E21041下付巷掘进作业规程(修订版).doc

E21041下付巷掘进作业规程第一章 工程设计概况一、概述1、巷道名称本作业规程掘进的巷道为E21041下付巷2、掘进的目的及用途E21041下付巷设计主要用于E21041工作面回采时原煤的运输及工作面的进风。3、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度：530m服务年限：2年4、经矿有关部门研究及生产计划：按照正常进度，预计月完成120m左右，按此计算本巷道计划工期为5.0个月完工。本掘进工作面自2012年10月份开工，预计2013年7月份完工。二、编写依据1、煤矿安全规程.北京：中国法制出版社，2011.02.2、河南省国有煤矿生产矿井和地面厂（处）安全质量标准化及考核评级办法（试行）.西安：西安地图出版社，2007.08.3、郑州煤电股份有限公司芦沟煤矿.E21采区E21041设计工作面平面图.芦沟煤矿生产技术科，2012.9.4、芦沟煤矿.E21041工作面掘进地质说明书.芦沟煤矿矿地测科，2012.09.5、郑州煤电股份有限公司及芦沟煤矿有关规定及制度.三、技术参数工作面布置方式： 走向工作面走向长度530m工作面倾斜长度75m巷道开口坐标X=3825053 y=38456230 z=-145方位角N267坡度沿底标高-95-149支护形式12.0/9.4U 棚距600mm工程量530m净断面12.0m2/9.4m2掘进断面13.5m2/10.8m2巷道断面布置图： 第二章 地质说明书一、地面位置该工作面地面四周均为农田，西部为赵寨北沟，沟深1020m，地势西高东低，呈阶梯分布。二、井下位置及四邻采掘情况该工作面位于E21回风上山西翼上部，该工作面上部为未回采的E21021工作面，下部为已回采的E21061工作面，东部为已回采的E21031工作面。三、煤层情况煤层总厚（m）1114.0煤层结构煤层倾角（）152216单斜 该面煤层赋存不稳定，厚度1.011m，为黑色粉末鳞片状，局部为块状，煤质较硬，具有玻璃光泽。根据周边钻孔和E21运输上山及E21061工作面的实际揭露资料分析，局部煤层顶底板有起伏性变化，总体发育为一南斜的单斜构造，预计施工过程中受北部的李家窝断层影响局部会遇到次生小断层。四、煤层顶底板情况及地质构造工作面（巷道）地面标高+217+227m老顶岩性中粒砂岩厚度18.0f6直接顶岩性砂质泥岩厚度8.2f45二1煤层倾角150220厚度4.0f1直接底岩性泥岩厚度9.0f45老底岩性灰岩厚度15.0f7最大涌水量2.0m3/h正常涌水量0.5m3/h瓦斯绝对涌出量1.4-2.1m3min瓦斯相对涌出量煤尘爆炸指数9.4，不易爆炸煤层自燃发火期不易自燃主要地质构造在E21运输上山掘进过程中揭露两条小断层，F9：走向295，倾角60，落差2.5m；F11：走向290，倾角50，落差2.0m。预计掘进上下付巷时将有打底打顶现象。根据周边钻孔和E21运输上山和E21061工作面的实际揭露资料分析，局部煤层顶底板有起伏性变化，总体发育为一南倾的单斜构造，预计施工过程中受北部的李家窝断层影响局部会遇到次生小断层。老空老巷钻孔该巷以南2m为E21061采空区。水文地质情况及探水措施一、水文地质情况1、顶板水：由于直接顶顶厚8.2m，煤层较薄时将有打顶现象，遇顶板裂隙发育段老顶砂岩水导入巷道内，一般以滴水、淋水为主，水量0.52m3/h。2、底板水：砂质泥岩较薄，厚度只有9.0m,L7-8灰岩厚达15m,E21081流水巷对底板L7-8灰岩已疏放多年，因此底板无突水威胁。3、断层水：E21两条上山均已揭露这两条断层，无水。二、防治水措施：1、掘进时铁水槽紧跟迎头，施工期间，尽量沿底掘进，减少对底板的扰动，低洼处做好临时水仓，并安装相应的排水设备。2、遇变化时超前钻探加电法物探，对低阻区进行超前打钻预注浆加固。 3、掘进下付巷时为确保前方安全掘进距离，还有坚持“物探先行，钻探验证，有疑必探，先探后掘”的原则。施工中应特别注意问题1、根据E21061工作面情况看，该工作面中西部存在一向斜构造，掘进上下付巷时可能造成巷道丢底煤或下坡，若下坡施工在巷道低洼处要设临时水仓及配套的排水设备。2、保证水沟畅通，铁水槽紧跟迎头。3、向斜构造段煤层局部厚达11m，瓦斯含量高，要加强瓦斯治理工作。