12704风巷掘进作业规程.doc

12704风巷掘进作业规程第一章、概况第1节 、工程概况1.1工程概况 1.1.1巷道名称:12704回风巷。1.1.2巷道用途: 12704采面上隅角瓦斯抽放、通风、行人。 1.1.3工程量:巷道掘进进尺592m。 1.1.4工期安排:开工时间:2013年7月下旬，按每月100米计算;需六个月完工,预计2014年元月下旬竣工。 1.1.5巷道长度与服务年限:设计巷道为592m;服务年限约为1年.第二节 编制的依据12编制的依据 1.2.1 12702运输巷掘进地质说明书; 1.2.2 煤矿安全规程； 1.2.3 煤矿安全操作规程； 1.2.4 鑫安煤矿年产15万吨矿井整合设计方案；1.2.5 井巷矿压观测相关资料;第二章 巷道相对位置及地质情况第一节 巷道相对位置及邻近采区2.1.1巷道与地面相对位置该巷道开口处底板标高为：1385.944m,预计巷道终点处底板标高为：1406m；该巷道穿越的地形总体特征为西高，东低，工作面对应范围内地面标高在+1460-1530m之间；设计巷道布置范围内地表无建筑物及河流、公路等公共建筑设施，巷道与地表的最大落差为：145m，最小处落差为：71 m；对地表无影响，平均埋藏深度为108米。2.1.2巷道周边采掘情况2.2.1本煤层采掘活动情况 12704回风巷开设在M27煤层中，位于矿井一采区西翼，北起12702运输巷专用回风巷，南至井田边界线，上部为12702运输巷及已采12702空区段，下段为未开采区域。第二节 地质情况 2.2.1区域地质区域地层关系由新到老分别为：第四系，三迭系、二迭系；巷道布置在二迭系上统龙潭组二段当中，总厚在229米左右；矿区无大断层；局部有效构造。此次设巷道布置在矿区的东部，而东部地层走向为南北向，倾向为100度左右，倾角在23-28度之间，根据整合前煤矿实际揭露情况分析，该区域地质构造程度为中等，无大的断层落差，对巷道施工影响不大。2.2.2区域水文地质1）由于该工作面布置在矿区南部，且开采煤层为二迭系上统龙潭煤组的M17煤层，上覆地层龙潭煤组和飞仙关组地层均为弱含水层，水文地质条件较简单，对该巷掘进影响不大，巷道在掘进过程中不受水害的威协。上方有12702运输巷和已采采空区,其采空区低凹处积水可能渗入至掘进巷道，因此在掘进过程中，应加强探放水和排水工作。2）巷道地表对应处无河流及泉水点与落水洞等，故对其掘进过程无影响。2.2.3煤层开采技术条件1）顶、底板条件 M27煤层的伪顶为泥岩厚约20厘米，一般随煤而落；直接顶为中厚状粉砂岩厚约1至1.5米，老顶为中粗粒状砂岩厚约7.4米左右；底板为碳质页岩和粉砂岩，遇水易膨胀；老底为粉砂岩。2）煤层赋存条件 该煤层为黑色、颗粒、份状、略有光泽，断口不平整，线理或细条带结构，半暗型煤。根据该区域煤层揭露情况分析，该巷在设计范围内煤层厚度较稳定，其煤厚在煤层厚度1.4-2.4 m，平均1.8 m，倾角20-32，平均26。3）煤质 该煤层的视密度：1.48T/m3 ，灰分：12.39%,挥发分:8.16%,硫分:1.85%,发热量：31.96MJ/Kg;属低灰、中硫、高发热量煤质。（附图1：煤层综合柱状图）4）瓦斯预计该巷道瓦斯绝对涌出量为0.908/（二氧化碳1.62m/min），相对涌出量为19.253/t（二氧化碳4.32m/t），属高瓦斯矿井按煤与瓦斯突出矿井管理。5）其它M27煤层煤尘无爆炸性，属类不易自燃煤层。第三章 巷道布置及支护设计与支护工艺要求第1节 巷道布置3.1.1巷道布置1）12704回风巷开设在M27煤层中，位于矿井一采区西翼，北起12702运输巷专用回风巷，北至井田边界线，上部为12702运输巷及已采12702空区段，下段为未开采区域。巷道以-19倾角，188方位掘进揭煤。揭煤后按188方位角沿煤层顶板掘进成巷。2)设计巷道断面为梯形断面：上宽2.4米,下宽2.8m，中高2.2米;设计巷道净断面:5.94平方米.(附图2:巷道布置图、断面图)第二节 支护设计3.2.1锚联网永久支护设计 1)顶锚杆通过悬吊理论作用，达到支护顶板效果的条件，应满足：LL1+L2+L3式中L锚杆总长度，m；L1锚杆外露长度（包括钢带、托板、螺母厚度），m；L2有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b）;L3锚入岩（煤）层内深度，m。其中围岩松动圈冒落高度 b= =(1.85+2.40.122)/4=1.07m式中B、H巷道掘进荒宽、荒高； 顶板岩石普氏系数； 两帮围岩的似内摩擦角，=。L=1.07+0.1+0.4=1.57m;实际操作时取锚杆长度为2.0米,大于理论计算值1.57米. 2 )校核顶锚杆间、排距：应满足 式中锚杆间、排距，m； 锚杆设计锚固力，kN/根； k安全系数，一般取2；（松散系数）L2有效长度（顶锚杆取b）;岩体容重a=1.25m;实际锚杆间距取值:0.8m,小于计算理论值. 