21505回风巷掘进作业规程(7.10修改后)

目录第一章概况1第一节概述1第二节编写依据2第二章地面位置及地质情况2第一节概况2第二节煤（岩）层赋存特征2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4第一节巷道布置4第二节矿压观测4第三节支护设计6第四节支护工艺11第四章施工工艺13第一节施工方法13第二节凿岩方式15第三节爆破作业15第四节装载与运输18第五节管线及轨道敷设18第六节设备与工具配备19第五章生产系统20第一节通风20第二节压风21第三节瓦斯防治22第四节综合防尘22第五节防灭火23第六节安全监测24第七节供电24第八节排水24第九节照明、通讯和信号25第六章劳动组织与主要技术经济指标25第一节劳动组织25第二节循环作业27第三节主要技术经济指标28第七章安全技术措施29第一节一通三防29第二节顶板31第三节防治水33第四节机电34第五节运输36第六节其他38第八章灾害应急措施及避灾路线40第一章概况第一节概述一、巷道名称、位置及相邻关系本工作面所掘的巷道为21505回风巷，巷道设计总长度1091749M,开口位置位于21505回风巷联巷与21505回风巷交叉点,，沿2700000“方位角掘进至切眼,此段长度733969M。二、巷道用途该巷道服务于21505回采工作面，作为21505回采期间的回风巷道。三、巷道性质该巷道是一条沿5煤层直接顶掘进，沿5煤倾向条带布置的回风巷道。四、巷道设计施工长度、服务年限巷道设计施工长度733969M；巷道服务年限1年五、预计开工时间根据象山矿2015年度掘进工作面接续安排及当前生产实际情况，该巷道自2015年6月开工，计划该巷道2015年8月掘进到位。6、巷道平面布置南一边界上区段联络斜巷南一5煤胶带输送机大巷联络斜巷南一5煤胶带输送机大巷南一3煤回风大巷2150运输巷2150运输巷回风联巷2150回风巷联巷南一5煤边界运输下山南一3煤边界回风下山AC270BC6SS1419015270第二节编写依据一、设计图及审批时间本工作面巷道支护设计依据矿生产技术部下发的韩城矿业有限公司象山矿井21505、21504工作面设计图，审批时间2015年3月。本工作面供电系统依据矿机电动力部下发的21505回风巷供电图，审批时间2015年6月。本工作面通风系统设计依据矿通风管理部下发的21505回风巷局部通风设计，审批时间2015年6月。二、地质说明书本工作面所掘的巷道地质资料依据是矿地质测量部下发的韩城矿业有限公司象山矿井21505工作面掘进地质说明书，审批时间2015年5月。第二章地面位置及地质情况第一节概况21505综采工作面位于南一下山采区南部，属第二个5煤层综采工作面。倾向条带布置，沿5煤层直接顶板掘进。东部与南一5煤胶带输送机大巷留有80M煤柱，南部与南一5煤边界运输下山留有136M煤柱，西部切眼外为实体煤层，北部与已设计的21504综采工作面相邻。运、回两巷设计方位2700000，巷道设计长度分别为1060M、1091749M。工作面内有159、旧29、XS12、114地质勘探钻孔。其中旧29地质勘探钻孔为报废孔。圈地面积172409M2,地质储量554万吨。煤层底板高程13401650M，高差31M。工作面中部正上方是21306/21307综采工作面采空区。对应地表高程630M6477M。运输巷中部对应上方为夜何村，村内有一口水井（编号38，供村民生活用水），其余为上梁、沟谷、阶地，无其它建水体、筑物。第二节煤（岩）层赋存特征1、煤层赋存特征该区5煤层为半亮型煤，煤层结构复杂，含夹矸12层，夹矸岩性为泥岩，厚度01M04M,一般厚02M。煤层厚度变化不大，运输巷51煤层厚度20M27M，属较稳定的中厚煤层。煤层结构一般为09（02）15，51煤层含夹矸平均厚度24M左右。51煤层底板厚度12M20M之间。52煤层厚度06M12M之间，局部含夹矸。煤层强度系数0510左右。工作面煤层硫份含量为1323，由浅部向深部逐渐增大；工作面煤层灰分含量东低西高，含量在1030之间。2、煤层顶底板特征，见附表煤层顶底板特征表顶底板名称岩石类别硬度（F）厚度（M）岩性基本顶中、细粒砂岩3012M厚层状，致密坚硬直接顶细砂岩或中砂岩3715M岩性变化较大，为浅灰色，中厚层状，较致密坚硬顶板伪顶泥岩或粉砂质岩002M质软、破碎、节理发育，易垮落直接底粉砂岩或粉砂质泥岩小于25M09225M灰色泥质粉砂岩底板基本底粉砂岩1220M灰白色中层状，钙质胶结1、煤层柱状特征见附图，综合柱状图120柱状地层厚度岩性描述3煤层粉砂岩中细粒砂岩51煤层含夹矸014M灰色泥质粉砂岩52煤层粉砂岩最大最小一般1206809251643701210259第三节地质构造该区煤层呈走向NNW，倾向SWW，倾向4左右的单斜构造。从该区煤层产状变化情况来看,21505两巷地层沿倾向有宽缓的起伏变化，相对稳定无明显断层，但在背斜两翼小断层较发育，断层断距约13M不等，对生产有一定影响。第四节水文地质1、巷道掘进期间主要涌水源为5煤顶板砂岩含水层水和上覆21306、21307综采工作面采空区积水，掘进施工时局部顶板会出现淋滴水现象，涌水顺锚索、锚杆孔流出，开始较大，逐步减弱。预计一般涌水量为25M3/H左右,最大为20M3/H，涌水对安全生产影响较小。2、瓦斯5煤层瓦斯涌出量3580M3/MIN,煤层爆炸指数为199，有爆炸危险，煤层不易自燃。