（E21041下付巷煤层综合柱状图附后）第三章 生产系统第一节 局部通风及瓦斯监测系统一、风量计算1、按稀释工作面瓦斯浓度所需风量计算Q1=100kq=100kq=1002.11.2=252m3/min；式中：Q1掘进工作面按瓦斯涌出量计算所需的风量，m3/min；k掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，k取1.2；q掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；2、按掘进工作面同时作业人数计算风量：Q2=4NK=4361.2=172.8m3/min；式中：Q2掘进工作面按人数计算所需要的风量，m3/min；4每人每分钟需要的标准风量，4m3/人；K不均匀系数取1.2；N掘进工作面同时工作的最多人数；3、掘进下付巷时原则上采用风镐或手镐落煤，但如预薄煤时需挑顶爆破施工，根据炸药消耗量计算：m3/min。式中：t通风时间 30min； a一次爆破装药量 8.0kg； S净断面面积 12.0m2； L通风线路长 600m；根据以上计算，取最大值252m3/min为工作面的实际需要风量。4、按风速进行验算：0.25V4.0式中 S一巷道断面积，S=12.0m2； Qh一掘进工作面需风量，m3/min经计算1式为最大值代入4式进行验算可知，即符合煤矿安全规程之风速规定。二、风机、风筒选型1、风机、局部通风机倒切装置及风筒选型（1）经过计算并验算可知，该工作面掘进头所需最大风量为252m3/min，但考虑到巷道的延伸、风筒漏风等造成的风量不足以及局部巷道瓦斯含量较高（或赋存不稳定）等因素，选用一组FBD-NO6.0/215对旋式轴流风机可满足要求,根据通风管理规定，需两台风机（同等功率），一备一用,并采用自动倒台，方可满足要求。局部通风机倒切风筒装置选用形式为铁质分风器，规格为600mm铁质分风器。局部通风机技术参数如下：表3-1 FBD-NO6.0/215局部通风机技术参数局部通风机型号全风压（Pa）最高全压效率（%）风量（m3/min）电机功率(kW)FBD-NO5.6/215120052008025040030（2）根据风机供风量的要求,风筒选用直径为600mm（即=600mm）的抗静电阻燃胶皮风筒，采用双反压边联接，为确保牢固，并用铁丝扎紧。2、通风方式与供风距离采用压入式局部通风，最长通风距离600m。3、风机及倒切风装置的安装设置及风流路线（1）风机要安装在E21运输上山E21041下车场口新鲜风流中，要求“三专两闭锁”（专用线路、专用变压器、专用开关，瓦斯电闭锁、风电闭锁）采用自动倒台。局部通风机倒切风筒铁质分风器装置安装位置：位于局部风机后510m处，距地距离不小于300mm，采用钢丝绳吊挂在U型钢顶梁上，必须吊挂牢固。使用要求：倒风装置必须灵敏可靠，无破损、无漏风现象。具体位置由通风科负责选地点安装。三、瓦斯监测系统1、安全监控设备及其布置E21041下付巷掘进工作面局部通风机安装在E21运输上山E21041下车场口里，风机开关附近安装一台KJ101N-F2型监控分站，监控分站供电电源来自风机开关电源侧。在动力电源开关负荷侧安装KGT19型馈电传感器一台，对掘进工作面动力电源进行实时监控。在动力、专用风机电源负荷侧各安装一台KGT19风机开停传感器，对风机运行状态进行实时监控。在掘进头距迎头不大于5m，距U型钢梁顶不大于300mm,距侧帮不小于200mm的回风侧的棚粱上和回风流中（距回风口510m处）各设置KJ101-45B型瓦斯传感器一个。2、甲烷断电仪的安装位置风机开关前方的新鲜风流内。3、甲烷传感器的安装位置（1）工作面甲烷传感器T1T1安置在工作面 5m范围内，巷道风筒另一帮，距帮不小于200mm（距上端卡缆内侧向上500mm处），离顶板不大于300mm。（2）回风流甲烷传感器T2T2安置在在混合回风点以里1015m位置。其中：T1、T2 为KJ101-45B型瓦斯传感器4、甲烷传感器的断电浓度及范围（1）断电浓度瓦斯报警点：T1为0.6CH4，T2为0.6CH4断 电 点：T1为0.75CH4，T2为0.75CH4（2）断电范围T1掘进面巷道中所有非本质安全型电器设备的电源T2掘进面巷道中所有非本质安全型电器设备的电源复电点：T10.6CH4 T20.6CH4 在E21041下付巷掘进工作面动力电源总开关负荷侧安设一台KJF19.2型继电器，当瓦斯浓度达到断电点时，甲烷传感器能自动切断掘进巷道内全部电气设备的电源，当瓦斯浓度降到0.6%以下时，方可人工复电。5、监测线的敷设E21041下付巷监控系统传输电缆和信号电缆采用MHYV-P147/0.43型号电缆连接，监测线敷设在风筒另一帮，吊挂在信号电缆上方，与信号电缆相距100mm。其敷设路线：地面监控室副井筒井底车场中央轨道下山-150水平大巷-150联巷E21运输下山E21运输上山E21041下车场安设传感器位置；断电线由分站断电线出口经E21运输上山接入E21采区变电所控制开关。