+1915水平东翼A6运输掘进面作业规程最新20121218.doc

弘利煤矿+1915m水平东二采区A6运输掘进工作面作业规程目 录第一章 概 况3第一节 概 述3第二节 编 写 依 据3第二章 地面相对位置及地质情况3第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况3第二节 煤（岩）层赋存特征4第三节 地质构造4第四节 水文地质4第三章 巷道布置及支护说明5第一节 巷道布置5第二节 支 护 设 计与支护工艺5第三节 矿压观测15第四章 施 工 工 艺17第一节 施 工 方 法17第二节 凿 岩 方 式17第三节 爆 破 作 业18第四节 装 载 与 运 输19第五节 管线布置及轨道敷设19第六节 设备及工具配备20第五章 生 产 系 统21第一节 通 风21第二节 压 风24第三节 综合防尘25第四节 防灭火27第五节 安全监控28第六节 供 电29第七节 排水系统29第八节 运输系统29第九节 通讯系统30第六章 劳动组织与主要技术经济指标30第一节 劳动组织30第二节 循环作业30第三节 主要技术经济指标30第七章 安全技术措施31第一节 一通三防31第二节 顶板管理36第三节 爆 破39第四节 防 治 水43第五节 机电管理44第六节 运输管理46第七节 其 他47第八章 灾害预防及避灾路线48第一节 灾害预防48第二节 避灾路线51附图：（后面） 第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称1915m水平东翼二采区A6工作面运输巷。二、掘进目的及用途该巷道使用于A6煤层工作面运煤、通风、行人。三、巷道设计长度及服务年限本工程计划总长度为500m，服务年限为本工作面采完。四、预计开、竣工时间该工作面于2012年2月20日开工，竣工时间预计为2012年6月30日。第二节 编 写 依 据一、设计说明书及批准时间本规程编制的依据是1915m水平东翼二采区A6工作面运输巷设计说明书，批准时间为2012年1月。二、地质说明书及批准时间本巷道地质资料依据是1915m水平东翼二采区A6工作面运输巷掘进地质说明书，批准时间为2012年1月。三、矿压观测资料四、其它依据第二章 地面相对位置及地质情况 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况该巷道开口位置在+1915m水平东翼二采区A6煤层，巷道走向为西东。地面相对位置在东二采区斜风井往东南173m处以外，巷道垂直位置地面上部无任何建筑、无河流，工作面附近无采空区；除上部覆盖层外，对本施工没有其它影响，巷道水平标高为+1915m水平，施工范围往东掘进500m。第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、煤层含煤地层为侏罗系塔里奇克组，为一套湖沼湘含煤建造，煤层产状位置在A6煤层南侧，顶板岩性为粗砂岩，直接顶为含炭质泥质粉砂岩，较为破碎，不稳定。底板岩性中含有中粗砂砾岩，遇水变软，较易脱落。该煤层在走向较稳定、平均厚度为6.4m，煤层产状为走向近东西倾向南，倾角7883，煤层结果简单。根据实际揭露煤层情况来看，A9煤层和A6煤层的层间为23.08m左右，A6煤层和A5煤层层间距1819m左右。 （附图1 ：煤岩层综合柱状图）二、煤层瓦斯涌出量、发火期、煤尘爆炸危险性1、本工作面瓦斯绝对涌出量为4.54m3/min，相对涌出量为14.59 m3/吨，2、自燃发火倾向：属易发火自燃煤层，发火期为36个月。3、煤尘爆炸危险性： A6煤层具有爆炸危险性。第三节 地质构造煤层所在地层位置基本无大断层、褶曲等复杂的地质构造，使煤层从走向上稍微发生变化，煤层顶底板岩石为粗砂岩内夹细砂岩，直接顶为含炭泥质粉砂岩，较为破碎，极不稳定。第四节 水文地质一、含水层的位置及预算最大含水量根据生产地质报告提供有关资料，本工作面上部覆盖一层含水层，基岩主要接受大气降水及松散含水层的补给，沿基岩裂隙孔隙渗透是主要通道。该煤层所在地层孔隙、裂隙不发育，透水性极弱，地层所含岩层隔水性好。巷道内只有局部有淋水现象，且淋水量不大，井下水主要是由地表裂隙和孔隙渗入的，实际生产过程中矿井最大涌水量为17m3h左右。二、采空区积水及其它积水情况工作面附近及所在地点无积水巷道及采空区。目前该工作面主要积水来源为煤（岩）层裂隙及该工作面上部含水层；另外该巷道内只有局部有淋水现象，对施工影响不大，但在施工过程中严格按“先探后掘”原则施工，必须做好探水工作。三、巷道围岩状况：煤层顶、底板岩性为粉砂岩或碳质泥岩，泥质粉砂岩厚0.582.32m，稳固性较差，岩石等级为34；直接顶为含炭泥质粉砂岩，较为破碎，极不稳定，震动过大，易脱落。老顶为粗砂岩，岩层产状为: 走向近东西倾向南，倾角7883。