一采区轨道下山掘进作业规程

第35页共95页编号:兴伟兴掘eq\o\ac(□,1)EQ\o\ac(□,9)EQ\o\ac(□,x)EQ\o\ac(□,l)eq\o\ac(□,0)EQ\o\ac(□,2)贵州兴伟兴能源投资有限公司掘进作业规程工作面名称：一采区轨道下山编制人：施工负责人：总工程师：批准日期：年月日执行日期：年月日会审单位及管理人员签字单位及职务名称会审意见备注编制人施工队队长机电科调度室通防科安全科生产技术科机电副总采掘副总地测副总通防副总机电矿长生产矿长安全矿长总工程师矿长掘进作业规程会审记录规程名称：会审时间：会审地点：主持人：参加人：会审意见一、存在的主要问题1、对工程有变化除作业规程外要及时补充安全技术措施。2、严格把关规程语句以及作业顺序。3、注意对避灾路线的叙述，不能过于复杂，巷道叙述明确。4、经常组织职工学习“一通三防”知识。5、要组织职工认真学习，并进行考试，在规定期限内，没有学习或考试不合格、不熟悉有关内容工人不准入井。6、要制定文明施工的保障措施。二、处理意见按照会审意见，立即组织补充完善，签字下发，组织贯彻学习。监理单位会审意见监理单位：贵州省煤矿设计研究院有限公司会审时间：会审地点：主持人：参加人：会审意见一、存在的主要问题1、对工程有变化除作业规程外要及时补充安全技术措施。2、严格把关规程语句以及作业顺序。3、注意对避灾路线的叙述，不能过于复杂，巷道叙述明确。4、经常组织职工学习“一通三防”知识。5、要组织职工认真学习，并进行考试，在规定期限内，没有学习或考试不合格、不熟悉有关内容工人不准入井。6、要制定文明施工的保障措施。二、处理意见按照会审意见，立即组织补充完善，签字下发，组织贯彻学习。

目录第一章概况 7第一节编制依据 7第二节巷道布置 7第二章地面相对位置及地质情况 8第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 8第二节地质构造 9第三节煤（岩）层赋存特征 10第四节水文地质 13第三章巷道断面及支护 15第一节巷道断面 15第二节支护设计 16第三节支护方法 23第四节管线及轨道敷设 28第四章施工工艺 30第一节施工方法 30第二节凿岩方式 31第三节爆破作业 32第五章生产系统 36第一节掘进通风 36第二节掘进压风 38第三节瓦斯防治 38第四节综合防尘 39第五节防灭火 40第六节安全监控 41第七节供电 43第八节排水 44第九节运输 44第十节照明、通讯和信号 45第六章劳动组织及主要技术经济指标 45第一节劳动组织 45第二节循环作业 46第三节主要技术经济指标 47第七章安全技术措施 47第一节一通三防安全技术措施 47第二节顶板安全技术措施 50第三节打眼、爆破安全技术措施 51第四节防治水安全技术措施 57第五节机电安全技术措施 57第六节运输安全技术措施 58第七节防突管理 63第八节锚网喷相关技术措施 64第九节其它安全技术措施 65第八章安全避险“六大系统” 67第一节监测监控系统 67第二节人员位置监测系统 68第三节紧急避险系统 69第四节压风自救系统 69第五节供水施救系统 70第六节通讯联络系统 71第九章灾害应急措施及避灾路线 71第十章工作面环境保护及文明生产 74第一节工业卫生 74第二节文明生产 74第三节施工现场图版管理及记录 74第四节井下废弃物处理 74第十章职业危害 74第一节噪声 74第二节粉尘 75第三节其它 75作业规程学习和考试记录 88作业规程补充学习和考试记录 89作业规程复审记录 90第一章概况第一节编制依据一、《贵州兴伟兴能源投资有限公司织金县中寨乡兴林煤矿（兼并重组）初步设计说明书》，批复文号：黔能源审[2017]98号，批复时间：2017年12月20日。二、《贵州兴伟兴能源投资有限公司织金县中寨乡兴林煤矿（兼并重组）安全设施设计说明书》，批复文号：黔煤安监监察[2018]24号，批复时间：2018年3月15日。三、地质说明书名称为《一采区轨道下山掘进工作面地质说明书》，批准时间为2019年4月2日。四、《煤矿安全规程》、《煤矿防治水细则》、《防治煤与瓦斯突出规定》和《煤矿岗位技术操作规程》及其它有关技术规范。五、经公司批准的《兴林煤矿2019年生产作业计划》。六、其它依据：《矿山安全法》、《矿山安全条例》、《工种岗位责任制》、《煤矿安全生产标准化基本要求及评分办法》、《煤矿井巷工程施工规范》GB50511-2010、《煤矿井巷工程质量验收规范》GB50213-2010。第二节巷道布置一、本《作业规程》掘进的巷道为一采区轨道下山，井下位于副平硐西侧。本面所掘巷道均为沿32煤层底板岩层布置的开拓巷道，一采区轨道下山用于一采区各采掘工作面生产时的轨道运输、通风、排水管路敷设等需要。一采区轨道下山设计长度为360m，巷道倾角-17°，服务年限为一采区生产服务，直至一采区采掘工程终止；本工作面自2019年4月10日开工，预计2019年9月15日竣工。二、施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题。一采区轨道下山工程量为360m，掘进断面：宽4.2m、高3.6m，设计为半圆拱形断面，锚网喷支护。1、工程施工过程中，要严格按照施工图进行施工。熟悉32#煤层底板岩层的硬度、节理等物理特性，严格按照炮眼布置图打设炮眼及装药，确保成型良好；加强锚网支护，确保锚杆、间排距符合施工标准，锚固力，扭矩力达到设计要求。2、特殊技术要求：①爆破法掘进必须图表齐全，参数选择合理。爆破施工应符合作业规程的规定；②掘进工作面的临时支护必须符合作业规程的规定；③锚杆的杆体及配件的材质、品种、规格、强度必须符合设计要求；④锚固剂的材质、规格、配比、性能必须符合设计要求；⑤锚杆安装要牢固、托板紧贴壁面、不松动；⑥锚杆的抗拔力最低值不得小于设计值的90％；⑦严格按照中腰线施工，巷道规格尺寸按照GB50213-2010《煤矿井巷工程质量验收规范》附录F的规定执行。附图1-1-1巷道布置平面图。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一、一采区轨道下山工程与地面相对位置为荒山、荒坡，无水体、建筑物、构筑物。工程距地面垂深在200米以上，工程对地面的影响不大。二、东为主平硐、南为矿井边界、西为副平硐，北为主平硐，临近巷道对本面掘进无影响。表2-1-1井上下对照关系表采区一采区工程名称一采区轨道下山地面标高+1873m～+1947m井下标高+1683m～+1765m地面的对应位置建筑物地面为荒山、荒坡，无建、构筑物和水体井下对应位置对掘进巷道的影响对掘进巷道无影响邻近采掘情况对掘进巷道的影响邻近采掘情况对掘进巷道无影响三、分析采空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。1、分析采空区的水对工程的影响根据水文地质资料分析，工程掘进范围内无采空积水，但在掘进过程中，必须坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则，采取探、防、堵、疏、排、截、监等综合防治措施，确保施工安全。