6、甲烷传感器的维护 爆破前，班组长负责安排专人将甲烷传感器挪放在安全地方；爆破后，班组长再安排专人将甲烷传感器安放在规定位置。每班班组长、跟班副队长、验收员都必须检查甲烷断电馈电开关、甲烷传感器及通信电缆是否正常，如果出现故障时，必须及时汇报，通讯科接到汇报后应及时处理。甲烷传感器应尽量避免安装在淋水位置，无法避免时，必须采取保护措施。甲烷传感器要保持清洁，由瓦检员将传感器及时随掘进前移。7、瓦斯管理爆破作业严格执行“一炮三检”、“三人连锁”制度，即工作面装药前、爆破前、爆破后必须检查工作面的瓦斯浓度，当瓦斯浓度达到0.5%时，工作面严禁装药爆破。瓦检员每班必须保证工作面巷道内的瓦斯检查不少于三次；瓦斯检查记录牌悬挂在距迎头不超过50m位置。瓦斯检查员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真检查填写瓦斯检查牌板，每次检查结果必须记入瓦斯检查手册，并通知现场工作人员。爆破工、施工队队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测报警仪。瓦斯检查工必须携带光干涉甲烷检测仪。安检员必须携带便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测报警仪。风筒、甲烷传感器、电缆必须按规定续接、吊挂、挪移。井下作业人员不得损坏井下安全监控设备。8、安全监控设备甲烷传感器故障状态情况下的瓦斯监控工作面安全监控设备甲烷传感器出现突然停电、不正常显示、损坏等故障时，必须由跟班队长（或班长）命令现场人员立即停止工作，并向矿调度室、通风科报告。工作面跟班队长（或班长）发现安全监控设备甲烷传感器出现故障后，要用随身所带的便携式甲烷检测报警仪检查工作地点20m范围内的瓦斯情况，无异常后将便携式甲烷检测仪悬挂在原悬挂安全监控设备甲烷传感器的位置，进行连续监测瓦斯。通风科接到报告后，要立即通知现场瓦检员对甲烷传感器发生故障的工作面（或巷道内）进行认真检查，确认工作面及其回风流中的瓦斯浓度不超过0.5%，无异常后，由瓦检员通知工作面人员恢复生产，并向通风科、通讯科、矿调度室汇报。瓦斯检查员必须现场交接班。通讯科在接到现场人员报告后，必须派出专人立即查明原因，采取更换、维修等措施，限8h内处理完毕。在拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线、检修与安全监控设备关联的电气设备、需要安全监控设备停止运行时，必须事先向通风调度台和矿调度室报告，征得同意后方可进行，并通知通风科采取措施，加强瓦斯检查。四、通风系统及风流路线风机安装在E21运输上山E21041下车场新鲜风流中，风筒经E21041下车场敷设至掘进迎头，风筒出口距掘进迎头不超过5m。新鲜风流： E21运输上山（风机）E21运输上山E21041下车场掘进迎头。乏风流：掘进迎头E21041下车场E21回风上山E21回风下山(E21轨道下山)21回风下山21总回风巷东风井。五、局部通风机的管理1、局部通风机应指定专人负责，挂牌管理，保证正常运转。2、局部通风机的设备齐全，吸风口有风罩和整流器，高压部位（包括电缆接线盒）有衬垫（不漏风）。3、局部通风机必须吊挂或垫高，离地高度大于0.3m。4、局部通风机与掘进工作面的电气设备必须装有风电闭锁、甲烷电闭锁装置，实现“双风机双电源和风机自动倒台”，每班检查其完好状况，发现问题，及时处理。5、通风队瓦检工每周对风机倒台情况试验一次，每10天对风电闭锁进行一次试验，保证风机自动倒台安全可靠,并存有记录。第二节 洒水降尘系统1、供水洒水降尘系统：工作面防尘用水由-150水平大巷自压水管供给，管路选用4寸带法兰盘无缝钢管，连接均采用1675mm螺栓紧固，沿E21运输下山经E21运输上山敷设至开口位置，然后选用2寸带法兰盘无缝钢管敷设至掘进迎头。供水路线：-150自压水E21运输下山E21运输上山掘进迎头。2、通风队根据掘进进度定期延伸防尘管路，施工队延伸压风管路，并按巷道设计断面图中规定位置敷设，保证风、水管路距掘进迎头不超过20m，钢管与风镐、风钻等设备之间用高压胶管连接。同时通风队负责在E21041下付巷开口处安装总阀门，掘进期间每隔50m预留一个防尘闸门，以便定期冲刷巷道进行防尘。同时在E21041下付巷开口处增设一道水幕，各运输机转载点处安装喷雾装置，随设备运行及时开启进行捕尘，达到降尘净化风流的目的。3、掘进工作面在施工期间，施工队必须采取对前方煤体进行超前注水，装运煤时洒水等综合防尘措施并且掘进工作面所有人员必须佩戴防尘口罩，加强个体防护。4、供水管路吊挂平直，加强巡查、维护，不得出现跑、冒、滴、漏水现象，保证阀门开关灵活。