335，钻孔直径为28mm。（3）W型护板：长400mm，宽280mm。（4）托盘：采用拱型高强度托盘，托板规格为15015060mm。（5）锚杆布置：锚杆排距900mm，每排3根锚杆，间距900mm。3、网片规格：采用12#铁丝编织的菱形网护顶，网格为5050mm，规格为8.41.0m。3、 工作面巷道锚杆支护布置图：第四节 支护工艺一、支护形式及材料规格1、 支护形式（1）顶板采用锚杆、托盘、金属网、锚索联合支护。（2）煤柱帮采用锚杆、托盘、金属网联合支护。（3）顶板锚索支护每5排2根，间距为1.8m。巷道地质发生变形时，应根据变化程度，调整支护参数或采取应急措施及时处理，采用锚索加固或缩小排距。2、 支护材料规格支护材料规格见表支护材料规格表序号名称型 号1螺纹钢锚杆20-M22-20002树脂药卷Z23603树脂药卷K23356金属网5050mm,6.01.0m7金属网100100mm,2.01.0m8锚索MSS-15.4-17-63009锚索托盘30030016mm10锚杆托盘15015016mm二、支护工艺及要求1、 临时支护（1）临时支护形式采用前探梁配合顶锚进行临时支护。（2）临时支护工艺及要求机掘完成一排后，待综掘机退后3m以上，截割头落地，断开电源和隔离开关后，执行敲帮问顶，挂顶网，打顶锚杆后打超前锚杆。帮锚杆打成后，打帮部超前锚杆。2、 锚杆支护工艺及要求（1）巷道顶板支护的施工工艺流程：掘进出煤敲帮问顶找到危岩临时支护打顶锚杆孔铺金属网安装其它顶板锚杆。（2）锚杆应紧跟掘进头及时支护，最大空顶距离不得超过0.9m。（3）锚杆钻孔采用单体锚杆钻机完成。先用1.2m的短钻杆，后换2.0m的长钻杆，采用28mm岩石钻头。钻孔时锚杆机升起，使钻头插入相应的金属网格孔中，然后开动锚杆机进行钻孔。孔深要求为192030mm，并保证钻孔角度。钻头钻到预定孔深后下缩锚杆钻机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。（4）放入树脂药卷：先放入K2335快速树脂药卷，然后放入Z2360中速树脂药卷。锚杆杆体套上托板及带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆机机头联接，杆端插入已装好树脂药卷的钻孔中，升起锚杆机，将孔口处的药卷送入孔底。（5）利用锚杆机搅拌树脂药卷：树脂药卷搅拌是锚杆安装中的关键工序，搅拌时间按厂家要求严格控制（根据树脂药卷使用说明书，一般为15-30秒）。同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断。停止搅拌后等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟）。（6）利用锚杆钻机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力。拧紧力矩应达到150Nm以上。（7）锚杆间排距误差不得超过设计值50mm。3、 两帮锚杆支护工艺及要求（1）两帮锚杆施工工艺：用风煤钻钻进两帮锚杆钻孔清孔接金属网往钻孔内放入树脂药卷用锚杆头部顶住树脂药卷并送入孔底用搅拌器联接风煤钻和锚杆尾部转动帮锚杆钻机搅拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药卷说明书，一般为15-30秒）停止搅拌并等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟）用扳手拧紧螺母安装其它两帮锚杆。（2）孔深要求192030mm，并保证钻孔角度。采用钻机搅拌。拧紧力矩应达到100Nm。其它技术要求同顶板锚杆。4、锚索支护工艺及要求（1）锚索施工工艺：定锚索孔位用锚钻机钻进锚索钻孔清孔往孔内放入树脂药卷用锚索头部顶住树脂药卷并送入孔底升起锚索钻机并用搅拌器联接锚索钻机和锚索尾部转动锚索钻机搅拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为15-30秒）停止搅拌等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟）后收缩锚杆机卸下搅拌器等待15分钟套上托板安装锚具用张拉设备张拉锚索直到预紧力为150KN。