3)锚杆直径: mm 式中P-单根锚杆的设计锚固力，110KN；P1-为螺纹钢的屈服强度，350Mpa根据以往经验，结合计算取锚杆直径为20mm总结:根据以往同类煤层顶板支护的成功经验及岩性和用药量类比，该巷采用锚杆+锚索+钢筋网支护，锚索间排距正常情况下为1400mm1400mm，特殊情况下，锚索间排距可改为800mm800mm；锚杆间排距为800mm800mm；锚索规格为15.24mm、L6000mm，锚杆规格为20mm、L2000mm，锚杆每眼用2节药卷，锚索每眼用4节药卷，药卷型号为K2335，规格为23mm350mm;(附图3：支护设计断面图) 3.2.2临时支护设计1）采用两根长为4000 mm的10#工字钢用金属吊环、螺帽与锚杆连接，排距为1500mm；工字钢梁插入吊环内。2）前方用两根方木垂直于工字钢方向并用板坯等辅助材料在前探梁上接顶。工字钢梁随巷道前进而前移。（具体见附图4：临时支护平面图）第三节支护工艺要求3.3.1锚杆（索）安装要求1、锚杆安装要求：（1）、锚杆间排距为0.8m0.8m；（2）、锚杆外露长度从托板算起不大于50mm。锚固力：顶锚杆不小于70KN，帮锚杆不小于30KN，螺母扭力矩：顶锚杆不小于100N*m。（3）、顶锚杆角度不小于:85，帮锚杆垂直巷帮布置。（4）、顶帮药卷均使用树脂药卷，每孔使用两根药卷。安装锚杆时将锚固剂用锚杆体顶住送至孔底，启动搅拌器，边旋转搅拌边匀速推进到孔底，搅拌时间1525s（快速型树脂锚固剂）。搅拌停止后，等待90180s，卸下搅拌器上托板、拧紧螺母。（5）、锚杆间排距误差不超过50mm。（6）、顶锚杆孔深为2.0m，打顶锚杆使用MQT-120锚杆钻机，钻头使用0.028m的羊角钻头。（7）、帮锚杆孔深为2.0m，打帮锚杆使用7655风动凿钻，钻头为0.028m的羊角钻头。打好眼后，掏净岩粉，必须使用风动板手紧锚杆。（8）、顶帮锚杆均采用边掘边锚，即由外而里，不得滞后；必须按照“先控顶、后控帮”的原则进行操作。2、铺联网要求：顶网长边垂直巷道中线铺设，帮网顺巷铺设，相邻网必须对接，逢勾必联。3、锚索支护要求：（1）、锚索支护形式为双排锚索跟紧锚杆支护。锚索间排距为1.6m1.6m，交替迈步布置；（2）、打锚索使用MQT-120型风动锚杆钻机，打眼前先送水后开钻，严禁无水开钻，推力要适当，严禁突然升高钻杆。（3）、锚索眼深5.2m，药卷搅拌时间按药卷使用说明书，严禁随意截短药卷或钢绞线。（4）、锚索承载能力应在230KN以上，张拉预紧力为120KN。（5）、锚索应尽量与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置，外露长度不超过0.20m。（6）、锚索施工滞后掘进工作面最大不超过5m，如遇顶板节理发育、松软、压力大地段加密锚索布置，并紧跟迎头支设。（7）、锚索预紧时，必须用张拉千斤顶。3.3.2支护工艺及要求(一)、锚杆支护工艺及要求1、进行敲帮问顶用长柄工具从外往里处理顶帮活矸前移前探梁开始吊联顶网打顶锚杆每打一根上好托板紧固螺母用扭矩扳手检查扭力矩是否合格打起顶锚杆后打帮锚杆。2、锚杆间排距按设计要求进行布置，扭力矩和锚固力达到要求。3、锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。4、岩体锚杆眼必须用扫眼器将眼内岩粉扫净。5、锚杆带托板要贴紧岩面。6、准备4台锚杆机，其中2台备用，2台平行作业。（二）、锚索支护工艺及要求1、准备工作：点眼、打眼上药卷安装锚固锚索，上托板用千斤顶预紧锚索用切割器切掉锚索外露超长部分。2、搅拌器一定要插入钻机底，锚索要插进搅拌器底部，注药卷过程中要专人护住锚索，以防甩脱锚索发生伤人事故。3、锚索锚固后，及时上托板预紧。4、张拉时，千斤顶应与锚索保持同一轴线。5、手动泵操作人员应缓慢升压，严禁高压换向。6、如巷道较高时就架设长凳子。第四章 工程质量控制第一节 巷道工程质量控制4.1.1巷道工程质量控制 1）巷道中线至两帮距离误差应控制在0100mm;（设计为1750 mm） 2) 巷道中高误差应控制在0150mm;（设计中高为1150 mm） 3）水沟误差应控制在+、-30 mm（设计水沟为宽300 mm，深300 mm；4.1.2锚杆支护工程质量控制 1）株排距应控制在正负50 mm；（设计为800800 mm） 2）孔深应控制在050mm mm，（设计为2000 mm） 3）外露长度应控制在50； 4）锚杆角度应控制在80度； 5）锚固力应控制在大于60KN； 6）一个循环内锚网距工作面距离100 7) 锚杆抗拔力大于50KN；4.1.3锚索支护工程质量控制 1）株排距应控制在正负100 mm，（设计为14001400 mm）2）孔深应控制在050mm ，（设计为6000 mm） 3）外露长度应控制在200； 4）锚索角度应垂直巷道轮廓线；5）锚索承载能力应在230KN以上，张拉预紧力为120KN。