8309切眼炮掘作业规程1

第一章工程概况第一节地质概况一、煤层赋存特征本作业规程施工巷道8309切眼，巷道沿910煤层顶板掘进。910层位于太原组下段的顶部，厚度430M520M，平均488M，结构简单，含一层夹矸，夹矸厚度020M06M，平均04M。顶板为石灰岩，底板为含粉砂岩泥岩，为全区稳定可采煤层。二、施工岩石性质910煤直接顶板、老顶为K2石灰岩厚度490M885M，平均734M为灰色、深灰色厚层状石灰岩，富含动物化石。910煤厚度430M520M，平均488M，结构较简单，含一层夹矸，夹矸厚度020M06M，平均04M。黑色，均一结构，块状构造，较坚硬。910煤直接底板为含粉砂岩泥岩，含植物化石。三、地质构造8309工作面切割眼距采空区最近距离大于20M，对本巷掘进影响不大。四、水文地质情况910煤层的直接充水含水层为其顶板的K2灰岩岩溶水，单位涌水量Q033343L/SM；其顶板以上含水层受煤层采掘破坏或影响后，含水层来源补给条件差，充水来源主要靠大气降水补给，防治水工作简单。910煤层充水含水层主要为K2灰岩岩溶水，对开采910有直接影响，不过K2灰岩岩溶水涌水量较小。巷道施工标高为660，井田奥灰水水位标高为615M，所以不受奥灰水影响。五、瓦斯、煤尘情况910煤层具有爆炸危险性。自燃等级级，属自燃煤层，自燃发火期为12个月。瓦斯绝对涌出量为041M3/MIN，相对涌出量197M3/T。第二节工程概况一、工程概况1、8309切眼南临8307工作面，西为采空区，东、北均为实体煤；井田内地表为山区侵蚀地貌，沟谷纵横，地形十分复杂，总的地势为东高西低，地形最高点为井田的南部边缘，标高为1130M，地形最低点为井田西部水地庄村附近，标高为890M，相对高差为240M，属中低山区。井田内无生产矿井及小窑。2、工程要求本巷道从2309运输顺槽开口，以900方位角前掘，按中线、沿煤层顶板掘进。巷道长度（平距）约为90M。工程概况表巷道名称8309切眼巷道类别煤巷施工层位660M开口位置2309运输顺槽末端巷道用途回采服务年限4月施工工艺爆破掘进、皮带运输施工顺序打眼、爆破、装运煤、支护计划开工日期2011年6月实际开工日期2011年月备注二、工程施工设计平、剖面图附8309切眼施工平、剖面图三、影响巷道施工的主要因素及其影响程度、范围无四、设计方面1、地质构造本巷道施工范围内煤层倾角变化较小，施工条件简单。2、水、火、瓦斯、煤尘、顶底板方面（1）在掘进过程中，顶板为K2灰岩，底板为灰色泥岩或炭质泥岩，施工过程中不受水害的影响。（2）巷道在施工过程中，需加强煤尘、岩尘的治理，防止发生火灾及煤尘事故。（3）瓦斯绝对涌出量为041M3/MIN，相对涌出量129M3/T，为低瓦斯矿井，在施工过程中必须加强对瓦斯的防治工作。（4）910煤层煤尘具有爆炸危险，在掘进施工过程中应按照要求执行防尘措施。3、火区、空区、老巷、水窑掘进过程中不受火区、空区、老巷、水窑的影响。4、其他方面（1）该巷在910煤煤层中掘进，要加强通风管理，防止有煤尘或粉尘事故，并采取安全防爆措施。（2）910煤顶板为K2灰岩虽然整体完整、强度高，但局部裂隙较发育，掘进中可能造成脱层、冒落影响工程质量和安全。在该处应使用加长锚杆和锚索及全断面挂网等特殊支护方式进行加固。（3）由于掘进煤巷，工程进度快，应该严格保证永久支护与掘进迎头距离，避免较长时间的煤层自动承压发生变形，造成事故。附图11岩层综合柱状图附图12巷道平面位置图附图13巷道剖面图第二章施工方法与工艺第一节永久支护设计一、巷道断面设计1、巷道断面设计8309切眼设计为矩形断面，掘进宽度3000MM，掘进高度2300MM，断面积69M；掘进净宽度2800MM，净高度2200MM，净断面积616M。2、永久支护设计巷道支护方式为锚索网支护。顶板采用锚杆加锚索支护，每排布置4根规格为202200MM的全螺纹钢等强锚杆；巷道两帮各采用2根161600MM玻璃钢锚杆配规格为15015010MM的蝶形托盘压10铁丝编织的金属菱形网支护；螺帽选用GB/T412000,螺纹规格为M18；顶板锚杆间排距为9001000MM，帮部锚杆间排距10001000MM；顶板锚杆每根采用1支K2360和1支CK2340型树脂锚固剂进行锚固。帮锚杆每根采用1支K2360型树脂锚固剂进行锚固。每5M打规格为15245300MM锚索，托盘采用30030016的高强度托盘每根采用2支K2360和1支CK2340型树脂锚固剂进行锚固。网与网之间使用14铁丝绑扎，搭接不小于100MM；铁丝绑接密度不小于100MM,搭接长度不大于200MM。3、巷道断面图附图21巷道断面支护图；附图22巷道顶板平面支护图；附表21每米材料消耗量表二、工程质量标准及要求（一）保证项目1、锚杆（1）顶部锚杆20MM2200MM全螺纹钢等强锚杆，锚深2135MM，加工长度2200MM，紧固端螺纹扣长100MM；铁托板采用高强度弧形托盘，规格15015010MM，锚杆均使用配套标准螺母紧固，每批加工的锚杆必须有钢材合格证方可使用。（2）帮部锚杆16MM1600MM玻璃钢锚杆，锚深1550MM，锚杆加工长度1600MM，紧固端螺纹扣长100MM；铁托板采用10MM厚素钢制作规格为15015010MM；锚杆均使用配套标准螺母紧固，每批加工的锚杆必须有钢材合格证方可使用。