（2）锚索应紧跟掘进工作面安装。（3）孔深控制在5950-6050mm内。（4）安装树脂药卷，先放入1个K2335快速树脂药卷，然后放入2个Z2360中速树脂药卷。插入锚索将树脂药卷推至孔底。（5）锚索下端用专用搅拌器与锚索钻机相连，开机搅拌。先慢后快，待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为15-30秒）。停止搅拌后等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟），收缩锚杆机，卸下搅拌器。搅拌后锚索外露长度应控制在300mm以内。（6）张拉锚索：等待15分钟后装上托板、锚具，用张拉千斤顶张拉锚索至设计预紧力（150KN），之后卸下千斤顶。（7）锚索间距误差不得超过设计值50mm。三、锚杆巷道支护参数参考表锚杆巷道支护参数参考表项目质量标准部 位巷道规格及名称联络巷采区运输巷巷道净宽/mm巷道中线左、右0200合格0150优良上40004300中40004300下40004300巷道净高/mm0200合格0150优良全高28002800锚固力/KN顶锚杆120120帮锚杆60670间排距/mm100顶锚杆间距9009000帮锚杆间距900900排距均为900角度/（）90顶、帮锚杆90外露长度/mm5050第四章 施工工艺 第一节 施工方法第一节 施工方法1、采区运输巷采用全断面一次成巷方法，掘进与支护顺序作业。掘进采用钻眼爆破，全断面一次起爆。2、永久支护为锚索网支护，工作面临时支护采用打点锚进行支护，支护紧跟工作面。3、按技术科给定的施工中腰线，沿煤层顶板掘进。4、装载运输采用人工装煤溜子运输，k1皮带运输上山运入K1漏煤眼；经主井皮带运到地面。5、交接班后，必须先进行安全检查，严格控制执行顶板找掉工作和瓦斯检查工作后，方可开工。然后进行了打眼、装药、爆破等到工作，当工作面炊烟吹散后，由班组长和爆破作业员进入工作面，由外向里依次检查员顶板、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等到情况，确认安全后，前移前探梁支护，用刹顶木、木楔使其接顶，并打紧背牢，然后进行腾根，打锚杆、出煤，以此为一个循环。第二节 凿 岩 方 式本规程所施工的巷道均采用爆破的方法破煤岩。一、打眼机具打煤眼采用风煤钻，1台工作，1台备用；打锚杆眼采用锚杆转机，1台工作，1台备用，分别配备1.0m、2.0m风钎及麻花钻杆2根. 二、降尘方法采用湿式打眼、黄泥和水炮泥封堵炮眼、放炮喷雾、出货前洒水、开放水幕的方法降尘。第三节 爆 破 作 业掏槽方式为楔式换季槽法，周边眼与设计轮廓线距离为250mm。一、爆破器材使用矿用抗水乳化炸药，药卷规格为300mm200mm，重200g，15段毫秒延期电雷管引爆，MFB-200型隔爆电容式发爆器起爆。二、装药结构全部炮眼统一采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，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，以免受潮拒爆。三、起爆方式爆破网络采用大串联全断面一次起爆。四、炮眼布置图及爆破说明书炮眼数目和装药量的确定：根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：Q=qsln式中 q单位炸药消耗量，q=1.2kg/m3(煤); s巷道断面 积, m2 , 12.28 m2; l炮眼深度, m, 1.5m; n炮眼利用率, 取0.80。根据下列公式可算出每茬炮所需炮眼数目：N=qsm n /（xp）q单位炸药消耗量，q=1.2kg/m3(煤);N炮眼数目, 个;m每个药卷长度, 取m=0.2m;x炮眼装药系数, 一般取0.50.7,取0.5p每个药卷重量, 取0.2kg。