第五章 施工工艺第一节 施工方法与工序5.1.1施工方法与工序1）施工方法:采用风钻打眼，15段煤矿许用毫秒电雷管和3煤矿许用乳胶炸药爆破，锚联网为永久支护，前探梁为临时支护；2）主要工序:交接班、危岩处理、检查瓦斯、打眼、检查瓦斯、装药连线、检查瓦斯、爆破、通风、检查瓦斯、危岩处理、临时支护、出碴、永久支护、交班等。第二节 爆破作业5.2.1爆破作业一、掏槽方式为：菱形掏槽法。1、炸药、雷管：使用三号煤矿许用乳化炸药、矿用毫秒延期电雷管，电雷管必须编号。2、装药结构：正向装药结构。3、起爆方式：起爆使用MFd100型发爆器，煤、岩分次全断面一起爆，联线方式为：串联。4、采用先抽煤后抽岩的先后顺序，对煤、岩实行分次打眼、分次装药、分次爆破。5、正向装药示意图6、炮眼布置三视图（附图5）7、爆破作业说明书（附表1）8、爆破流程图表放炮前瓦检员测气班组长申请装药瓦检员测气爆破工组织装药连线瓦检员将放炮命令牌交给放炮员班队长将放炮命令牌交给瓦检员放炮员将警戒牌交给班队长并布置警戒放炮合格后，三牌各归原主撤回警戒班组长、瓦检员、爆破工检查验放放炮员发出放炮口哨后10秒开始放炮放炮后瓦检员测气第三节 装载与运输5.3.1装载与运输方式 1、装载方法：分前后两个时期进行前期为全矸石期工作面矸石分次由人工攉至延伸到迎头的40T溜子，然后经转载溜子转运到矸石充填巷道。材料通过副井和12运输石门轨道，由矿车或材料车进行人力推车和绞车运输至工作面。后期全煤后工作面煤由人工攉至延伸到迎头的40T溜子， 通过皮带机输送至煤仓后由主皮带运输至至地面。材料通过副井和12运输石门轨道，由矿车或材料车进行人力推车和绞车运输至工作面。5.3.2运输设备的铺设及安全设施1、轨道的铺设：利用现有的12轨道石门及运输石门轨道作为材料运输。另铺设12702运输巷轨道作矸石充填运输。2、带式输送机与溜子的铺设：(1)、皮带输送前期采用绞车提升，揭煤后煤巷掘进掘进头采用溜子。机头、机尾距巷帮距离不小于0.7m，辅设时要放线辅设；皮带或溜子的搭接处要有“回煤坑”工作面溜子与皮带安装要保持一条直线或斜交直线，但交角不能过大。3、提升运输安全设施安装12704回风巷交叉口与12702运输巷间必须安装一组正反向通风设施。溜子的机头、机尾要安装可靠的压车柱。绞车必须打上可靠的压柱，防跑车和跑车防护装置必须齐全。第四节 管线及轨道敷设5.4.1各类管线、运输设施的布置及要求1、风筒、风管、水管、电缆按巷道断面图布置。2、风筒吊挂靠巷道的左上帮，顶锚杆外端吊挂、做到逢环必挂，风筒距迎头不大于5m。3、风管、水管用铁丝捆绑在左帮帮锚杆上直径分别600和500mm，每隔35m捆一道，悬挂高度不低于0.5m，距工作面不超过20m。4、各类电缆必须悬挂在巷道顶部，中线偏左1.2处的钢角线电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆。5、信号、监控等低压电缆要挂在另一条钢角线的电缆钩上，两条钢角线之间平行间距不小于300mm.6、瓦斯抽放管布置在巷道的右下角，距巷道底部必须高于30公分，采用3寸的PVC管。第五节 设备及工具配备5.6.1见设备及工具配备表，如下：序号名 称型 号单位数量备注1带式输送机SDJ-600部22刮板输送机SGW-40部23绞车4锚杆钻机MQT-120台45风钻7655台26局部通风机FBD-2*11KW台27移变8控制开关BKD-400台69馈电开关KBZ-400311综保ZXZ-4台112电话部113激光指向仪114锹把1215镐把816锤把217风泵台218风筒600*10m节500米第六章 生产系统第1节 通风系统6.1.1通风方法与通风系统布置1）该工作面采压入式通风方法；2）新风：副斜井 12运输石门 局扇及风筒 12704风巷 工作面 。 3）泛风：工作面 12704风巷 专用回风巷总回风巷 地面（附图7：12704风巷通风系统图）6.1.2工作面风量分配计算与局扇选型 1）风量计算掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、炸药消耗量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等分别计算并取其中最大值。1、按瓦斯绝对涌出量计算Q掘 = 100qk式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，（m3/mim）； 100单位瓦斯涌出量配风量；q掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，（m3/mim）；k掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观测的结果确定（掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比）。