2、金属网6铁线加工,顶网规格为长宽30001000MM，帮网规格长宽20001000MM必须有钢材合格证并经拉拔实验合格后方可使用。网孔规格100100MM，编织牢固。3、锚固剂树脂药卷规格K23600MM、K23400MM，药卷无变质、破损现象，锚固剂必须有出厂合格证。（二）基本项目1、宽度巷道施工中线距任一帮与设计误差合格0135MM，优良0100MM。2、高度巷道净高允许偏差合格0200MM，优良0100MM。3、锚固力顶板全螺纹钢等强锚杆，锚固力设计达到100KN、扭矩力达400NM帮部圆钢锚杆，锚固力设计达到70KN、扭矩力达300NM。优良达到设计要求，合格达到设计值的90以上。4、锚杆安装安装牢固，托板紧贴壁面，不松动，锚杆托板要压紧压实金属网。5、铺网质量搭接长度不小100MM，绑扎密度不大于200MM，且绑扎牢固。6、表面质量优良表面平整、密实（三）允许偏差项目1、锚杆间排距顶板锚杆9001000MM、帮部锚杆10001000MM，均为矩形布置，偏差不超过100MM。2、锚杆孔深度20MM2200MM的全螺纹钢等强锚杆孔深度2150MM，161600MM的圆钢锚杆孔深度1550MM，允许误差均为050MM。3、锚杆外露长度露出托板50MM。4、锚杆安装角度垂直巷道轮廓打设，允许误差15。第三节临时支护设计一、临时支护方式采用金属前探梁进行临时支护。1、爆破后，由班组长负责由外向里、限定后帮进行敲帮问顶，及时找掉浮煤悬矸。1、使用75MM，长度4300MM钢管制作两根前探梁，每根前探梁使用三个吊环固定在支护锚杆上。为了安全后面钻孔防止前探梁下滑伤人。2、前探梁上使用木料规格为2000200100MM、2500200100MM的松木或柳木刹顶，不得使用腐朽的木材。二、支护设计平、断面图附图248309切眼临时支护图三、施工方法与工艺1、前探梁临时支护最大控顶距2000MM，临时支护要紧跟迎头，严禁空顶作业。2、每根前探梁使用时，前探梁固定吊环数量3个，并且前探梁吊环固定在顶板锚杆上，螺帽上满，确保牢固可靠不脱落。3、掘够距离后,班长负责由外向里、先顶后帮的顺序进行敲帮问顶工作,将顶、帮松动的活矸、煤块及时找下。4、把探梁移至迎头，每根前探梁必须采用两个4寸吊环固定，上吊环的锚杆必须留用足够的丝扣，达到4080MM，以保证吊环的牢固。探梁之上，采用方木及枇子、木仨充分接顶刹实，支护牢固后方可准许人员进入迎头作业。前探梁至迎头的端面距不大于05M，距两帮端面距不超过03米。5、永久支护结束后，将每根前探梁的最后一个卡子移到最前面一排锚杆上。第三节施工方法一、施工方式概述1、施工方法概述采用爆破掘进，配皮带输送机出煤矸；施工时采用激光指向仪定向，激光指向巷道中线时，在中线方向上，沿煤层顶板开始放炮；根据煤层变化和巷道底板起伏情况由测量技术人员及时测设检查线进行校验，以确保切眼指向无误。2、施工组织设计每个循环开始施工前，首先敲帮问顶，检查已施工巷道的顶帮支护情况，将浮矸、活石清除干净后，进行开机前的准备工作，检查合格后方可爆破出煤、出碴结束后，全面敲帮问顶后进行临时支护，然后进行锚、网永久支护，最后清理文明生产，完成一个循环的施工。采用爆破掘进与锚杆支护单行作业的循环作业方式，每循环掘进进尺1米；顶部以及帮上部锚杆要紧跟迎头支护。三、质量标准和要求1、严格按中线施工，确保巷道施工方位准确。2、巷道施工必须一次成巷，巷道施工过程中不得遗留问题，掘进过程中严格按照正规循环工序操作。3、巷道在每次放炮前，必须先延中线至迎头，依据中线和爆破说明书放炮，确保准确施工。4、严格按照质量标准化标准及安全技术措施要求施工，确保巷道工程质量达到优良品。第四节工艺流程一、掘进工艺设计炮掘交接班及安检准备工作按炮眼布置图定好眼位定位打眼瓦斯检查装药封泥瓦斯检查设岗爆破吹炮烟洒水瓦斯检查敲帮问顶临时支护永久支护清理浮渣文明生产。二、临时支护、永久支护工艺流程1、临时支护工艺流程放炮后首先敲帮问顶将前探梁后端三个吊环分别依次逐个移至距迎头最近的三根锚杆上，用木板刹实顶板。2、永久支护工艺流程1锚杆支护放炮后及时进行敲帮问顶临时支护立即用锚杆机打锚杆眼，并安装好锚杆，进行顶帮锚杆永久支护。锚杆安装具体要求如下定锚杆眼位检查巷道规格尺寸是否符合设计要求，先处理完不合格部位后，按中线及锚杆布置要求定锚杆眼位，并用红漆做好标记。打锚杆眼按照设计锚杆眼深度、角度，使用风动锚杆机或风煤钻配合28钻头打锚杆眼。清理眼孔安装锚杆前将眼孔内煤岩粉清理干净（用钻杆来回抽动清眼或利用专用清眼器连接高压水吹眼），确保锚固剂与锚杆眼壁能够良好接触。锚杆安装安装前检查工作检查锚杆的规格尺寸是否符合设计要求；锚固剂有无过期结块变质，若影响正常使用，必须立即更换。检查锚杆眼的眼位、角度、深度是否符合设计要求（用待安装锚杆伸入锚杆眼孔检查），若不合格必须重新打眼。具体安装步骤螺纹钢锚杆每班作业人员进入掘进工作面前，必须进行安全检查、设备检查与维护、物料准备等工作，特别对支护材料进行严格验收，不合格材料严禁使用。每班掘进放炮后，首先进行瓦斯检查和敲帮问顶，及时进行临时支护，穿前探梁至迎头并将刹顶木板设好，确定顶板支护可靠。锚杆施工工艺流程顶部安装准备钻巷道顶板中部锚杆孔装树脂药卷装全套锚杆搅拌药卷上紧螺母依次完成其它的顶板锚杆。锚杆施工顺序巷道顶板锚杆由巷道中部向两侧，由外向里施工。锚杆孔的施工顶板采用风动锚杆机施工，用六方钻杆配合28MM的钻头施工顶板锚杆孔，钻孔过程中必须是短、长钎杆相结合进行施工，避免长钎杆施工时断钎伤人。