6煤轨道上山规程炮掘剖析

1、6煤轨道上山掘进作业规程- -第一章第一节、巷道名称6煤轨道上山二、掘进目的及用途目的：形成运输系统。用途：满足井下矿井运输、管路敷设、行人、通风的要求。三、巷道设计长度和服务年限设计长度：1300m 服务年限：10年。四、预计开工、竣工时间本巷道掘进施工1300m自2015年7月下旬开工，预计2016年4月份竣工。五、巷道平面布置附图（一）:6煤轨道上山平面布置图;附图（二）:6煤轨道上山剖面图。第二节编写依据一、设计说明书设计说明书为6煤轨道上山设计与地质说明。二、地质说明书地质说明书名称为6煤轨道上山设计与地质说明。三、其它技术规范煤矿安全规程 煤矿作业规程编制指南 各工种操作规程地面相

2、对位置及地质情况第一节地面相对位置及临近采区开采情况本工作面为6煤轨道上山掘进工作面。周边为6煤胶带上山、6煤回风上山岩巷、6煤回风上山煤巷。工作面对应地表为工业广场北侧山地。地表标高 +1152.5 +1197.4m。水平名称+450水平巷道名称6煤轨道上山地表标高/m+1152.5 +1197.4m井下标高/m+455+490地面相对位置紫金煤业基建井工业广场风井北侧山地井下相对位置及掘 进巷道的影响本工作面为6煤轨道上山掘进工作面。周边为 6煤胶带上山、6 煤回风上山岩巷、6煤回风上山煤巷。邻近采区、煤层、 巷道对掘进巷道的 影响邻近采区、巷道对掘进巷道无影响。掘进期间沿煤层顶板施工，

3、巷道坡度需随煤层变化及时进行调整。井上、下对照关系情况表（表一）第二节地质构造本巷道掘进范围内煤岩层整体为单斜构造，走向2530、倾向115120。、倾角013。根据三维地震报告显示，工作面掘进范围内可能有陷落柱，工作面北侧发育有 F1号断层，断层走向260270、倾 向350360、倾角65、落差约6m根据瞬变电磁探测结果，可能发育有 X3号陷落柱的掘进范围内没有 明显低阻异常区，该陷落柱大量含水的可能性较小，由于物探的局限性 和多解性，掘进过程中仍应做好防、排水等相关安全措施，保证安全生 产。由于勘探不足，对地质构造的控制程度不够，掘进前方不排除有小型向斜或断层等地质构造发育，施工过程中如

4、遇异常情况（帮顶淋水、 瓦斯涌出量增大）时，应立即停止掘进并向矿调度、通防科和地测防治 水科汇报。（柱状图见附图）第四节水文地质、水文地质情况:工作面地层为二叠系下统山西组地层。从区域上来看，工作面主要受二 叠系下统山西组、下石盒子组及上统上石盒子组碎屑岩裂隙含水层与石 炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸岩类裂隙岩溶碎屑岩类裂隙含水岩组及奥 陶系中统碳酸盐岩岩溶裂隙水影响。二叠系下统山西组碎屑岩类裂隙水主要为K8含水层，K8砂岩裂隙水为工作面顶板直接充水水源。含水层以中-粗粒砂岩为主，厚度较大,但区内变化大，补给条件差，单位涌水量0.00963 L/s.m，渗透系数0.0279m/d，富水性弱。在构造

5、正常地段，该充水水源对工作面掘进影响 相对较小，但在断层、陷落柱发育地段对工作面掘进有一定影响。石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸岩类裂隙岩溶水主要指太原组的K2、K3、K4三层灰岩裂隙岩溶水，根据井田内抽水试验资料看，单位 涌水量为0.00268 L/s.m。另外，从简易水文情况看，钻孔消耗量变化不 明显K2、K3、K4灰岩，单层平均厚度1.3-2.91m,水位埋深90.0-175.01m, 单位涌水量0.002-0.02 l/sm富水性弱。奥陶系中统碳酸盐岩岩溶裂隙水，该含水层主要为奥陶系峰峰组与上、下马家沟组含水层。井田内没有出露，属埋藏型；根据区域资料, 含水层岩性主要以石灰岩、白云质灰岩为

6、主，一般情况下奥陶系中统上、 下马家沟组岩溶发育，富水性强，峰峰组灰岩富水性相对较弱。根据山西煤炭运销集团晋中紫金煤业有限公司基建井首采区带压开采安全性评价及安全技术措施报告分析，6号煤层底板泥岩、砂岩、 灰岩的Kp值（隔水岩柱岩体抗拉强度）平均1.2MPa4.8MPa。Kp按最 小值1.2MPa计算，6号煤层到太灰含水层之间的安全隔水层厚度为 12.86m,按最大值4.8 MPa计算，得出的太灰含水层安全隔水层厚度为 6.48 m。Kp按最小值1.2MPa计算，得出的6号煤层到奥灰含水层之间的 安全隔水层厚度为11.61m,按最大值4.8 MPa计算，得出的奥灰含水层 安全隔水层厚度为5.8

7、5 m。根据2010年山西地科勘察有限公司地质勘探 中钻孔资料统计分析，6号煤层底板到太原组灰岩（K4）之间的隔水层 在28.957.15m之间，到奥陶系峰峰组顶板之间的隔水层厚度在 141.1176.7m之间。因此，6号煤层实际最小隔水层厚度都远大于安全隔 水层厚度。综上所述，本工作面在不受断层、陷落柱等构造影响的地段，虽然存在突水威胁，但危险不大。只有在断层、陷落柱等构造发育地段，太原组灰岩岩溶裂隙含水层突水危险较大。工作面掘进范围内奥灰水水位推 测在770m左右。工作面标高在+451530.0m之间，工作面该区域突水系 数TV0.06 MPa/m，根据山西煤炭运销集团晋中紫金煤业有限公司