通常工作面k=1.5 Q掘 = 1000.9081.5 =137m3/min按掘进工作面最大人数计算Q掘 = 4n式中：n 掘进工作面同时工作的最多人数，取12人。 Q掘 = 412=48m3/min3、按炸药消耗量计算Q掘25A =255.1127.5m3/min式中：Q掘掘进工作面风量， A掘进工作面一次爆破取最大炸药用量，取3.75kg。 25每1kg炸药爆炸不低于25 m3 的配风量。 4、风速验算 根据上述计算结果，选取最大风量Q=137 m3/min代入下式进行验算。VS掘Q掘240S掘 =154.6 Q掘2404.6 =69 m3/min137 m3/min1104m3/min式中：V按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数； 240按掘进工作面最高风速4m/s的换算系数； 15按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数；S岩掘 岩巷掘进工作面的断面积，4.6m2 。5、风量配备Q掘= qK=1371.2=164.4 m3/min， K-不均衡系数。掘进工作配备180风量。（二）、风机、风筒选型1、经过计算并验算可知，工作面需最大风量为200m3/min，选用211KW对旋式FBD-NO5.6型局部通风机（额定吸风量460 -280 m3/min），选用600胶质阻燃风筒，满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。2、局部通风机安装在12运输石门附近新鲜风流中。3、进风：新鲜风从局部通风机胶质阻燃风筒工作面。4、回风：工作面12704回风巷回风斜井地面。（三）、瓦斯监测系统（见瓦斯监测系统布置图）1、光学瓦检仪和便携式甲烷报警仪的配备和使用：（1）、安质科必须设瓦斯检查员，每班用光学瓦检仪检测3次，并填到牌板上，做好记录。（2）、当班的组长下井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范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作，进行处理。（3）、机电工在井下担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，达到0.8%时，不得通电或检修。2、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：（1）、距迎头不大于5米处设置一台甲烷传感器；回风口向里10-15米处设置一台甲烷传感器，巷道瓦斯传感器报警浓度为0.7%CH4，断电浓度为0.8%CH4，复电浓度为0.7%CH4，断电范围为12703回风巷内全部电气设备、（2）、甲烷断电仪传感器安设在距迎头小于5m的巷道的上方，垂直悬挂，距顶板300mm，距巷帮200mm风筒异侧。（3）、甲烷断电仪传感器电缆及通信、信号电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。第二节 压风及压风自救系统6.2.1压风本工作面风源来自地面工业广场压风机房，该机房安装GA110-8.0型压风机2台GA110-7.5型一台；承担井下各工作面用风。本工作面是通过副井至10802石门至迎头支管路。压风设备技术参数表序号设备名称型 号数量(台)管径(mm)风压(MPa)安置位置敷设方式1压风机GA110-8.GA110-7.52115087.5地面固定6.2.2压风自救 1）安装要求：工作面往外每隔50米应按装一组压风自救装置，同时具备不少于5人的自救袋； 2）技术要求：（1）压风自救装置应具有变径、减压、节流、消噪声、过滤和开关等功能。（2）压风自救装置的外表面应光滑、无毛刺，表面涂、镀层应均匀、牢固，零、部件的连接要可靠，不得存在无风、漏风或自救袋破损长度超过5mm的现象。（3）压风自救系统适用的压风管道供气压力为0.30.7 MPa，在0.3 MPa压力时，每台压风自救装置的供气量不少于100150 Lmin范围内。（4）压风自救装置工作时的噪声不得大于85 dB(A)。（5）12704回风巷压风自救系统的支管路规格不小于：50mm。6.2.3避难硐室 1）设置要求：12704回风巷设计长度592米左右，距离过长，因此， 12704回风巷掘进到200m时，设避难硐室一个，避难硐室不得少于10平方米； 2）技术要求： （1）密闭门两道间距为2米,中间要有宏吸排管; （2）内有座椅、食物、水柜、药品、自救器、氧气瓶、压缩空气管路。（附图8压风自救系统图）第三节 综合防尘6.3.1防尘管路铺设防尘管路每隔50m设一个三通阀门，管路的接头、三通不得有漏水，三通阀门必须上手轮，手轮必须安在人行道一侧。