第三节 供电系统1、工作面简介及供电说明该工作面位于E21采区原E21061采空区以北，靠迎头50m使用溜子运输，后期巷道直线长度大于100m使用皮带运输，低于100m使用溜子运输。生产供电电源来自E21采区变电所22#馈电开关，风专电源来自E21采区变电所13#馈电开关和62#馈电开关，选用15kW2风机，采用双回路专用供电系统，确保生产正常。2、负荷统计生产线总功率为412.5kW，风专线总功率为30kW。 3、变压器选择根据移变二次侧实际负荷总容量选择:其中,Kx需用系数，0.6 COS加权平均功率因数,0.7变压器选择:Pe=255+440+37+30+5.5=342.5kWSb=PeKx/ cos=342.50.6/0.7=294kVA选一台KBSG-500/6/0.69型干式变压器作为E21041下付巷供电电源。4、电缆的选择按额定电流和额定电压选择660V电缆截面：IL=Pe 0.610001.732cos660=257A。由于线路长，负荷大，故选择两趟U3*70型电缆，2215A=430A257A满足要求。溜子额定电流为22.5A，故选择U3*16为其负荷电缆。5、计算电压损失660V供电系统的允许电压损失为Uy=690-66095%63变压器电压损失计算：已知：Ur=0.8 Ux=4.43 cos=0.7 sin=0.71 =Sb/Seb=294500=0.59 Ub(%)=(Urcos+Ux sin)( %)=2.2( %) Ub=690Ub(%)=6902.2 ( %)=15.2电缆压降的损失计算：Ul(%)=PLK%= 232.50.50.50.091%=5.3% Ul=UeUl(%)=6605.3%=35VU=Ub+Ul=15.2+35=50.2V63V满足要求6、各真空起动器,开关整定值后附该工作面供电系统图（附图）。第四节 运输系统（一）运煤系统1、运煤设备及其参数E21041下付巷掘进出煤前期使用SGW-30B刮板输送机出煤，后期使用SJJ-650胶带输送机出煤，SGW-30B刮板运输机与SJJ-650胶带输送机主要技术参数见表4-5、表4-6。表3-2 SGW-30B刮板运输机主要技术参数总长度运输能力宽度链速匹配功率速比80m80t/h420mm0.88m/s30kW24.54表3-3 SJJ-650胶带输送机主要技术参数运输能力运输距离胶带速度带宽功率电压机头外型尺寸高宽450t/h400m1.6m/s650mm40kW660V14001100mm2、装煤及运输设备的布置地点（1）前期，采用人工攉煤方式，通过SGW-30B刮板运输机将煤运出。（2）后期，皮带铺设后，仍采用人工攉煤方式，通过刮板运输机及SJJ-650胶带输送机将煤运出。3、设备的固定与延伸掘进工作面刮板运输机随掘进而延伸。要求延伸刮板运输机后必须立即打牢机头机尾压柱，机头的压柱不得打在减速机上，机头、机尾压柱使用两根。4、刮板运输机设备使用要求（1）铺设刮板运输机时，必须铺设平直。（2）在刮板运输机运输前，必须在机尾机头打上安全点柱。（3）刮板机的转载高度不超过0.5m。（4）应设专人管理SGW-30B刮板运输机，保证设备性能完好。5、胶带输送机设备使用要求（1）铺设胶带输送机时，必须铺设平直，托辊挂齐，最后一节H架与机尾必须采用专用伸缩连接杆连接好。（2）机尾必须安装护罩。（3）施工队应设专人管理胶带运输机，保证设备性能完好。6、运输路线：（1）运煤采用溜子和皮带运输。运煤路线：掘进迎头E21041下车场E21运输上山E21运输下山21运输下山21煤仓-15水平运输大巷主井煤仓平地煤场。（二）运料系统E21041下付巷掘进使用材料采用1吨矿车或材料车运输，机运队及准备队运至E21041下车场，卸车存放在E21041下车场内，并码放好。材料路线：地面副井底中央轨道下山-150水平大巷E21轨道下山E21回风上山E21041下车场掘进迎头。第五节 压风排水系统一、压风系统1、工作面所用高压风由32深部立井地面压风机供给，供风主管路采用4寸带法兰盘钢管，主管路沿32深部立井井底车场三水平大巷32轨道下山-150大巷E21运输下山E21运输上山E21041下车场，然后选用2寸带法兰盘钢管敷设至掘进迎头，为风镐、风钻等设备供风。施工队负责对掘进巷道的压风管路按施工进度及时进行延伸，并每隔100m预留一个压风三通阀门。2、使用压风的要求（1）工作面应至少设两处供风阀门，以便续接压风管。（2）压风阀门应缓缓加大，满足使用即可。（3）压风阀门开启前，应与工作面人员联系好，把压风胶管固定牢固后，方可开启，防止突然送风时压风胶管伤人。（4）工作面漏风应及时处理，工作面停止工作时应及时关闭压风阀门。