8、基建 井首采区带压开采安全性评价及安全技术措施报告划分为突水危险性小区，但在断层、陷落柱等导水构造，为突水危险区。第三章巷道布置及支护说明第一节 巷道布置本工作面为岩掘巷道，巷道布置在 6#煤层底板岩层中（顶板与6#煤 层法距5-10m），按设计给定中腰线进行掘进，从6煤轨道上山G20点右 前方6m位置开口，初始标高为+450m,开口处坐标（4194315.856,19661394.435;该巷道设计长度1300m。根据每循环打顶板探孔的实际情况自行适当调整轨道上山的坡度，使巷道顶板与煤层 底板保持5-10m间距。附：巷道断面和技术特征及工程量表第二节矿压观测表（四） 巷道断面和技术特征及工程

9、量表巷道名称类别煤岩别支护形式坡度巷道断面（rf）工程量（m）备注6煤轨道上 山准备岩石锚网沿层S 荒=16.02S 净=14.821300合计1300巷道布置详见设计施工平面图及巷道断面图。一、观测对象：6煤轨道上山。二、观测内容：锚杆、锚索的载荷及锚固力。三、锚杆预紧力随时进行检查，每 300根锚杆或300根以下抽样一 组（三根）进行检查，顶板锚杆拉拔不小于 80KN两帮锚杆拉拔不小于 60KN锚索拉拔不小于120KN四、数据处理：采取边施工、边观测，及时对数据加以分析、判断, 并把观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。第三节支护设计一、确定巷道支护形式6煤

10、轨道上山采用半圆拱断面,锚杆+金属网+喷砼联合支护，如果围岩破碎加打锚索补强支护。巷道断面规格:6煤轨道上山：S荒=16.02 mS 净= 14.82 m二、支护方式（一）顶板超前接顶临时支护装置1、超前支护采用DW-250/100的单体点柱挑起金属网接顶作为超前临时支护，即每循环后在首排永久支护锚杆前0.6-0.9m位置打两根单体带帽点柱，挑起金属网接实顶板形成临时支护。单体点柱的间距1.8m。2、护迎面帮装置迎面围岩破碎时需在迎面打2-3根锚杆，挂12片63 10003 2000mm的钢筋网进行保护，防止掉矸伤人。（二）永久支护根据石家庄设计院提供的施工图纸，巷道永久支护方式采用锚杆+金属

11、网+喷砼进行联合支护，锚杆采用螺纹钢式树脂锚杆。支护参数确定如下:锚杆支护参数:锚杆间距为800mm,排距为800mm,与巷道中心对称布置。锚杆材质：22mm长度2000m左旋无纵肋螺纹钢树脂锚杆喷砼支护：混凝土强度等级 C25,喷厚120mm。托盘：1503 1503 10m铁质正方形托盘锚固剂用量：每根锚杆使用Z2360、K236（型锚固剂各一卷纯外露长度（锚杆从螺母外算起）：锚杆外露 10 40mm锚固力：拱部锚杆不小于 80KN帮锚杆不小于60KN锚索不小于120KN螺母扭矩：帮部、拱部锚杆均不小于100N2金属网支护参数:帮顶金属网采用 6mm钢筋焊接而成的经纬网，规格为 20003

12、 1000mm网片搭接长度100mm搭接部分每隔300mm用 14#铁丝绑扌L。（三）按悬吊理论计算锚杆参数以5.24m毛宽断面为例，计算锚杆参数1、锚杆长度计算：L= KH + L1 + L2式中：L锚杆长度，m冒落拱高度，m 安全系数，一般取K=2;锚杆锚入稳定岩层深度，一般按经验取 0.4米;L2锚杆在巷道中的外露长度，一般取 0.14米。其中：H 二 B/(2f)H = B/(2f) = 5.24/(23 5) = 0.524m 式中B 巷道开掘宽度，取 0.524m;岩石坚固性系数，砂岩取 5。则:L = 23H + 0.4 + 0.14 =23 0.524+0.4 + 0.14=1

13、.588m通过以上计算，巷道帮拱部锚杆选用直径22 mm、长度2000 mm的螺纹钢式树脂锚杆均能满足计算要求。(附图四)锚杆悬吊作用示意图托盘a 母锚杆 aL I.2、锚杆间、排距计算：设计时令间距、排距均为a,则a =( Q/KHy )1/2式中:a 锚杆间排距，m锚杆设计锚固力，64KN/根;H冒落拱高度，根据计算取:0.524m;Y被悬吊砂岩的重力密度，取19.992KN/m;安全系数，一般取K = 2 1.75ma = 64/(23 0.524 3 19.992 ) 1/2通过以上计算，确定锚杆间排距 800mm 800 mm完全满足支护需要。（四）锚索加强支护施工过程中对围岩破碎地

14、段采用锚索加强支护、锚索长度计算：L = La + Lb + Lc + Ld式中L 锚索总长度，mLa锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，mLb需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2 m;Lc 托盘及锚具的厚度，取 0.07 m ;Ld需要外露的张拉长度，取0.3 m ；按GBJ86-1985要求，锚索锚固长度La按下式确定:La K3 ( d1 ?a/ 4 ?c )式中K安全系数，取K = 2 ;d1锚索锚索直径，以工程技术科下发的联系书为准;?a锚索抗拉强度，N/ mm2(1920MPs,合 1883.52N/mn2);?c锚索与锚固剂的粘和强度，取10N/ mm;2、锚索倾角：锚索垂直于顶板安装。3

15、、锚索数目的计算：N二K 3 W/ P断式中N锚索数目;安全系数，一般取2；锚索的最低破断力530KN被吊岩石的自重,KMW = B 3刀 h 3 刀丫 3 D以施工过程中实际巷道毛宽计算锚索根数;巷道开掘宽度, 悬吊岩石厚度，取2m悬吊岩石平均容重，19.992KN/m;锚索间排距，以工程技术科下发的联系书为准。巷道断面图及巷道支护详见附图:第四节支护工艺、支护材料1、22mm长度2000m左旋无纵肋螺纹钢树脂锚杆。2、每根锚杆使用Z2360、K2360型锚固剂各一卷。3、锚杆托盘均采用150mm 150mm 10mmi勺铁托盘。4、锚索选用17.8mm长为6300mm钢绞线（以实际施工过程