根据地以上两公式,确定茬炮进尺所需炸药量和炮眼数量分别为:Q=1.212.281.50.80 =17.6(kg)N=(1.212.280.20.80)/(0.50.2) = 23(个)4:炮眼布置图及爆破说明书(见附图)五、施工质量技术要求1、打眼前必须由跟班队长、班组长、验收员共同画好施工中线，并找出巷道周边轮廓标出炮眼位置，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。2、施工必须按要求掘进巷道，严禁拉底丢帮，巷道高度不小于2800mm，不大于2900mm，底板保持平整。3、中线至任何一帮的距离偏差在允许的100mm之间。4、在掘进过程中，若煤层发生变化时，需对作业规程进行调整。第五章 生产系统第一节 通风一、通风方式与供风距离根据我矿的实际情况，掘进工作面采用压入式通风，最长供风距离为500米。局部通风机和风筒管理由通风队派专人负责。二、掘进工作面风量计算（一）按瓦斯涌出量计算（Q掘）据公式，Q掘=100q瓦绝K掘涌式中：q瓦绝 - 掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，1.96 （m3/min）； k掘涌 - 掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取 1.3 ； Q掘 掘进工作面实际需要的风量，254.8 （m3/min）；（二）按人数计算风量据公式， 式中： n - 掘进工作面同时工作的最多人数20 ； Q 80 m3/min （三）按局部通风机的实际吸风量计算据公式Q=Q局IK式中:Q局 -掘进工作面局部通风机的额定风量350m3/min；I -掘进工作面同时运转的局部通风机的台数1台；K -为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数1.30;Q -局部通风机的实际吸风量455m3/min.（四）确定掘进工作面实际需要风量： 根据上式计算，该面进、回风顺槽实际需要风量455m3/min（五）Q=25A=255.6kg=140m3/min 式中：Q掘进工作面实际供风量。m3/min；25每千克炸药爆炸不低于25m3/min的配风量； A 每次爆破火药最高消耗量，5.6kg。三、掘进工作面风量验算V=Q/60.S=455/（609.00）=0.843m/s由此可见:风速在0.254m/s范围内，符合煤矿安全规程要求。 四、风机、风筒选型：本工作面最长通风距离约为500m，依据以上计算及我矿多年的经验选用FBN0230KW型局部通风机供风比较合理,需2台。选用直径为800mm的阻燃抗静电吊挂风筒为宜。五、局部通风机安装地点和要求（一）、局部通风机安装地点局部通风机要求安装在K1皮带上山内，距回风口不小于15m的进风处。（二）、局部通风机安装要求1、风机必须吊挂在顶板或放在风机托架上，距离底板不小于300mm。2、风机开关必须上架，风筒距工作面不得大于6m，保证工作面足够新鲜风流。3、局部通风机必须挂牌管理，专人负责，实行三专（专用线路、专用开关、专用变压器）两闭锁（风电闭锁、瓦斯电闭锁）。4、风筒吊挂在巷道顶板上，风筒要求逢环必挂，平直不出现拐死弯现象。5、风筒接口要严实不漏风，工作面风筒不落地。6、风机要双风机双电源自动切换。7、必须保证风机连续运转，不准无故停电、停风。 六、一通三防安全技术要求通风系统合理可靠，保证工作面有足够的新鲜风流，保证工作面每人供风量不低于4m3/min，保证巷内风速不低于0.25m/s，不高于4m/s，保证巷内和工作面任何地方有害气体和瓦斯浓度不超限。七、通风系统进风：主平硐K1皮带上山局部通风机工作面。回风：工作面k1采区总回风1580石门k2采区总回风新总回地面。第二节 综合防尘严格执行掘进工作面综合防尘标准，具体规定如下：工作面供水管直径为66mm，并在管路上安装过滤器，保证水质清洁，水中悬浮物含量不得超过150mg/l，粒径不大于0.3mm。