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置该巷道布置在+1915m水平东翼A6煤层中。巷道开口于B1点,方位角=85，沿煤层顶板掘进。（附图2：巷道布置平面图）第二节 支 护 设 计与支护工艺一、巷道断面：该巷道断面为三心拱，巷道规格： 净宽：2300mm 净高：2100mm 壁高：1800mm 断面：5.5m2 毛宽：2500mm 毛高：2200mm 毛断面：6.1m2（附图3：巷道断面图）二、支护方式：（一）永久支护1、巷道支护规格（1）工钢棚巷道规格巷道名称巷道规格宽高（m）净断面（m2）支护形式棚距（m）A6运输巷2.62.04.6工钢0.7（2）锚网+锚索支护巷道规格巷道名称断面形状巷道毛规格宽高（m）毛断面（m2）巷道净规格宽高（m）净断面（m2）锚索排列方式锚索排距（m）锚杆间距（m）锚杆排距（m）工程量(m)巷帮顶板巷帮顶板A6运输巷三心拱2.52.26.12.32.15.5单排布置2.10.70.70.70.75002、永久支护材料及要求顶板支护系统顶板、巷帮组合锚杆支护系统锚索名称长度m直径mm锚杆名称长度m直径mm7.017.6树脂锚杆1.818托板材料规格mm护板材料规格mm锻压30030016木30020040锚固剂材料规格支/眼锚固剂材料规格支/眼树脂CK、Z、K23355树脂CK23352锚网材料规格m联网要求金属网61.5200 mm锚杆托盘材料规格mm锻压12012016支护支架支护材料规格每架裱背数量木板m铁拉杆 mm木板(块)工钢1.50.285018303、每米巷道支护材料计算： （1）、每米巷道金属网消耗量：N2=1.27B+3.14T+0.24=1.273+3.140.1+0.24=3.81+0.314+0.24=4.36m213元/m2=56.7元（2）、每米巷道的锚杆消耗量：N=（P1-0.5m）/mm1=（1.273+3.140.1+0.24+22）-0.50.7/0.70.7=8.08-0.35/0.49=15.77根23元/根=362.71元（3）、每米巷道树脂锚固剂消耗量：一个锚杆眼按2只锚固剂计算。15.7723.5元/支110.39元（4）、每米巷道的支护材料消耗：529.8元；4、支护参数选型计算：支护按煤（岩）层的硬固情况来设计。支护长度、间排距和支护方式等参数，根据煤层硬固程度来确定，如煤层较软、破碎时必须改变支护方式。锚杆参数计算方法：（1）锚杆长度计算：锚杆长度按公式L=L1+L2+L3计算式中：L-锚杆长度 L1-锚杆外露长度，一般取0.15m L2-锚杆有效长度，一般取11.3m L3-锚杆锚固段长度，一般取0.30.4m L=L1+L2+L3=0.15+1.3+0.35=1.8m（2）锚杆间、排距计算：按公式D0.5L计算D0.5L D0.51.8 D0.8m按以上的计算数值：锚杆长度为L=1.8m锚杆间排距为0.7m或最大不能超过0.8m。5、永久支护说明A、A6运输巷为三心拱断面，采用锚网支护时，巷道顶板及两帮均采用直径=20mm，L=1800mm的螺纹钢锚杆，每根锚杆配2支CK2335型树脂锚固剂，外配120mm长120mm宽锚杆铁托盘和木托盘各一个，木托与顶板、巷帮之间铺设单层金属网护帮。（1）A6运输巷锚网规格及支护参数：规格为:宽高=2.5m2.2m，顶板每排打设5根锚杆支护，锚杆间距700mm，排距700mm，矩形布置。顶板中间锚杆与顶板成90夹角打设；两端角锚杆向巷帮倾斜与底板成60夹角打设，外配锚杆铁托盘和木托各一个；与顶板之间铺设6000mm长1500mm宽金属网，网与网之间搭接100mm，并每隔200mm用10#铅丝联网一道。两帮锚杆间排距700mm，上排锚杆距顶板不大于0.7m，并与巷帮垂直打设；每根锚杆配备2支CK2335型锚固剂。锚杆铁托规格为：120mm长120mm宽，木托盘规格为：长宽厚：300mm200mm40mm。（2）A6运输巷锚索支护参数：沿巷中单排布置，排距2100mm。锚索垂直于顶板布置，长度7000mm，由7根直径6mm的钢丝组成的钢绞线,直径为17.6mm，孔径28mm，采用三种5支树脂药卷进行锚固，树脂药卷直径23mm，顺序由里到外依次为CK2335型2支、K2335型2支、Z2335型1支，锚固长度不小于1500mm，每根锚索外配一块300mm长300mm宽16mm 锻压钢托板，破坏载荷为360.7 KN，设计锚固力260.7KN，预紧力不小于150KN，外露长度200mm。（3）顶帮锚杆锚固力为100KN，螺母预紧力扭矩100NM。（4）A6运输巷掘进时，工作面一侧必须摸顶板掘进。B、A6运输巷在过断层或顶板破碎锚网索支护困难时采用12#工钢支护，规格为：宽高=2.6m2.0m，巷道净宽2.6m，净高轨面以上2.0m，棚距0.7m，裱背宽200mm木板一块，均匀布置，裱褙到底。木板每架30块，拉杆6根；工钢搭接200mm，螺栓要用力矩扳手上紧；压力增大及时缩小棚距为0.6m。