分析采空区的火对工程的影响。根据资料分析，工程掘进范围内无采空区、无火区，不会对工程施工造成影响。在掘进过程中，必须加强CO的监测监控。采空区的瓦斯对工程的影响根据资料分析，工程掘进范围内无采空区，工程施工过程中不会受到采空区的瓦斯等有害气体的影响。但在掘进过程中，必须加强CH4、CO等有毒有害气体的监测监控，严格执行有关瓦斯管理的规章制度。第二节地质构造一、地质构造该井田地处三塘向斜北西翼，总体呈一单斜构造。矿区内断裂构造不发育。矿区构造复杂程度为“简单类型”。1）褶曲由于区内断层对该褶皱的破坏，从矿区这一有限区域上看，该背斜构造形迹极不明显。2）断层矿区内断层构造不发育。但掘进过程中必须加强地质勘探工作和瓦斯地质工作。3）陷落柱根据《矿井地质报告》显示，掘进施工范围内陷落柱，施工不受陷落柱影响。4）岩浆岩井田内未发现岩浆岩侵入及破坏现象。综上所述，本井田地质构造属简单类型。巷道范围内煤岩层产状根据一采区轨道下山掘工作面地质说明书，该掘进工作面范围内的煤岩层产状为走向SW～NE、NEE，地层倾角较缓为8～20°。三、冲击地压威胁本井田无地温异常现象，属于正常地温矿井。表2-1-2地质构造情况表构造名称性质走向（°）倾向（°）倾角（°）落差（m）对掘进施工的影响第三节煤（岩）层赋存特征一、煤层赋存情况矿区内含煤岩系中含可采煤层6层，其中6、16、27、30号煤层为全区可采煤层，7、32号煤层为大部可采。矿区可采煤层特征见表2-1-1。各煤层特征简述如下：1）6号煤层：全区发育，是矿区内主要可采煤层之一。煤层可采厚度2.91～5.87m,平均厚4.47m，平面北东部薄，南西部厚。下距B1标志层7.56～9.26m，平均厚8.58m。2）7号煤层：产于龙潭组上部，矿区内大部可采煤层。煤层全层厚度0.58～2.37m,平均厚1.40m，含夹矸0～1层，夹矸厚0.15～0.33m，岩性多为炭质粘土岩，煤层结构较简单。3）16号煤层：全区发育，是矿区内主要可采煤层之一，是矿区内龙潭组中部主要可采煤层。煤层结构较简单,煤层全层厚度0.86～3.39m,平均厚2.19m，含夹矸0～3层，夹矸厚0.19～0.63m，岩性多为炭质粘土岩。4）27号煤层：产于龙潭组中下部，是矿区内全区可采煤层之一。结构较简单，煤层全层厚度0.37～2.03m,平均厚1.20m，含夹矸0～1层，夹矸厚0.09～0.27m。5）30号煤层：产于龙潭组下部，是矿区内全区可采煤层之一。结构较简单，煤层全层厚度0.49～2.55m,平均厚1.37m，含夹矸0～1层，夹矸厚0.12～0.50m，岩性多为炭质粘土岩。6）32号煤层：产于龙潭组底部，是矿区内大部可采煤层之一。煤层全层厚度0.32～2.76m,平均厚1.52m，厚度较稳定。含夹矸0～3层，夹矸厚0.13～0.68m，结构较简单。表2-3-3可采煤层特征表煤层编号煤层厚度（m）层间距夹矸数可采性对比可靠程度结构复杂程度稳定程度极值均值62.91-5.874.470-3全区可采可靠简单较稳定11.0970.58-2.371.330-1大部可采可靠较简单较稳定86.93160.86-2.671.930-3全区可采可靠较简单较稳定62.05270.37-1.981.130-1全区可采可靠较简单较稳定22.35300.49-2.051.180-1全区可采可靠较简单较稳定12.18320.32-2.231.190-3大部可采可靠较简单较稳定二、开采技术条件。1、瓦斯涌出量根据贵州省能源局文件《关于贵阳市、六盘水市、安顺市、毕节市、遵义市（第二批）、铜仁市2011年度煤矿瓦斯等级鉴定的批复》(黔能源煤炭[2012]39)，兴林煤矿2011年度鉴定为高瓦斯矿井，矿井瓦斯绝对涌出量为0.31m3/min。2、煤层自然发火倾向根据贵州省煤田地质局出具的《兴林煤矿煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，兴林煤矿M16、M27、M30、M32号煤层自燃倾向性等级为Ⅲ级，即不易自燃。3、煤尘爆炸指数根据贵州省煤田地质局出具的《兴林煤矿煤尘爆炸性鉴定报告》，兴林煤矿M16、M27、M30、M32号煤尘均无爆炸性。煤与瓦斯突出鉴定根据贵州省能源局文件《关于对织金县中寨乡永华煤矿M23煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的批复》（黔能源煤炭[2011]806号），鉴定结论：织金县中寨乡永华煤矿在鉴定范围ABCDEFG内开采标高+1670m以上M23（根据勘探报告交代M23煤层为27号煤层）煤层没有突出危险性。其余可采煤层均未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定。5、地温、地压根据煤层顶板结构和岩性分析，发生冲击地压的可能性较小，通过该矿和邻近矿井的开采情况来看，本区应属地压正常区。无冲击地压。四、煤（岩）层综合柱状图附图2-3-2：煤（岩）层综合柱状图第四节水文地质一、水文地质情况及涌水量预计（一）巷道区域的主要水源通过对矿井范围内地表水和井下水的调查分析及对区域水文地质特征分析，矿井充水水源主要有地表河流水、地下水、大气降水、采空区积水、地表冲沟水、第四系孔隙水。巷道区域的主要水源主要为地下岩溶裂隙水。（二）有影响的含水层：（1）第四系（Q）孔隙含水层分布于矿区内的各斜坡及各冲沟的沟底地段，分布零星，主要由坡积物、冲积物、崩积物等所形成的黄灰色砂质粘土、紫灰色粉砂质粘土及灰、绿灰色砾石等组成,厚度1-15m，平均厚度6.18m。地表未见泉水。该层具透水性，由于厚度小且变化大，仅季节性含水，富水性弱。（2）三叠系下统夜郎组第二段（T1y2）岩溶含水层出露于矿区外围西南部，该地层岩性中、上部为灰色厚状灰岩，下部为浅灰色薄～中厚层状泥质灰岩，间夹薄～中厚层状紫红色粉砂岩。其厚度沿走向变化较小，厚度大于200m。见泉点1个，即S04，流量为1.03L/s，泉水出露标高+1980m。根据水质化验资料，水质类型为HCO3-·SO42-－Ca2+型，矿化度0.14g／L，PH值为7.89。该层富水性弱～中等。（3）三叠系下统夜郎组第一段（T1y1）基岩裂隙含水层出露于矿区外围西南部，该地层岩性为浅灰绿色薄层状钙质粉砂岩夹钙质泥岩及中厚层状泥质灰岩，底部夹深色硅质条带。厚96.12～120.30m，一般108.60m。见泉点1个，即S43，流量为1.03L/s，泉水出露标高+2006m。根据中寨煤矿资料关于R09的长期观测资料，流量为0.58～27.50L/s。该层富水性弱该层补给条件差，富水性弱。（4）二叠系上统长兴组及大隆组（P3c+d）溶隙、裂隙含水层出露于矿区西南部斜坡地带，该地层岩性为深灰色薄层状粉砂岩夹钙质泥岩及石灰岩，顶部为中厚层状石灰岩含深色燧石结核，底部深灰色中厚层状硅质岩，菱形节理发育，夹黄绿色蒙脱石粘土岩。