1、防尘管路铺设：防尘管路每隔30m设一个三通阀门，管路的接头、三通不得有流线性漏水，三通阀门必须上手轮，手轮必须安在人行道一侧。2、净化水幕：（1）距巷道口50m范围内安装一道净化水幕，距工作面30m以里安设一道喷雾装置。（2）净化水幕的连接：所有的净化水幕的连接时阀门过滤器净化水幕。阀门及所有连接处不得有流线性漏水。（3）净化水幕水管：水管的长度不得小于巷道宽度200mm；水管两端各安装一喷嘴，其余喷嘴间距300400mm。（4）喷嘴的方向：距工作面50m范围内的净化水幕喷嘴方向与风流方向相反；喷嘴方向要略向下，与巷道顶板基本平行。3、转载点喷雾：（1）所有转载点都必须有喷雾设施。（2）喷嘴高度安装在距转载点400500mm、宽度200mm的位置，而且喷嘴必须正对转载出煤点。4、综掘机必须使用内外喷雾，其压力分别不小于3MP、1.5MP。5、巷道冲洗：工作面巷道要保持湿润，巷道内的管线上煤尘厚度不超过2mm，巷道底板煤尘厚度不超过2mm，堆积连续不超过5m。6、个人防护按规定配戴防尘口罩。第三节 防灭火K1煤层无自然发火倾向性，但必须执行以下措施：1、南、北巷可伸缩皮带输送机巷道中应每隔50m设洒水支管和阀门。2、带式输送机机头前后两端各20m范围，用不燃性材料支护。在胶带机头、机尾备有2个灭火器和1个沙箱(0.2 m3)。3、配电点、风机开关处备有2个灭火器和1个沙箱(0.2 m3)。4、井下使用的煤油必须装在盖严的铁桶内。5、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，用过的严禁乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在巷道内或硐室内,定期升井处理。6、巷道内的电器设备实现“三无”，杜绝失爆。7、如工作面或巷道内着火时，根据着火情况，首先采用直接灭火方法，如灭火器、用水扑灭等，一般不得改变火区的风流方向。直接灭火不能取得灭火效果时，应采取封闭隔绝灭火。封闭火区前，必须根据火区的瓦斯、一氧化碳等气体的变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。附:防尘系统图 第四节 安全监控系统 一、通风监测仪表及其布置1、监测仪表的数量和型号：工作面必须吊挂瓦斯传感器2台，局部通风机开、停监测器1台。2、布置位置：瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方，距顶板不大于0.3m，距巷壁不小于0.2m。其中一台距工作面5-10m处，另一台吊挂在距回风绕道10-15m处回风流中。3、监测电缆敷设在动力电缆上方0.1m处。4、瓦斯传感器的断电浓度及范围：工作面瓦斯传感器的断电浓度为CH4大于1%时，断电范围为工作面及附近20m内的全部电器设备；回风口处瓦斯传感器的断电浓度为CH4大于1%时，断电范围是掘进工作面巷道中全部电器设备。5、瓦斯传感器复电瓦斯浓度：当浓度降低1%以下时，方可为断电设备复电；局部通风机因故停转，恢复运转时必须符合煤矿安全规程第一百四十一条规定。 二、便携式甲烷报警仪的配备和使用1、队长和技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%），必须进行处理。2、当班的班组长、电工、带班队长、掘进机司机下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒的一侧，当报警时，停止工作并进行处理。第五节 供电系统 井底变电所井底车场K1皮带道工作面。第六节 排水系统 排水系统： 工作面-K1皮带道井底水仓。第七节 运输系统一、运煤：工作面K1皮带上山煤仓主斜井地面。二、运料：地面付井K1轨道下山1106运输联络巷工作面。第八节 通讯系统调度室付斜井K1轨道下山1106运输联络巷工作面。第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织表5 工人出勤表工 种小班人数/人圆班人数/人跟班班长13打眼工26装煤工412放炮工13绞车司机26检修工13其他13合计1236生产采用“三八”制作业方式。