二、排水系统1、排水系统（1）根据E21061工作面回采期间情况看，主要涌水来源于二1煤顶板砂岩水及底板水，因此掘进中无较大的涌水现象存在，但掘进后应做好掘进期间前方物探工作，防止老空区有异常涌水。预计本掘进工作面掘进时正常涌水量为0.5m3/h，预计最大涌水量为2.0m3/h。（2）E21041下付巷掘进为下坡巷道时，在迎头施工临时水窝，巷内铺设铁流水槽，然后采用水泵集中排至E21运输上山水沟内，然后自流至E21采区水仓内。 （3）巷道掘进时应随掘随铺设铁水槽，铁水槽滞后迎头的距离不超过30m。铁水槽规格：300300mm。 2、排水设计 （1）涌水量计算 正常涌水量 Qmin=24Q正/20=（240.5）/20=0.6m3/h 最大涌水量 Qmax=24Q大/20=（242.0）/20=2.4m3/h （2）扬程计算 E21041下付巷根据煤层底板等高线图，外段为下山掘进，里段为上山掘进，外段落差小于10m，潜水泵扬程均能满足要求。根据以上计算选择QBK30-32-5.5kW潜水泵一台。 最大涌水台数检验： Zm=Qman/Qe=2.4/30=0.08台1台，故选择水泵台数满足要求。 （3）排水管路选择 dp=（4Qe）/（3600v）1/2，其中管道流速v=2m/s 由上计算可得： 5.5kw潜水泵排水管径：dp=（430）/（36002）1/2=0.073m，根据以上计算可知，巷道铺设一趟2寸无缝钢管可满足要求，管路随着巷道掘进而延伸。3、排水路线排水路线：E21041下付巷掘进工作面E21运输上山E21运输下山E21采区水仓-150大巷-150水仓井底水仓地面。第六节 通讯与照明系统一、通讯为方便E21041下付巷掘进联系，在该工作面迎头向后50m处安装一部防爆生产电话，该电话应随掘进面的掘进而前移；在靠近工作面皮带机头和一部溜子机头各安装一部防爆生产电话，以加强工作面与调度室、值班室的联系。二、照明1、掘进过程中随着巷道的延伸，为保证巷道的工作光线，在巷内皮带机头地点安装防爆电光灯。2、个人照明采用双光源矿灯照明。为确保安全，通讯电话和防爆电光灯，要求施工队妥善保管，防止损坏。第四章 施工工艺第一节 支护设计一、施工层位概况E21041下付巷在E21回风上山以西，地面标高+217+227m，巷道标高-95-149m，埋深312376m,该巷以南2m为回采结束的E21061工作面，以东150m为正在回采的E21031工作面，下付巷施工层位在二1煤层内沿底施工，根据E21回风上山、E21运输上山及E21061上付巷实际揭露资料显示，施工层位为单斜构造，煤层赋存不稳定，煤厚111m，平均4m。该区二1煤层上部无伪顶，直接顶为砂质泥岩，平均层厚8.2m，老顶为灰色中粒砂岩，平均层厚18m，二1煤层下部直接底为砂质泥岩，平均层厚9m，老底为L7-8灰岩，平均层厚15m。二、支护设计根据临近巷道实际支护形式，我矿煤巷主要采用U型钢、坑木支护，岩巷主要采用锚喷、锚网喷、U型钢大棚距、U喷支护。1、E21041下付巷支护设计： 迎头煤厚小于0.8m时，采取棚距为0.8m的12.0U29型钢，配合编织网支护，采用五套拉杆联锁。迎头煤厚0.8m及0.8m以上，采用现有支护形式，即棚距为0.6m的12.0U29型钢支护，采用五套拉杆联锁。下付巷距离工作面切巷50m范围内及切巷采用9.4U29型钢支护，采用三套拉杆联锁。三、支护后应特别注意的事项1、施工过程中应加强地质资料的收集工作，地测科应及时提供地质预测预报工作。若出现异常地质情况应有生产科、安质科现场鉴定是否改变支护。2、施工队及时观测巷道变形情况并及时向有关部门进行通报。第二节 施工工艺及流程图1、施工准备、手镐、风镐或风钻打眼爆破掘进，人工架棚的掘进方式掘进作业；、完善通风系统和风水管路和出煤运料系统；、调整好刮板输送机；、根据生产技术科给定的开口位置、方向及坡度，在E21041下车场开始施工。2、施工方法（1）破煤半煤岩巷采用风钻打眼爆破法掘进。煤巷采用手镐、风镐掘进。（2）通风使用局部通风机，压入式通风。（3）装煤及运输爆破作业时，人工攉煤（碴），刮板运输机配胶带输送机运煤（碴）。手镐风镐作业时，人工攉煤，刮板运输机配胶带输送机运煤。3、施工机具的配备（1）FBD-NO6.0/215局部通风机2台。（2）防突煤钻1台。（3）YT-28钻机3台（2台工作，1台备用）。（4）G10风镐2台。（5）前期使用SGB-420刮板机运输机，后期使用胶带输送机。4、施工工艺（1）半煤岩巷爆破作业施工工艺岩石破碎段、及上煤下岩需要放小炮掘进，每眼装药量不超过0.5卷。正常施工严格按爆破作业图表规定的炮眼布置及装药量，钻眼爆破。现场情况有变化时，必须及时修改补充。