厚12.10～22.10m，一般18.60m。该地层于见S38、S40、S41泉，流量为0.1-10.4L/s（暴雨后），反映出该泉点受大气降水影响大，径流途径短（近源补给排泄）的特点。综合分析认为，该层富水性弱～中等。（5）二叠系上统龙潭组（P3l）基岩裂隙含水层为矿区含煤地层，主要为砂岩、粉砂岩、粘土岩，夹少量泥灰岩、灰岩等，厚280.44～330.27m，一般287.14m。含可采煤层6层（由上至下编号6、7、16、27、30、32），煤层平均厚分别为4.47、1.33、1.93、1.13、1.18、1.19m。6煤层距该层顶界30m左右，32煤层距该层底界21.76～30.41m，平均26.551m。调查泉水点3个，即S01、S02、S39泉，流量为0.0-1.1L/s，泉水出露标高+1810～+1850m；调查老窑积水S37、矿2、矿3、矿4、矿5、LD2、LD5、LD6，流量为0.0-2.51L/s。钻孔静止水位标高+1769.07～+1905.5m（7个钻孔分层水位）。生产井水质类型为SO42--Ca2+型水，矿化度1.89g／L，PH值为4.2。老硐LD20水质类型为SO42-—K+·Na+型水，矿化度0.37g／L，PH值为6.65，302钻孔水质分析为HCO3-～Ca2+型水，矿化度0.13g／L，PH值为7.94。综上可知，该层富水性普遍较弱。（6）二叠系上统峨眉山玄武岩组（P3β）相对隔水层该地层出露于矿区北部及西北部，本层由灰绿色、褐灰色块状隐晶质或拉斑玄武岩，夹火山角砾岩组成。厚度为0～342m，一般260m。该层厚度大，补给条件差，富水性弱，视为相对隔水层，未见泉水出露。（7）二叠系中统茅口组（P2m）岩溶含水层该地层出露于矿区外围北部，主要为灰、浅灰色厚层块状灰岩，上部含白云质。厚度大于200m，工作区内未见底。据区域水文资料，该层主要排泄点流量一般20～100L/s,暗河流量200～1000L/s,枯季径流模数＞7L/s,水质类型为HCO3-～Ca2+型水。富水性强。工作面涌水量预计根据相邻巷道掘进时涌水量实测资料，一采区轨道下山正常涌水量预计为0.2m3/h，最大涌水量预计为1m3/h，主要为顶板岩溶裂隙水。地表水、构造导水、老空积水等对施工安全的影响1.地表水体对矿井开采的影响地表水是矿井主要的充水水源。主要通过顶板中所含裂隙水向巷道内渗漏，其直接充水强度和降水的强度及持续时间有着密切的联系。区内无大的地表水体，其地表水随季节性变化较大。矿山中下部煤层开采后其导水裂隙带及冒落带影响到该溪沟，开采形成采空区后，溪沟水将沿其导水裂隙、冒落带及地裂缝进入矿井，对矿床造成间接充水。井田副平硐、副井一般不会受到洪水威胁。该地表水对掘进工程基本无影响。2.构造对井田内水文地质条件的影响本井田断层不发育，矿井采掘中未发现因遇断层带而出现水文动态的异常。构造对井田水文地质条件影响不明显，对掘进工程基本无影响。3.采（古）空区及相邻矿井积水情况由于地表老窑基本上已炸封，老窑的开采情况无法核实清楚，老窑采空冒落造成地表开裂、塌陷，导致地表水由裂隙渗入蓄积。经调查，老窑大多有积水，且分布在浅部，是矿井浅部开采时的重要充水因素，深部开采时老窑水基本无影响。但必须对矿井范围内的老窑进行调查，防止雨季老窑溃水事故的发生。含煤岩层充水性分析：含煤岩层为二叠系上统龙潭组（P3l），岩性主要为浅灰色泥岩夹细砂岩、粉砂岩、燧石条带灰岩、灰岩、粘土岩、煤层及煤线等，底为粘土质硫铁矿层。该组是含水层与隔水层交互，其中灰岩、燧石灰岩为主要含水层，含岩溶裂隙水，细砂岩、粉砂岩含少量水，为弱含水层，粘土岩、泥质页岩为相对隔水层。各含水层之间无明显水力联系，水位高低不一，富水性不均一。从矿井开采情况分析，含煤岩层中含水层对本巷道的施工影响不大。四、一采区轨道下山掘进过程中，严格执行“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则，采取探、防、堵、疏、排、截、监等综合防治措施。第三章巷道断面及支护第一节巷道断面一、巷道布置该工程巷道布置在32#煤层底板中，东为副平硐、南为矿井边界、西为未开采区域，北为副平硐。一采区轨道下山规格尺寸详见（表3-1-4）。表3-1-4 巷道断面及工程量情况表巷道名称断面形状支护方式掘进断面掘进宽度掘进高度工程量一采区轨道下山半圆拱形锚网喷13.2m24.2m3.6m360m二、巷道断面一采区轨道下山工程量为360米，掘进宽度4.2米，掘进高度3.6米；设计为半圆拱形断面。三、开口位置一采区轨道下山开口位置位于副平硐380m处按方位角245°、坡度3‰掘进15m后，按方位角155°7′、坡度3‰掘进18m，按-17°掘进347m。由地测科给定的开窝位置“中”字处开窝，按地测给定的中线。第二节支护设计巷道支护说明：1、选用支护方式的依据及支护设计根据锚杆支护理论及要求，（锚杆支护是通过锚入围岩内部的锚杆，改变围岩本身的力学状态，在巷道周围形成一个整体而又稳定的岩石带，利用锚杆与围岩的共同作用，达到维护巷道的目的，是一种积极防御的支护方法。同时通过喷射砼的支撑作用、充填作用、隔绝作用、转化作用，提高围岩的稳定性和自身的支撑能力，使砼层与围岩形成一体），该巷道设计采用锚网喷的支护方式，喷射所需的混凝土标号为C20；破碎地带可采用U型棚+喷浆的支护方式；水沟也采用混凝土浇灌，水沟布置在巷道左侧，其规格为：毛断面500mm（深）×600mm（宽）；净断面400mm（深）×400mm（宽），浇灌厚度：底部与两侧均为100mm。2、锚杆支护参数的计算及选择1）顶锚杆支护参数的计算及选择A、锚杆长度的确定根据加固拱的原理：L=W×（1.1＋B/10）式中：L——锚杆长度W——围岩影响系数，取1.1B——巷道设计跨度，取4.2m则：L=1.1×(1.1＋4.2/10)=1672mm因此：锚杆长度选择2000mm(初步设计中为2000mm)。B、锚杆间、排距的确定根据公式：D≤0.5L式中：L——锚杆长度D——锚杆间、排距则：D≤0.5×2.0=1.0m，间距取800mm，排距取800mm。C、锚杆直径的确定根据公式d=L/110=2000/110=18.18mm，因此取锚杆直径20mm。L——锚杆长度D、锚固长度的确定根据公式：L′≥1/3L式中：L′——锚固长度L——锚杆长度则：L′≥1/3×2000=666.7mm，锚固长度为加长锚固，按700mm设计。根据锚杆眼的布置、锚杆及药卷直径，锚固剂选取K2335型2卷。E、锚杆强度验算a、锚杆锚固力验算根据悬吊理论：F=R·H·S式中：F——锚杆悬吊岩体负荷重量R——顶板岩石比重，2.64t/m3S——支护面积，S=0.8×0.8=0.64m2H——选择锚杆锚固深度0.7m故：F=2.64×0.7×0.64=1.183（t/根）=11.593KN/根，考虑到安全系数，锚固力按50KN/根设计。