16、中工 程技术科下发的联系书为准）。5、锚索托盘采用300mm 300mm 10mm的铁板制成，并在托盘中心位置钻一个20mn勺勺圆孔。6、锁具：KM18锚索锁具。每根锚索使用K2360型锚固剂2卷和K2360型锚固剂1卷。7、金属网：采用6mm钢筋加工的金属网，规格尺寸：1.0m3 2m网格距 100mm 100mm序号材料名称锚杆型号 一 223 2000mm材质螺纹钢单位备用数量iGQ备注锚固剂Z2360 K2360树脂铁托盘锚索托盘金属网 17.83 6300mm钢绞线1503 1503 10mm 钢板3003 3003 10mm 钢板KM181.0m3 2.0m钢筋2501015010

17、1075二、临时支护工序及要求1、顶板临时支护工序及要求顶板临时支护工序:作业人员站在永久支护下，首先用不小于2.0m撬棍处理顶板、两 帮及迎面的浮石、险块，敲帮问顶时要由外向里、由两侧向中间进行。作业时设专人监护顶板。作业人员在永久支护的掩护下，然后将事先联好的金属网用12#铁 丝将相邻网每300mn一道联好，网扣不少于三圈。然后挑起金属网，在 距首排永久支护锚杆前0.6-0.9m位置打两根液压单体点柱，单体上方用 木托盘或木板做顶帽，将金属网挑起接顶形成临时支护。顶板临时支护的要求:单体点柱打在距工作面首排支护前方不小于 0.6m的顶板上，根据现场实际情况至少打两根单体点柱，单体上方加顶帽

18、，顶帽使用5003 2003 50mm勺木托盘或木板，点柱间距为1.8m (硐室及小断面巷道可适当减 小点柱间距)。单体点柱要打在实底上，无法打在实底上时需加木垫垫 牢、垫实。如施工遇地质构造单体点柱临时支护不能保证有效护顶等特殊 情况，临时支护采用打超前锚杆方式。超前锚杆打入距永久支护300-500mm的掘进前方稳定岩层内，每循环打2根超前支护锚杆，间距 1.6m，角度上倾4560,根据顶板围岩情况可增加1-2根超前支护 锚杆，锚杆规格为 22*2000mm每根锚杆用一个药卷。2、迎面临时支护工序及要求迎面临时支护工序:作业人员站在临时支护下，首先用不小于2.0m撬棍处理迎面的浮 石、险块，

19、作业时设专人监护顶板。在迎面打护帮眼，护帮眼施工完毕后，挂12片63 10003 2000mm的钢筋网进行保护，防止掉矸伤人，锚杆螺母必须拧满扣。迎面临时支护要求:要求护帮锚杆布置均匀，打在迎面的中上部或煤岩松散易发生片帮 的部位，特殊情况下，可视迎面煤壁状态适当调整护帮锚杆的位置及数 量，确保有效护帮。三、永久支护工序及要求(一)锚杆安装工序及要求1、永久支护工序:打锚杆眼前必须标定锚杆间排距眼位，打拱部锚杆时必须由外向里、由中间向两边，先施工完中间锚杆后，再依次由中间向两侧交叉 施工。打帮锚杆时按从上到下的顺序进行。帮顶锚杆施工严格按巷道支 护布置图要求进行施工。锚杆安装工艺流程：帮、顶处

20、理浮石T顶板临时支护T测量宽 度，定中心眼位T施工中心眼T装药卷T安锚杆T搅拌药卷T紧固锚杆。拱部锚杆与两帮锚杆施工顺序：先施工拱部锚杆，两帮锚杆滞后 拱部锚杆不超过6排。(4)拱部锚杆采用MQT-85锚杆机施工，使用27mm勺钻头。帮锚杆采用YZ-28凿岩机施工。2、永久支护的要求:打锚杆眼：打眼前，首先严格按中心检查巷道断面规格，不符 合设计要求时必须先进行处理；打眼前按照由外向里、先顶后帮的顺序 进行敲帮问顶，处理活矸、危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位置要 准确，眼位误差不得超过100 mm。打顶板锚杆使用锚杆钻机施工，打两 帮锚杆使用凿岩机施工，钻头使用 27mm的钻头。锚杆眼深度应

21、与锚杆 长度相匹配，严格按锚杆长度打锚杆眼。打眼应按由外向里、由中间向 两侧，先顶后帮的顺序依次进行。打锚杆时，可分两组在两侧同时施工, 但两组施工人员应保持1m以上的距离，施工人员必须在临时支护下施工 拱部及上部帮锚杆。安装锚杆：先把树脂锚固剂送入眼中，随后将锚杆插入锚杆眼 内，将锚固剂送入眼底，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上锚杆钎尾, 锚杆钎尾另一端插入锚杆钻机上。开动锚杆机，使锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌旋转时间大于30s,锚 固时间为1-2 min，待锚杆锚固后，方可撤去锚杆机。拱部锚杆垂直顶板布置，打拱部锚杆时必须按从中心到两侧的 顺序进行，锚杆间

22、距为0.8m，排距为0.8m。帮锚杆排排平行且垂直岩面布置，打帮锚杆时必须按从上到下 的顺序进行，锚杆间距为0.8 m，排距为0.8m,帮锚杆可滞后工作面6排安 装。施工中如发现两帮围岩松软、易碎时，帮锚杆紧跟工作面。(5)联网要求：金属网搭接100mm相邻网每隔300m用14#双股铁丝 连接一道，网扣拧紧不少于3圈。(二)锚索安装工序及要求1 、安装工序:当巷道按设计要求支护合格后，用锚杆钻机湿式打眼。(2)安装树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格, 不合格的或过有效期的严禁使用。两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送 到眼底。装锚固剂时，用锚索顶住树脂锚固剂轻