严格控制锚杆钻孔深度，误差控制在050MM范围内，锚杆钻孔要用水清洗干净，确保树脂药卷充分发挥作用，使锚杆具有足够的锚固力。树脂药卷的搅拌时间约为2030S，此后停机，但不能缩下钻机，还应保持钻机较大的推力。紧固螺母停机30秒后再用扳手将锚杆螺母上紧，托板与网子紧贴岩面，使锚杆具有较大的初锚力。三、质量标准和要求1、巷道施工过程中严格按照工艺流程中规定施工，严禁赶工时、跳工艺施工。2、在施工过程中，必须每道工艺都按标准施工，严禁多道工艺同时施工，造成事故。3、每班放炮后，进行的敲帮问顶后，穿前探梁至迎头进行可靠、有效的临时支护，严禁空顶作业。第五节爆破作业一、掏槽方式为楔式掏槽。二、装药放炮1、采用煤矿乳化炸药爆破，炸药规格35MM200MM，重200G。雷管采用15段毫秒延期电雷管引爆，爆破总延时不超过130毫秒。MFB100型隔爆电容式发爆器起爆。2、装药结构平巷掘进低瓦斯矿井采用反向装药抛渣爆破。3、起爆方式一次装药、一次联炮、一次起爆。联线方式为混联连线。附炮眼布置三视图、爆破说明书。三、施工质量技术要求1、中心每侧不得小于50MM，不得大于100MM。2、浮煤必须扫净，刮板机固定段落安设挡煤板。第六节安全技术措施一、巷道施工安全技术措施1、严格按照中线进行施工，确保巷道成形及方位符合质量标准要求。2、巷道在施工过程中，特别是每班人员进入工作面前，必须对巷道进行敲帮问顶工作，确认安全后，人员方可进入迎头工作，确保安全施工。3、每循环施工过程中，必须将巷道内的浮碴清理干净，不得留于下一班。4、严格按照各工艺程序进行施工，确保每一工艺操作都符合质量标准要求。5、每班下班前，必须清理好巷道内的文明生产，确保巷道文明生产符合质量标准要求。二、顶板施工管理安全技术措施1、严格执行敲帮问顶制度。在开工前及放炮后，施工人员进入施工地点后，必须对迎头的顶帮围岩及支护情况进行认真的检查，先使用长把工具敲帮问顶，摘掉顶帮危岩悬矸。1、敲帮问顶工作应有班组长和安监员担任，一个人敲帮问顶，一个人观察顶板和退路，找顶人应站在安全的地点，观察人应站在找顶人的侧后方，并保证退路畅通。2、敲帮问顶从有完好支护的地点开始由外向里，先顶部后两帮依次进行，敲帮问顶范围内严禁其他人员入内。3、敲帮问顶人员应戴手套，用长柄工具敲帮问顶，防止煤矸滚落伤人。4、顶帮遇大块断裂矸石或矸石离层时，应首先设置临时支护，保证安全后，再顺着裂隙、层理问顶，不得强挖硬刨。2、巷道施工过程中发现顶板来压，巷道变形严重时，应立即撤出迎头所有施工人员至安全地点，采取加强支护措施处理，确认安全后方准人员进入巷道。3、掘进中，施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在打眼装药连线、架棚过程中应清除危岩、排除隐患。4、每次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后，必须由爆破工、瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶帮稳固情况，敲帮问顶，摘除危岩悬矸进行临时支护。5、工作面严禁空顶作业，放炮后及时使用临时支护。6、料场必须存有35天的支护材料，并要求分类码放，挂牌管理。7、加强工程质量管理，保证支护强度符合设计要求。8、打眼安装锚杆时，应自外向里从顶部向两侧逐排进行，两侧锚杆先安装上帮，后安装下帮。打安装锚杆必须随打锚杆眼随安装锚杆。9、迎头支护时，支护工必须掌握作业规程中的巷道断面、支护形式和支护参数，熟悉作业地点环境，熟练使用支护工具，并做好使用前后的检查和保养。10、前探梁吊环每移动一次，都要检查它的结构牢固情况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换。11、托盘与围岩、煤帮接触严密不松动，严禁垫煤块及矸石，不平整处应垫木托盘后上紧锚杆。锚杆外露长度3050MM。12、锚固剂固化前，不要使杆体移位或晃动，尤其是在安装顶眼时更应该注意，锚固剂固化前不得给锚杆预紧力，更不能拧紧。13、出现断锚杆、崩锚盘处，应及时补打锚杆。14、按照要求进行顶板离层监测，井下设记录牌板显示。每80M设一个顶板离层指示仪。顶板离层指示仪必须及时安设，安设时至迎头不大于15M，安设在巷宽的中部。根据离层分析采取相应的支护措施和修改巷道支护设计。在断层两侧15米范围内必须安设顶板离层指示仪，牌板显示,发现顶板离层达到临界值时，需撤出巷道变形处以里的所有人员，按技术部门要求做加强支护。15、对于接近或达到顶板离层临界值，巷道变形日趋增大，有冒顶危险的区域必须及时进行隔离，挂危险牌，严禁人员进入，自安全区由外向里及时采取架设金属棚加固。16、遇断层、应力集中区、顶板破碎带时，必须及时编制专门措施，缩小循环进尺为10M，最大空顶距割煤（矸）前不大于03M，割煤矸后不大于13M。17、巷道有淋水时，采用架设金属棚支护，提高巷道围岩控制效果。18、巷道断层带及前后不小于15米范围，必须采用加密锚杆支护，确保支护安全。19、队组管理人员每天对巷道支护情况全面排查一次，认真填写隐患排查记录本，发现隐患及时处理或汇报；在确保安全可靠的条件下方可组织施工。三、临时支护安全技术措施1、前探梁临时支护最大控顶距2000MM，临时支护要紧跟迎头，严禁空顶作业。