3、建议（1）巷道掘进过程中，巷道会出现低洼积水区，按一次成巷标准施工水仓，配备抽排水设备，开展水害治理工作。（2）巷道掘进过程中，严格执行“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”防治水原则，对上覆21306、21307综采工作面采空区积水进行有效探放。（3）巷道掘进过程中过断层时，加强围岩支护管理，保证安全生产。（4）按照象山矿井探煤厚管理规定对巷道底板下剩余煤层进行探测，穿过51煤层底板探测52煤层厚度。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置本工作面所掘21505回风巷，施工长度733969M，沿2700000“方位掘进，为矩形断面掘进断面1232，掘进宽度44M，掘进高度28M。第二节矿压观测采用锚网索支护时执行以下的矿压观测1、观测对象21505回风巷2、观测内容用LDZ200锚杆拉力计、CM335扭矩扳手或EZ300电子扳手对帮锚锚固力、扭矩实施抽查检测，用MQ22300/63型锚索涨拉器观测锚索受力情况。用WBY10型顶板离层仪观察顶板位移量，在顶、帮设标记观察点，用钢尺实测量巷道表面位移，即顶、底板和两帮移近量。具体观测内容如下（一）、观测方法（1）测点布置巷道开口交岔点及巷中间每隔505M的顶板完整处安设一组WBY10型顶板离层仪。（2）顶板离层仪的安装用28MM双翼钻头配合B19中空六方接长式钻杆使用MQT120/23J型气动锚杆钻机在巷中线顶板垂直向上打一深度6000MM安装眼；把离层仪浅部锚固器下端旋入离层仪测读套筒中部，并用螺丝刀旋紧定位螺杆；把离层仪测读套筒深部与浅部缠绕的细钢线绳拉开，不得缠绕、挽结，并检查深、浅部锚固器卡腿是否张开；至少三人配合，一人手扶离层仪（站在脚手架或梯子上）另外两人站在安装孔正下方底板用2186000MM锚索将深部锚固器顶至眼孔最上端，之后轻轻从安装孔正下方抽出锚索，将深部锚固器钢丝绳拉直拉紧；扶离层仪套筒之人将浅部锚固器塞入安装孔内，并将测读套筒与巷中线垂直；然后拉直拉紧浅部钢丝绳；用螺丝力分别旋松测读套筒两端头卡口螺丝，将深部及浅部指示环调至“零”位，之后上紧端头卡口螺丝；截切掉端头多余的钢丝绳。（3）数据检测及资料整理分析巷道顶板离层仪的安装由小班验收员负责，必须按规定要求保证离层仪安装质量，当班安装的离层仪的地点、时间及距工作面距离必须详细填入验收记录，并及时向区技术员交底；巷道安装离层仪处的人行道侧必须悬挂“顶板离层仪管理牌板”，距离工作面50M以内的顶板离层仪必须坚持每天测读记录一次，距离工作面50M以外的顶板离层仪必须坚持每7天测读一次；牌板大字必须清晰，由验收员测读；区队设立正规的“顶板离层仪监测记录表台帐”，验收员升井后要及时填写，区队技术员负责数据分析，每周台帐向生产技术部送交检查一次。（二）、巷道两帮相对移近量观测施工过程中，坚持对巷道两帮相对位移情况进行观测，工作面每掘出20M后在其后增设一组检测断面，每组检测断面处必须检验中心吊一处中心线，每两级检测断面间的距离为20M，每组检测断面设4个检测点，即顶板、底板及两帮顶板下2M处各设一点，用白漆标明，每24H检测一次，并将检测结果记入专用记录中备查，每个检测断面自设立之日起，连续检测时间不少于30天。（三）、锚杆锚固力检测掘进期间，帮锚杆锚固力达不到70KN的锚杆，当班必须要及时补打并安装使其达到设计的锚固力，每班验收员负责逐根检测，并将检测验收结果记入当班验收记录中备查。生产技术部设专人负责每隔3050M或每300根锚杆，将两帮帮锚杆的拉拔力加载至设计值的90，若被抽查的一组锚杆中，有任意一个锚杆拉拔力小于设计被拉出，则再抽样一组（3根）进行试验，如仍不合格，则由矿分管总工程师组织有关人员分析原因，并及时对该段巷道采取补救支护措施。（4）、锚索载药检测使用MQ22300/63型锚索张拉器坚持每小班由验收员监督张拉，搅药卷后间隔30MIN后张拉力不小于135KN（40MPA），并且填入验收记录中。生产技术部设专人每3050M或每300根锚索为一组进行锚索拉拔力试验检测时，抽查该组顶板处锚索，锚索预紧力不得小于135KN，若小于设计预紧力135KN，必须及时安排在其附近补打一根合格的锚索。第三节支护设计一、支护断面巷道断面巷道名称巷道断面M2断面M2宽宽高高围岩类别二、临时支护及循环进度1、21505回风巷（1）炮掘临时支护每排采用2根32M的液压单体配合414M托梁进行临时支护，每组临时支护的排距为1M，放炮后，先使用长柄工具进行“敲帮问顶”，找净浮矸活石，然后从巷道两帮用长柄工具出货，挖出2个柱窝子后，迅速用单体顶住托梁以便护住顶板。然后依次向前打设临时支护，临时支护于最后一排永久支护的距离为1M。顶板完好时，循环进度为10M，最大空顶距为13M；顶板不完好时，循环进度为08M，最大空顶距为11M；永久支护和临时支护紧跟工作面，严格按此循环进度作业，每施工一个循环进度，进行一次临时支护，然后进行一次永久支护，临时支护始终随着永久支护超前支护，在支护后最小控顶距离为03M。（2）机掘临时支护每排采用2根32M的液压单体配合414M托梁进行临时支护。每组临时支护的排距为10M，机掘后，先使用长柄工具进行“敲帮问顶”，找净浮矸活石，然后从巷道两帮用长柄工具出货，挖出2个柱窝子后，迅速用单体顶住托梁以便护住顶板。