23、轻送入。注意不要用力 过猛更不能反复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。锚索下端安上钎尾，再将钎尾尾部插入锚杆钻机上。人扶住锚杆机、一人操作锚杆机，边推进边搅拌，搅拌时间 不小于30s，确保搅拌均匀。停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约1-2min，然后收回 锚杆机。操作人员将锚索托盘及锁具套在锚索上，然后两人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手握住把手进行张拉，张拉千斤顶行程结束，换 向回程，继续进行张拉，张拉时注意观察压力表读数达到设计预紧力后(压力表读数达到37MPa，迅速换向回程，卸下张拉千斤顶。卸下张拉千斤顶时注意用手接住，避免坠落。、技术要求:(1)掘进施工中如发现顶板岩层松软

24、易碎，易发生片帮、掉顶时, 及时补打锚索进行加强支护。(2)锚索孔深误差控制在030mm(3)锚索外露长度150-250mm(4)锚索施工10-15 min后进行预紧，锚固力不小120KN锚索机油 泵压力表显示不小于37MPa张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打锚索重新锚固。实际施工过程中锚索长度、间排距根据工程技术科下发的补强 支护联系书为准。四、巷道工程质量规定项目设计尺寸；技术要求允许偏差(mm巷道净宽(中宽)mm5000合格巷道中线左右0 +200优良巷道中线左右0 +100巷道净高(中高)mm3500合格0 +200优良0 +100施工质量标准(表六)螺母扭矩（N2m顶

25、100符合设计帮 100符合设计锚杆间排距（mm顶8003 800合格 100优良 50帮8003 800锚杆锚固力（KN顶 80符合设计帮 60符合设计锚杆角度（）顶垂直顶板合格 5优良 2帮垂直巷帮锚杆纯外露长度（mm顶1040符合设计帮1040符合设计锚索 （mm锚固力120KN符合设计外露长度150250符合设计网片联接符合设计要求锚杆（索）构件构件齐全，禁用非标准件第四章第一节 施工方法、施工准备1、完善局部通风及供电系统;2、延接风水管路、排水管路、完善排水系统;3、安装调试耙斗装岩机、绞车、胶带运输机;4、按设计给定中线、层位进行掘进。二、施工方法1、巷道采用钻爆法施工，打眼前按

26、中腰线，画出轮廓线，标定眼位, 采用多打眼、少装药、重掏心、轻剥皮的中深孔光爆爆破技术。2、掘后先施工锚杆网支护，初喷 50-70mm初喷紧跟工作面，阶段 性复喷，初喷与复喷距离不大于 50m复喷达到设计厚度120mm第二节施工工艺、凿岩方式：采用 YZ-28凿岩机施工，钎杆采用 223 2000mm223 2200mn且湿式打眼。二、循环进尺及空顶距：正常掘进施工时，最大循环进尺1.8m，最 大空顶距2.1m，最小空顶距0.3m;施工中如果顶板破碎，循环进尺缩至 0.8m，最大空顶距1.1m，最小空顶距0.3m。三、工艺流程1、生产工艺流程 接班、延伸中、腰线、点眼位T打上部炮眼T扒矸T打下

27、部炮眼T装药连线7爆破7临时支护7拱部打锚杆挂网7扒矸7打下部锚杆7喷浆(进 入下一循环)。2、检修前准备7检修绞车、耙斗装岩机、胶带运输机7试运转7检修完毕。第三节爆破作业、爆破影响因素岩石的性质、巷道断面、通风方法、瓦斯含量、掏槽方式、周边眼 与设计轮廓线关系、循环进度、炸药的种类、雷管的型号、炮眼利用率、 炸药、雷管消耗量等。二、爆破要求(1)爆破后巷道尺寸要符合设计要求。爆破后围岩震动小，利于维护，成型要符合光面爆破标准。(3)巷道宽度超挖中线一侧不超过100mm不允许欠挖。巷道严格按中腰线施工。三、循环进度的确定用2m 2.2m钎杆打眼，最大循环进度为1.8m;顶板破碎时，循环进度为

28、0.9m。四、装药方式使用煤矿许用三级乳化炸药、矿用毫秒延期电雷管，15段,脚线长3m正向装药，见附图:正向装药结构图雷管脚线水泡泥/黄泥/雷管/起爆药卷被动药卷聚能穴起爆方式： 一次打眼，一次起爆。联线方式为串联。炮眼封泥为水炮泥和黄土炮泥，封泥长度不小于 0.5m。五、爆破网络阻值计算:6煤轨道上山炮破网络阻值计算 (1)施工6煤轨道上山断面布置炮眼76个。根据实际检测每个电雷管的阻值取 6Q , 200m长爆破母线的阻值为20Q，爆破时网络的阻值不应超过计算阻值的 10%。将76个电雷管串联。炮眼的电雷管串联的阻值为:R1=6n=S 76=456Q加上爆破母线的阻值20Q ,整个爆破网络

29、的阻值为：476Q爆破时该网络的阻值不应超过的数值为:476+4763 10% =523.6 Q(2)当实测值与计算值误差在10%围内即属于正常，可以放炮六、爆破说明书 一、6煤轨道上山爆破说明1.爆破原始条件表序号名称单位数量备注1净断面2 m14.822掘进断面m16.023岩石条件f4104雷管毫秒延期电雷管532乳化炸药kg/卷0.2煤矿许用三级炸药炮眼 名称编号炮眼 深度(mn)炮眼 角度 ( )每眼装药量合计 装药量(kg)水泡泥 用量 (个)爆破 顺序卷质量(kg)掏槽眼162200908040.84.86I辅助I7132000909030.64.27n辅助n14 2220009

30、09030.65.49出辅助川23 362000909030.68.414周边眼37 662000908730.61830w底眼67 762000859030.6610V合计7646.8762 .爆破参数表串联联线 方式3 .预期爆破效果表名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%90每米巷道炸药消耗量Kg/m26每循环工作面进尺m1.8单位体积岩石炸药消耗量Kg/m31.63每循环爆破实体岩石3 m28.7每循环雷管消耗量个/循环76每循环炮眼总长度m/循环153.2每米巷道雷管消耗量个/m42.2每循环炸药消耗量Kg/循环46.8每立方米岩石雷管消耗量个/m32.47炮眼布置见附图:附图（八）：