b、锚杆最大抗拉力根据公式：F=S×Q拉式中：F——锚杆最大抗拉力，KN/根S——锚杆断面积，S=πR2=π（20/2）2=314mm2Q拉——锚杆抗拉强度，Q拉=56.4kg/mm2故：F=314×56.4=17709.6(kg/根)=173.5KN/根经验算锚杆悬吊岩石重量小于锚杆抗拉强度，结合初步设计说明书,因此，顶锚杆选择φ20×2000mm的锚杆，间距800mm，排距800mm，可以满足要求。2）帮锚杆参数的确定A、帮锚杆长度的确定巷道两帮潜在松塌区宽度L1：L1=h×tan（45－φ/2）=3.95×tan（45－78.7/2）=0.317m式中：h——巷道掘进高度，取毛高3.95m；φ——岩层内摩擦角，岩层硬度系数f=4～6，φ=arctanf=78.7°。锚杆长度：L≥L1＋L2＋L3=0.317＋0.7＋0.5=1.517m因此，取帮锚杆长度2.0m（初步设计为2.0m）。其中：L2——帮锚杆伸出潜在松塌区的额定锚固长度，取0.7m；L3——帮锚杆外露长度（有托板不大于0.5m），取0.5m。B、树脂锚固剂数锚固长度：端锚。根据锚杆眼、锚杆及药卷直径，锚固剂选取K2335型2卷。C、锚杆直径根据公式d≥L/110=2000/110=18.18mm，因此取锚杆直径20mm。D、锚杆间、排距的确定根据公式：D≤0.5L则：D≤0.5×2000=1000mm根据初步设计，帮锚杆选择φ20×2000mm的锚杆，为了与顶锚一致，间距取800mm，排距取800mm。3、支护材料规格型号及支护设计1）、顶板采用无纵筋螺纹预拉力锚杆、方形钢筋网、钢带梁联合支护，锚杆长度为2000mm，直径φ20mm，间距为800mm。排距为800mm，锚固方式，每根锚杆采用2节K2335快速树脂药卷，方形钢筋网规格为2000mm×1000mm，方格规格为100mm×100mm。网与网之间压茬宽度大于100mm，钢带梁采用直径为10mm圆钢加工制作。钢筋网要拉紧，并紧贴岩壁；严格按照巷道断面设计布置锚杆；喷浆厚度不得低于100mm。3）、巷道两帮各采用螺纹钢预拉力锚杆加钢筋网支护，锚杆长度为2000mm，直径为φ20mm，间距为800mm，排距为800mm，锚固方式，每根锚杆采用2节K2335快速树脂药卷。帮部方形钢筋网规格为2000mm×1000mm。4、最大控顶距和最小控顶距施工循环进度为2.0m，要求掘进工作面最小控顶距为0.2m,最大控顶距为2.2m，严禁空顶作业。5、工作面与永久支护间的距离锚杆支护、挂金属网及初喷要紧随掘进工作面；复喷可到扒渣机后，距工作面应不超过30m。二、支护方式1、临时支护及要求1）临时支护形式、材料及规格临时支护形式为吊环前探梁超前支护，采用木板及木楔接顶。吊环采用高强螺母与直径18mm或20mm的钢筋焊制成直径150mm防滑式圆环，用丝扣拧在锚杆上，数量6个，前探梁用2寸钢管制作，长度为4.0m，数量三根，板梁规格为4000×200×50mm的木板。2）前探梁支护操作要求将六个吊环分别安装在距工作面第一、第三排锚杆上，放炮通风后，首先采用长钎挑落顶部活矸，进行敲帮问顶。将工作面顶网挂好，并同后面网连住，随后移前探梁，并用木板木楔接顶刹紧，然后安装顶部锚杆，锚杆安装结束后，将吊环再次移到工作面第一、第三排锚杆上，以备下一循环使用。前探梁超前支护必须紧随工作面，严禁空顶作业。当顶板严重不平、巷道开口无法使用前探梁或其他原因未使用前探梁时，必须使用3根戴帽点柱进行临时支护。临时支护前，必须先进行敲帮问顶，敲帮问顶时要有专人监护。确保无问题后，方可紧靠永久支护打临时点柱。前探梁木板接顶必须构紧背牢，同时铺设金属网时，网与网搭接、压茬应大于100mm。连接处用14#连网丝连好。每道最少拧三圈，网要紧贴巷道顶板或煤（岩）帮，用锚杆托板压住双层网的压茬部位，将网拉紧压实。施工过程中要加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作人员，待顶板稳定后，由外向里增加带帽点柱支护后方可继续施工。2、永久支护采用锚网喷支护方式作为永久支护，支护材料为等强度螺纹钢锚杆。锚杆采用直径20mm螺纹钢筋，100×100×10mm铁托板，锚固剂采用快速锚固剂2节（K2335型）。通过以上计算，选用直径20mm、长度2000mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆间、排距800mm。爆破前锚网支护到工作面不大于0.2m，爆破后锚网到支护工作面不大于2.0m。当围岩稳定性差或遇地质构造带时，锚杆间、排距缩小至600mm，或采用U型棚支护。三、锚网喷支护工艺1、锚网支护参数顶（帮）锚杆：左旋无纵筋螺纹钢高强锚杆，φ20mm×2000mm；托板：采用10mm厚方形钢板，规格为100mm×100mm；锚固剂：树脂锚固剂，K2335型号2卷；锚固长度：700mm；锚孔深度：2000mm；锚杆间排距：800mm×800mm。金属网：∮6mm钢筋网（要求钢筋网必须点焊），网孔规格100×100mm，网与网之间压茬宽度大于100mm，钢筋网要拉紧，并紧贴岩壁。2、锚杆支护形式巷道支护规格为半圆拱，锚杆间、排距为800mm×800mm，全断面布置锚杆，锚杆呈半圆形布置，顶锚杆6根，两帮锚杆各3根，间排距误差不超过±100mm；锚杆垂直岩层层理，顶板两肩锚杆与顶板成不小于75度夹角，锚杆角度误差不超过±5度，锚杆与顶、帮不垂直时，锚杆托板必须增加调斜垫片或使用异型托板。要求锚杆抗拔力：顶≥80KN，帮≥50KN。3、支护用具的型号1)顶板锚杆：选用MQT-130/03.2B型气动锚杆钻机，配套钻杆，钻杆长度分别为：1.0m、2.0m，钻头φ28mm。2)帮锚杆：选用帮锚机，配套钻杆，钻杆长度分别为：1.0m、2.0m，钻头φ28mm。4、锚杆的孔位、孔深等要求锚杆孔位严格按照巷道支护断面图进行施工，锚杆眼孔深2.0m，孔径28mm。锚杆外露长度≤50mm（露出托板）。5、铺联网要求：金属网铺设平整，紧贴岩面，金属网之间搭接，每隔200mm连网一道，连网丝长250mm，连网时折成双股，顺时针绕三圈。金属网搭接、压茬宽度应大于100mm，必须用锚杆托板压住双层网的压茬部位，将网拉紧压实，紧贴岩面。6、喷射砼材料规格水泥：选用425﹟普通硅酸盐水泥或普通水泥。砂子：选用粒径为0.3—3.0mm的中、粗砂。水：要求水质要洁净，不应含有杂质。速凝剂：速凝剂掺量为水泥重量2%—4%，要求初凝时间为＜5分钟，终凝时间＜10分钟。砼强度：要求强度不低于C20号。砼喷射机型号；PZ-8型转子式，工作压力0.5MPa，空压机风量8m3/min水压0.15～0.5MPa，水流量≥14L/min。7、喷射砼工艺参数1）喷射机的工作风压：当砼配合比为1：2：2时，输料管长度为20m，喷头距受喷面1-1.2m时，其工作风压以1.1-1.3㎏/cm2为宜，其它条件不变时，工作风压随水平输料管的长度增加而加大。2）水压：水压应比风压高1㎏/cm2为宜，以保证喷头处的水环能充分湿润高速流过的干拌料。3）水灰比：最优水灰比为0.4-0.45。4）喷头与受喷面的距离及夹角：距离以0.8-1.2m为宜，喷头除喷侧墙下部及巷道基础时可下俯10-15°外，应尽量使喷头方向垂直于受喷面。