然后依次向前打设临时支护，临时支护于最后一排永久支护的距离为10M，工作面迎头最小空顶距03M,最大空顶形状（掘进）（净）（掘）（净）（掘）（净）21505回风巷矩形123211825444328275半煤岩距43M（此时必须使用临时支护）。点柱间距2M,共8根单体。21505回风巷机掘临时支护图顶板完好时，每循环进度为40M，顶板不完好时，循环进度为10M。永久支护和临时支护紧跟工作面，严格按正规循环进度作业，每施工一个循环进度，进行一次临时支护，然后进行一次永久支护，临时支护始终随着永久支护超前支护，永久支护距工作面在割煤完毕后的最大距离为43M，在支护后最小空顶距离为03M。2、临时支护操作程序炮掘炮后待炮烟吹散至少等待5MIN后，机掘掘进完成一个循环后，由瓦检员检查工作面瓦斯浓度小于10允许进入情况下进入工作面敲帮问顶洒水降尘定位挖柱窝逐根逐排从外向里支设临时支护点柱冲延中线拉迈步量间排距定锚杆（索）位置敲帮问顶先打顶部锚杆（索）出货（清理货）刷帮再打两帮部锚杆。临时支护未打好打牢靠前，人员不得进入空顶区域工作，必须用长把工具站在永久支护下将临时支护柱窝挖出，然后在永久支护的掩护下由外向内逐排打设临时支护，单体初撑力必须达到50KN以上。支设点柱时坚持至少三人配合，一人用镐托网两人支点柱，点柱要避开锚杆（索）位置；点柱顶部使用尼龙绳或者双股14铁线与菱形网捆绑牢靠，防止倒地伤人。每锚完紧牢一排顶锚杆（索）摘除一排临时点柱。3、临时支护每排不少于2根单体，工作面临时支护除正常支护使用外，且要有10根完好的备用单体。三、永久支护1、21505回风巷（1）顶部采用414M的托梁配合锚杆（索）进行支护，顶部每根托梁上布置5根222400螺纹钢锚杆，间、排距9501000；在每两排托梁之间采用6000MM锚索配合240MM240MM垫板补强支护，6000MM锚索212布置，排距10M,2根时布置在中左、右各09M处，1根时打设在巷道中心线上。锚索与锚杆垂直与顶板支护，每根锚索使用2节CK2370树脂药卷，即锚固剂规格23700，（顶板有淋水时，必须使用防水药卷），顶部每根24M的螺纹钢锚杆使用一节CK2370树脂药卷。2帮部每帮打设4根锚杆，锚杆间、排距8001000，根据煤层厚度，煤体部分采用222500的全长自巩锚杆,岩石部分采用222400的螺纹钢锚杆配合162600托梁进行支护，底跟部锚杆与水平面成15夹角，朝向底板；顶部锚杆与水平面成6夹角朝向顶板打设；托梁头紧挨顶板，第一根锚杆自顶板向下200MM处开始打设（根据实际情况可适当调整），炮掘帮部支护滞后工作面2排，机掘帮部滞后工作面3排，若帮部片帮，要缩小空帮距离，及时封帮支护。如巷道过构造及巷道超高区域，要及时封帮并满帮封帮支护。（3）顶部铺设11004600MM的菱形网，帮部铺设11002600MM的菱形网，菱形网采用三花连接，搭接长度100MM，两个连接点的距离为200MM，用双股14号铁线双排链接，扎绑牢固。（4）当工作面地质条件异常时，缩小循环进度及排距。5027508250M全长自攻固锚杆40410M托梁5020680835026M托梁24M螺纹钢锚杆240螺纹钢锚杆240M螺纹钢锚杆螺纹钢锚杆240M螺纹钢锚杆21860M锚索锚索锚索9509504螺纹钢锚杆四、巷道顶板设计计算现对采用单一锚索支护顶板的设想进行论证（1）按锚杆悬吊作用计算锚索长度LL1L2L3其中L1托梁厚度铁垫板索具厚度200300,L1取值05ML2按巷道顶板岩体破碎带高度计算L2RPH其中RPROCOSIN/RZRO圆形巷道（或非圆形巷道的等效面）掘进半径，取20MR岩体容重，多种岩石取加权平均容重，取245KN/M3Z巷道中心距地表深度，取最大值608M岩石内摩擦角，（取50）C岩石粘结强度，取15KN/H非圆巷道等效圆中心至顶板的高度，换算值为14MRP岩石破碎带半径，M因此由公式RPRO得COSIN/RZRP2050COSSIN460852/46085220114228ML2RP1422814088L3伸入老顶长度，估算公式L3DQT/4TCD锚杆直径，取218MMQT杆体材料的设计抗拉强度，1860MPATC锚杆与树脂药卷的粘结强度；取50MPA因此L3DQT/4TC002181860/4520M根据经验，取2000MM由公式LL1L2L3得0508820338M2锚杆直径D按杆体承载力与锚固力等强度原则，各种类型锚杆的锚固力Q,锚杆体承载力PPR2QT由PQ200000N得QT杆体材料的设计抗拉强度，1860MPA1860106PA计算可得R5851MM3锚杆间距A按锚杆悬吊作用计算，A或A28D2/KYL2KYLQT其中QT杆体材料的设计抗拉强度，取1860MPA岩石容重，245KN/M3K安全系数，一般取1518L2巷道顶板岩石破碎带高度，088MD锚杆杆体直径，取218A锚杆间距，M1由公式A得2/LKQA805410232由公式A28D得2KYLT280021880541/86042M经以上计算可知若施工中采用2186000MM锚索，取锚索排距1000，完全满足各项计算指标要求。第四节支护工艺一、巷道支护形式及材料规格、支护要求1、支护材料规格（1）顶部托梁414M托梁。（2）帮部托梁26米托梁。（3）顶部锚索（杆）2186000MM锚索，每孔使用2节CK2370树脂药卷，240240MM的垫板；222400MM螺纹钢锚杆，每孔使用一节CK2370树脂药卷，150150MM的铁托板。（4）帮部锚杆222500MM全长自攻固锚杆，150150MM的铁托板。