所有架棚巷道施工过程中必须按规定使用质量合格的铰接式前探梁。（二）、临时支护锚网支护1、锚网支护迎头必须使用前探梁进行临时支护，使用方法为:(1) 前探梁采用直径6寸钢管2根，长度不小于4.0m。(2)前探梁采用纵向齐头布置,2趟前探梁分别安设在距帮第二根锚杆上。(3) 每趟前探梁配合使用3个梁卡，前后均匀布置。梁卡随前探梁前移交替使用，始终保持两个卡子固定前探梁。(4) 前探粱最前一付梁卡，距头最远距离不得超过1.6米。（5）巷道掘出后,首先检查支护情况进行审帮问顶.找掉活煤（砟）,找好上梁规格,而后及时将前探梁前移,在前探梁上部放置2块优质竹板护顶，竹板规格:长宽厚:（巷宽-200）mm200mm70mm。竹板上部铺设菱形金属网，网必须在临时支护前铺展拉紧。前探梁与竹板之间用寨子楔紧，以保证板梁接顶，支护有效。（6）固定前探梁的两道顶锚杆螺丝外露40-60mm,以备上前探梁用,移好前探梁后.固定卡具螺丝必须上紧上满帽并露出两丝扣,卡具与前探梁之间必须用寨子背紧。 (7)前探梁移好,支护好前头顶板后,由当班队长现场安全确认无问题后,方可出煤、支护顶帮 。人员严禁进入无临时支护地点。(8) 巷道掘出后审帮问顶移前探梁时,都必须派专人观察顶板,发现异常情况及时发出警报撤人。找顶人员必须站在外侧有支护的安全地点,由外向里依次进行。(9)每次掘进前后,必须检查前探梁,卡子和卡具的固定情况,检查是否松动,卡紧卡牢后可继续作业.2、控顶距：顶板完整时最大临时控顶距1.6m，施工过程中，人员严禁进入无支护巷道内，前探梁必须跟头使用，依次从后往前逐排进行支护；锚索支护滞后前头距离不超过3m，两帮支护滞后前头距离不超过1.6m。当顶板破碎、煤体松软易片落时，必须及时缩小最大控顶距为0.9m，顶、帮锚杆排距缩小为700mm或600mm加强支护，逐排进行施工；锚索、两帮支护滞后必须紧跟前头，随掘随锚。工钢支护架棚支护迎头必须使用前探梁，工钢支架施工时前探梁与锚网支护前探梁相同，为纵向齐头式。使用趟数最少两趟，顶板压力大时可适当增加前探梁的趟数。1、前探梁的安装和使用方法：（1）放炮后,首先检查支架情况，进行审帮问顶，找掉活煤活矸。（2）找好上梁规格。（3）前探梁必须用毛兰穿20螺丝配40T链子固定在工钢上。将备用的工刚顶梁移至迎头与前端使铰接梁呈现悬臂状态。（4）在班长统一指挥下，从悬臂工钢梁前端将所要架设的工钢棚腿梁置于悬臂梁上的工型夹紧槽内，按中腰线将工钢梁使好。（5）用背顶材料将顶板护好背牢。（6）在前探梁的掩护下挖好柱窝，栽好两帮柱腿，使之与棚梁吻合，上好卡缆。（7）把支架裱背好。2、金属支拉杆及撑木使用方法：12#矿用工字钢棚，棚于棚之间要有拉杆连接，金属支拉杆每架工钢支架6个，拉杆使用直径16毫米钢筋制作，位置在距棚梁端头200毫米处，两边棚腿均要设置2根。拉杆两端插入焊接在棚梁、腿上直径18mm的工钢中。要插牢打紧。3、控顶距离：施工采用单架棚子循环作业，严禁前探梁挑2架梁，工型钢支护最大临时控顶距不得超过0.9m；顶板破碎压力较大或片帮严重时，最大临时控顶距不超过0.8m，棚距必须及时缩小为0.6m加强支护。点柱、板梁临时支护形式：巷道开口5m范围内及顶板出现构造不平整不能采用前探梁进行临时支护时，采用点柱、板梁临时支护，点柱高度必须与巷道高度相适应，木板梁宽度不小于200mm，厚度不小于70 mm，长度不小于巷宽200 mm，一根梁打三根点柱，点距均匀布置，点柱必须打在实底上，打紧打牢，初撑力不低于50KN。三、支护质量要求：1、打锚杆挂网以前要找净煤帮及顶板的活煤活矸，否则，不得打锚杆挂网，在确保安全条件下施工。2、巷道顶帮锚杆的方向，位置和密度必须符合设计要求，托盘和护板必须贴紧顶板和煤壁，不得松动，接触面达到80%以上，不接顶时，重新补打锚杆。3、网要展开铺平，贴紧顶板和煤帮，用锚杆托盘压紧，搭接处每隔200mm用铁丝连接，采用规格为1212的铁盘、木托板规格为2030，托板紧贴岩面，并拧紧螺母。4、顶、帮锚杆均使用配套的单螺母，锚杆螺母拧紧力矩不小于100Nm，5、锚杆孔深1800mm，锚杆端部必须推至眼底，尾部外露长度在50mm之间（托板外），锚杆孔内的煤岩粉必须预先吹洗干净。锚杆间排距与设计值误差不超过100mm，各测点累计不超过100mm。6、锚杆的锚固剂、杆体、托盘和螺母等性能强度、结构必须与锚杆的设计锚固力相匹配，各种材料入井必须有产品合格证。7、顶锚杆施工顺序：先打中间锚杆，然后向两帮扩展，由外向里，逐排进行，不得空顶作业。8、在锚杆及锚索施工中，必须选择合适钻头和钻杆保证钻孔直径，锚杆直径和药卷直径合理匹配，锚杆孔径为28mm，锚杆直径为18mm，药卷直径为23mm，锚索孔径为28mm，锚索直径17.6mm，药卷直径为23mm。9、锚杆孔轴向偏差不大于5，打眼前由专人按设计要求定位标记锚杆眼位，同时在钻杆上做标记，保证打眼深度合乎要求，打眼时严禁来回拉动钻杆，以免扩大孔径。