31、6煤轨道上山爆破示意图第四节装载与运输一、装载与运输方式 1、装、运岩：采用桥式耙斗装岩机、胶带运输机、矿车组成运输系统进行排矸。2、材料及设备运输：材料及设备装车由副井运至井底车场，再利用电机车沿6煤轨道石门运至6煤轨道上山下部车场，再利用绞车运到工作面。3、人员运输：人员乘坐副井罐笼到达副立井井底车场，步行到工作面。二、运输设备的铺设及安全设施（一）运输设备的铺设带式输送机的铺设和与桥式耙斗装岩机的固定 输送机机头距巷帮距离不小于 500m m,中间部分距巷帮不小于300mm。带式输送机机头使用8根（每侧4根）223 1600mm等强全螺纹锚杆固定在底板上，固定皮带机尾使用4根等强全螺纹锚

32、杆固定在底板上，要求锚入深度不小于1.4m，每孔使用一卷Z2360树脂锚固剂；皮带机尾使用锚链固定在巷帮支护锚杆上。（3）桥式耙斗装岩机骑在皮带输送机上，耙斗机漏斗安装在皮带机机尾处，皮带尾与桥式耙斗装岩机连接牢固、可靠。2、绞车的安装调度绞车的固定采用地锚固定，经锚杆锚固力核算，地锚采用六根22mm 1.6m等强全螺纹锚杆，绞车基础座上四根，基础座的正后方两根，每孔用一卷K2360树脂锚固剂，经验收合格、试运转无问题后方可投入使用。（二）安全设施及要求1 、斜巷运输“一坡三挡”必须齐全有效，并且灵活可靠。2、矿车的连接，必须使用合格的三环链和插销，严禁使用自制的。3、斜巷运输时，一列车（包括

33、单车）必须使用首尾连接的防跑车保护绳，保护绳的绳径必须与调运所使用的绞车的钢丝绳径相匹配，保护绳扣插接的长度必须大于或等于绳径的 30倍。如使用绳卡子固定，则首、尾端绳卡子分别不少于3道。第四节管路与轨道敷设、管路布置及要求1、压入式风筒、供风管路、供水管路、排水管路、电缆、瓦斯抽排管按设计要求布置。2、风筒靠近帮、拱部锚杆外端吊挂平直，做到逢环必挂，出风口末 端距工作面不大于8m。3、管路构件齐全，无漏水、漏风现象，供水、排水管路末端距工作 面不超过30m,供风管路末端距工作面不超过 30m。4、动力电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆；细电缆 吊挂在拉直的铁丝上，并用绑线编排绑好。

34、5、使用标准的挂钩(直径 20mm以上的钢筋)吊挂供风、供水、排 水管路。6、管路间距均匀一致，最下部管路距巷道底板不小于500mm7、吊挂点应在巷帮打专用吊挂锚杆，吊挂间距为3mi&吊挂的管路必须每吊都均衡受力，管路必须落在每一个相应的吊 钩上，吊挂必须平直。二、轨道布置及要求1、该工作面轨道铺设，轨道距设备距离不小于 400mm要求铺设平直、构件齐全紧固有效，接头间隙不超过5mm内外及高低错差不超过 2mmi轨距为600mnn轨枕间距800mnn并且轨枕必须垫实。2、运输沿线及上下车场要保持清洁，并且要保证道岔使用灵活可靠。三、管路及轨道敷设标准序 号名称规格型号悬吊方 式与工作 面间距(

35、m)轨枕 间距(m)轨面 高低差(mr)轨道接 头间隙(mr)1轨道30kg/m 500.8 2 5(表七)管路及轨道敷设标准2供风管路DNIOOmm管钩 303供水管路DN50mm管钩 304排水管路DNIOOmm管钩 305电缆各类电缆钩 606柔性风筒800悬吊4N=43 18=72 (m/min )式中：N 工作面同时工作的最多人数18人。4 :每人每分钟应供给的最低风量，m3/min ；(3)按排除炮烟时间计算18寸 ALSQ= t =(18/30) 3 (46.8 3 2163 16.02) 式中A :一次爆破的炸药量LKbCS t1/2二 241 ( m/min )Kg,取 46

36、.8Kg ；0.1kb AX L= C S=216m0.74 ;炮烟稀释安全距离， 紊流扩散系数，取 每公斤炸药生成的当量 CO量，取30L/Kg ； 有害气体允许百分比浓度，取 0.03%; 巷道掘进断面积，16.02m2；排烟时间，取30min。按风速计算根据以上计算结果，选取最大风量 Q=241 m/min作为验算依据。按最低风速验算:Q低15S=153 14.82=222.3 (m/min )式中：15 掘进工作面最低风速,m/min。S 掘进巷道最大净断面积，14.82m2。按最咼风速验算:Q高 W 240S=24CB 14.82=3556.8 (m/min )式中：240 掘进工作

37、面最高风速，m/min。S 掘进巷道最小净断面积，14.82m2。Q低V Q0.8%，断电浓度：1.2%，复电浓度：V 0.8% 通风巷道内全部非本质安全型电气设备的电源。回风甲烷传感器T2：位于局部通风巷道距其回风口10-15m处(见安全监控示意图)，垂直吊挂在巷道顶板上，报警、断电浓度: 0.8%，复电浓度：V 0.8%，断电范围：局部通风巷道内全部非本质 安全型电气设备的电源。(4)上述甲烷传感器吊挂时其气室距顶板不大于300mm距巷帮不小于200mm井下分站等设备距巷道底板不小于 300mm(5)在距风筒出风口 20m内，在风筒上安设风筒风量开关传感器监测风筒风量情况。当风筒风量不足导