5）一次喷射厚度：分层喷射，一次喷射厚以50-70mm为宜。6）分层喷射间隙时间：由于掺有速凝剂，故间隙时间为15-30min。7）干料的拌制和拌合料静放时间：采用人工搅拌，至少要搅拌三次，拌合料在不掺速凝剂时静放时间不得超过2h，尽量做到随拌随用。8、喷射砼回弹率及降低回弹率措施1）回弹率：侧墙不超过10%，拱顶不超过15%2）降低回弹率主要措施：严格按照设计掌握材料配合比，合理调整风压、水压，喷浆手要掌握正确的操作方法。3）回弹物应回收利用，可作为喷射砼的骨料使用，但掺量不应超过骨料总量的30%，也可供做水沟和台阶使用。9、降低粉尘浓度措施喷射砼的水是从喷头处加入的，水与干料的混合时间非常短。不易拌合湿润，同时装干料时或设备密封不良时都会产生粉尘，降低粉尘主要措施：加强水泥与水的混合，湿式拌料，加强通风，在喷射作业地点的回风流中设净化水幕，净化空气，加强作业人员的个体防护。10、巷道涌水的处理方式围岩涌水会降低喷层与岩层的粘结力，从而使得喷层脱落或离层。故喷前必须对水进行处理。若岩帮仅有少量渗水、滴水，可用压风清扫，边吹边喷即可；遇有小裂隙水，可用快速水泥砂浆封堵，然后再喷；若有成股涌水或大面积漏水，则单纯封堵是不行的，必须将水导出。首先找到水源点，在该处凿一深约10厘米的喇叭口，冲洗干净后，用快速水泥净浆将导水管埋入，再向管子周围喷射砼，待砼达到相当强度后，再向导管内注入水泥浆，将孔封闭。本矿井水文地质简单，巷道涌水的主要来源是弱裂隙充水及表土层渗水，预计0.2～1.0m3/h，对这些水可以在装岩时同时带走。为预防其它涌水，在巷道后10—20m沿巷道底板挖一横水沟，并在一帮准备一台潜水泵且在工作面掘进到中部后在巷道右帮设置一个临时水仓（规格：2m(宽)×2m（长）×1.5m（深）；排水设备采用7.5KW潜水泵，并准备好排水管路，确保工作面的安全生产。11、备用材料、数量、规格及存放地点在巷道距迎头100m处要有木板50块、锚杆100根、金属网10套、锚固剂5箱、木支柱（直径为18mm的圆木）10根，要求备用材料在材料存放点堆放整齐，不影响巷道正常通风和运输。12、支护质量及要求加强锚固力检验:使用锚杆拉力计ML—20，每300根锚杆以下（巷道每30—50m）至少做一组三根锚杆拉力实验，每班验收员使用扭矩扳手检查所有锚杆，锚固力必须达到设计要求。失效锚杆必须重新补打。采用锚喷支护巷道必须保证喷射砼质量，喷射砼试块巷道每30—50m做1组，加工成10cm×10cm×10cm立方体试块，并进行砼试块试验，检查砼强度。加强养护，不允许出现裂皮、赤脚、穿裙子、露筋等现象。13、锚喷支护的其他技术要求锚杆支护要紧跟迎头，最小临时控顶距不超过0.2m，班掘班锚一次成巷。顶板采用金属网，放炮通风后最大临时控顶距离不超过2.0m，正常使用前探梁超前支护，严禁空顶作业；当岩层松软时，两帮支护要紧跟迎头，严禁滞后。附图3-2-3巷道永久支护断面图。第三节支护方法一、支护材料1、锚杆及锚固剂：锚杆采用等强度螺纹钢锚杆，直径为20mm，长度为2000mm。每根锚杆均用2卷树脂固剂固定，锚固长度不少于700mm，锚杆外露长度为10～50mm，托盘为正方形，规格（长×宽）为100mm×100mm，用10mm钢板压制成弧形。树脂锚固剂直径为23mm，每块长度为350mm，锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚固剂型号为K2335，每根锚杆锚固力不小于70KN，承载力不小于100KN。2、网片采用6号钢筋制作的方格网，网的规格为长×宽＝2000mm×1000mm，网格为长×宽=100mm×100mm，网要压茬连接，搭接长度不小于100mm，相邻两块网之间要用14号铁丝连接，连接点要均匀布置，间距200mm。二、顶锚杆安装锚杆钻机支护顶锚杆施工工艺流程1、处理顶帮活矸危岩并进行敲帮问顶→开始吊连顶网→挑起金属网→上前探梁→画锚杆眼，打眼并清孔→上药卷安装锚固顶锚杆→紧固螺母→用扭矩扳手检查扭力矩是否合格→按间距施工顶锚杆→由外向里逐排施工2、锚杆必须紧跟掘进迎头，保证最小控顶距不超过200mm。打眼前先将锚杆钻机调整在工作面适当位置，根据锚杆间、排距位置先将锚杆眼位置标好后再打眼。打眼时必须采用湿式打眼。3、在操作过程中，推力要均匀，防止断杆、卡钻。锚杆孔深要求为2000mm，并保证钻孔角度，钻头钻到预定孔深后下缩锚杆钻机，同时清孔，清除岩粉和泥浆。4、操作人员在打好的眼内依次放入树脂药卷（K2335二卷）。杆端插入已装好树脂药卷的钻孔中，将孔口处的药卷慢慢送入孔底，将锚杆尾部套上托板及带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆机机头联接，升起锚杆钻机。5、利用锚杆钻机搅拌树脂药卷。树脂药卷搅拌是锚杆安装中的关键工序，要求搅拌过程连续进行，中途不得间断或停顿。搅拌时间按厂家要求严格控制（一般为20－30秒）。停止搅拌时要保持钻机均匀推力，等待41－90秒降下锚杆钻机，等待90－180秒，拧紧螺母托板。6、利用锚杆钻机拧紧螺母，使锚杆具有一定的初锚力。扭矩应达到165N.m，检查锚杆预紧力必须使用扭矩扳手。7、锚杆外露长度不大于50mm（不包括托板、螺母、金属网）。三、帮锚杆安装帮锚机施工帮锚杆工艺流程1、处理掉帮部危岩并进行敲帮问顶→画锚杆眼、打眼并清孔→上药卷安装、锚固帮锚杆→开始连接帮网→挑起金属网→紧固螺母→用帮锚机紧固帮锚杆→用扭矩扳手检查扭矩是否合格→安装其它帮锚杆。2、在操作过程中，推力要均匀，防止断杆、卡钻。3、孔深要求2000mm。4、帮锚杆应由上向下施工，确保施工安全。5、帮锚杆拧紧力矩应达到120N.m。当班进入作业区后，要对上一班施工的所有顶帮锚杆螺母进行二次紧固，确保螺母扭距不小于顶锚165N.m、帮锚120N.m，质量不合格的锚杆要及时进行补打。四、操作要求：1、首先要敲帮问顶，处理一切不安全因素。锚杆间排距按设计要求进行布置，扭力矩和锚固力必须达要求。2、验收员必须根据巷道中腰线标好钻孔位置。3、为保证锚杆角度和深度，施工锚杆采用短打长套的办法。严禁打穿皮眼、顺层眼、裂隙眼。锚杆打眼工要严格按照锚杆打眼工操作规程进行操作。4、用高压风清扫眼孔内岩粉和积水。5、锚杆外露尺寸要求不大于50mm。6、金属网铺设均采用搭接联网，每20cm连一道。连网及施工锚杆等支护过程中，操作人员必须站在正式支护下进行操作，严禁空顶作业。7、锚杆头部螺纹部分必须清理干净，不得有氧化皮、锈蚀、油污等杂物。发现失效的锚杆必须重新补打。8、锚杆支护必须做到及时有效，并保证安装的质量。严禁撬弯杆体，截断锚杆，禁止在托板上垫木头、石头或叠加托板。保证打一眼，锚一眼，严禁集中安装锚杆。9、掘进成巷的巷帮超宽或片帮超宽400mm时，必须及时补打一根顶锚杆；巷道每超高400mm时必须及时补打一根帮锚杆。10、巷道地质条件发生变化时，必须及时调整循环进度、支护参数，锚杆支护排距缩小至0.6m，循环进度缩小为1.0m，当采取以上措施不能有效控制顶板时，必须在其旁边补打锚杆或改变支护方式以保证施工安全。