6.3.2净化水幕 1）距迎头50m范围内安装一道净化水幕。 2）净化水幕的连接：所有净化水幕的连接是：阀门过滤器净化水幕。阀门及所有连接处不得有漏水。 3）净化水幕水管：(1)、水管的长度不得小于巷道宽度20cm；(2)、水管要安装在距顶板不超过30cm的位置；(3)、水管的两端各安装一个喷嘴，其余喷嘴间距3040cm。 4）喷嘴的方向：(1)、净化水幕喷嘴方向与风流相反；(2)、喷嘴方向要略向下，与巷道顶板基本平行。6.3.3转载点喷雾1）所有运输巷的转载点都必须有喷雾设施，连接喷嘴设施时，必须连接阀门、过滤器、喷雾设施、管路接头，三通不得有漏水，阀门必须安装在人行道侧。2）喷嘴高度安在距转载点4050cm、宽度20cm位置，而且喷嘴必须正对转载出岩点。3）所有喷雾必须呈雾状。6.3.4巷道冲洗与个体防护等1）工作面的巷道要保持湿润，走路时煤尘不飞扬，巷道口的水管、风管、风筒、电缆、迎风风面的粉尘厚度不得超过2mm、堆积连续不得超过5m。2）坚持炮后洒水装煤、岩；3）每旬应进行一次粉尘测定；4）戴防尘口罩打眼；6.3.5隔爆水袋安装标准1）每组隔爆水袋的总量不得少于2400L；按40L一个计算，每组需安装60个；2）每排间距为1.3米,每排安装3个;总长度不得低于30米;3)掘进工作面隔爆水棚距掘进迎头的距离：首排水棚距掘进工作面迎头的距离必须保持在60200米范围内。4)水棚的水袋应采用“S”钩悬挂式横向（长边垂直于巷道走向方向）安装。5)水棚距离顶梁（顶板）、两帮（支柱）的间隙不得小于100mm，距巷道轨道面不小于1.8m；棚组内的各排水棚的安装高度应保持一致。6)水棚应设置在巷道的直线段内，与巷道的交岔口、转弯处、变坡处之间的距离不得小于50m，严禁安装在巷道局部挑顶的地点。7)所有隔爆水棚挂钩要做到整齐，不脱钩，角度在30-60度之间。8)隔爆水棚实行专人挂牌管理，牌板由通风科负责提供，各施工单位到通风科领用牌板后负责牌板的悬挂、填写和维护。9)各施工队队要按规定距离挪移隔爆水棚，及时补充水袋水量，保持水袋满足水量要求。第四节 防灭火 6.4.1防灭火1）工作人员严禁携带烟火及点火物品下井，严禁穿化纤衣服下井。2）严禁带电检修和搬迁电气设备，电气设备严禁有失爆现象。3）距迎头50m处安设2个灭火器，皮带机头至少各备有2个灭火器和1个砂箱4）供水管路每隔50m拨出一个三通，并安设闸阀。5）。井下使用的油脂必须存放在盖严的铁桶内。用过的油脂必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱扔。严禁将剩余的油脂泼洒在巷道或硐室内。6）井下使用的油脂必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的油脂必须运回地面，严禁在井下存放。7）保持良好的通条件，防止内因火灾发生。8）如迎头或巷道内着火时，根据着火灾情况，应首先采用直接灭火方法，如用灭火器、用水扑灭等，在直接灭火过程中，一般不得改变火区的风流方向。直接灭火不能取得有效灭火效果时，为防止火势发展，应采取封闭隔绝灭火；封闭火区前，必须根据火区的瓦斯、一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。第五节 安全监控6.5.1 安装设备矿井装备KJ90-NA主监控系统，12704回风巷工作面安全监控探头安装于一台KJ90-F16A监控分站上，掘进工作面迎头安装瓦斯传感器T1 、回风流距回风口1015m位置按扎U你个T2（传感器型号KG9001C）和馈电断电仪、温度、CO传感器。6.5.2 安装位置及传感器设置1、瓦斯传感器垂直悬挂在支护良好无滴水的巷道顶板下不大于200毫米处，且距巷邦不小于300毫米，并挂牌管理；2、瓦斯传感器T1位于12704回风巷工作面风筒出口的另一侧，距风筒子出口不大于5米，报警浓度为大于等于0.8%，断电浓度为大于等于0.8%，复电浓度为小于0.8%，断电范围为掘进工作面巷道内所有非质安全型电气设备。3、瓦斯传感器T2、温度、CO传感器位于12704回风巷工作面巷道内，距全风压回风口10-15m范围内，报警浓度为大于或等于0.8%，断电浓度为大于等于0.8%，复电浓度为小于0.8%，断电范围为掘进工作面巷道内所有非安全型电气设备。4、监控分站根据工作面供电设置，分站电源使用位于新鲜风流中的掘进工作面总动力开关的电源侧；断电反馈器的电源线接在掘进工作面被控开关的电源侧，控制线接在工作面被控开关的2号线接线柱和地线接线柱上，反馈线接在被控开关的负荷侧。6.5.3 施工过程及施工安全措施1、安装前将瓦斯传感器的零点、灵敏度、报警点、断电点、复电点必须进行调试，只有经调试合格后方准下井安装。2、在安装瓦斯传感器和断电仪时，相关地点的动力电应全部停掉，挂好停电作业牌，并设专职停、送电负责人。