10、施工人员必须熟知锚杆、锚索的性能，掌握有关机具性能和操作方法，并经过施工操作规程培训合格后，方可上岗。11、打锚杆、锚索前，首先要严格进行审帮问顶，顶板有伪顶必须找掉，并在有效的临时支护下作业，确认安全后方可进行施工，打眼机前严禁站人，以防断钎伤人。12、必须严格按操作规程的要求操作打眼机具，严禁违章蛮干。锚杆钻机必须三人配合作业，一人操作机具，一人观顶换钎杆，一人理顺风水带。打锚索眼时严格按规定准备齐全套钎子，加减钎子时必须保证钻杆方向与钻进方向一致，减去钎子时必须用板手扭卸。13、安装锚杆前必须用压风或高压水吹(冲)净眼孔，压风或高压水开启时，管口前方严禁站人，更不能将管口对准人，安装锚杆时，首先要检查锚杆眼的方向、位置、深度、平直度是否符合设计要求，如有不符须重新打眼。14、安装锚固剂前，要先检查使用的树脂锚固剂规格、型号、有效期等是否与眼孔直径匹配，是否有过期、硬结、破裂等情况，否则严禁使用，使用树脂锚固剂时应用防护手套，未固化的树脂药卷，应避免与皮肤接触。破损的药卷应及时处理，严禁树脂药卷接触明火。15、安装时按施工操作程序，先装快速药卷，再装慢速药卷，用锚杆(索)将药卷送至孔底后，用搅拌装置边搅拌，边用力迅速向孔底推进锚杆(索)，待药卷都得到充分搅拌后停机，搅拌时间为30秒，并连续进行，中途不得中断。16、顶锚杆安装时，采用锚杆机配合注锚器搅拌、紧固一次完成，帮锚杆安装时，搅拌采用风钻配合注锚器进行，紧固时，必须使用风动扳手。17、锚索预紧力不小于150KN(锚索托盘必须紧贴岩面)。18、锚索孔深6800mm，锚索端部必须推至眼底，尾部外露长度不大于200mm（托板外）。锚索孔距与设计值误差不大于100mm。19、所有人员要爱护施工机(器)具，打注完毕后及时将机具移出工作面，并用棉丝将接口处封堵，不得随意摔、砸、碰。20、杆体的搬运存放要注意保护杆尾螺纹，并要采取防锈措施，杆体要集中码放，严禁随地乱扔，杆体锚固段保持干爽清洁，严禁沾染油污，安装时如发现有油污应及时清除。21、使用锚网索支护，挂网后上梯子梁，要垂直中线布置，并紧贴顶板，随顶板的起伏变化而变化，局部不接顶时必须补打锚杆。22、锚索锚固剂凝固1小时后可进行涨拉预紧，上托盘涨拉人员必须是经过培训，熟知涨拉机具性能的人员，涨拉人员由二人组成，一人操作油泵，一个操作涨拉千斤顶。23、涨拉时千斤顶应与钢绞线保持同一轴线，涨拉时千斤顶后方45范围内严禁站人，以防发生意外，一次涨拉缸体行程不得超过150mm，超过时应多次涨拉。24、在涨拉过程中，操作人员必须注视压力表读数，待读数上升至2830MPa时停止涨拉，涨拉完毕时油缸回位后关闭油泵。25、每班施工前，修理工必须对锚杆钻机，涨拉千斤顶进行检查维修，补充油液，保证设备处于完好状态。26、根据设计要求，锚索距前头不超过3m。当顶板条件恶化或遇到地质条件异常，锚网巷道不适应时，变为12#工字钢或其他支护形式。27、对锚杆做拉拔试验时，要注意以下几点： 安装锚杆拉力机时，应保持受力方向与杆一致。 加载时要均速缓慢，以免影响试验的准确。 拉拔设备应固定牢靠，并有安全措施。试验时把空心千斤顶套入锚杆尾部，最后将高压胶管与手摇泵连在一起，远距离操作。千斤顶正后及波及范围内严禁有人。 拉拔试验时，除了检验锚固力以外，在固定的锚固力范围内要求锚杆的拉出滑移量不得超过10cm。28、每排打9根锚杆，巷道顶部5根，两帮4根；锚杆间排距必须符合设置要求；锚杆排列平整。锚索在巷中采用单排布置，间距2.1m。29、12#工字钢支护（1）支架的材质、规格、型号、质量必须符合设计要求和标准规定。（2）全面铺网，两帮到底，网片间每100mm用铁丝连接一道，以保证其整体性。（3）支架应垂直巷道中线，扭距不超过80mm。（4）支架要顺山势，平巷支架应垂直于顶底板，前倾后仰不超过5。（5）支架构件要齐全，紧固有效，支架要裱褙牢固，背板间距要均匀，数量和位置符合设计要求，裱褙要平直，方向与巷道方向及坡度一致。（6）煤层松软或顶帮超挖时，顶帮摆架接顶、背牢，严禁空帮空顶。（7）柱跟必须打到实底上，柱窝深度不少于200mm。（8）支架间必须使用好铁拉杆和防倒撑木。第三节 矿压观测一、观测小组：组长：总工程师 成员：各部室成员、区队长、各班班长二、观测目的1、井下作业人员随时观察巷道顶板及煤壁活动情况，一旦发现异常及时采取措施，保证安全生产。2、通过观测获得顶板稳定状况的信息，为设计优化提供依据。三、观测内容：1、顶板离层量 2、两帮相对移近量四、观测监控设计方案:1、顶板离层仪:顶板离层仪安设在巷道顶板，巷道断面中部，深基点固定在顶板上方7m处，浅基点安设在顶板上方2m处。具体要求：自使用锚网支护开始10m后，安设一个，以后每50m一个，断层及围岩破碎带、应力集中区、交岔点必须安设。2、卷尺：在顶板离层仪的安装位置测量两帮移近量。五、观测要求：1、所有采用锚杆支护的巷道都应进行支护监测。