11、岩层破碎带较难维护时，采用U型棚+喷浆的支护方式。12、两帮片帮时，可以在网片外垫木柱帽。对于片帮超过400mm的地方应补打锚杆（每片帮400mm补打锚杆一根）。13、支护时，班组长要在打眼前组织有经验的老工人先进行敲帮问顶，观察顶板周围情况，防止顶板掉矸及片帮事故发生。五、锚索加强支护巷道顶板每隔3.2米打一排锚索过断层或顶板破碎时要增加锚索数量加强支护。1、确定锚索长度：L＝L1＋L2＋L3＋L4式中L——锚索总长度，m;L1——锚索深入到较稳定的岩层的锚固长度，1.4m；L2——需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2m；L3——上托盘及锚具的厚度，取0.2m；L4——需要外露的张拉长度，取0.35m。——锚索钢绞线直径，取15.24mm；——钢绞线抗拉强度，N/mm2(1920MPa，合1883.52N/mm2)；——锚索与锚固齐的粘合强度，取10N/mm2。则L＝1.4＋2＋0.2＋0.35＝3.95m。设计取锚索长度为5.5m。2、锚索倾角：锚索垂直巷道拱的切线安装布置。3、锚索数目的确定：N＝K×(W/P断)式中：N——锚索数目；K——安全系数，一般取1.6；P断——锚索的最低破断率，286.5Kn；W——被吊岩石的自重，KN。W＝B×∑h×∑r×D式中B——巷道掘进宽度，取最大宽度4.9m进行计算∑h——悬吊岩石厚度，取2m；∑r——悬吊岩石平均容重，19.992KN/m3；D——锚索间排距，取不大于锚索长度的1/2，取2m。则W＝4.9×2×19.992×2＝391.8432KNN＝K×(W/P断)＝1.6×391.843/286.5=2.188通过以上计算：巷道安注锚索时，考虑到锚索为在原锚网支护基础上的加强支护，故2根即可满足设计要求。4、支护材料锚索应用不小于Φ15.24mm、长为6000mm（锚到稳定岩层为1m）的钢铰线配合锁头、托盘制作；本巷道采用有效长度6m的锚索。外露部分为0.15～0.25m；锚固剂型号为K2328。5、锚索安装工艺1）安装方法（1）当巷道按设计要求支护合格以后，用MQT-130/3.2B型气动锚杆钻机配合S19中空六方接长式钻杆和Φ27mm双翼钻头湿式打眼。为保证孔深准确，必须在起始钻杆上用白色或黄色油漆（或粉笔）标出终孔位置，眼深6m，并用压风将眼内的残渣吹净。（2）安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的严禁使用。（3）用棉布将锚索锚固段的水、煤粉等擦干净，用塑料封箱胶带将3节树脂锚固剂与锚索粘接定位。（4）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孔底。安装药卷时必须快凝药卷在上、缓凝药卷在下，然后用锚索钢绞线顶住树脂锚固剂轻轻送入，注意不要用力过猛及不能反复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。（5）锚索下端装上专用搅拌驱动器，再将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆钻机上。（6）一人扶住机头、一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在20～30s，确保搅拌均匀。（7）停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约3min，然后收回锚杆机。（8）10min后先卸下专用搅拌驱动器，装上托梁、托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。2）、技术要求：（1）锚索应在迎头施工时与锚杆同时安装。（2）锚索孔深误差控制在0～＋30mm。（3）锚索外露长度控制在150～250mm。（4）锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。（5）锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。（6）锚索的扭距不得低于150N·m，锚索的预紧力不得小于100kN，不得大于120kN。承载力不小于250KN。（7）张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用张拉器将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔重新钻进一遍，用压风吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。五、质量要求：表2锚网喷支护巷道工程质量规定表项目质量要求巷道净宽误差0mm～100mm巷道净高误差0mm～100mm巷道坡度偏差不得超过±1‟锚喷巷道喷层厚度不低于设计值90%锚杆（索）的间、排距偏差-100mm～100mm锚杆露出螺母长度10mm～50mm锚索露出锁具长度150mm～250mm锚杆与井巷轮廓线切线度垂直不小于75°第四节管线及轨道敷设一、各类管线及风筒的布置1、风筒敷设在非人行道一侧，吊挂在轨道以上1.8m处，风筒要环环吊挂，接口严密，不得出现漏风现象且随工作面及时延长，风筒口距工作面不得超过5m。2、临时风管、水管固定在巷道右帮，悬挂高度不低于1.0m，距工作面不超过20m。防尘水管每50m留设一个三通阀门，100m留设一个三通管路，便于防尘和净化水幕用。井筒成巷后严格按照设计断面图要求悬挂相对应尺寸的风水管路以及扶手和电缆钩。3、各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆，上细下粗。电缆钩间距1.5m。电缆不应悬挂在风管、水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上距离。通信和信号电缆应与电力电缆分挂在井巷的两侧。井下巷道内的电缆，沿线每隔一定距离、拐弯或分支点以及连接不同直径电缆的接线盒两端、穿墙电缆的墙的两边都应设置注有编号、用途、电压盒截面的标志牌。电缆穿过墙壁部分应用套管保护，并严密封堵管口。电缆拐弯通过交叉点时，必须使用横向电缆钩，沿顶板悬挂。二、轨道的敷设1、巷道敷设单轨作为掘进期间的材料运输，轨道型号为30kg/m,轨距为600mm；另采用长度为1.2米的水泥轨枕或木枕，轨枕间距（中—中）0.8米；轨面高低差不大于2mm,轨道接头间歇不大于5mm。2、严格按中腰线钉道，保证直线度，并严格按设计加工变坡点竖曲线道轨。3、运输沿线及上、下平车场要保持清洁无异物，并且要保证道岔使用灵活可靠。4、轨道至人行道一侧不小于0.8m，轨道外缘距两帮设备及风水管路间距不小于500㎜，要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效，接头间隙不超过10mm，内错差不超过5mm。