安装结束后必须检测分站、断电仪及瓦斯传感器的运转情况，必须在全部功能均能实现后方可结束安装.3、监测工必须经过监测和通风专业的培训，经考核合格，并取得相应资质的合格证方可从事本项工作。4、严禁带电安装、带电检修、带电移挪电器设备，严格执行停电、放电、验电等正规操作程序。坚决执行谁负责停电、谁就负责送电原则。5、在安装分站及断电仪时，要杜绝电气失爆，并保证电气设备的完好，定期对电气设备的完好情况进行检查，保证台台完好。6、监控电缆敷设在施工单位所使用信号电缆上方，距离不少于0.3m，平行吊挂。7、安装二日后，必须使用标准的气样对传感器的零点、灵敏度、报警点、断电点、指示值重新进行调校，不合格的必须更换，必须安装高、低浓度传感器。8、以后每隔7天进行调校一次。9、每天下井人员必须对井下的设备进行维护和保养，保证设备的正常运转。分站电源要上架，并安设接地线，实行挂牌管理。10、通风部门负责安装、调试、维修井下所有监控设施，交由所在施工单位使用和保护。11、工作面若需要放炮前，由放炮员或瓦斯检查员负责将瓦斯传感器挪至安全地点，放炮后再挪至原位置。12、工作面补锚时，必须对监控设施及监控线路进行妥善保护，如有损坏，要及时汇报，由通风部门派人维修。13、工作面进行洒水降尘时，严禁将水洒向监控设施。14、进行巷道修护时，必须采取保护监控设施的措施，15、已安装好的监控设施，施工单位需要移挪电器设备时，涉及监控设施时必须提前两天与通风科取得联系，否则任何人不得随意移挪监控设施。16、通风部门负责每7天对工作面瓦斯传感器进行一次瓦斯超限断电试验。第六节 供 电6.6.1 供电设备布置1）该头的供电来自地面变电站，主设备开关布置在12运输石门内，供电电压采用660V，电气设备的类型均选用矿用隔爆型；2）12704回风巷有一台总馈电开关：-450KBZ-400；和一台断电馈电开关，两台局扇开关型号：BKD-350；一台皮带开关型号：BKD-350，一台溜子开关型号：BKD-80，一台水泵开关，一台信号综保开关，一台煤电综保开关；设备运行总负荷为：220KW。（附：掘进供电系统图）第七节 排水6.7.1 排水系统布置 1）根据地质资料提供本工作面前方有老窑积，因此巷道有迟到透水及涌水可能，必须加强巷道在掘进过程中的探放水与排水工作。2）工作面涌水通过12704回风巷水沟自流至临时水窝后再采用风泵排至总回风井再自流至井底水仓。3）井底水仓泵房共有三台排水泵，一台工作、一台备用、一台检修；有两路连通的直径为8寸的排水管路直达地面；可实行矿井一级排水。4）水泵功率为110KW ，排水量：250m3/h,杨程：300米。第八节 照明和通讯6.8.1通讯 矿井安装一部内部程控电话交换机，距该工作面30至50米处安装一部防爆电话，井下各工作面与避难硐室都安装一部防爆电话；且相互都能互通并矿调度室相通；井下各作业地点与主要场所都安装电话，且矿井现实了综合自动化信息平台。第九节 瓦斯防治6.9.1. 瓦斯抽放1）该巷道采取迎头抽放方法，每隔60米必须左右布置迎头钻场；（具体钻孔设计由通风部门另行编制）。2）该巷道抽放支管由总回风道起，通过12704回风巷回风绕道延伸至工作面；3）抽放管布置在该巷道的左上帮，距顶板300mm位置，掘进结束作为采面上隅角抽放管用，管径为150mm。4）敷设管路时必须采用吊挂稳固；5）管路法兰盘中间必须安设胶皮垫，且胶皮垫的厚度不小于5mm。6）管路铺好之后，必须进行漏气检验。7）采取“边打边抽”方法，施工好一个钻孔后，要立即接入主支干系统，进行瓦斯抽采。8）抽放系统的放水器、测压、测流量，测瓦斯浓度装置必须齐全；9）瓦斯抽放工程的施工，必须严格按设计进行，钻孔角度误差不得大于0.5，钻场位置误差不得大于正负2米，开孔要园滑、终孔必须打到设计位置。10）井下抽放系统各观测点，至少每十天进行一次全面观测，其主要内容包括：观测时间、地点、瓦斯浓度、负压、流量、观测人姓名等，井下观测要做到观测牌板，观测记录，观测报表“三对口”。11）下每个钻场或钻孔必须实行挂牌管理，其内容包括：施工日期、钻场或钻孔编号、孔深、封孔人姓名、验收人、负压、流量、瓦斯浓度、观测时间、观测人姓名等。6.9.2 防突1）井下所有工作人员，必须接受防治突出知识的培训，熟悉突出的预兆和防治突出的基本知识。入井必须携带隔离式自救器，并会使用。2）未进行工作面预测的工作面一律视为突出工作面，每次防突措施施工后，通风部门必须及时绘制防突措施竣工图(措施孔的设计与防突专项措施由通风部门另行编制)；3）当工作面无突出危险时，必须采取安全防护措施；4）工作面必须设专职测气员，测气员必须随时检查瓦斯，掌握突出预兆。当发现有突出预兆时，测气员有权停止工作面作业，并协助班组长立即组织人员按避灾路线撤出，并报告矿调度室。5）突出煤层中的突出危险区、突出威胁区的采掘工作面，严禁使用风镐作业。6）在掘进过程中，采用钻孔钻屑指标法（smax）和钻孔瓦斯涌出初速度法（qm）对工作面的突出危险性进行预测检验，当实测的指标smax或qm值均小于临界值时，该工作面预测为无突出危险性工作面；当实测的任一指标smax或qm值大于或等于临界值时，该工作面预测为突出危险性工作面，必须立即停头，采取防治突出措施。