监测方案由技术科负责制订，由掘进施工单位负责按技术要求实施。2、顶板离层指示仪由施工队队长负责及时跟头安装(安装离层指示仪时距前头距离：炮掘10m)，并填写原始记录。3、施工单位要指定专人每班对掘进工作面内的顶板离层指示仪进行测读和记录。4、监测人员除对监测点进行数据观测外，还必须对巷道整体情况进行检查，密切注意顶板及两帮围岩移动情况，如发现围岩变化异常，应及时向区管理人员汇报，并采取相应的安全措施。5、顶板离层指示仪必须挂牌管理，牌板上写明监测点号、安装日期、观测人员和初始数据，以便能及时掌握顶板离层量。6、顶板监测必须填写原始记录，建立监测档案，档案内容包括：监测点号、测点位置(以经纬点为标志)、安装人员、安装日期、初始数据、观测数据。7、顶板离层仪必须坚持日常监测，一月之内每天进行观测，一月后每周观测，上报技术科。当顶板离层监测值20mm应采取措施，超过30mm，加打锚索槽钢，达到50mm及时采取加打木点柱、12#工字钢支架等措施，超过80mm应首先将人撤出，并及时向区值班室、矿安全部、主管副总、主管矿长进行汇报。8、施工单位每天将汇总的监测数据上报矿技术科。发现异常时，需将异常现象以及原因、危害和对策建议向矿技术科、调度室及总工程师汇报，由总工程师主持分析，根据分析结果提出措施和对策并组织落实。第四章 施 工 工 艺第一节 施 工 方 法1、开口时，必须要多打眼少装药进行爆破，开口前首先对开口地点前后5m补强支护，防止爆破引起顶板跨落。2、施工方法：工作面采用全断面一次爆破法。如施工有困难时，要采用分次打眼、分次装药、分次爆破施工法进行施工。3、为确保施工质量，矿技术部门要定时放好巷道中腰线，必须按线施工。巷道断面、支护、敷设轨道等工程都必须符合本规程要求。第二节 凿 岩 方 式一、钻眼方式：采用QMZ-2/8型风煤钻进行钻眼，施工所需的设备和工具布置情况：1、局部通风机和其它有关设备安设在本工作面进风巷道内，并与工作面回风口距离不得小于10m,严禁局部通风机周围产生循环风作业。2、瓦斯断电仪和监控分站必须安设在工作面进风侧机电设备硐室内；瓦斯传感器安设位置与工作面迎头距离不得大于5m，工作面爆破前将其撤出安全地点，以防冲击波崩坏，爆破后再悬挂到工作面。3、空气压缩器安装在地面。二、施工工艺：1、钻眼工具的选择：采用QMZ-2/8型风煤钻两台，一台使用，一台备用。2、爆破器材的选择及爆破参数确定： 使用煤矿许用乳化炸药和毫秒电雷管进行起爆，每节炸药按0.25kg计算。 联线方式：串联。 封孔材料：用黄土、水炮泥进行封孔，严禁使用可燃性材料封孔。3、为确保掘进速度和减小炸药的消耗量、提高爆破效果，应合理布置炮眼。三、工作面炮眼布置如下：1、掏槽眼：掏槽眼一般布置在工作面的中部或中下部位置。主要作用是掏出一个槽口增加自由面。掏槽眼要比其它眼深200mm，装药量多20%。2、辅助眼：辅助眼布置在掏槽眼和周边眼之间。它的作用是将掏槽眼的槽口进一步扩大，眼底应落在同一平面上。3、周边眼：周边眼布置在巷道的周边，它包括顶眼，帮眼，底眼。先起爆顶眼和帮眼，然后起爆底眼。第三节 爆 破 作 业一、炮眼深度为1.6，炮眼利用率为90%，循环进尺为1.4m。爆破参数表（附表1）炮眼名称编号眼数（个）眼深（m）装药量倾角联 线方 式卷/眼Kg/眼卷数重量(kg)水平垂角掏槽眼1-441.630.751238585串联辅助眼5-1171.420.5143.500周边眼12-22111.410.25112.758282底眼23-2751.420.5102.5080水沟眼2811.410.2510.25080合计52812二、预期爆破效果表（附表2）名 称单 位数量名 称单位数量炮眼利用率%90每米炸药消耗量kg/m8.6每循环进尺m1.4每循环炮孔长度m36.6每循环爆破量m38.5每立方米雷管用量个/ m33.3炸药消耗量kg/m31.4每米巷道雷管用量个/m20三、爆破要求：1、必须按照炮眼布置图进行打眼爆破，确保工程质量。2、装药要合理，严禁多装药，保证巷道成型。3、装药方法：工作面装药采用正向装药。第四节 装 载 与 运 输一、装煤方式：人工装煤。二、运输方式：2.5吨电机车牵引1.3t型矿车运煤，拉至井底车场用主斜井绞车提升。 第五节 管线布置及轨道敷设一、管线布置及安装要求：1、电缆、风水管、风筒要按规定位置吊挂成直线，风筒必须吊挂在专用钢丝绳上，钢丝绳采用2分钢丝绳，固定在顶板上，用花兰螺栓拉紧。风筒吊环吊挂距顶板不大于500mm，顶板起伏较大时，风筒下沿距底板不小于1.6m。风筒要吊挂平直，逢环必挂，不得出现死弯或被挤压，不得出现跑漏风现象，跟头风筒不得落地。风筒要贴编号，实施编码管理；编号位置要一致，统一粘贴在距风筒接口0.5m处，且外侧垂直居中；前后接口各粘贴一个。2、风水管及排水管路吊挂高度距底板不得低于1.5m，风管、水管、排水管从上到下依次排列，间距0.2m，风管吊挂使用卡子固定在帮上，卡子固定位置在距风管法兰盘1m处。