5、铺轨时严格按《钉道工操作标准》及《轨道质量标准化标准》执行。6、必须有专人经常检查道轨质量，发现问题，及时处理。7、其它严格按照巷道断面的相关要求敷设轨道。附图3-4-4巷道管线布置图第四章施工工艺第一节施工方法一、确定巷道施工方法：掘进方式为炮掘，出煤（矸）方式采用一台型号为ZWY-120/55L煤矿用挖掘式装载机。二、巷道开口施工：巷道开口必须坚持“多打眼，少装药”的原则，确保巷道开口断面符合设计要求。交接班准备工作交接班准备工作检查瓦斯敲帮问顶清理炮眼打眼制引药、炮泥装药检查瓦斯检查瓦斯设岗撤人联线放炮检查瓦斯洒水降尘敲帮问顶临时支护出碴打锚杆眼挂网安装锚杆清理工作质量验收交接班运料掩护设备施工工艺流程四、爆破方法：1、爆破器材：选用QGT100型电容式发炮器起爆，双铜芯胶质放炮母线。2、炸药、雷管的选择：炸药选用三级煤矿安全乳化炸药，雷管选用1～5段毫秒延期电雷管。总延期时间不超过130毫秒。3、封孔材料：黄泥及水泡泥，封孔长度符合《煤矿安全规程》要求。4、联线方式：采用串联，分批装药、分组起爆。5、炮眼联线图凿岩方式凿岩方式采用气腿式凿岩机（风钻）打眼，具体步骤如下：1、打眼：该巷钻眼选用YZ-7655型风钻两台、一字型钻头，中硬碳素钢六棱钎杆2.0米钻眼；2、装药：炸药选用煤矿型安全乳化炸药，雷管选用1、2、3、4、5段毫秒延期电雷管，封孔材料选用黄泥及水泡泥；3、爆破器材：选用QGT100型电容式发炮器起爆，双铜芯胶质母线；4、爆破落煤。一、确定凿煤（岩）方式和凿岩机具、数量等：⑴、风钻①、型号：YZ-7655②、性能：以压缩空气为动能，使用六棱钻杆配一字型岩石钻头，进行施工岩石炮眼。⑵、锚杆钻机①型号：MQT-130/3.2B②性能：以压缩空气为动能，使用B19-1m、B19-1.6m、B19-2m钻杆，旋转式钻眼，适用于钻顶部锚杆眼、锚固顶板锚杆。二、施工工艺流程安检→打眼→装药前安检→装药→装药后安检→爆破落煤（矸）→爆破后安检→临时支护→出煤（矸）→永久支护→下一循环爆破作业后必须等30分钟之后，迎头炮烟吹散尽，瓦斯含量降至1.0%以下后，爆破工、瓦检工和班组长方可进入工作面进行瓦斯检查等一系列安全检查工作。三、运输方式及运输线路爆破落煤（矸）后，工作面采用型号为ZWY-120/55L煤矿用挖掘式装载机运煤（矸），运煤（矸）路线如下：工作面落煤（矸）→一采区轨道下山→运输联络巷→副平硐→地面煤场工作面设备详见下表。表4-2-5工作面配备设备一览表序号机具名称型号规格数量动力配套方式备注1风钻（附钻架）YZ-765522控制开关QBZ-8033馈电开关KBZ-40014局部通风机FBD№7.1/2×30KW25锚杆钻机MQT-13026探水钻ZY-125017煤矿用挖掘式装载机ZWY-120/55L155KW第三节爆破作业一、爆破条件巷道断面设计为矩形断面，工程量为360米，掘进宽度4.2米，掘进高度3.6米（巷道中线处）。通风方式采用局扇压入式通风，矿井为高瓦斯矿井。巷道掘进掏槽采用楔形掏槽，周边眼与设计轮廓线距离为200mm。采用光面爆破时，周边眼与设计巷道轮廓线相切。循环进尺2.0m。炮眼利用率0.9。炸药选用煤矿安全许用炸药，雷管选用1～5段毫秒延期电雷管。总延期时间不超过130毫秒。每循炸药消耗量：28kg；每循雷管消耗量：67发。二、爆破说明表：详见下页爆破说明表三、放炮警戒：放炮前班长必须安排专人在各个通道口设好警戒，警戒线处应当设置警戒牌、栏杆或者拉绳。开口处必须在副平硐井口里侧放炮，施工巷道内的人员必须全部撤到地面；随着巷道施工长度的增加，可在副平硐内设置临时放炮点，临时放炮点距施工迎头的距离不得小于300m；警戒距离也不得小于300m；只有每个警戒点的警戒员都通知后才可以爆破，爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤除警戒。表4-3-6爆破原始条件一览表序号名称单位数量1掘进断面m213.22岩石普氏系数f2～53工作面瓦斯情况％0.124工作面涌水情况m3／ｈ0.25炸药和雷管的类型煤矿许用炸药、毫秒延期雷管第78页共95页表4-3-7爆破说明表炮眼眼名炮眼眼号眼深(m)角度（°）眼数每眼装药量装药量合计起爆顺序联线方式卷数重量（kg）黄泥(m)水炮泥卷数重量掏槽眼1—62.475630.60.51183.6Ⅰ串联辅助眼7—362.2903020.40.516012Ⅱ周边眼37—572.2842120.40.51428.4Ⅲ底眼58—672.2841020.40.51204Ⅲ合计6728kg附图4-2-5：炮眼布置图，装药结构示意图。第四节装载与运输一、确定装载与运输方式：一采区轨道下山掘进工作面采用型号为ZWY-120/55L煤矿用挖掘式装载机装运煤（矸）。运输路线：1、煤（矸）：由工作面迎头→ZWY-120/55L煤矿用挖掘式装载机→一采区轨道下山→运输联络巷→副平硐→煤场。2、材料、设备：副平硐→运输联络巷→一采区轨道下山→工作面装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置、固定方式，安全设施的安设方式、运输距离等。表4-4-8工作面装载、运输设备一览表序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输距离备注1煤矿用挖掘式装载机ZWY-120/55L1部一采区轨道下山2矿车1t10部三、煤、矸、材料、设备等的运输方式。1、煤、矸运输采用ZWY-120/55L煤矿用挖掘式装载机配合矿车运输至地面煤场。2、材料、设备采用GTY5/6GB防爆特殊型蓄电池式电机车配合矿车运输。四、人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求：1、斜巷绞车严格执行“行人不行车，行车不行人”的行人原则，防止运输伤人事故；2、矿车运输物料必须绑扎牢固，防止在运输过程中滑落伤人；五、装载与运输各工序安排、与其他工序协调等：工作面爆破落煤（矸）后，检查、处理工作面顶、帮活矸、活石，确认安全后，支设好临时支护，方可出煤（矸）。出煤（矸）过程中，除设专职安全员观测顶帮情况外，不得进行与出煤（矸）无关的任何作业。工作面出煤（矸）工序结束后，方可进行永久支护等相关工序作业。附图4-3-6：运输系统示意图。第五章生产系统第一节掘进通风一、选择通风方式：1、通风方式：工作面通风采用局部通风机供风，通风方式为压入式。局部通风机供风型号为FBD№7.1/2×30KW轴流式对旋通风机。2、风筒敷设方式：风筒采用Φ800mm胶质柔性阻燃风筒，沿巷道右帮吊挂敷设，风筒吊挂必须做到平、直，接口严密不漏风，逢环必挂，拐弯处使用可弯曲钢圈风筒，严禁拐死弯、急弯。3、供风距离：360米二、掘进工作面风量计算掘进工作面实际需要风量，根据瓦斯、二氧化碳涌出量，炸药用量，同时工作的最多人数，局部通风机的实际吸风量等因素分别计算，并选取其中最大值。