222400MM螺纹钢锚杆，每孔使用1节CK2370树脂药卷，120120MM的铁托板。（5）网子顶网规格11004600MM菱形网，帮网规格11002600MM菱形网。2、铺联网要求相邻网茬搭接100MM，每隔200MM用14双股铁线双排排连接，拧接不少于3圈，顶部铁线头统一朝左，两帮铁线头统一朝下，顶与帮联接铁线头统一朝后，所有铁线头统一排列整齐。3、施工质量要求（1）巷道净宽允许误差为0100MM。（2）巷道净高允许误差为50200MM。（3）锚杆（索）间排距，允许误差100100MM。（4）帮锚杆垂直于巷帮，帮部托梁贴帮部竖直放置，与顶底板垂直。（5）锚杆托板紧贴煤（岩）壁，不得松动，歪斜。（6）帮部锚杆外露长度从螺帽起（丝扣外露长度）1040MM。（7）顶部222400MM螺纹钢锚杆锚固力不得不小于100KN（10T30MPA）。（8）顶帮锚杆螺母扭矩不小于250NM。（9）帮部222500MM全长自攻固锚杆拉拔力不得小于70KN（7T22MPA）。（10）帮部222400MM螺纹钢锚杆拉拔力不得小于90KN（9T28MPA）。（11）锚索外露长度（锁具下端起）为150MM250MM。（12）锚索预紧力不低于135KN（13T40MPA）。4、锚索、锚杆安装工艺流程及要求（1）打锚杆眼打眼前，要先按照由外向里、先顶后帮的顺序认真敲帮问顶，及时找掉活矸危岩，班长确认安全后方可作业。并且要严格按中线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理，锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100MM，眼向误差不得大于15。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻杆上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼。（2）安装锚杆安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，安装顶部螺纹钢锚杆时，先塞入一节CK2370树脂药卷，然后将外端头套上螺帽的螺纹钢锚杆插入锚杆孔内，用带有专用套筒的风动锚杆机卡住螺帽。开动锚杆机，使锚杆机带动杆体旋转，直至锚杆达到设计深度，方可撤出锚杆机。帮部安装全长自巩固锚杆时，在以打好的眼孔内，可直接插入锚杆，然后卸下螺帽，上好托盘。5分钟后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于250NM。（3）顶锚索使用MQT120/23J型气动锚杆钻机。（4）使用型号MQ22300/63的锚索张拉器张拉锚索，锚索承载力应在135KN以上。（5）锚索（杆）应编号，由验收员现场监督检查，对当班安装的锚索编号、时间、孔深、外露长度、初次预紧、二次张拉力及检验人填人专用台帐及验收记录。（6）中部锚索垂直于巷道顶板，尽量与岩层面或主要裂隙面垂直。（7）正常情况下锚索外露长度应保持在150250MM。（8）每个锚索使用2支23MM700MM树脂药卷，药卷搅拌时间1015秒，搅拌结束，过30MIN后张拉预紧到135KN以上。（9）钻锚索眼孔时，坚持三人配合，操作钻机操作杆之人两腿分立站牢，开钻时一人稳钻机扶手，一人赤手领钎，一人操作钻机，开钻钻进50MM后领钎人撤手，降钻时，一人操作钻机缓慢降钻，另外两人站在两侧扶钻机。（10）开钻时，先开水、风再缓慢逐渐加速钻进，停钻时要先缓慢速度降钻，退出眼孔后再停风、水。遇硬岩石应慢速开钻、慢速钻进，不得强开，快速钻进，以防断钎。（11）领钎人严禁戴手套操作，领杆后不得用手触摸旋转中的钎杆，钻井过程及钻机扶手未降至2米以下位置时钻机附近3M范围内除操作钻机者严禁站人。（12）张拉锚索时，必须至少3人配合，其中两人手扶张拉千斤顶，一人操作气动泵，张拉时千斤顶应与锚索保持同一轴线，一次张拉行程不得超过100MM，一次张拉行程超过规定行程，仍达不到设计预紧力时应再次张拉，张拉时，操作气动油泵人员必须注意油泵压力表读数，气动油泵压力超过设计张拉力或压力表指针急促上移时应停止张拉，以气动油泵超负标，油泵应缓慢升压，严禁高压换向。（13）钻孔完毕应先停风用风钻将眼孔冲洗干净落钻拔出钻机最下端杆逐节卸下钻杆塞入超快速及快速药卷用锚索轻轻将药卷顶对上部眼孔顶端用搅拌器将锚索与钻机连接好开钻搅拌1015秒停止搅拌保持钻机推力35M降钻套入垫板及锁具30MIN后张拉至135KN。（14）千斤顶回程时，扶千斤顶人员应提前托紧千斤顶以防松脱掉落。（15）严格执行生产矿井质量标准化标准及公司、矿有关锚杆、锚索等规定。第四章施工工艺第一节施工方法1、前期施工采用炮掘施工，装煤机出货上刮板输送机、皮带运输。2、后期采用掘进机施工，在巷道安装一部皮带，掘进机掘进、装载配合皮带运输。一、炮掘施工方法1、采用普通钻爆法施工，全断面一次爆破成巷的施工方法，装煤机配合刮板输送机出货。2、严格按地质测量部给定的中心线施工。3、交接班后，必须先进行“四位一体”的安全检查，发现隐患必须立即处理，确认安全无误后方可开工。然后进行打眼、装药、爆破等工作，当工作面炮烟吹散后，由“四员”进入工作面，由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况，确认安全后，在进行工作。