风水管吊挂成一条直线。每隔50m设置一个三通阀门。管路的接头、三通不得漏水，三通阀门上必须有手轮，水门通过水带引到人行道侧。风管刷黄漆，水管刷绿漆，排水管刷黑漆。风管、水管、排水管编码管理，编号要统一印刷在前进方向的外侧垂直居中，距法兰盘0.5米处，水管编号、风管编号、排水管编号都要上下对齐，白底红字。从开口到前头，风水管路每隔30m要标有（供风、供水、排水）明显标识，风门、水门处有“风门、水门”字样。3、电力电缆与风、水管路分挂在巷道两侧，电缆吊挂高度距底板不低于1.4m，高度一致,电缆上严禁悬挂任何物件。电缆吊挂在专用钢丝绳上，钢丝绳采用2分钢丝绳，用反正扣拉紧，吊挂均匀，吊挂间距不大于1m，垂度不得大于50mm。4、通信、信号电缆敷设在电力电缆上方0.1m以上的地方。高低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，高低压电缆之间的距离应大于0.1m。高压电缆之间、低压电缆之间的距离不得小于50mm。电缆吊挂按监测、通讯、信号、低压、高压顺序自上而下分档吊挂。 二、轨道的敷设及质量验收的要求：1、轨道轨距600mm，误差不大于10mm、不小于5mm，轨道接头间隙不超过10mm，内错差、高低差不大于5mm，水平误差不大于10mm。临时轨道距掘进工作面不超过20m。2、枕木间距0.7m，连接件要齐全紧固有效，不得松动和悬空，按线铺设，保证平直；道木必须使用专用道木，必须保证一头齐。弯道铺设必须使用专用拉杆，间距1.5m。无杂拌道，轨枕无浮离，道木上平面露出底板1/3。3、轨道设必须平直顺，如发现抬头严重必须予以返工。第六节 设备及工具配备施工设备及工具的配备表（附表3）序号设备名称型号.规格单位数量设备名称单位数量1局扇FBD6.3/2*22型台2发爆器台12瓦斯自动检测报警断电仪主机KD3.0型ICO台1风 筒m5003空气压缩气DLG-90台1矿车辆64气腿式凿岩机YT-28台1铁锨把45风煤钻QMZ-2/8型台2第五章 生 产 系 统第一节 通 风通风方式采用局部通风机压入式通风，掘进期间局扇安装在距井口以外10m处。一、掘进工作面风量计算每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其最大值。（1）按照瓦斯涌出量计算Qhf=100qhrkhg式中qhr-掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m/min，抽放矿井的瓦斯涌出量应扣除瓦斯抽放量进行计算，取1.56 m/min；khg-掘进工作面的瓦斯涌出不均匀备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均瓦斯涌出量的比值，取1.5；100-按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数；Qhf=1001.821.5=273m/min（2）按二氧化碳涌出量计算。Qhf=67qhckhc式中qhc-掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，取0.7 m/min， khc -掘进工作面的二氧化碳涌出不均匀备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均二氧化碳涌出量的比值；取1.6.67-按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数；Qhf=670.71.6=75m/min(3) 按炸药量计算Qhf10Ahf式中Ahf-掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取12kg;Qhf1210=120 m/min按上述条件计算的最大值，确定局部通风机的吸风量。（4）按局部通风机实际吸风量计算需要风量:Qhf= QafI+600.25Shd式中Qaf-局部通风机实际吸风量，取360m/min;I-掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.25-有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷的允许最低风速；Shd-局部通风机安装地点到回风口之间巷道最大断面积。取8m2;则Qhf=3601+600.258=480m/min(5)按工作人员数量验算Qaf4Nhf式中：Nhf-掘进工作面同时工作的最多人数，取6人；则 Qaf46=24 m/min（5）按风速进行验算A、验算最小风量Qaf600.25ShfB、验算最大风量Qaf604.0Shf式中：Shf-掘进工作面巷道的净断面积,m2;则A、验算最小风量Qaf600.255.5=83 m/minB、验算最大风量Qaf604.05.5=1320 m/min经上述计算矿井全风压配给A6运输掘进工作面的风量不小于480m3/min，其中风机供风量不小于273m3/min。