巷道施工中，煤层变硬或松软时，爆破工可根据现场实际情况将装药量做适当的调整，以保证较好的爆破效果。半煤岩巷掘进工艺流程：交接班验线交接班安全防护措施敲帮问顶打眼爆破敲帮问顶剔顶、架U型钢梁前探梁临时支护刷帮、站腿装运碴、清理巷道卫生验收工程。（2）手镐、风镐掘进施工工艺掘进过程中采用手镐掘进，人工架棚的掘进方式，人工攉煤，刮板输送机出煤，“三八制”作业。煤巷掘进工艺流程：交接班验线（打注水孔、注水）掏梁窝挂梁临时支护出煤永久支护验收工程进入下一循环。 5、巷道过薄煤带、老空区时，必须提前制定专项的安全技术措施。第三节 各工序操作要求或注意事项一、交接班交接班必须由班组长在工作岗位上现场交接班，严格按照质量标准化标准进行验收交接，落实交接班制度，做到交质量、交任务，同时利用交接班时间对巷道顶部煤层进行充分超前注水，为顶板超前管理打好基础。二、爆破作业E21041下付巷在施工过程中局部煤层较薄，打顶打底时需要放炮爆破掘进。巷道打顶打底厚度小于0.3m时，只准使用风镐进行；巷道拉顶打底厚度大于0.3m且岩石较硬时，方可使用爆破方法进行。、打眼1、打眼工具采用采用YT-28型风动凿岩机打眼，钻杆长度：1.8m。2、爆破参数及爆破说明书 炮眼布置方式根据岩石原始而定，爆破作业时的炮眼布置三视图见附图所示，爆破说明书如表4-1、4-2、4-3所示。4-1爆破原始条件序号名称单位数量序号名称单位数量1掘进断面m213.54炮眼个数个132岩性系数f455乳化炸药卷133瓦斯浓度%0.026毫秒延期电雷管个13表4-2 炮眼布置及装药量名称序号眼数角度（）眼深(m)装药量封泥长度（m）雷管数爆序联线方式水平垂直卷/眼重量（kg）底眼1-5590900.811.00.65串联周边眼6-13890840.811.60.68合 计132.613表4-3 爆破指标序号项目名称单位数量序号项目名称单位数量1循环炸药消耗量Kg/循环2.65日进尺m3.62循环炮眼长度m10.46每立方米耗管量个/m31.63单位炸药耗量kg /m30.327炮眼利用率%754循环进尺m0.68日循环个数个63、打眼注意事项及操作要求（1）检查工作面煤层情况及顶板完好情况，有无残炮及其处理情况。（2）检查工作面空顶距离是否超过作业规程的规定，工作面的临时支护、永久支护是否合格。（3）敲帮问顶，检查工作面的顶、帮稳定情况。 （4）检查钻杆是否弯曲、畅通，若有问题必须及时更换。检查时不要把钻杆正对他人。（5）检查水管是否畅通，接头是否牢固。（6）打眼工、扶钻工袖口要扎紧，严禁带手套打眼。（6）扶钻工只准站在钻杆的一侧，身体远离钻杆。（7）打眼工和扶钻工都必须保证各自作业地点向外的退路畅通。（8）工作地点20m范围内风流中瓦斯浓度超过0.5时，严禁打眼。（9）先打开供水阀门，扶钻工用长柄工具稳住钻头(杆)，然后打眼工点动钻机。严禁用手握钻杆或用金属类器具稳定钻杆。（10）扶钻人员作业时，必须避开眼口方向，两脚前后分开踩在实底上。（11）当钻头平稳进入岩体一定深度，且钻头不致跳出眼口时，扶钻工即可离开钻杆，站到安全地方进行监护。（12）打眼工要用力扶住钻机手柄使钻头平稳进入岩体，按作业规程规定的方向、角度、深度打眼。作业时集中精力。（13）打下部眼时，要避开眼口方向，站在钻机一侧，双手握紧钻机手把，两脚前后分开踩在实底上，弯腰侧身打眼。（14）打眼时不得猛推，防止断杆、伤人与卡钻事故。（15）打眼不得与装药同时进行。（16）下列情况必须停止打眼：突然停风、停水（停风时必须立即撤出人员）；发现煤层出水、挂红、挂汗、酥软、水响、怪味、瓦斯或煤尘涌出量增加等异常情况。（17）若煤层出现出水、瓦斯涌出异常现象，要立即停止作业，但不得拔出钻杆，跟班组长立即向调度室汇报，并撤出人员。、装药及放炮1、装药起爆形式采用一次打眼，全断面一次起爆。2、爆破器材及材料爆破器使用MFB150-3型隔爆型发爆器；爆破母线必须使用铜芯绝缘线。MFB150-3型隔爆型发爆器的技术参数如表4-4所示。表4-4 MFB150-3发爆器性能指标参数单位数值参数单位数值引爆能力发150输出冲能A.mS12.0峰值电压V18002100供电时间ms4主电容量F403最大外阻920爆破材料采用煤矿许用毫秒延期电雷管起爆，规格型号为8号发蓝壳刚性引火头，采用炸药为三级煤矿许用乳化炸药，规格为：32mm/200g ，其最后一段延期时间不得超过130ms。不同厂家生产的或不同品种的炸药或电雷管不得掺混使用，不得使用导爆管或普通导爆索，严禁使用火雷管。3、装药操作要求及注意事项装药操作要求：装药前应熟知爆破说明书中规定的各炮眼的装药量 ，并严格按照作业规程规定的装药量进行操作。