38、致风筒风量开关传感器开关动作时, 发出报警信号并自动切断局部通风巷道内全部非本质安全型电气设备的 电源。3、工作面甲烷监测监控系统满足“风电闭锁”、“瓦斯电闭锁”、“故 障断电闭锁试验”要求，且达到监控风机开停、工作面电源状态等。4、每7天使用标准气样标校监控系统的甲烷传感器，同时做一次断 电功能试验，确保显示、精度准确，控制功能灵敏可靠；甲烷气样标准: 2%信息中心监测人员按规定标校、巡检安全监控设备，并做好记录备 查。井下监测设备运行一年必须升井进行检修。附图（十）：安全监控示意图（二）人员定位系统:1、人员定位采用KJ69J型监测系统，实现监测工作面人员动态。2、人员定位系统基站信号器位

39、置根据实际情况而定。3、参与施工的人员入井必须携带 KGE37（ AJ）定位器，不得借用他 人定位器。附图（十一）：人员定位示意图（三）供水施救系统:1、供水施救系统用水引自地面蓄水池（2*400m）,经供水管路（规 格DN200mTiDN100mmDN50m）m到掘进工作面，蓄水池水源来自深水井, 水质达到饮用水标准。2、供水管路系统：地面蓄水池（2*400m）7副井井筒（DN200m）m井底车场（DNIOOm）6煤轨道石门（DNIOOm）-6煤轨道上山下部 车场（DN100m）m- 6煤轨道上山（DN50m）m（距工作面不大于30m）3、工作面供水管路末端安设不少于 3个支管及阀门，并保持

40、完好;特殊部位按需求安设支管和阀门，支管内直径不小于20mm控水阀门与 支管阀门能随时开关。4、供水管路内保持水量、水压充足（管路最大承受水压7.0 MPa , 日常使用水压2.5 4.5MPa）。5、供水管路采用钢管接设，严禁使用除钢管以外的任何轻便管。管 路的控水阀门间距不大于 200m6、掘进施工单位接设掘进巷道内供水管路，并经常检查与维护。（四）压风自救系统:1、由地面压风机提供压风源，安设SA220A-8-10K型螺杆式空气压 缩机2台，1台工作，1台备用，压风机供风压力不低于 0.65MPa。2、工作面供风管路末端风压不低于 0.4 MPa。3、供风管路系统：地面压风机房（D150

41、mm副井井筒（D150mm井底车场（DN150mm76煤轨道石门（DNIOOmm-6煤轨道上山下部 车场（DN100mm6煤轨道上山（DN100mm （距工作面不大于30m （掘 进巷道内供风管路布置见压风系统示意图）。4、供风管路采用钢管接设，严禁使用除钢管以外的任何轻便管。管 路的控气阀门间距不大于200m5、工作面供风管路末端安设不少于 3个支管及阀门，特殊部位按需 求安设支管和阀门，支管内直径不小于 20mm6、管路、支管及阀门、控气阀门保持完好，控风阀门与支管阀门能 随时开关。7、掘进施工单位接设掘进巷道内供风管路，并经常检查与维护。&在距工作面2540m的巷道内设置两组压风自救装置

42、，在以下地 点至少设置一组压风自救装置：爆破地点、撤离人员与警戒人员所在的 位置等。9、每组压风自救装置应可供6个人使用，平均每人的压缩空气供给 量不得少于0.1m3/min。10、由通风队负责安设压风自救装置，安设好后经掘进单位和通风 队双方验收合格后移交给掘进单位管理。随着工作面的推进，由掘进单位负责移设并挂牌管理。掘进单位必须保证压风自救系统随时可用，压 风自救系统的材料、配件严禁挪做它用。11、压风自救系统同时为井下风动设备设施提供风源，如井下压风 系统停止供风，工作面必须停止作业。附图（十二）：压风系统示意图（五）通讯联络系统1、施工使用KTJ41调度通信系统。工作面安设 KTH8本

43、安电话作为 施工期间的通讯联络电话，掘进施工单位看管，工作面前进时掘进施工 单位及时移设电话，与压风自救装置设置在一起。2、每班指定人员检查电话及施工区域内通讯线路的状况，发现问 题当班电工立即处理。3、电工经常检查本工作面电话及通讯线路，保证移设电话所需的备 用线充足。5、4、每班指定人员接听电话，确保联络畅通。除“第1条”规定的电话外，其它地点设置的电话可以作为辅 助通讯电话，本规程不作具体安设使用要求。附图（十三）：通讯示意图（六）紧急避险系统:1、紧急避险系统包括紧急避险设施、自救器和避灾路线。2、我矿现为每名下井职工配发两种自救器：ZYX45型压缩氧自救器（防护时间大于等于45min

44、）或ZH30D型隔绝式化学氧（防护时间大于等 于 30min）。3、凡参与施工的每一位人员，每次入井必须随身携带配发的压缩氧 或化学氧自救器，并能在30s内熟练完成佩戴；每一位人员必须爱护、 保护好配发的自救器，一旦损坏要立即升井更换。4、自救器管理员每季度检测一次配发自救器的压力值。严禁使用失 效的自救器。5、施工作业地点避灾路线见第八章灾害应急措施及避灾路线。第三节瓦斯防治1、通风队及时核查局部通风机能否满足通风需求，不能满足时及时更换大功率风机。严禁一台局部通风机同时向两个掘进工作面供风。2、通风队每班指派1名专职瓦检员检查工作面瓦斯及其它“一通三防”情况。每班瓦检员做到:(1)携带光学

45、瓦斯检定器(测量范围 010%)、甲烷检测报警仪、检查杖和胶管、温度计等器具上岗。巡回检查工作面风流、工作面回风流中瓦斯、二氧化碳和温度状况不少于3次；检查局部通风机位置及其附近 10m内瓦斯、二氧化碳和温度状况不少于一次；检查局部通风巷高冒区顶瓦斯状况不少于1次;检查局部通风巷道内机电设备设置点、作业人员部位的瓦斯与二氧化碳 状况不少于1次。巡回检查必须严格遵照巡回图表给定的时间、路线、 地点。检查工作面范围内安全监控状况、 通风设施状态、是否循环风、瓦斯状况不少于3次。将每一次检查结果记入检查手册，并填写检查牌板，及时处理检查中发现的问题。如果现场处理不掉，应通知现场相关工 作人员撤退 并