2、每班放炮后进行临时支护前，必须严格执行敲帮问顶制度，及时清除顶、帮危岩、活石，确保施工安全。3、前探梁安装完毕，将前探梁用背板背紧背实，确保前探梁与顶板贴实四、钻眼工序管理安全技术措施1、工作面配备2台MZ12型煤电钻，煤电钻必须由“MA”标志，入井前经由防爆电气设备检查员检查其防爆性能，确认合格后方可使用。2、打眼前必须对煤电钻进行如下检查（1）综合保护装置是否灵敏可靠，每班使用前必须进行一次检漏试验。（2）煤电钻机体有无损坏，螺钉、螺帽及销子等有无松动，后罩风扇是否完好。（3）检查开关是否灵敏，转动方向及电动机声音是否正常。（4）钻杆与钻头是否扣紧牢固，钻头合金钢有无缺损，钻杆是否弯曲等。3、搬运电钻时应一手提电钻，一手握电缆边走边松开电缆，电钻运到迎头后要将电缆悬挂在巷道帮，防止工作过程中挤压损坏。4、工作过程中随时要进行敲帮问顶工作并要彻底，支护牢固可靠，无空顶空帮现象，否则严禁工作面打眼。5、打眼过程中，要时刻注意观察钻眼情况，并及时排出眼中煤岩粉。6、发现有煤岩松动，来压或钻孔中有压力水，水量突然增大或出现有害气体等异常现象时，必须停止打眼，钻杆不要拔出，人员撤至安全地点，待处理好后方可恢复工作。7、掘进工作面附近20M范围以内瓦斯浓度超过1或局部积聚瓦斯浓度达到2时，以及其他有害气体浓度超过规定时，不得打眼，处理好后方可作业。8、指眼人员必须严格按照现定眼位指眼，打眼前，指眼工必须使用洋镐在煤壁上刨出一个小坑，以便于钻头定位，发现打眼角度、深度位置不符时，必须及时纠正或重新打眼。9、打眼工打眼时，衣口、袖口、领口必须扣紧，严禁戴手套打眼和指眼，指眼时，抱钻人不得触动开关，防止煤电钻突然起动伤人。10、钻进过程中，抱钻人要站稳，不允许上、下、左、右摆动，推力保持均匀一致，匀速钻进，及时排除煤岩粉，钻前、钻下严禁站人，防止断钎伤人。11、钻眼中发现电钻零部件设施等有异常现象发生时，必须立即停止钻进进行处理。12、打眼后,拔下钻杆,切断电源将钻具撤至无淋水支护完好的安全地点，电缆盘放整齐。13、使用煤电钻时，必须设有并使用检漏、漏电、短路、过负荷、远距离起动和停机、自动停电等综合保护装置。14、打设锚杆眼孔时，孔深度与锚杆杆体长度一致，误差050MM。五、爆破1、打眼工必须按照爆破说明书规定进行打眼。装炮前爆破工、班组长、安监员按照作业规程对炮眼角度、炮眼的位置、炮眼个数、炮眼深度和围岩情况进行检查，不符合规定的，严禁装炮。爆破工必须按爆破说明书进行爆破。2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任。爆破工必须是由两年以上掘进工龄的人员担任，经过专门培训，考试合格并持有放炮合格证，方准持证上岗。3、严格执行炸药、雷管领退制度。禁止领取和使用失效的炸药；严禁领取不编号及编号不属于自己的电雷管；领取的放炮母线必须是符合规定的专用放炮线缆，放炮母线接头除锈、扭结并用绝缘带包好。4、不同厂家生产的不同型号的电雷管不得混杂使用，同一工作面严禁使用不同型号、品种的炸药。5、爆破工必须持爆破工证、领料单和领退记录本到炸药库领取炸药、雷管，并签字齐全。领退记录本上要分别注明雷管、炸药的种类、数量和水炮泥数量及电雷管编号。6、领取的炸药必须装在抗静电、防震的容器内，由爆破工本人或在爆破工的监督下由其他人员运送；电雷管装在雷管盒内，并加锁，必须由爆破工亲自运送。严禁将爆破材料装在衣袋内。领到爆破材料后应直接送到工作地点，严禁中途逗留和乱扔乱放爆破器材，严禁用无轨防爆胶轮车及装载车装运。运送过程严防挤压、冲撞，不得接近电气设备、电缆及导电体。7、携带爆破材料人员不得在交接班、人员集中的时间进行运送。8、配引药前，必须按一次爆破所用炮泥量备好炮泥，灌好水炮泥。水炮泥要饱满，损坏的水炮泥应交回仓库。9、每次装配引药数量必须符合作业规程规定，按规定在安全地点进行装配，不得由他人代替，并由班组长或安监员负责监督。10、装配引药时，必须遵守以下规定1装配引药必须在顶板完好、支架完整的安全地点进行，严禁坐在炸药箱上装配引药。2装配引药时必须防止电雷管受震动或冲击，以防折断电雷管的脚线和绝缘层损坏。3电雷管只许由药卷的顶部装入，不得用电雷管代替竹木签扎眼，电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管斜插入药卷中部或捆在药卷上。4电雷管插入药卷后应用脚线将药卷缠住，以便将雷管固定在药卷内，还必须将雷管脚线末端扭结。5引药装配以后，必须清点数目，放在专用炮头盒内，以防散失。（6）不得直接拽电雷管从成把电雷管中将单个电雷管拽出，而必须拽电雷管前端脚线将电雷管拽出。11、爆破工、班组长及瓦检员对工作面进行全面检查，发现问题及时处理，凡有下列情况之一者，不准装药。1工作面空顶距离超过作业规程规定、支护损坏、顶板破碎、支护不全时。2装药地点20M内有未清除和撤出的煤矸、运输车及机电设备或其它物体堵塞巷道三分之一以上时。3装药地点20M以内煤尘堆积飞扬时。4装药地点20M范围内的风流中沼气浓度达到1时。5炮眼内发现异状，温度骤高骤低，炮眼发现塌陷、裂缝，有压力水，瓦斯突增，煤岩松散，透老空时。6工作面风量不足、局部通风机停止运转以及风筒末端距工作面距离超过10M时。7炮眼内煤（岩）粉末未清理干净时。8炮眼深度、角度、位置不符合本规程规定时。9发现瞎炮未处理时。10放炮母线长度、质量不符合规定时。11便携式瓦斯报警仪失灵时，显示数字不准时。