所有爆破人员，包括爆破工、送药装药人员必须熟练爆破器材和爆破材料基本性能及使用要求。装药顺序：装药的顺序是先下部后上部，炸药装完后，紧接装填炮泥，然后将脚线短路（如果尚未扭结短路的话）并将大部分线段暂时存放在眼孔内，到联炮时再将其拉出。(2)装药时应注意的事项：装药前，凡与装药无关的人员全部撤退出现场。装药前，放炮员必须清点所有的炮眼，检查炮眼是否够数，发现不够数或不合格炮眼，必须重打。必须打完眼才能装药，未打完眼，决不允许装药，打眼和装药绝对不允许在一个工作面内同时作业。打完眼进行装药时，也必须将打眼工具完全撤出工作面，才能装药，防止因电缆漏电而引发事故。非经放炮员允许，他人不得乱动炸药和雷管，尤其是雷管，绝不准别人上手，雷管箱要上锁，不得乱扔乱放，用不完的当班必须交回炸药库。装药时要边装药边检查每个药卷的情况，不能使用变质的炸药，变质炸药应拣出来返回炸药库处理。装药时，将各个药卷用木制炮棍送到炮眼底部，并轻轻的压紧，特别是起爆药卷，不应使其受到冲击。禁止一次装药分次放炮，严格执行“十不”装药制度和安全规程中有关装药放炮的规定。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。爆破材料箱必须放在顶板完好，避开机械、电气设备的地方。爆破时必须把爆破材料箱放到警戒线以外的安全地方。4、装药结构正向装药结构（附图后）。三、注水该巷向西掘进沿二1煤层底板施工，煤厚在111m，为防止掘进顶煤冒落，必须利用交接班时间对预掘进巷道顶部煤层超前充分注水，提高煤体的粘结程度，减少片冒的可能和几率。1、煤层注水设备采用型号为XR2B80注水泵，用19mm高压管配合注水。2、注水要求：通过钻孔注入压力水，使其渗透、扩散入煤体内部，人为地增加煤体的水分，增强煤体粘结性，减少巷道在掘进过程中煤尘的产生量和顶煤冒落的几率。3、注水系统：有矿井防尘管路系统、作业地点注水泵和封孔器及相关高压管路等附件组成。4、注水压力：不超过地层压力而高于煤层的瓦斯压力，一般单孔注水压力为2.5MPa3.0MPa。5、封孔采用直径42mm、长度11.6m的水力膨胀封孔器，深度不小于1.5m，确保封孔质量。6、注水钻孔位置及标准: 迎头设计3个注水钻孔，在顶梁下方0.51m处,布置一个注水钻孔，两帮卡缆处各布置一个注水孔，距帮0.5m，孔深5m。煤层倾角根据煤层厚度而定，倾角1030。7、注水效果：以巷道出现顶板淋水、相邻孔出水为准，每孔注水时间不少于2个小时，确保煤体充分润湿。注水后煤体水分为5-7%。四、临时支护形式1、临时支护的形式、材料及使用规定：（1）临时支护形式：“上梁器型钢U型钢梁编织网椽子”临时支护。（2）材料及规格：两根2.4m型钢前探梁作为临时支护，每根配合2套专用卡子，最大控顶距0.6m，最小控顶距为0。（3）前探梁使用具体规定如下：两根前探梁间的间距不得小于1.0m；前探梁必须紧跟迎头，卡子必须隔梁使用；前探梁卡子要用木鞋或木楔背紧背牢，防止松动造成巷道跑线。2、临时支护工艺要求（1）进行敲帮问顶，确认安全后，松掉前探梁卡子，人员站在永久支护下托起型钢前探梁前移，前移后架上U型钢梁，（2）掏好梁窝后及时在巷道迎头最前一架棚梁上安好前探梁专用卡子，要完全按正规作业程序使用。移动前探梁，托住需要架设的支架棚梁，前探梁与棚梁之间严禁垫木鞋。（3）铺好顶网，打好顶部椽子，按中线、三角线调整好U型钢梁的位置，再将已准备好的塑料网铺好联结好，用木楔背实背牢前探梁，中线至任一帮距离偏差不得超过规定。（4）穿前探梁时，必须有专人监护顶板及煤帮。操作人员必须保证各自的后路畅通（工作面10m范围内无障碍物）。3、 临时支护平面 、剖面见附图所示。五、支护工艺过程：（1）在所要架设的支架梁和柱腿上用粉笔分别打上梁中、搭接长度和卡缆安装位置的标识，以确保架设时准确迅速。（2）架棚前先用镢头将成形不完好的地方刷齐，使断面成形完好，以便架棚。（3）移动前探梁，并将其加固牢靠，然后上梁，上梁时，采用上梁器将U型钢梁缓缓升起至所指定位置，再次移动前探梁将U型钢梁托住，使用木鞋将U型钢固定好，并用铁丝将拱梁与前探梁进行联锁加固，严防拱梁脱落伤人，之后将上梁器伸缩臂收回。（4）待梁放正后，铺塑料网打椽子，要求塑料网均匀铺在棚顶和两帮，同时保持网与网搭接长度100mm并及时联网，联网间隔不得超过200mm，采用椽子背帮背顶，椽子间距以200250mm为宜。（5）待顶背好后，在前探梁的掩护下挖柱窝，待柱窝挖好后，将柱腿抬起放入挖好的柱窝内，要求两帮柱腿必须放正，不得前倾后仰，并支持住顶梁，达到高、平、齐的标准（即两柱腿要深度一致），同时拉中线及三角线进行校正，确认无误后，方可用卡缆稳固好棚腿。