46、向矿调度汇报。加强防范工作。如遇 瓦斯超限等异常情况，立即组织相关区域内人员停止作业、切断电源、撤到安全地点、设置警戒。3、在回风甲烷传感器处设置“回风瓦斯检查牌板”，距回风交叉处 10-15m范围内；距工作面20m范围内设置“工作面瓦斯检查牌板”。4、严格执行三级排放瓦斯制度:(1)停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和最高二 氧化碳浓度不超过 1.5%，且局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过 0.5%时，可由风机工开启局部通风机，恢复正常通风。(2)停风区中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯 浓度和二氧化碳浓度不超过3%时，按照工作面临时停风排放瓦斯安全技

47、术措施的各项要求排放瓦斯，排放工作必须规范、有序。开工前通风瓦 斯技术管理人员编制工作面临时停风排放瓦斯安全技术措施，并分发掘 进施工单位与瓦检员贯彻执行。停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过 3%时，通风科制定专门的排放瓦斯安全技术措施，经生产、机电、安监及矿通风副总、总工程师 审批，由救护队负责排放瓦斯、恢复通风。5、工作面临时停工不得停风。6、按本作业规程规定安设、使用甲烷监控装置。7、在局部通风巷道内设置测风牌，测风牌位于距离局部通风巷道出口 30米处的巷道断面无变化的直线段部位，保持其前后10m内无杂物。&严格按照地测防治水科下发的探掘通知单进行掘进，防止误掲煤。掘进期间若遇地质构造需

48、揭煤时另制定揭煤安全技术措施。第四节综合防尘1、防尘供水管路系统：工作面防尘用水与消防用水、供水施救系统 合用一趟供水管路，管路设置见“六大系统”供水施救系统部分。2、综合防尘措施:(7)湿式打眼。冲洗巷道落尘。放炮喷雾(6)水幕净化风流。个体防护。装岩洒水转载点喷雾3、防尘供水管路安设:掘进施工单位接设掘进巷道内防尘供水管路，每隔50m安设一道三 通阀门，并经常检查与维护。 皮带机头部位备长度不少于20m的洒水胶 管，一端接到供水管路上。4、净化水幕安设:在距工作面不大于50m的范围安设一道风流净化水幕，距工作面不 大于30m安设一道放炮喷雾，工作面回风流处 （距回风口 10m安设一道 风流

49、净化水幕，封闭全断面、成雾状、使用正常。工作面放炮、装岩、 喷浆，掘进施工单位人员开启水幕净化风流。5、巷道洒水除尘规定:及时清扫局部通风巷道与风机附近 10m内巷道落尘，每7天至少用 水冲洗一次。距工作面30m范围内的巷道每班要冲洗一次，30m以外的巷道每天要冲洗一次，并清除堆积浮尘。冲洗落尘，洒水消尘。 打开控水 阀门前要预先固定胶管出水端，并缓慢、适量打开阀门，切实防范胶管 受水压作用摆动伤人现象。第五节压风系统1、压风管路系统与工作面压风自救系统共用一趟供风管路，管路设 置及要求见“压风自救系统”相关内容。第六节 防灭火1、消防供水管路系统：工作面消防与防尘合用一趟供水管路，管路 设置

50、见“六大系统”供水施救系统部分。2、保持供水管路末端距工作面不大于 50m在管路末端备长度不小 于50m的胶管，一旦工作面出现火情，用胶管供水灭火。3、储油点、风机配电点、皮带机头等部位配备灭火器、砂子、铁 锹、铁钩子、水桶等消防器材，见消防火示意图；每一处消防器材配备MFZL5型干粉灭火器（或灭火能力不小于MFZL5型的干粉灭火器）不少于 两台、砂子不少于0.2m3、铁锹不少于两把、铁钩子不少于两个、水桶不 少于两只。4、严格执行机电设备安装、使用标准，杜绝电气设备失爆附图（十四）：防灭火系统图第七节 供电该工作面掘进施工中，主风机电源引自中央变电所4-1#馈电开关（风 专电源），备用风机电

51、源引自中央变电所 2-1#馈电开关（风专电源），660V 动力电源引自临时变电所8-1#馈电开关。电缆要吊挂整齐，电缆钩间距 每 800mn一个。工作面所用电缆、开关的型号及整定值见附图（十五）供电系统图。第八节1、根据地质说明书的有关资料，本区域内煤岩层不含水，掘进过程中局部裂隙发育地段有少量淋水和施工用水，施工水窝，安设排水泵, 将水排出，排水管安设后再施工。2、排水路线：工作面7 6煤轨道上山（排水沟）7 6煤轨道上山下部 车场（排水沟）7 6煤轨道石门（排水沟）7水仓。第九节 运输1、运煤（矸）系统:工作面T 6煤轨道上山T 6煤轨道上山下部车场T 6煤轨道石门T副2、材料设备运输系统

52、:副井76煤轨道石门7 6煤轨道上山下部车场7 6煤轨道上山7工作 面。3、人员运送系统:由副立井乘罐笼下至井底车场，步行至工作面。第十节照明、通讯一、照明施工过程中在绞车、耙斗装岩机、皮带机机头处安设作业照明灯。二、通讯本工作面安设的电话能够直接与井下中央变电所、矿调度室互相直 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1、作业方式：实行“三班”工作制。（表七）劳动组织表劳动组织表工种工作面作业人员分布情况全部人 数队组人数白班& 0016:00二班16: 0024:00夜班0: 008:00跟班干部33111班长（喷浆工）33111放炮员3111打眼工（运输工）1414455安

53、监员3111瓦检员3111工作面作业人员小计292091010非工作面作业人员分布情况电钳工66222局扇司机33111非工作面 作业人员小计99333合计3829说明全部人数为38人，属于队组人员为29人。其中：安监员、瓦检员、放炮员不属本队人员第二节作业循环方式、循环进尺1.8m，正规循环率为85%。二、正规循环作业工序安排:- -6煤轨道上山掘进作业规程1、炮掘正规循环作业工序:工序时间时间123456789101112131415161718192021222324接班、安全检查、找线、点眼301111ih h1打上部炮眼701111扒矸501111打下部炮眼504_III装药连线50