4、施工工艺流程交接班安全检查打眼瓦斯检查、洒水降尘装药瓦斯检查警戒爆破瓦斯、安全检查洒水降尘、临时支护洒水出货支护二、综掘施工方法切割时，应从煤中钻进，在卧移切割至底板下角，再横扫切割底板岩石,接着上行一定步距，横扫切割一条带，依次循环切割直至巷道顶部，最后刷帮至设计宽度，完成一个切割循环。其切割顺序如下图所示，煤层中每次进刀深度600MM800MM，切割速度较快，岩石中每次进刀深度300MM400MM，切割速度要放慢，以增大切割头切割扭距。对于切割留有的大底根，及时采用风镐人工清除。第二节凿岩方式一、前期采用炮掘施工方式1、采用普通钻爆法施工。2、打眼机具使用ZQS35型手持式气动钻机打前进炮眼（煤体部分），钎杆为18M麻花钎杆，使用42MM钎头。地质构造影响需挑顶、卧底或夹矸、底岩较厚、坚硬及需要拉底等，使用YT24型风钻、18M钎杆，42MM风钻头打设炮眼。3、降尘方法采用湿式打眼、水泡泥、放炮喷雾、出货时洒水、净化喷雾及爆破后冲洗巷帮的方法降尘。第三节爆破作业一、21505回风巷施工采用普通钻爆法施工，两帮预留刷帮量全断面一次性爆破，采用垂直楔形掏槽法掏槽，矿用乳胶炸药15段毫秒延期电雷管，正向装药，串联联线，矿用发爆器起爆。装药图1、钻爆器材的选用（1）ZQS35型手持式气动锚杆机（煤体部分），打前进眼，18M麻花钻杆、42MM钎头。（2）使用YT24型风钻打设岩石部分炮眼，18M钎杆，42MM风钻头打前进炮眼。（3）使用MFB100型矿用发爆器起爆。2、爆破参数的确定（1）选用的矿用乳胶炸药，药卷长度400MM，单节药卷重量03KG。（2）封泥材料水炮泥及黄泥。（3）采取垂直楔形掏槽法，掏槽眼加深200MM。（4）炮眼深度13M，掏槽眼深度15M，爆破深度10M，炮眼利用率85。（5）帮眼打在两帮控制线内100MM，顶眼口距顶板300MM，底眼距底板200MM。（6）估算循环炸药消耗量Q定QSL10412321308514KG式中Q定每循环炸药消耗量KGQ单位炸药消耗量104KG/M3，查表Q104M3S掘进巷道爆破断面，M2，S1232M2炮眼利用率，85（7）估算炮眼数目N定（QSM）/AP104123204085/050328（个）式中N定估算定额炮眼数目（个）M每节药卷长度，M04炮眼装药系数，取05P每节药卷重量KG，P03炮眼布置图单位MM3、爆破原始条件表名称单位数量名称单位数量掘进断面面积M21232瓦斯情况M3/MIN23炮眼个数个28涌水量M3/H25炮眼深度M13雷管数发28岩石硬度系数F小于25炸药量KG144、爆破说明书爆破说明书装药量角度眼号名称封泥长度炮眼眼深卷/眼小计水平垂直起爆顺序连线方式14掏槽眼600MM1500MM287590158辅助眼600MM1300MM1490902921周边眼600MM1300MM113727232228底眼600MM1300MM174串联合计128KG预期爆破效果序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼利用率855每米巷道炸药消耗KG/M1282每循环进尺M106每循环炮眼总长度M/循环3723每循环破煤量M312327每M3雷管消耗个/M32274每M3煤炸药消耗量KG/M31038每米巷道雷管消耗个/M28第四节装载与运输1、装煤、运煤炮掘采用装煤机出货，机掘采用掘进机装载至工作面胶带输送机运输。2、运煤路线工作面煤（矸小于400400MM）装煤机/掘进机上刮板输送机刮板输送机/工作面皮带21505回风巷联巷皮带21505运输巷反掘5煤运输大巷皮带至南翼胶带输送机皮带巷新主暗斜井皮带选煤楼。3、运料路线灰窑沟地面料场老虎沟东平峒老虎沟西平峒副暗斜井150南大巷5煤斜巷5煤运输大巷21505运输巷（反掘）21505回风巷联巷工作面。4、人员行走路线（1）地面更衣室灯房地面候车室（无轨胶轮车）缓坡斜井南翼胶带巷5煤运输大巷21505运输巷（反掘）21505回风巷联巷工作面。（2）人员行走严格执行“行车不行人，行人不行车”规定第五节管线及轨道敷设一、管线及轨道敷设1、风水管路吊挂（1）本巷道安装一趟4寸压风管、4寸供水管、6寸排水管分别与5运输大巷4寸压风管、4寸供水管、6寸排水管连通，排水管经5煤运输大巷排至150南大巷水沟至沉淀池。（21505回风巷与5煤运输大巷贯通前，前期先与21505回风巷联巷风水管路沟通），管路吊挂与顶板平行，从上至下安装顺序为4寸压风管、4寸供水管、6寸排水管，管路吊挂采用预埋倒楔钩吊挂，吊挂眼深不小于400MM,吊挂眼距托梁头向内100MM沿顶板上方垂直打眼，采用16圆钢闭环倒楔钩、16花篮螺丝配合扁铁制抱箍卡串接管路固定吊挂，吊挂钩间距30M，沿巷道前进左帮（正帮）铺设。使用专用抱箍吊挂最下部管路距底板16M，顶板有起伏变化花篮栓安装距离不够的情况下，采用8钢丝绳缠绕两圈配合3组绳卡连接倒楔钩和管抱箍，以便代替花篮螺栓。且每隔30米打设一根合格的222400MM的螺纹钢锚杆配合铁链加固管路，防止脱落。（2）三趟管路随掘进每日由机电班及时延伸一次，三趟管路未端距工作面不得超过20米，压风、供水管分别在巷口和巷道中部500米加设4寸控制阀门2组；压风、供水管每隔50M安装4寸三通反2寸带阀门接头，以便巷道消尘等，压风、供水管道安装2寸三通时，所有三通接头方向30向上根据现场情况，可做适当调整提前保护好风筒。（3）巷道顶板淋漓水集中段、巷道低凹处设水仓，留设4寸（6寸）三通及控制阀门，排水泵安装平稳，固定牢靠。