12、装药前，班长指定专人负责对放炮地点30M范围内进行洒水灭尘；安监员负责监督检查，否则不准装药。13、装药联线放炮必须由爆破工进行，不得由他人代替。放炮钥匙必须有爆破工亲自保管。爆破工必须按照作业规程爆破说明书规定的雷管段号、炸药量、水炮泥和炮泥量进行装填。14、放药时严禁在装药地点附近从事与放炮无关工作，装药前首先用压风清除炮眼内的煤粉、岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，炮眼内的各药卷必须彼此密接。装药后必须将电雷管脚线悬空，母线末端、电雷管脚线末端都必须扭结短路。严禁电雷管脚线、放炮母线，同运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触或连接。15、该巷掘进时，采用反向爆破，引药及所有药卷的聚能穴都朝向眼口，引药都必须装在炮眼的底端，严禁垫药。16、炮眼必须使用水炮泥。每个炮眼使用1个水炮泥，以外用粘土填满封实。炮泥应用不燃性、可塑性的材料制成，严禁用岩粉、块状材料或其它可燃性材料作炮泥，无炮泥、炮泥不足和不实的炮眼严禁放炮。17、严禁放明炮、糊炮、明火、短母线放炮。18、必须严格执行“一炮三检”、“三人联锁”、“三保险”制度。“一炮三检”即装药前、放炮前、放炮后都必须在放炮地点20M范围内检查风流中的瓦斯含量，如果瓦斯浓度超过1时，严禁装药放炮。“三人连锁”即放炮前，放炮员将警戒牌交给班组长，由班组长亲自派人警戒，下达放炮命令，并将自己携带的放炮命令牌交给瓦检员，瓦检员经检查瓦斯煤尘合格后，将自己携带的放炮牌交给放炮员，放炮员吹哨进行放炮，放炮后三牌各归原主。“三保险”放炮前，班组长亲自布置专人在警戒线和可能进入放炮地点的所有通道担任警戒工作，警戒时拉绳挂警戒牌，放炮时，放炮员应先吹哨并呼喊“放炮啦”，至少五秒钟后方可能通电放炮。19、放炮前电气设备、电缆和工具等都必须加以可靠的保护或移出工作面。20、放炮安全距离拐弯巷道不小于75M，直线距离100M以外的躲避所内或设置临时掩体物。21、放炮母线和联接线必须符合下列规定1电雷管脚线和连接线、脚线与脚线之间的接头，都必须悬空，不得同导电体相接触。2放炮母线必须随挂随用，用后挽起。3放炮母线和连接线必须相互扭紧并悬挂，放炮母线必须挂在电缆的下方，并应保持03M以上的安全距离。4只准采用绝缘母线单回路放炮，严禁用轨道、金属管、水或大地等当做回路。22、井下放炮必须使用矿用防爆型闭锁放炮器。23、爆破工必须最后离开工作面地点。24、必须坚持安监员放炮签字制度，放炮前由安监员检查放炮制度落实情况后，并在放炮记录本上签字。25、不到放炮通电时间不得将钥匙插入放炮器内。放炮完毕后必须立即将钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。26、放炮前，爆破工必须先做网路导通检查，严禁用放炮器打火放电检测网路是否导通。27、通电后，装药炮眼不响时，爆破工必须先取下钥匙，并将放炮母线从电源上摘下，扭结成短路，至少等15分钟，才准沿线路检查，找出原因。28、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。处理拒爆时，必须遵守下列规定（1）、由于连线不良造成的拒爆，可重新连接起爆。（2）、在距拒爆炮眼03M以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。（3）、严禁用镐刨或从炮眼中取出原放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残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。（4）、处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。（5）、在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。29、严禁一次装药分次起爆。30、装药的炮眼必须当班放完，不得与下一班交接。六、永久支护管理安全技术措施1、锚杆、锚索支护严格执行质量要求标准。2、锚杆必须定期或定量做锚固力测试，由施工队技术人员、质量检查员到现场做锚固力抽查，抽查方法是每30M为一组，每组测试不少于3根，锚固力测试采用锚杆拉力计进行。七、预防冒顶安全技术措施1、每班开工前、打眼前和支护前都必须进行敲帮问顶工作，发现易脱落或松动的煤岩块及时找下。2、找顶工作，只准由一组进行，禁止两组同时进行找顶，防止出现险情躲闪不及。3、锚杆必须紧跟迎头，对迎头不足打锚杆的范围要使用好前探梁，前探梁必须按规程规定架设牢固可靠。4、当顶板破碎时，循环进度根据现场情况相应缩小，每循环进度不大于1000MM，并加挂菱形网，支护要及时且牢固有效。5、锚杆安装要及时，质量符合设计要求，其规格材质符合设计要求，网子要紧贴岩面平整铺设，搭接牢固可靠。6、施工中临时支护必须及时有效，严禁空顶作业。7、施工过程中应经常观察顶帮和托板的变化情况，当出现岩壁片帮，托板严重变形、底鼓、顶板压力增大等情况时，必须立即向有关领导汇报，严重时，必须立即停止作业，撤出人员，待处理好后再入内作业。8、锚杆锚固力必须达到设计要求（70KN）。