为保证正规循环作业的完成，工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间量做到交叉进行、平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。第一节 主要技术经济指标主要技术经济指标见表6表6 技术经济指标序 号指 标单 位数 量1巷道断面（净/荒）8.75/9.622硬度等级煤f343每循环眼数个234每循环进尺m1.55每班循环次数次26每班进尺m2.87每日进尺m8.48每循环煤矸量09工人数名3610效率m/工.d0.1711炸药定额kg/m4.512雷管定额个/m2313锚杆套/m15.614锚索套/m0.6第七章 安全技术措施第一节 一 通 三 防一、 通风与瓦斯管理1、掘进工作面局部通风机和启动装置必须安设在新鲜风流中，且距掘进工作面回风口的距离不得小于10m。掘进工作面的风机必须实行“三专两闭锁”。巷道内的所有电气设备必须实行风电、瓦斯电闭锁。2、局部通风机必须吊挂牢固，且上好胶垫以保证高压部位不得漏风。3、掘进工作面必须安设瓦斯自动监测报警装置，并派专人进行管理，经常调试保证其灵敏准确。4、掘进过程中，风筒出风口距迎头的距离不得大于5m.。5、掘进工作面每班必须派一名瓦检员跟班检查瓦斯，严禁空班、漏检。6、掘进工作面必须根据通风设计配足风量，严禁无风、微风瓦斯超限作业。7、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1时，必须停止用煤电钻打眼，放炮地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到1时，严禁放炮，工作面风流中瓦斯浓度达到1.0时必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理，电动机及其开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0时，必须停止运转，切断电源，撤出人员进行处理。工作面内局部瓦斯的管理必须严格按照公司十二项瓦斯管理制度中有关规定执行。因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到1.0以下时，方可人工恢复送电。8、掘进工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0%或CO2浓度超过1.5%时,都必须停止工作,撤出人员、制定措施，进行处理。9、临时停工的地点不得停风,否则必须切断电源,设置栅栏,揭示警标,禁止人员入内,并向矿调度汇报;停工区内瓦斯和CO2浓度达到3%或其它有害气体浓度超过规定,不能立即处理时,必须在24小时内封闭完毕. 恢复已封闭的停工区或采掘工作接近这些地点时，必须事先排除其中聚积的瓦斯。排除瓦斯工作必须制定安全技术措施。严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。如果停风区中瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和CO2浓度超过3%，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。10、无论工作或交接班时，掘进工作面都不准停风，无论何种原因停风时，必须撤出人员，切断电源，恢复通风前，必须检查瓦斯，只有 停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和最高CO2浓度不超过1.5%，压入式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。11、在排放瓦斯过程中，排出瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和CO2浓度都不得超过1.5%，且采区回风系统必须停电撤人，其它地点的停电撤人范围应在措施中明确规定。