（4）风管路编码为巷道名F001；水管起始编码巷道名S001，排风管起始编码巷道名P001，字体为宋体，按从左至右顺序排列。（5）悬吊倒楔钩颜色为灰色、供水管为绿色、供风管为黄色、排水管为橘红色、瓦斯抽放管为黑色，及所有闸阀为黑色，管路连接的法兰盘、螺栓等颜色应与管路颜色一致；抱箍颜色为白色。2、电缆、信号、监测线吊挂电缆、信号、监测线自21505回风巷联巷配电点沿巷道右侧（副帮）敷设，大线使用5联铁质电缆钩，小线用8孔皮带电缆钩，电缆钩吊挂间距12M，吊挂高度12米，距顶部托梁头向内100MM垂直于顶板打设缆线吊挂眼，眼深度不得小于400MM,高低压电缆接线盒也必须高于自身电缆，由机电班每日吊挂延伸。3、轨道、设备铺设使用24KG/M轨道，标准的水泥轨枕，轨枕间距中对中800MM，道接头间隙不超过10MM，上、下、左、右误差不大于5MM，轨枕垫实，不得悬空，铺设的轨道及轨枕使用统一型号，轨道必须铺设在实底上，并且轨枕必须垫实，道夹板紧固有效，不得松动,巷道铺设轨道滞后工作面不超过50M。轨道铺设在巷道前进左侧，距巷道中心10M。皮带安装在巷道前进右侧（副帮），距巷道中心10M。第六节设备及工具配备名称型号数量备用用途胶带输送机SPJ8001煤矸运输手持式气动锚杆机ZQS3521打设、安装帮锚杆气动锚杆钻机MQT120/23J型21打设、安装顶锚杆（索）风钻YT2421打设岩石炮眼掘进机EBZ1601掘进、装载全液压侧卸式装煤机ZMC30GII型1装载锚索张拉器MQ22300/6311张拉锚索第五章生产系统第一节通风1、通风方式、风机选型及安设位置要求采用压入式通风方式，风机安设在21505运输巷风流方向前进右帮，副风机吸风口距21505回风巷联巷15米,配一主一副两台FBD67型对旋式局部通风机。电机功率230KW。风机附件齐全，吊挂管理，牌板吊挂到位，“双风机、双电源”。实现“三专两闭锁”，并能够自动切换，对工作面非本质安全型设备实现“两闭锁”，配电点安设在风机吸风口上风侧。2、风机安设及风筒吊挂要求（1）风机在21505运输巷（反掘）风流方向前进右帮安设，主风机与风筒在一条直线上。（2）主风机在副风机上风侧5M左右。（3）主风机与副风机左右距离中对中为08M。（4）风筒沿前进左帮吊挂。（5）根据现场实际情况可做适当调整。3、闭锁范围进入21505回风巷内所有的非本质安全型电气设备。4、风筒风筒选用1000MM抗静电阻燃风筒，风筒沿巷道前进左侧延伸，距托梁头内800MM垂直于顶板打设风筒吊挂眼，吊挂间距3M,风筒边距巷帮01M,距顶02M，穿8MM钢绞线，风筒环环吊挂在钢绞线上，用麻绳扎牢，风筒吊挂平、直、紧，接头双反边，严密不漏风。风筒末端距工作面不得超过5M。一、掘进工作面风量计算1、按瓦斯绝对涌出量计算Q瓦100QK1002314322M3/MIN式中Q瓦掘进工作面实际需风量，M3/MIN；Q工作面瓦斯绝对涌出量M3/MIN，本工作面预计瓦斯绝对涌出量23M3/MIN；K工作面瓦斯涌出不均匀备用量系数，1421，取14；2、按同时工作的最多人数验算Q人4N432128M3/MIN式中Q人掘进工作面实际需风量，M3/MIN；4每人每分钟配风量不低于4M3/MIN；N工作面同时工作最多人数，取32人；3、按循环最大炸药消耗量计算Q炸25A2514135255M3/MIN式中Q炸掘进工作面实际需风量，M3/MIN，25每千克炸药爆炸不低于25M3的配风量；A掘进工作面一次爆破的最大炸药量4、按局部通风机吸风量计算QQ吸15S600225825M3/MIN根据计算，Q工作面Q瓦；Q人；Q炸322；128；3525；取最大值3525M3/MIN，根据实际情况，取工作面风量为580M3/MIN，选用230KW的对旋局部通风机。5、掘进工作面风量验算1按最小风速验算QMIN15S1515225M3/MIN580M3/MIN根据以上计算选用230KW对旋式局部通风机，压入式通风，配合1000MM抗静电阻燃风筒，掘进初期可以满足掘进通风要求，符合煤矿安全规程规定。三、通风系统1、新鲜风流新鲜风流5运输大巷局部通风机风筒压风至工作面。2、污风流向工作面污风21505回风巷联巷21505回风巷回风联巷通风立眼南采3煤边界回风下山南采3煤回风大巷西彭回风斜井西彭主扇地面。第二节压风压风源来自地面板桥压风房，通过2台螺杆式压风机传至井下工作面，工作面风压最小为04MPA，压风机规格及型号为SA250A6K，电动机功率为250KW，单台总排气量为40M3/MIN,工作压力08MPA。二、压风自救装置1、在离工作50100处M处人行道边，平整墙面5M安装装置2组，在正常掘进50M时，继续前移。2、压风（供水）自救装置安装高度，从底板向上15M的地方。3、供风、供水高压软管从皮带里侧紧贴顶板接入，多余的盘挂在墙壁上绑好。4、压风（供水）自救装置安装必须牢固、平整、紧贴墙面。第三节瓦斯防治（1）严格执行瓦斯检查制度，瓦斯员每班至少3次到迎头检查瓦斯，并及时掌握工作面有害气体状况，工作面遇地质构造，巷道超高时，通风区根据现场实际情况在超高段安设甲烷传感器，瓦检员每班至少2次检查超高段瓦斯；班组长利用瓦斯便携仪每2小时检查1次工作面瓦斯浓度，严禁瓦斯超限作业。掘进工作面回风流中、电气设备处、各类硐室处设置瓦斯检查点，严格执行“四位一体”现场安全管理制度。（2）掘进工作面风流中的瓦斯浓度达到10时，必须停机。