9、施工过程中，巷道内应备不少于2天的支护材料，全部放到本掘进巷道专用料场，分类码放整齐，并挂牌管理。10、迎头地质条件发生变化时，队组管理人员必须及时向有关科室及专业领导汇报。八、预防片帮安全技术措施1、每班掘进放炮后，首先进行敲帮问顶工作，然后采用人工及时前移探梁至迎头，进行临时支护。2、每班掘进放炮后，打帮部锚杆人员，必须随时进行敲帮问顶，及时清除帮部危岩，活石，确保施工安全。3、操作人员必须按照规程要求，帮网紧跟迎头支护。4、锚杆安装要及时，质量符合设计要求，其规格材质符合设计要求；网子要铺设平整，搭接牢固，用锚杆托盘加紧压实。5、锚杆必须定期或定量作锚固力测试。6、施工过程中应经常观察帮部和托板的变化情况，当出现岩壁片帮，托板变形等情况时，必须立即向有关领导汇报，严重时，立即停止作业，撤出人员，待处理后再入内作业。九、锚杆拉力计使用的安全技术措施1、在进行锚杆拉力试验之前，要检查拉力计液压油是否够、是否漏液，压力表是否完好。2、检测前先检查被测处的顶帮支护是否完好，顶板有无离层活石浮矸，如果有此类现象时，不得进行检测。3、检测时，先将锚杆螺帽和铁托板去掉，之后将锚杆拉力计拉杆连接到锚杆上，锚杆拧入拉杆长度大于20MM，最后将连接套、油缸套在拉杆上，用螺帽紧固。4、在做抗拔试验时，锚固力达到设计值即可，在加压过程中当发现拉力表的压力不再增加时，要停止加压，检查锚杆的位移量，位移量达到10MM时，读数后卸压。5、在加压前，必须将被检锚杆周围5M范围内人员撤出，操作人员必须在被检锚杆一侧靠巷帮处操作，防止在检测过程中锚杆拔出或拉杆脱扣连接套甩出伤人。7、在试验过程中，如有锚杆被破坏（失效），必须重新补打锚杆。十、清理工安全技术措施1、在清理过程中,清理人员要时刻注意观察皮带运转情况,严防铁锹碰触皮带转动部位。2、在清理过程中，发现有大块煤时,必须破碎方可装入皮带,严禁将大块煤直接装入皮带。3、皮带运转时，严禁从皮带底部掏回头煤。4、所有作业人员跨越皮带时必须从过桥上经过，严禁直接从上方翻过。十一、预防水灾安全技术措施1、所有施工人员必须熟悉透水的各种预兆,出现透水危险时应立即停止作业,确保人员安全。2、当掘进工作面或其他地点发现有下列透水预兆顶板挂红、挂汗，空气变冷，发生雾气水叫，顶板淋水增大，顶板来压，底板鼓起或产生裂隙，发生涌水，水色发混，有臭味等其他异味。必须立即停止作业，采取措施并报矿调度室，若情况危急，必须立即发出警报，撤出受水威胁地点的人员。3、巷道施工必须坚持“有掘必探，先探后掘”的原则，探放水严格执行我矿探放水安全技术措施。4、严格执行1炮眼或掘进工作面有出水征兆时不放炮2探水孔超前距离不够或偏离探水方向时不放炮5、迎头打眼出现水压大，沿眼向外流水现象应停止作业，不准拔出或晃动钻杆，要立即向调度室汇报。6、所有施工人员必须熟悉巷道水灾避灾路线，出现水灾时应立即组织人员抢险，无法处理时立即清点人员按避灾路线撤离。7、巷道内应配置潜水泵、排水管路等排水设施，并定期检修，确保排水设施完好，管路畅通。8、注意在工作面推进过程中顶板滴水、淋水变化情况。当涌出量增大时，要及时向矿调度室汇报，组织好排水工作。9、工作面停产检修前要将巷道积水排净，关闭工作面供水阀门。10、全面检查、检修液压系统、供水管路，杜绝跑、冒、滴、漏现象。十二、底板管理1、对施工段的地质资料、水文条件要详细了解。2、施工期间，施工人员要对对底板的岩石性质及构造形成要详细了解认识；对施工期间有可能出现的问题要提前预知、做出详细的解决方案。3、加强底板的日常管理及观测，对存在底板安全隐患的地段要及时处理。4、对底板的稳定性要及时做出判断，做出相应的安全技术措施。5、对底板有底鼓的巷道要加强巷道的维护工作，并制定施工安全技术措施。第三章劳动生产组织第一节循环作业方式采用爆破掘进与锚杆支护单行作业的循环作业方式，每个循环掘进进尺2米。第二节劳动组织形式采用三班生产，八小时工作制，循环进尺2M，日循环3个，日进尺6M，正规循环率95，月进尺171M。第三节劳动组织及人员配备表附表318309切眼劳动组织配备表出勤人数工种一班二班三班四班小计备注打眼工2226兼支护工放炮工1113配备专职放炮员，机运输机司机3339兼运料工绞车司机1113兼职但须技术培训合格支护工1113兼敲帮问顶机电维修工1113瓦检消尘兼兼兼局扇司机兼兼兼班长1113合计10101030第四节循环作业图表附表劳动循环作业图表第五节主要机械设备配备表附表33设备工具配备表序号名称规格型号单位数量备注1煤电钻MZ15台42风机2BKJNO211对旋式台23麻花钻杆根44Y型钻头个245风镐台26手镐把27大锤把28扒子把29铁锨张810放炮器MFB100台211瓦检检测仪JJZ3501台312监测分站KJF16B套113雷管箱个1加锁14炸药箱个1加锁15炮头盒个316刮板输送机SGB40T30台217皮带输送机SST65040台118水泵潜水泵台219一炮三检记录本本3第六节主要技术经济指标表附表33主要技术经济指标表数量序号项目单位沿煤层1巷道总长度M902在册人数人383出勤率804循环进度M155每班循环次数个16日循环次数个37日进度M68月进度M1719效率M工0110坑木消耗M3/M0211炸药消耗KG/M10212雷管消耗发/M3413水炮泥袋消耗个/M3414金属网消耗M2/M92315风水管消耗M/M第四章通风系统第一节通风系统一、通风系统1、风量计算该巷采用局扇压入式供风，直径600MM胶布风筒。