54、1III卜pr爆破301k1i1临时支护30nIIIJrh拱部打锚杆挂网50IIIP扒矸30h11打下部锚杆3011喷浆60运料、排矸180技术指标循环进度m日进度m循环率1.83.6856煤轨道上山掘进作业规程- -三、严格执行“物探先行，钻探验证”的原则，每掘进100m，在瞬变电磁探测的基础上进行探放水验证。第三节主要技术经济指标第七章安全技术措施（表八）主要技术经济指标见表序号项目单位指标备注1巷道长度m130025.24m宽毛断面2 m16.0235m宽净断面2 m14.824本单位人数人275工作面人数人366循环进度m1.87循环率%858日进尺m3.69月进尺m79.2按26d/

55、月计算10锚杆消耗根/m16.3拱+帮11网消耗m/m17拱+帮12锚固剂消耗支/m35拱+帮13工效m/工0.06全部人数36人第一节施工准备及相关要求1、施工前，由队长组织进行全员培训，学习贯彻作业规程及相关规定，并进行考试、签字，成绩合格后方可下井作业，不合格人员必须补考且合格后再下井作业。因故不能及时考试时，必须进行 补充贯彻和考试，成绩合格后 方可下井作业。2、开工前必须经相关职能科室检查验收合格后，并且持有获批 准的开工报告方可施工。第二节“一通三防”与“六大系统”、通风与防治瓦斯安全技术措施1、测风员定期测定局部通风机风量，检查是否循环风，发现问 题立即处理。2、通风队每旬至少测

56、算一次风筒百米漏风率。一旦压入式风筒 百米漏风率大于10%查找原因进行处理。3、每班指派人员管理局部通风机， 管理人员（即电工）熟知局 部通风机操作程序，在指定部位挂牌，在工作面或风筒沿线巷道内交 接班。任何人员不得随意停开局部通风机。4、吊挂、修补风筒，风筒对接采用顺插、 打扣、双反边方式。风筒吊挂平直，逢环必挂，拐弯处使用骨架风筒。风筒末端距工作面 不大于8m风筒要逐节编号管理。5、若工作面出现停风，局部通风巷道内全部人员立即撤 到全风压巷道内，切断工作面内全部非本质安全型设备电源，瓦检员在局部 通风道口设置栅栏、揭示警标。恢复通风时，必须按规定检查瓦斯。6、队（班）长、电钳工 必须携带便

57、携式甲烷检测报警仪检查瓦斯情况。其中一名工班长将所携带的报警仪吊挂在距工作面3 m范围 内、距帮不小于200mm距顶板不大于300mm勺巷道回风侧（风筒另 一侧），以监测工作面瓦斯变化。工作面报警仪报警时，停止工作面 作业，查明原因，进行处理，瓦斯超限消除后再恢复作业。7、每天进行一次双风机双电源自动切换试验；每一试验期间不 得影响局部通风，发现问题及时处理，并做好记录备查。启动局部通 风机时（包括自动切换试验），必须执行瓦检员、电工同在制度，严 禁随意停开局部通风机。局部通风机不得出现循环风，减少有计划停 风、杜绝无计划停风。备用局部通风机运转时，工作面不得作业。8工作面施工期间，施工人员与

58、工作面当班瓦检员负责看管掘 进工作面附近通风设施，发现损坏及时汇报和处理。9、局部通风机吸风口安设完好的 防护罩。使用专用吊挂锚杆将局部通风机吊挂在巷道顶板上，严禁在局部通风机部位及其附近10m 内堆放、存放设备、材料、车辆、器具等。 保持局部通风机部位及其 附近10m内畅通、清洁。11、因检修或检查设备（有计划）需停止局部通风机运转时，要 提前提出申请，申请单上要有总工程师、通风副总、机电副矿长、通风科、掘进施工单位、矿调度、机电科、工程技术科、安全科等负责 人签字批准。12、若出现瓦斯超限，严格按瓦斯超限汇报、追查及应急处理制 度规定进行追查分析、处理。13、工作面掘进时，发现瓦斯浓度异常

59、、顶板压力增大、地质条件发生变化等不正常现象，立即停止作业，切断电源，撤出所有人 员，揭示警标，向矿调度汇报，由总工程师组织相关部门处理。二、防灭火安全技术措施1、消防器材齐全、有效，施工作 业中杜绝外因火灾。2、严禁超负荷供电，及时更换老化的供电电缆，杜绝供电线路 短路现象。3、使用合格的阻燃电缆、阻燃风筒。4、直接灭火时要首先迅速弄清火灾性质，再采取针对性灭火方 法:电气火灾：切断电源后用干粉灭火器、沙进行灭火;油脂类火灾：用灭 火器和沙、土灭火，禁止用水灭火;其它火灾：用水、灭火器等直接灭火。5、作业中待用的棉纱、布头和纸张等，必须存放在盖严的铁桶内。纱、使用人员必须回收用过的棉纱、布头

60、和纸张，且及时将回收的棉 布头和纸张放置在盖严的铁桶内，由专人定期送到地面处理，不 得乱放乱扔。三、综合防尘安全技术措施1、作业人员必须佩戴防尘口罩。2、及时完善防尘供水管路和防尘设施；专人管理工作面内防尘 设施、设备，不得随意拆卸防尘设施、设备。3、净化水幕与洒水装置的控水阀门位于便于操作部位。4、风筒末端距工作面不超过8m5、及时开启净化水幕等除尘设施除尘与降尘。6、工作面必须有完善的洒水系统。对工作面20m范围内班班进行清洗，不得有粉尘堆积。7、每半月对施工产尘点进行一次测尘，并按煤矿安全规程规 定定期进行游离SiO2含量测定。当粉尘中游离SiO2含量大于10%寸，总 粉尘浓度不得超过2