1、按瓦斯涌出量计算：Q掘=100×q×K=100×1.2×1.7=204m3/min。式中:Q掘掘进工作面需要的风量，m3/min。100按瓦斯（二氧化碳）计算选取的常数；q瓦斯绝对涌出量，1.2m3/min；K瓦斯涌出量不均衡系数，即工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比，从实测统计中K取最大值1.7。2、按炸药使用量计算：Ｑ＝25A=25×12=300m3/min式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min；25每千克炸药爆炸不低于25m3的分配量；Ａ掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量，kg。3、按最多工作人员数量计算：Q掘≥4×N=4×17=68m3/min。式中：4以人数为单位的供风标准，即对每人每分钟供给为4m3的规定风量。N掘进工作面同时工作的最多人数，取N为17人。4、按局部通风机吸风量：通过计算,确定所需风量为不小于300m³/min；设计选用风机型号为FBD№7.1/2×30KW轴流式对旋通风机，电机功率为2×30KW，风量为410～640m³/min，全压1100～5650Pa，，能满足用风需要。5、局部通风机地点配风量计算由于局部通风机安设地点为地面，平坦开阔，配风量完全满足要求。6、按风速验算风量:由于为全岩断面，按如下公式进行验算：根据下限风速验算：Qmin=0.15×13.2×60=118.8m³/min根据上限风速验算：Qmax=4×13.2×60=3168m³/min经过验算，该风机风量符合规程要求。三、局部通风机安装规定：局部通风机及其开关、附属装置安装在一采区轨道下山距开口大于10米的进风侧，局部通风机距离地面高度必须大于0.3米，开关等电气设备必须有良好的接地。四、说明三专两闭锁设施，“双风机、双电源”，自动切换、自动分风的功能：三专两闭锁：“三专”是为了保证局部通风机的供电可靠，通风正常；“两闭锁”是为了工作面施工安全，使得工作面在瓦斯超限或停风的状态下，自动切断工作面除局部通风机及本质安全型设备以外的一切电气设备电源，防止作业人员无风违章作业或失爆电气引燃瓦斯，保证施工安全。自动切换、自动分风：当一台局部通风机因故障等原因停止供风时，自动切换装置动作，备用局部通风机自动启动，自动分风器关闭停风侧风筒，打开启动局部通风机侧风筒，实现工作面自动切换供风，保证工作面正常通风。五、通风系统1）、新鲜风流：地面→副平硐→ø800风筒送至一采区轨道下山迎头2）、污风流：一采区轨道下山迎头→运输联络巷→副平硐→回风联络巷→总回风巷→地面附图5-1-7通风系统示意图。第二节掘进压风一、压风设备型号及数量工作面压风风源来自地面压风机，地面压风机设备名称为固定螺杆式空压机，型号JN132-8，安装数量为3台，一台使用，一台备用，一台检修；同时也是工作面压风自救系统的风源。二、最大总耗风量：7.2m3/min三、压风管道的接入点及管径压风机安装在地面，主管路采用DN100mm无缝耐压钢管，工作面压风管路采用DN50mm无缝耐压钢管，与设备链接的管路采用DN50mm高压软管。表5-2-9 压风设备和用风设备表设备名称型号规格风压(Pa)台数（台）风量（m3/min）螺杆式空压机JN132-8固定、风冷、全罩式0.8M324.6气动锚杆钻机MQT-130/3.20.4～0.6313.2风钻76550.4～0.6324.0附图5-2-8：压风系统示意图。第三节瓦斯防治1、每班检查三次，每次巡回检查地点：①进风流②开关硐室③迎头④回风流将几个点检查数据如实填写牌板和汇报记录，并将检查数据通知现场施工人员。2、瓦斯牌板距迎头保持在30m左右距离。3、在掘进巷道内安设两部甲烷传感器，一部安设在距工作面5m范围内的无风筒一侧，另一部安设在距回风口10-15m处，其瓦斯报警浓度大于或等于0.8%，断电浓度大于或等于1.0%，复电浓度小于0.8%，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。4、风机必须确保正常运转，严禁任意停风、停电；因特殊原因停风时，必须撤出人员，切断电源，恢复通风前，应检查瓦斯浓度，只有在巷道中的瓦斯浓度不超过1%，CO2浓度不超过1.5％，开关及风机附近10m范围内瓦斯及二氧化碳浓度不超过0.5％时方可恢复通电，如瓦斯超限必须编制措施进行排放。5、严格执行“一炮三检”，严禁在瓦斯超限下作业，当瓦斯浓度超过0.8％时，应停止打眼，超过1.0％时，应切断工作面所有电源，停止一切工作，并迅速撤出工作面所有人员。6、巷道中不得有瓦斯积聚，体积大于0.5m3的空间内瓦斯浓度达到2％时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。7、特殊条件下的瓦斯管理与技术排放措施。①停风区瓦斯浓度超过1.0%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3.0%，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。②停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时，必须制订安全措施排放瓦斯，报矿技术负责人批准。③在排放瓦斯过程中，排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过1.5%，且采区回风系统内必须停电撤人，其他地点的停电撤人范围应在措施中明确规定。附图5-3-9放炮撤人警戒示意图第四节综合防尘防尘水源来自地面静压高山水池，既是掘进工作面综合防尘的水源，同时也是工作面供水自救系统的水源。管路安装与吊挂防尘管路要沿巷帮与风、水管路一同吊挂，确保平直；皮带巷安设三通阀门1个/50m，其它巷1个/100m，三通阀门嘴要统一朝上，并挂牌编号管理。管路在行人侧时，接续2m的软管，并用挂钩挂在防尘管路下方与管路平行吊挂。皮带巷内的三通阀门必须完好、灵活、不冒水，不在行人侧时必须用软管沿顶板或底板布置在行人侧，便于安全操作。软管吊挂方向要与风流的流动方向相同（工作面软管要求指向工作面）。隔爆设施：隔爆水袋安设要求：巷道内应安设多组隔爆水袋，第一组安设在距巷道交叉口60m处，每组间隔小于200m，最后一组安设在距工作面60m－200m处。水量按巷道断面计算，不小于200L/㎡，每袋20L，每排不少于4袋，排距1200－3000mm。安排专人维护，保证水量充足，逐排（架）编号管理；每组隔爆袋横竖均成一条直线；袋内水量充足，并定期对隔爆水袋进行冲洗，确保水袋外表无尘、清洁。在迎风侧第一排悬挂隔爆设施牌板进行管理。3、距工作面30m范围内设两道净化水幕，两道水幕间距3m,在距回风口30m范围内安设一道净化水幕，保证完好,喷嘴呈45°角并迎向