煤巷掘进工作面突出危险性预测的临界值smaxqm危险性kg/mL/min65.4突出危险工作面65.4无突出危险工作面7、预测钻孔由施工队负责施工，预测预报工作由通风科负责。每次预测结果都应填写在该处的防突记录牌板上，预测位置应有明显标记。8、预测过后，由防突员汇报矿调度室，只有当两项指标均不超限，由矿调度室通知施工单位后，方允许进尺。9、正常情况下，工作面采用连续预测方法进行预测验证；经预测无突出危险后，只准按规定进尺，并必须留有3m的效检超前距；若有突出危险时，严禁进尺，必须采取防治突出措施，坚决做到不掘突出头。第十节 探放水6.10.1探放水设计原则 1）确定探水线 2）确定探水超前距 3）帮距的规定 （1）、帮距应与超前距相同 （2）、顶部控制距离应不低于巷道高度的10倍。 4）纵横两个平面呈扇形布置。（具体设计与措施由地测部门另行编制）6.10.2其它要求 1）探水施工完工后，地测部门应及时提交终孔分析报告和钻孔竣工图 2）井下探水钻场要挂牌管理，并有掘进进尺控制指标和控制基点； 3）必须做到“逢掘必探，先探后掘”的施工原则。第七章 劳动组织与主要经济技术指标7.1.1劳动组织表工种劳动定额需出勤第一班第二班第三班备注班队长3111放炮员3111打眼工9333综合工12444合计279997.1.2循环作业图表序号工序时间（min）123456781交接班、凿眼602装药、连线403放炮通风404敲帮问顶105临时支护206出煤707凿眼408装药、连线209放炮通风4010出矸6011永久支护807.1.3主要技术经济指序号项目单位数量序号项目单位数量1巷道类型准备11锚杆消耗根/m12.52巷道方向1880000 12锚索消耗根/m0.633巷道坡度前段-19后端眼顶板走13水泥消耗m3/m4巷道长度m59814沙子消耗m3/m5巷道净断面6.5815出勤人数人/天276巷道荒断面16开工日期2013年7月7支护方式锚网+锚杆+锚索17计划完工日期2014年1月底8单循环进度m1.5189循环个数个/天31910循环进度m/天4.520第八章 安全技术措施第一节 顶板管理措施8.1.1顶板管理措施1、坚持敲帮问顶制度。每次进入工作面前，班组长必须对工作面帮顶安全情况进行一次全面检查，确认安全时其他人员方可入内。每次爆破后、打锚杆眼前，都必须由有经验的工人站在安全地点，用长柄工具找尽帮顶的危岩、活矸。2、严禁空顶作业，爆破后，及时进行临时支护。顶板锚杆紧跟迎头，迎头锚杆未打齐不得进入下一循环施工。若巷道顶板比较破碎，应先打适量超前锚杆将顶板护好，之后再联网打锚杆；若顶板破碎或压力较大时，只能采用小循环掘进。3、锚杆安装要做到构件齐全，安装到位。4、特殊地点采用特殊支护及加强支护措施时，其支护范围应延伸到正常段范围内1020米。5、对巷道进行日常巡查，对破断或失效的锚杆及时补打，对松动的锚杆螺帽进行重新紧固。6、锚杆支护作业时，如遇顶底板及两帮移近量显著增加、底板出现较大底鼓、顶板出现淋水或淋水增大、围岩层（节）理发育、突发性片帮掉渣、巷道不易成型、钻眼速度异常等情况，应立即停止施工，查明原因，采取针对性措施后方可继续施工。7、高度重视地质构造带、陷落柱区域的支护技术。迎头遇地质构造时，必须先停止作业，采取架棚等有效的支护形式；陷落柱区域，要及时修改支护计，保证支护效果。8、建立顶板岩性及地质构造信息反馈制度。每班指定专人观察收集迎头顶板状况，并填写顶板状况表（岩性、厚度、打眼时间、并与上一班比较及处理意见），当出现异常时，必须立即停止施工，并及时向队值班、分管领导及职能部门汇报，采取必要的措施，确保安全。9、掘进工作面若过断层，地测部门必须在距离30m以前下达通知书到有关矿领导、施工单位及相关部门。施工单位接通知后立即编制专门的技术措施，批准后贯彻执行。10、巷道过断层、破碎带或其它地质异常带时，锚杆超前支护及时跟上，同时加强通风瓦斯检测，采取必要防透水措施。第二节 锚杆施工安全管理措施8.2.1锚杆施工安全管理措施：1、施工前、施工过程中，必须严格执行敲帮问顶工作，由当班负责人或指定的专人负责找清作业范围内的悬矸、活石。找悬矸时必须2人一组，1人负责找悬矸，另1人负责看护安全。在打锚杆眼和锚固、挂网时，都必须明确专人看安全。敲帮问顶注意事项：人员必须站在安全可靠处，当岩块掉落时有躲避的空间。同时找矸人要戴上手套，预防矸石掉落时擦伤手指。先在作业点外的安全处，靠顶、帮较稳定的一侧由外向内用尖钎敲帮问顶。找矸人不得用尖钎垂直棚顶找矸，防止岩块掉落砸伤找矸人员。2、打眼时应按事先确定的眼位标志处钻进。3、锚杆眼应做到当班眼当班锚，打一个锚一个。4、锚杆眼必须按规定的深度打眼，不得打穿皮眼或沿顺层面或裂隙缝打眼。5、锚杆钻机必须三人配合作业，一人操作机具，一人观测顶板换钎杆，一人供应风水管。