只有恢复通风的巷道中瓦斯浓度不超过1%时和CO2浓度不超过1.5%时，方可人工恢复通风机供风巷道内电气设备的供电和采区回风系统的供电。12、施工过程中，必须保证风机正常运转并由专人停开风机、局部通风机的停、开由瓦检员负责，其它人员严禁擅自停、开风机。若风机停止运转时，必须及时撤出人员，切断电源。13、如果瓦斯断电仪出现故障或联锁开关送不上电，应立即通知通风区安排人员处理，严禁将断电仪甩掉不用或将控制线短接。14、在安设风机时应保证两台风机功率对等、互为备用，在此前提下，进行风电、瓦斯电闭锁的风机为主局部通风机，任何掘进工作面在其 运转的局部通风机没有进行风电、瓦斯电闭锁时，掘进巷道内设备不准送电和进尺。15、掘进工作面中的机电设备的各种保护必须齐全，严禁甩掉保护装置作业。二、 防尘管理1、本工程开工前，必须安设好防尘水管（建议在1.5寸以上），并随工程进度而向前延伸，保证灭尘水管到迎头的距离不超过20m，同时巷道内水管每隔50米安设一个三通阀门以便通风区进行灭尘工作。2、掘进工作面要配有20m长的软管，软管前接一移动喷雾装置，移动喷雾的喷头数量不的少于2个，放炮前及出货前要洒水灭尘，装药时必须严格按照规定装填水炮泥。3、巷道施工迎头往后必须设两组水幕净化风流，外边一组净化水幕距该巷道回风口的距离不的大于50米，4、掘进工作面各部溜子机头处和各转载点处必须安设好洒水装置，开溜出货时要打开洒水装置灭尘。5、打眼时必须进行灭尘工作，没有灭尘水时严禁施工。6、施工过程中，必须经常清理巷道内的浮货，通风区经常对巷道进行冲洗，防止煤尘积聚。7、施工过程中，必须严格控制好风量，防止煤尘飞扬。三、 防火管理1、 巷内浮煤定期清扫，煤尘定期清洗。2、 电气着火，首先切断电源，然后进行处理，并向调度室、矿值班领导作详细汇报。3、 井下使用过的棉纱布头、润滑油、纸等，必须存放在盖严的铁桶内，并由专人当班运出。4、 严禁火种入井，严禁使用灯泡取暖。5、 用静压水管作消防水管。6、 严禁明火作业，严禁电气失爆。7、 在易摩擦、撞击产生炎花的地方洒水降尘。8、 绞车位置配备2只合格的灭火器、1把消防锹和0. 2m灭火砂， 灭火器必须放置在架子内，吊挂在便于取用的地方。消防锹及灭火砂不得移做他用。第二节 顶 板 管 理一、打设临时支护注意事项1、每次起爆后，班组长必须先组织人员对顶板、两帮及迎头严格进行敲帮问顶和找掉工作。找掉必须由一人找掉，一人观山。找掉人员和观山人员必须站在后方有支护完好的安全地点作业。严禁找掉点下方有人，严禁有人在找掉地点做与找掉无关的工作。找掉必须采用2.0m以上的长柄工具进行，找掉顺序为由上到下、由顶到帮、由外往里。2、敲帮问顶及找掉工作结束后，人员进入迎头作业前，必须把临时支护打设到迎头支护好迎头新暴露的顶板。3、打设临时支护采用前探梁支护支护至迎头。4、打设临时支护时，必须先将顶板彻底找掉并刷平后及时将塑料钢丝网按要求往前铺设进行打设临时支护。5、刷顶时必须先找好中线位置并采用风、手镐由上往下进行，待顶板刷平、两帮耳角可刷成弧形且宽度、进度达到要求后，必须及时架棚.二、防止后路被堵塞的安全技术措施1、每班开工前，当班班长必须从开口往里对巷道进行一次全面的检查，若出现顶板严重脱层、支架失稳、漏顶等问题时，必须先进行处理，后路隐患未处理好之前，不得进入迎头作业。2、处理后路隐患时，只能由外往里单组进行，不能两个点或两个点以上同时进行，处理点以里严禁有人。3、工作面每次起爆前，作业人员必须全部撤到警戒区以外的安全地点，任何人不得以有躲避峒或其它掩体为理由拒绝撤出。4、工作面迎头有人作业时，严禁任何人处理后路支护，若必须处理时，应先将迎头人员撤出后方可进行处理。5、掘进巷道若造成巷道被堵时，堵塞地点以里的人员不要惊慌，应冷静做好自救和互助工作，有组织、有秩序地撤离险区和进行处理。被堵塞地点以外的人员，一经发现巷道被堵塞，除安排人员及时处理外，应立即向矿调度汇报。6、处理堵塞过程中必须切断电源，确保局扇正常运转，若风筒被压住不能正常供风，必须及时打开压风管阀门，向迎头输送新鲜风流。三、防止冒顶和处理冒顶的安全技术措