（6）待柱腿站好后，及时上好卡缆，并立即上拉杆加固棚子，再检查卡缆的上紧力，然后用椽子打帮。（7）待帮顶背好后检查：搭接长度 卡缆间距 U型钢棚间距（即棚距） 卡缆上紧力 支架迎山 背帮背顶、联网 中腰线、三角线。五、主要材料消耗表 该巷道前480m主要采用12m2U29型钢支护，断面积：S净=12m2，S毛=13.5m2；距切巷50m主要采用9.4m2U29型钢支护，断面积：S净=9.4m2，S毛=10.8m2。丁字口及十字头采用L梁配工字钢支护，另行制定专项措施。表4-5 主要材料消耗表序号项目单位数量12.0U9.4U1U型钢支架架/m1.71.72塑料网m架98.43拉杆根/架534卡缆套/架665椽子根/架36306小卡缆套/架31第四节 工程质量要求一、支护材料要求（一）质量保证项目1、支架及其附件的材质和加工质量：必须符合12.0m2U29型钢（9.4m2U29型钢）设计要求。2、支架装配附件：要求支架构件必须齐全，附件齐全螺纹部分有防锈油漆。3、帮顶必须用椽子、双抗网背实，其支护材料要求:双抗网规格为 7501000mm椽子规格为 6080800mm 木鞋规格为 300200100mm撑木规格为 4040400mm（二）基本项目1、净宽：12.0m2U型钢支架净下宽4.2m，9.4m2U型钢支架净下宽3.5m，允许误差为中线至任何一帮：优良品0100mm,合格品-30100mm。2、净高：12.0m2U型钢支架净高为3.1m, 9.4m2U型钢支架净高为2.8m,优良品-20100mm,合格品-30100mm。3、水平巷道前倾后仰：优良品不超过0.50，合格品不超过10。4、倾斜巷道迎山角：倾斜巷道的迎山角为巷道坡度，支架迎山角（）是按照巷道倾角（）来计算的，一般迎山角等于倾角的1618即：（1618）由于巷道坡度在掘进过程中有一定起伏变化，所以在巷道的掘进过程中应根据以上公式和巷道的倾角（）来计算实际的支架迎山角（），进而作相应的调整。允许误差为：优良品不超过设计0.50，合格品不超过10，严禁退山。5、铁拉杆位置、数量：12.0m2U型钢支架巷道，支架之间采用5根扁铁拉杆进行联锁；一套在支架拱脊部，左右两帮下卡缆螺栓上各一套，卡缆以下1.5m处各一套。9.4m2U型钢支架巷道，支架之间采用3根扁铁拉杆进行联锁；一套在支架拱脊部，左右两帮下卡缆螺栓上各一套，撑木必须打紧打牢，并与邻棚打成一条直线。不符合设计要求的不超过两处。6、背帮、背顶：用塑料编织网配合椽子护帮顶，要求网搭接100mm，并每隔200mm联网一处，联网蔑用塑料网蔑一分为二，保证联网质量，梁头处须包裹，严禁漏帮漏顶；棚腿两帮从底板起至1000mm内不打褙木，不能出现空顶及大网兜现象。椽子用长度800mm，直径不小于6cm的粗椽子，12m2U型钢每棚数量36根（9.4m2U型钢每棚数量30根），要求椽子顺直均匀。7、柱窝深度：柱窝要挖到实底上，深度为200mm，柱下加垫木鞋，规格为300200100mm。8、设备铺设：刮板输送机铺设要平、稳、直，构件齐全，机头、机尾固定可靠，并且有点柱。9、风筒吊挂整齐，不漏风、不落地、风筒口距迎头距离不大于5m。 （三）允许偏差项目1、搭接长度：设计350mm，允许误差-30mm。2、耳间隙：允许的间隙：015mm。3、卡缆螺栓扭矩：扭矩不小于260Nm。4、支架间距：设计600mm，允许误差50mm。5、支架梁扭矩：允许误差小于或等于100mm。6、卡缆间距：30mm，允许误差30mm。（四）可缩性支架支护巷道质量标准表4-6可缩性支架支护巷道质量标准序号检查项目质量要求及允许误差检查方法及说明合格（mm）优良（mm）保证项目1支架及其材质和加工质量必须符合设计要求和作业规程的规定检查出厂合格证和试验报告，并现场实查2支架装配附件附件齐全，螺纹部分有防锈油漆现场观察实查3褙板和充填材料和材质、规格必须符合设计要求和作业规程的规定检查出厂合格证合试验报告，或现场实查基本项目1净宽主要巷道0+1000+80检查每个检查点前两架支架，挂线尺量检查一般巷道-30+1000+100无中线巷道-50+1000+1002净高主要巷道-30+1000+100一般巷道-30+100-20+100无腰线巷道-30+100-20+1003水平巷道前倾后仰1（1m垂线不大于17mm）0.5（1m垂线不大于9mm）查检查点前一支架一侧得到立柱，用半圆仪紧靠与底板构成锐角的支柱侧面量测迎山角=90半圆仪读数4倾斜巷道迎山角不超过设计+1，不得退山不超过设计+0.5，不得退山查检查点前一支架一侧得到立柱，用半圆仪紧靠与底板构成锐角的支柱侧面量测迎山角=斜巷设计角度（90半圆仪读数）5撑（拉）杆和垫板的位置和数量不符合设计要求的不超过两处均符合设计要求查