6、打眼人员要在钎杆上做好标记，以保证打眼深度。7所有人员要爱护施工机具，不得随意摔、砸、磕、碰。8、安装锚杆时要首先检查锚杆眼的方向、深度、平直度是否符合设计要求，如不符合必须重新补打。9、涨拉时千斤顶后方2m范围内严禁站人，以防发生意外。10、锚杆施工完毕，搞好现场质量标准化，做到人走场地净。8.2.2 锚杆拉拔力测试安全技术措施1、选点、确定测试锚杆：按规定距离选取检查点，确定待测试的锚杆，同组被测试的锚杆（23根）应不同排、不同行，且彼此间至少间隔1根锚杆。2、准备工作：（1）测试前，应检查手摇泵、千斤顶等设备及连接是否完好。（2）测试前，应备足机械油（20#）。（3）检查手摇泵油量，达不到要求的，应加足机械油。（4）检查连接高压胶管等是否齐全、完好。3、测试时，按下列顺序操作：（1）用高压胶管连接手摇泵和千斤顶，安上压力表。（2）排除油管和油筒中空气。（3）将锚杆测力接头拧到锚杆末端，上紧，套上套，再套上千斤顶，使活塞端向外，然后拧紧螺帽，顺时针拧紧放泻阀。（4）摇动手摇泵手柄缓慢加压，当压力表上读数达到要求的拉力数值后，则停止加压，并卸压，待压力表数值降到0时，再把各部件卸下，既完成一次测试。4、注意事项(1)测试时，作业地点前后5m范围内不得有与测试无关的人员，测试过程中不得有人员从测试地点通过。(2)测试工作由施工单位和检查人员共同进行。(3)测试时，作业人员尽可能远离被测试锚杆作业，严禁在被测试锚杆的直下方作业。(4）选取测试点应避开巷道已受压破坏处，且附近无安全隐患。(5)测试时，所添加的油必须是油泵规定的机械油，严禁用其它油类或液体代替。(6)连接管路时，应先检查孔内是否有脏物、密封圈是否老化。(7)各器械及连接处必须完好。(8)在高压情况下，如果发现漏油，要立即卸载并采取措施处理，不得继续加压。(9)测试时，要有专人观察被测试锚杆及附近顶板情况，有异常时要立即示警并停止加压。(10)测试时，如果压力表数值已达到要求数值时，应停止加压；如未达到要求数值，锚杆就已失效，则要立即停止加压，待测试结束后，及时在该锚杆附近按要求补打锚杆。(11)排除油管和油筒中空气时，不能加压。(12)手摇泵应尽量水平放置，以免影响压力表读数。(13)结束测试后，应将管接头及其他外露油孔堵塞好。第三节 爆破管理8.3.1爆破管理（一）、 打眼1、打眼前，首先进行敲帮问顶，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；打眼工具各部件是否齐全、正常。3、打眼工在有下列情况之一时，不得打眼：局扇停止运转迎头无风 无防尘措施工作面瞎炮未处理结束 迎头装药时迎头有空顶现象 迎头安全条件不好或发生异常情况时 4、打眼前先看好中线，按作业规程中的爆破图表所规定的眼位、深度、方向打眼。5、打眼后将打眼工具设备搬离迎头，存放在安全地点，将电缆或风带、风水管盘放整齐。（二） 装药及连线1、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，爆破工必须依照爆破说明书进行爆破作业。2、爆破作业必须执行“一炮三检制”。爆破作业，必须使用煤矿许用三级乳胶炸药。同一工作面不得使用2种不同类型的炸药。3、只准使用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。不同厂家生产的或不同类型的电雷管，不得掺混使用。4、坚持“一炮三泥”制度，即座底泥、水炮泥、封口泥；无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁起爆。5、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不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。6、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：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。严禁坐在爆破材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。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。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。电雷管斜插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。7、严禁反向装药，反向起爆；必须采用正向装药，正向起爆。8、装药前，将炮眼内岩粉清除干净，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