二、局部通风机、风筒规格选型经以上风量计算，根据煤矿安全规程第128条规定，本掘进工作面选用1台FFBD6.3/2*22 KW对旋式风机配600mm风筒供风，风机供风量为550-360m3/min，掘进初期风机开单机，加装配套消声器，若随供风距离增长或CH4及CO2浓度增大，不能满足通风需要时,增大风机功率、增加1台风机或采用其它瓦斯综合治理措施。三、局部通风机安装地点1、局部通风机必须有专人负责，挂牌管理，要保持正常运转。2、局部通风机安设在距掘进巷道回风口大于10m的进风巷道处。3、局部通风机的起动开关要装有风电和瓦斯电闭锁装置，停风时能自动切断本巷道内的一切非本质安全型电气设备电源。4、如停电或其它原因造成局扇停止运转时，必须停止作业，切断电源，撤除人员。第二节 压 风一、压风系统空气压缩器安装在地面，通过89mm的钢管送至工作面。地面混合提升主斜井+1915水平车场+1915m水平绕道运输石门+1915m水平A9集中运输巷东二采区运输石门工作面二、压风自救系统1、以矿井现有的风管为基础，接57mm4m无缝钢管延伸到A6回风巷供风，每100m设置一个DN50阀门（供气阀门），阀门方向向上。2、距开口、掘进工作面2540m处各安设一套ZYJ(A)型压风自救系统，压风自救装置随掘进面不断推进压风自救装置也应相应前移，以后每隔200m内设一组。每组压风自救装置应可供5-8人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.3m/min；且压风自救装置的数量应能满足服务区域人员的需要。构成一套完整的“压风自救系统”。保证正常生产时为矿井用风设备（风锤、风镐等）提供动力，灾害时，为被困人员接受新鲜空气的“呼吸”系统。3、安装要求：压风自救装置需要安装在地点宽敞，顶板完整无淋水、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，人行道宽度要保持0.8m以上，管路阀门安装高度距底板1.2-1.5m，便于现场人员使用压风自救装置。4、压风自救装置实行挂牌管理，每班由专人负责，首先应检查自救站的所有自救装置是否完好，顶板、两帮是否存在隐患，防止自救装置被砸破。检查送气器是否有气送出，开关把手是否灵活可靠，连接胶管无跑风现象，如有问题要及时汇报处理。压风自救装置上的煤尘要及时清理，保持清洁。压风自救装置下边和管路上不得堆放杂物。第三节 综 合 防 尘一、防尘水源防尘水源来自地面防尘水池。二、防尘设施要求1、防尘只能使用铁管，严禁使用塑料管。2、每50m安装一个水幕头对巷道定期进行降尘。3、保证降尘管子正常有水，管子必须悬挂平直。4、放炮时，必须使用水泡泥。5、工作面所有工作人员都必须佩戴防尘口罩。6、装砟前，对爆落的砟进行洒水降尘。7、正常冲刷巷道顶帮和管路上的粉尘。8、距工作面10m范围内安设一个水幕头，在放炮前要打开，放完炮后对工作面先进行降尘，然后关闭。9、工作面回风路的水幕必须常开，不得随意关闭。10、如降尘管路发现漏水现象要及时更换和修理。二、防尘措施1、定期或不定期冲洗或清扫巷壁以及支架上的煤尘。2、加强掘进工作面的通风，合理配风，满足生产需求。3、必须使用水炮泥堵塞炮眼，采用湿式打眼。放炮后使用喷雾系统进行捕尘、降尘。4、作业人员配戴防尘口罩，防止粉尘危害身体健康。5、必须经常冲洗或清扫巷道两帮、支架、设备等上面的煤尘，运输和回风巷道应按规程要求进行冲刷，至少每星期一次。6、矿井的防尘管路必须跟着掘进工作面进行敷设，并且按要求安设降尘用的阀门。7、防尘管路必须做到供水正常，并且要具有一定的水压。8、防尘水源路线：地面防尘水池混合提升斜井+1915m水平车场+1915m水平绕道运输石门+1915m水平A9集中运输巷东二采区运输石门工作面 三、供水施救系统1、井下供水施救系统和井下供水除尘系统为同一管路，在距开口、掘进工作面50m处各安装一个过滤式净化器。在距工作面40m处设1处施救站。每100 m安装一个DN50或DN25的用水阀门，阀门方向向下。2、每隔200m设一供水自救站，每个施救站分接三个DN20阀门供施救用水，供水施救装置要随着掘进面不断前进移设和增加，满足供水施救系统要求。正常生产时作为矿井防尘洒水管路使用，发生灾害时为被困人员提供水源为等待救援赢得时间。3、安装位置应尽可能接近工作场地，最远不超过40m，保证井下工作人员在发生灾害时有足够的时间进入并开启施救装置，真正起到救灾防护的作用。供水管道阀门高度：距巷道底板1.21.5m以上。供水施救管路水平、牢固，安装。供水施救部件齐全完好。供水点前后5m范围无材料、杂物、积水现象。