（1）按瓦斯涌出量计算Q1100QK式中Q工作面实际需要风量100瓦斯涌出配风量Q工作面绝对瓦斯涌出量K不均衡系数，取20Q100QK100025250（M3/MIN）（2）按工作面最多人数计算Q4N式中Q工作面实际需要风量4每人每分钟所需最低风量N工作面最多工作人数，取18人Q4N41872（M3/MIN）（3）按炸药量计算Q25A式中25每千克炸药爆炸不低于25M3/MINA工作面一次爆破所用最大炸药量Q258200M3/MIN取用最大风量200M3/MIN（4）按局部通风机实际吸入量QKQ扇式中K备用系数K取12Q12200240（M3/MIN）满足风量要求2、局部通风机的选型本工作面局部扇风机的选型为11千瓦对旋局部通风机3、掘进工作面风量验算按工作面回风流中瓦斯浓度要求验算Q0122224010000011CH4按最低风速验算240101460074（M/S）根据以上计算、验算确定，该掘进工作面所需风量240M3/MIN，则Q240/604（M3/S）根据以上结果我们可以选择11千瓦对旋局部扇风机，完全符合煤矿安全规程规定。二、局部通风机安装地点1、局部通风机安装地点风机安装在入风巷距回风巷口10M以外处，高出底板300MM以上。最大供风距离400M。2、通风路线新风8309面切眼地面主斜井东大巷北大巷2309巷局部通风机切割眼乏风8309面切眼切割眼5309巷北翼集中回风巷东翼集中回风巷副斜井主扇地面3、风筒规格、悬挂和距工作面迎头距离，风筒连接方法压入式风筒规格60010M胶质风筒，风筒吊挂执行逢环必挂，缺环必补，要求用10铁丝环环吊挂，平直成线，拉紧挂稳，高度尽量靠近顶板；风筒出风口距工作面迎头距离不大于10M。风筒连接方法采用反压边法。风筒吊挂位置靠一帮贴顶板。附通风系统图三、安全质量标准及要求1、局部通风机的安装符合安全质量标准化要求。2、局部通风机供电必须使用风电闭锁，停风后自动停电。3、局部通风机安排专人进行管理，并实行挂牌管理，杜绝无计划停风，有计划停风的必须有专项通风安全措施。4、工作面迎头风量必须符合本规程要求，严禁出现欠风现象。第二节瓦斯管理1、按照规定使用便携式瓦斯报警仪。2、严格执行“风电闭锁和瓦斯电闭锁”制度，保证停风自动停电、瓦斯浓度超限自动停电。3、定期检查电气设备，消灭电气设备失爆。4、风机必须由专人负责看管，风筒吊挂平直，不论工作面是否有人，必须保证风机正常运转，因停电或其它原因造成停风时，工作人员全部撤出，并在施工巷开口向里2米处设栅栏，留专人看管，同时汇报调度室安排专人及时处理。复工时，瓦检员必须认真检查工作面瓦斯浓度，确认安全后，由瓦检员负责撤栅栏，恢复生产。若检查工作面瓦斯浓度超限，必须断电，及时恢复栅栏，编制排放瓦斯措施，进行排放瓦斯。5、避免无计划停风，严禁随意停开风机，私自拆接风筒或扒开风筒作业。6、瓦检员每班必须对工作面瓦斯浓度进行检查，瓦斯浓度达到1时，停止打眼。工作面回风流中瓦斯浓度达到1或二氧化碳浓度达到15时停止工作面一切工作，撤出人员，切断电源，并向调度室汇报进行处理。第三节安全监测监控系统一、安全监测系统工作原理采用甲烷断电仪监测，主要监测工作面和局部扇风机的瓦斯气体，当瓦斯浓度超过1时，即可切断所有电气设备的电源。二、安全监测布置1、工作面甲烷传感器吊挂在距迎头5M范围内的回风流侧。2、甲烷传感器吊挂在顶板上，传感器位置距帮200MM，距顶300MM。三、系统安装1、监测线由采区联络巷临时变电所的KJF16B馈电开关引至掘进工作面。2、甲烷传感器工作参数报警浓度10，断电浓度15，复电浓度10；断电范围8309切眼内所非本质安全型电器设备的电源。3、安全监测设备使用管理严格执行国家有关规定。四、安全监测系统安装标准1、必须按照设计要求安装线缆。2、系统设备安装及线缆悬挂必须符合安全质量标准化要求，有效使用。第四节防尘措施一、防尘系统设计巷道掘进防尘措施主要采用装载点喷雾、湿式打眼、净化水幕、隔爆水槽。二、防尘设施位置布置和安全质量标准1、供水管路沿巷道左帮底板敷设，管路敷设必须平直。2、每隔6M采用8铁丝双股将供水管吊挂在巷道左帮底部，要求捆绑必须牢靠。3、供水管路上每50M设置一个三通阀门，阀门手柄必须能灵活使用，并配备长度不少于30M的洒水软管，每班指定专人对巷道的顶帮、风筒进行冲刷灭尘。4、巷道内设置两道净化水幕，在距迎头30M范围内安设一道降尘水幕，在50M范围内安设一道常开净化水幕，要求喷雾效果能封闭全断面，随掘进工作面推进而相应前移；水幕喷雾方向迎向风流，能覆盖整个巷道断面，手柄灵活，喷头完好，雾化效果好。5、巷内必须在距离工作面60200M的范围内设置隔爆水槽，隔爆设施的数量、水量、安全质量符合煤矿安全通风质量标准化标准的规定。附图42防尘系统图第五节安全技术措施一、通风管理1、局扇安装在入风巷距回风巷口10M以外处，必须安装双风机、双电源，每班安排机电维修工检查试验一次，做到自动切换并由瓦检员管理局部通风机，保证其使用正常。同时安装风电闭锁装置，停风必须停电。当风机停运后，必须能自动切断工作面所有非本质安全型电气设备电源设备源，停止巷道内的一切工作进行处理。局扇距底板高度不低于03M。2、风筒吊挂应做到平、直，无脱节、无破口，接头严密，逢环必挂，运输车辆不得摩擦挤压风筒，风筒出口距巷道迎头不超过10M。3、一台局部通风机只能向一个施工地点供风，严禁断开风筒。