掘进工作面风流中、电动机及其开关安设地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到15时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。（3）掘进工作面及其他巷道内，体积大于05M3的空间内积聚的瓦斯浓度达到20时，附近20米内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。（4）对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到10以下时，方可通电开动。（5）掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到15时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。（6）根据第二章地质资料和本章风量计算，采用风排完全可以满足瓦斯治理需求，因此瓦斯防治方式为风排。第四节综合防尘防尘水源来自地面高位水池，供水管自150南大巷总水阀经150南大巷4寸水管5煤运输大巷21505回风巷联巷工作面。1、放炮喷雾设在工作面30M处，使用金属雾化铁喷咀，每次工作面爆破工联线结束后开启该喷雾，煤破结束进入迎头作业时予以关闭；第二道为净化喷雾，安设在距工作面50M处，爆破前，撤人时开启，工作面装煤出货期间净化风流，出煤结束后关闭。2、施工过程采取湿式打眼、自觉佩戴防尘口罩、水炮泥、爆破净化喷雾、装岩洒水、转载机头喷雾、每班冲洗巷帮消尘等综合防尘措施。3、综掘时，工作面50米范围内安设3道净化水幕，距工作面分别为10米、30米、50米。4、各转载点喷雾安设齐全，喷雾安设喷雾架。5、净化水幕要求覆盖全断面，转载点喷雾要求覆盖转载点，所有水幕及喷雾必须刷漆。6、工作面在割煤出货期间净化风流，出煤结束后关闭。7、工作面回风必须安装能够覆盖全断面的捕尘网，并在捕尘网上风侧2米范围内安装喷雾装置。9、施工过程采取自觉佩戴防尘口罩、净化喷雾、装岩洒水、转载机头喷雾、定期（每圆班至少冲洗一次全巷道）冲洗巷帮消尘等综合防尘措施。第五节防灭火该掘进工作面四周无火区，防火的重点是电器电缆、机械摩擦和人为火灾。1、防灭火管路安装齐全，每隔50M设置一个三通及阀门，管路畅通，不得有跑、漏水现象。防灭火管路必须保持不间断供水，水压、水量必须满足要求。2、在该巷道开口点处备存红砖、沙子、黄土、干粉灭火器等灭火器材，每处消防设施点沙箱内沙量不小于02M，灭火器不少于3个。3、入井严格执行“三禁”制度，井下严禁明火作业。4、加强井下放炮管理，严禁放糊炮、明火炮。放炮母线同电缆、电线、信号线，应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧时，放炮母线必须挂在电缆的下方，并保持03米以上的悬挂距离。严禁一个工作面使用两台发爆器同时进行爆破。严格执行“一炮三检和三人联锁”放炮制，放炮前后必须认真检查放炮区域内的瓦斯浓度，同时使用好水炮泥和黄泥封孔。5、加强电气安全管理，严禁带电移动电缆、电气设备。严禁带电检修设备。加强矿井皮带运输和电气设备防爆管理，严防皮带摩察起火和设备失爆引起火灾。6、电器电缆必须符合隔爆阻燃要求，遇电器电缆着火，先断电，后可用沙子、黄土、灭火器直接灭火。7、一旦发生火灾，附近人员应立即利用就近消防设施进行直接灭火，同时切断电源、组织人员撤离，并汇报调度室。8、灭火过程中必须有通风、安监人员或救护队员的监测监护，检查有害气体和风向、风量的变化，并立即汇报调度室。9、如遇火势大，无法直接灭火或短时间内无法控制时，所有人员必须佩戴自救器，沿火灾避灾路线撤离，并汇报调度室。10、其它严格按照通风管理部下发的井下防灭火管理办法要求执行。第六节安全监测一、瓦斯监测位置安设与使用1分站安设在21505运输巷（反掘）配电点处。2瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方，距顶板不大于300MM、距帮不小于200MM。31工作面甲烷传感器安设在距工作面不大于5M且在风筒的另一侧，报警浓度10CH4，断电浓度15CH4，复电浓度10CH4。2掘进机机载式甲烷传感器，报警浓度10CH4，断电浓度15CH4，复电浓度10CH4。3回风甲烷传感器安设在距21505回风巷口向内1015M处。报警浓度10CH4，断电浓度10CH4，复电浓度10CH4。4闭锁范围进入21505回风巷内所有的非本质安全型电气设备。二、便携式甲烷报警仪的配备和使用区队长、技术员班组长、电钳工、爆破工下井必须携带便携式甲烷报警仪，随时监测工作面瓦斯，瓦斯涌出异常时必须停止工作，切断电源，撤出人员，汇报当班瓦检员、安检员进行处理。第七节供电工作面主、副风机电源取自南采5煤运输巷南二采区临时变电所，主风机电源取自主风机分馈电205（MY335600M，副风机电源取自副风机分馈电305（MY335600M；动力电源取自5煤输送机大巷南二变电所303动力分馈电，分别给工作面胶带输送机、张紧绞车、信号综保、乳化液泵供电；高压电源取自21503皮带变压器电源（MYPTJ335910M），通过高爆箱将电源引至工作面移变到掘进机前级开关，最终给掘进机供电。详见南一21505回风巷供电系统图。第八节排水根据地质测量部提供的地质水文资料，5煤层顶板为砂岩含水层水及上覆21306、21307综采工作面采空区积水，预计涌水量25M3/H，最大涌水量可达20M3/H。