4、每班指派专人负责，在进入工作面后，首先应检查各连接部件是否牢固可靠，连接外的密封是否严密，管路有无跑、冒、滴、漏等现象，开关把手是否灵活可靠，位置方向是否正确，如有错误要及时纠正。开启开关，观察流速、流量、水压是否达到使用要求。 第四节 防 灭 火一、防火重点该工作面相邻煤层无火区，防火的重点是电缆机械火灾和人为火灾。二、消防设施要求1、井下必须设消防材料库，并配备消防材料（砂子，砖，木板，钉子，铁锹，斧头，干粉灭火器等）。2、各机电峒室配备相应的消防材料。3、井下必须设防灭火管路。三、防灭火措施 1、井口检身人员按照检身制度对入井人员进行检身，防止烟火入井。 2、井下机电设备必须严格管理，不准带电检修或搬移，所有机电设备必须用裸体的铜线接地，用铁桩钉牢。 3、井下不准敲打铁器，防止铁器碰撞，矿车摩擦等造成火花。 4、井口20m以内严禁出现明火，在此范围内不得进行电焊、氧焊等容易产生明火的任何作业。 5、井下电气设备应该做到“三无、四有、两齐、三全、三坚持”；三无：无鸡爪子、羊尾巴、明接头。四有：有过流保护、漏电保护、螺钉和弹簧垫、挡板和密封圈。两齐：电缆悬挂整齐、设备硐室清洁整齐。三全：防护装置全、绝缘工具全、图纸资料全。三坚持：坚持使用检漏继电器、综合保护、瓦斯断电和风电必锁装置。掘进作业人员必须经常注意煤电钻有无失爆现象，尤其是接线喇叭口是否有芯线外露等现象，若有必须及时更换，以免造成短路引起电火花。 6、严禁用煤粉、煤块或炮药纸等易燃物堵塞炮眼，爆破工要严格执行作业规程中第二条规定的掘进爆破安全要求进行爆破。第五节 安 全 监 控一、 便携式甲烷报警仪的配备和使用：按煤矿安全规程规定，矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时，都必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。爆破员每次爆破时必须进行“一炮三检”工作，并做好记录。班组长应将报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，随时对工作面瓦斯进行检测。电工在检修地点20m范围内甲烷浓度不超限时，方可进行检修，有报警信号时必须停止作业，立即处理。二、甲烷传感器的配备和使用：（一）配备：1、工作面迎头，必须按煤矿安全规程规定，配备甲烷传感器和一氧化碳传感器，安装位置必须符合要求。2、工作面局部通风机安装地点必须配备瓦斯传感器，悬挂位置必须符合要求。3、主要运输巷、回风巷的各测风地点按规定装设甲烷传感器、一氧化碳传感器、风速传感器、温度传感器。4、为保证回风流中的瓦斯浓度及时监视，回风流中必须安设甲烷传感器和一氧化碳传感器。工作面临时测风地点必须安设甲烷传感器。5、如在特殊情况下，需要串联通风时，被串联工作面进风侧必须安装甲烷传感器，该传感器的报警浓度必须设计0.5%以下。6、传感器设置位置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不大于0.3m、距巷帮不小于0.2m，并该处巷道顶板要坚固、无淋水，不得悬挂在风筒出风口或漏风处。7、矿调度室必须配备不少于2台监控主机，其中一台备用，监控设备必须定期进行调校、校正，发现故障时要及时处理。每天必须检查监控设备的运行情况是否完好。（二）使用：1、安全监控设备必须定期进行调校、校正，每7天必须进行1次调校，每7天对甲烷传感器的断电功能进行1次测试。2、如果安全监控设备发现故障时，要及时处理，在处理故障期间必须有安全措施，每天要检查监控设备的正常运行。处理故障期间必须要停止一切工作，把人员撤离安全地点。3、当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施，并必须在8h内对2种设备调校完毕。掘进工作面甲烷传感器的断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。 第六节 供 电该工作面电源来自井下变电所，660v电压经专用阻燃电缆进入工作面设备安装地点，供电方式为集中供电。第七节 排 水 系 统排水系统：工作面+1915m水平绕道运输石门水沟+1915水平车场水仓斜井排水管路（804.9）地面防尘水池（附图12：排水系统示意图）第八节 运 输 系 统运料和运岩系统：1、运料：混合提升斜井+1915m水平车场+1915m水平绕道运输石门+1915m水平A9集中运输巷东二采区运输石门工作面 2、运煤、岩系统：工作面东二采区运输石门+1915m水平A9集中运输巷+1915m水平绕道运输石门+1915m水平车场斜井地面装卸台。 第九节 通 讯 系 统工作面必须安装通讯电话，确保与各工作岗位通讯畅通。能够与矿调度室、井底车场、井口值班室、绞车房、主扇房、发电房、有关科室直接联系。第六章 劳动组织与主要技术经济指标第一节 劳 动 组 织附劳动组织图表班序 工种 种班