4、严格执行局部通风机安装及停电检修申请卡制度。施工期间不得随便停开风机。如特殊情况必须停风时，必须填写计划停风报告单，并提前通知迎头撤除人员，切断电源，在巷道口设置栅栏，并揭示警标。停风不得超过8小时，恢复通风前有专职瓦检员进行探查，CH4浓度不超过1，CO2浓度不超过15时，并且局扇及开关附近前后10M内CH4浓度不超过05方可开动风机；否则编制措施由救护队进行检查、排放瓦斯，符合规定后方可施工。5、严禁出现无计划停风。局部通风机发生若因特殊原因停风时，班组长必须立即命令停止工作，撤出人员，切断电源，并及时向矿调度室汇报。班、组长组织人员在全风压巷道口打好栅栏，切断风筒，安排专人看管风机，禁止随意启动风机和人员进入停风区。调度室必须及时向有关领导汇报并安排人员查明局部通风机停风原因，进行处理，为尽快恢复通风做好准备。恢复通风前的各项工作严格按照第4条之规定执行。通风、机电部门要组织有关人员进行分析，查明停风的原因。二、防尘管理1、掘进工作面必须安设专门的防尘管路跟迎头，管路直径不小于25MM，每50M设一个三通阀门，保证水压、水量满足要求。2、放炮时必须使用水炮泥，爆破前后必须对爆破地点30M范围内洒水灭尘，冲刷巷帮，爆破前必须打开水幕。3、每天擦洗风筒、巷道洒水消尘一次，不得有厚度超过2MM、长度超过5M以上的煤尘堆积点。4、隔爆水槽距迎头60200M，水槽水量应满足200L/M2。5、水槽排间距应为15M，长度2040M。水棚距顶板、两帮间隙不小于100MM，高度要保持一致。水槽吊挂时，必须使用专用钩进行吊挂。6、隔爆设施必须设置说明牌。7、隔爆设施必须每周检查一次，并有记录。三、防火管理1、严禁携带烟火入井。2、井下动火风电焊必须制定安全措施。3、经常检查消防火管路完好状况，确保管路供水及时足量。四、防治瓦斯管理1、加强通风管理，保护通风设施，完善通风系统。2、风门安设闭锁装置，保证两道风门不同时打开。3、保证局扇正常开启。五、瓦斯监控监测系统管理1、及时前移传感器，保证其距迎头不超过5M。2、备足传感器后部电缆，确保随时可以前移传感器。3、坚持每10天检查校验一次探头，确保其完好灵敏可靠4、每天对分站、线路进行一次检查，发现问题立即处理。5、监测监控系统由监控室专门管理。第五章机电运输系统第一节运输系统一、运输方式1、工作面需用的材料、设备等，由主斜井下车场送至东运输大巷，经北运输大巷，运至8309切眼。2、煤矸采用皮带运输。二、运输路线1、运料系统地面井下车场东运输大巷北运输大巷8309切眼（迎头）2、运煤矸系统迎头煤矸采用刮板输送机配合皮带输送机北运输皮带东运输大巷皮带煤仓主井地面。附图运输系统图三、设备、设施安全质量标准及要求1、在装卸物料时，必须先用木楔将矿车稳住。2、运料时，注意不要刮碰支架和电器设备及管线。3、装运超高、超宽、超长、超重物料时，必须使用专用车辆并制定专门措施。4、堆放物料时，要按品种、规格分类码放整齐平稳，料堆要下宽上窄，并要保证行人行车宽度和通风断面。5、抬运物件时，必须有专人负责指挥，抬、放时口令要一致。第二节供电系统一、概述由炮掘队施工的8309切眼，根据掘进工作面的位置，供电取自地面6KV动力电源下井,经中央变电所至东巷1变电所6KV电源，由5变压器6KV/690V提供电源。二、供电线路地面10KV/6KV井下中央变电所东巷1变电所8309切眼三、设备选型与负荷统计设备选型刮板输送机SGB420/301台240KW皮带运输机SST650皮带1台230KW8309切眼局扇YBT522，2台211KW一台主一台备）煤电钻MZ12一台，12KW潜水泵一台75KW合计负荷详见负荷统计表所用设备明细表所用设备明细表名称型号单位数量备注刮板机SGB420/30台1皮带机SST650/30台1水泵75KW台1局扇YBT522台2煤电钻煤电钻MZ12台1变压器KBSGR400/6台1电气设备负荷统计表名称单台电机额定容量电机台数设备总容量（KW）额定电压额定电流（A）单台额定启动电流（A）刮板机4028066096288皮带机3026066072216水泵75175660954局扇112446604672煤电钻12224660618小计1939四、变电器的选型计算1综掘变压器根据公式SKXPECOSJ式中S变压器计算容量，KVAPE参加计算的所有用电设备额定功率之和，KWCOSJ参加计算的用电设备平均功率因数，查表取07KX需用系数，KX0406PEMAS/PEPEMAS变压器所带负荷中最大电机容量移动变电站的选择计算PE1939221719双风机只开1台SKXPECOSJ（0406PEMAS/PE）PE/COSJ（040640/1719）1719/07140KVA选择KBSGR400/6移动变电站一台。五、电缆的选择计算根据公式IG1000KXPE/3UECOSJIJIG实际流过电缆的工作电流。KX需用系数。KX0406PEMAS/PEPEMAS变压器所带负荷中最大电机容量UE额定电压。COSJ参加计算的用电设备平均功率因数，查表取07IJ电缆长时允许电流1电缆的选择（配电室009总馈电到皮带机磁力启动器及普掘面分馈）IG11000KXPE/3UECOSJ1000（0406PEMAS/PE）PE/3UECOSJ1000（040640/1719）1719/366007IG11216A350MM电缆长时允许电流为173AIG1165AIJ173A选用350MM电