施工过程低凹带、淋滴水集中区底板开挖水仓，设水泵、风泵导水抽排。排水管使用6寸钢管，巷道低凹集水区，淋滴水集中区设三通，具体位置根据掘进过程中的实际情况和地质测量部下发的通知为准。第九节照明、通讯和信号1、照明装置采用ZXZB25型照明信号综保为电源，输出电压127V。用于工作面配电点、宣传牌板及工作面照明，照明灯选用DGS13型防爆节能荧火灯。2、通讯系统井下巷道口皮带机头及工作面100M范围内各设一部KTH13型矿用防爆电话机，与矿调度台相通。通过通讯电缆沟通，该机不得与其他工作面电话串机。3、信号装置使用ZXZB25型照明信号综保控制小绞车信号，采用127V矿用防爆型组合声光电铃信号装置。第六章劳动组织与主要技术经济指标第一节劳动组织1、作业方式采用“四六”工作制，一个机电检修班，三个生产班，机电班早六点班负责检修、延刮板输送机、接风水管，检修时间8001300，出勤率80。2、循环方式每日计划完成3个正规循环，循环进尺按炮掘（10M）,机掘（40M）计算，其中六点班检修、延刮板输送机后八点班完成1个正规循环，四点、零点各完成1个（炮掘完成2个）正规循环，正规循环率85。月工作日28天。机掘日进尺L日3412M；月进尺L月1228852856M炮掘日进尺L日51050M；月进尺L月502885119M3、严格执行交接班制度（1）各班班组长必须认真组织，严格执行交接班制度。（2）每班入井前，必须由当日值班队干主持召开班前会，首先通报上两班井下作业任务完成情况及目前工作面状况，有针对性地安排当班工作，结合实际简明扼要地讲评，就安全作业事项进行必要强调完毕后准时入井，安全准时到达作业地点。（3）进入工作地点后，必须与上一班岗交岗，口对口，交不清，不能走。（4）交班人对在本班内能够处理的问题必须在交班前处理彻底，本班交时未处理完的问题及隐患必须现场向下一班交接清楚。（5）交班人必须将当班安全生产情况，设备运行情况，供需情况，遗留工作和存在的问题，以及接班后下一班需注意的事项交接清楚。（6）接班人员必须在交班人员在现场情况下，按照作业规程规定，按照设备管理及工程质量标准，对分工、设备、工程状况进行一次认真调致的排查。接班人对自己盲目接班后发生的问题负全部责任。（7）交班班组长、验收员、小班电钳工升井后必须认真填写交班记录，验收记录及任务完成记录。（8）接班后，班组长及验收员必须先巡查工作面支护设备等情况，并及时向队值班汇报当班开工状况及存在的问题，积极处理问题及隐患，确认问题及隐患处理彻底后组织当班生产，班中坚持三汇报，临交班时要及时在下一班班前会之前向区值班详细汇报本班生产完成情况，存在问题及尚需下一班处理的隐患。（9）班组长对当班安全生产，任务完成负现场领导监督责任验收及时当班工程质量负重责。（10）坚持由班组长统一领工、集全入井、集体交接、集体收工、集体升井。4、区设立生产一班、二班、三班、机电班、运料班、文明生产班、装料班共7班劳动组织表第二节循环作业为保证正规循环作业的完成，工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序。工序与工序之间做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。炮掘循环作业图表序号工种早6点8点4点0点合计1班长11132打眼工33393放炮员11134皮带司机22265装煤机掘进机司机22266支护工444127小班电工11138小绞车司机11139运料工6610检修工101011验收员1113合计1016221664序号工序名称时间早六点八点四点零点12345678910交接班安全检查质量检查打眼装药、爆破净化通风临时支护出货永久支护检修下料10107402306106789102134156178920123412345机掘循环作业图表序号工序名称时间早六点八点四点零点123456789101交接班安全检查质量检查割、装、运煤运料清浮煤临时支护永久支护文明生产检修下料10101010103040135156789101213141516178192021223412345第三节主要技术经济指标第七章安全技术措施第一节一通三防一、通风管理1、局部通风机必须实行“双风机、双电源”，即一主一副风机。2、供电必须实行“专用变压器、专用开关、专用电缆”，并必须与其供风巷道内的电气设备实行“风电闭锁”及“瓦斯电闭锁”。3、局部通风机必须保证正常运转，由瓦检员监护，其他任何人不得随意停开局部通风机，每天8点班进行主、副风机切换试验，特殊情况除外，局部通风机必须由指定人员负责管理。4、因检修或其它原因需要停电、停风时，停电、停风单位必须提前办理申请。5、局部通风机因故障停止运转，必须撤出人员，在巷道口设栅栏、指示警标，严禁人员入内。在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，局部通风机及开关附近10M范围内风流中瓦斯浓度都不超过05，停风区中最高瓦斯浓度不超过10，最高瓦二氧化碳度不超过序号项目单位指标备注1工作面长度M7339692巷道毛断面M212323在册人数（出勤人数）人100（90）4循环进度M10（4）5日进尺M5（12）6月进尺M119（2856）7循环率858炸药定额KG/M1039雷管定额发/M2810锚索定额架/M1511锚杆定额根/M1312菱形网定额张/M315，方可人工启动局部通风机恢复正常通