113303回风沿空掘巷作业规程

会审记录规程名称时间地点会审人员签字矿长技术科总工程师安全科生产副矿长机电科安全副矿长通防队机电副矿长编制通防副矿长调度室掘一队会审意见年月日TOC\o"1-5"\h\z\o"CurrentDocument"第一章概况 5\o"CurrentDocument"第一节编制依据 5\o"CurrentDocument"第二节巷道布置 5\o"CurrentDocument"第二章地面相对位置及地质情况 9\o"CurrentDocument"第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 9第二节 煤（岩）层赋存特征 9第三节地质构造 16第四节水文地质 16第三章巷道断面及支护 20\o"CurrentDocument"第一节巷道断面 20第二节支护设计 21第三节支护工艺 26\o"CurrentDocument"第四节轨道及道床 29\o"CurrentDocument"第五节巷道排水沟 29\o"CurrentDocument"第六节巷道管线布置 29第七节矿压观测 30\o"CurrentDocument"第四章施工工艺 31\o"CurrentDocument"第一节 施工方法 31\o"CurrentDocument"第二节凿岩方式 32\o"CurrentDocument"第三节爆破作业 34\o"CurrentDocument"第四节装载与运输 39\o"CurrentDocument"第五章生产系统 41\o"CurrentDocument"第一节掘进通风 41\o"CurrentDocument"第二节 掘进压风 45第三节瓦斯防治 47\o"CurrentDocument"第四节综合防尘 47\o"CurrentDocument"第五节防灭火 49\o"CurrentDocument"第六节安全监控 49\o"CurrentDocument"第七节供电 52\o"CurrentDocument"第八节排水 54\o"CurrentDocument"第九节运输 56\o"CurrentDocument"第十节照明、通信和信号 58第六章劳动组织及主要技术经济指标 59\o"CurrentDocument"第一节劳动组织 59\o"CurrentDocument"第二节循环作业 59\o"CurrentDocument"第三节主要技术经济指标 60\o"CurrentDocument"第七章安全技术措施 62第一节一通三防安全技术措施 62第二节顶板安全技术措施 64第三节爆破安全技术措施 65第四节防治水安全技术措施 69第五节机电安全技术措施 69第六节运输安全技术措施 72第七节其它安全技术措施 72\o"CurrentDocument"第八章灾害应急措施及避灾路线 73附：作业规程学习和考试记录作业规程补学和考试记录第一章概况第一节编制依据一、经过贵州省能源局：黔能源煤炭[2011]219号文件审批的《大方县文阁乡兴达煤矿开采设计》。二、《大方县文阁乡兴达煤矿地质说明书》三、《煤矿安全规程》（2011版）和《煤矿岗位技术操作规程》及其它有关技术规范：四、经兴伟兴能源公司总工办批准的生产接替计划：五、依据矿井现阶段的实际生产情况第二节巷道布置一、巷道概况1、工程名称：113303回风沿空掘进巷道作业规程。2、工程位置：113303回风沿空掘巷位于主、副斜井1780m水平，具体见《巷道布置示意图》。3、工程其所在层位、以及与煤（岩）层、相邻巷道的关系及相邻巷道名称、用途：担负113303采煤工作面的回风、行人、进料、设备摆放及管路铺设用；113303回风沿空掘巷为半煤岩巷，工程处于33号煤层之中；4、113303回风沿空掘巷设计方位角、长度、工程量、坡度：113303回风沿空掘巷设计方位角：方位角为254°,长度120米，坡度为+3〜5%。；5、113303回风沿空掘巷的服务年限、开（竣）工时间等：113303回风沿空掘巷的服务年限为113303采煤工作面该段回采结束。预计开（竣）工时间为2016年8月20日至2016年9月30日。二、施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题。1、巷道规格：113303回风沿空掘巷：净宽4000mm,上净高2800mm,下净高1600mm,中高2200mm；S荒=10.0^,S净=8.8m?。2、技术要求：（1）采用锚网支护，使用等强度螺纹钢树脂锚杆，规格为①20mm*2000mm每根锚杆均使用2块树脂锚固剂固定，锚固长度不小于1000mm，间、排距:为800mmX800mm；断面形状为梯形。（2）巷道施工要严格按照质量标准化的要求进行，巷道规格：超挖部分不大于100mm,欠挖部分不大于50mm。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、巷道相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响井上下对照关系表水平、采区一水平一采区工程名称113303回风沿空掘巷地面标高（m）+1878井下标高（m）+1780地面的对应位置建筑物地面为高低不平的山地，无村庄，河流。井下对应位置对掘进巷道的影响因已掘巷道均有相对独立的系统，对本工程的掘进施工不产生影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响以南为上临113301工作面采空区，上界为113301运输巷，以西为煤柱线为界，以东为、以北为未开采区域，对巷道有影响的是113301运输，掘进时要留好5米保护煤柱，并需加强顶板观察，发现问题及时处理。二、巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系，附近已有的采掘情况对工程的影响。无三、分析采空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。掘进时注意观察采空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。第二节煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（f）,预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特性分析。1）构造本井田位维新背斜的北西冀北部。矿区内总体为单斜，地层倾向300-320°,倾角18-25°。未见次一级褶曲，但地层沿倾向及走向均有一定变化。井田总体构造复杂度属简单类型。2）煤层含可采煤层5层：其中6、7、33号全区可采，10、16号大部可采。可采煤层总厚为7.13米，含煤率3.4%。6煤层：平均1.81m，夹肝0-1层，结构简单，属较稳定的全区可采煤。7煤层：上距6号煤14.32-18.79m，煤层厚度0.80-2.760，平均1.730，一般含0-1层夹肝，结构简单，属较稳定的全区可采煤。10煤层：上距7号煤5.40-9.00m，厚度0-0.91m,平均0.70m,无夹肝，结构简单，属较稳定的大部可采煤。16煤层：上距10号煤37.40-55.60m，厚度0.56-1.32m,平均1.10m,大部可采。厚度有一定变化，属较稳定的大部可采煤。33煤层：煤层位于龙潭组底部，上距16号煤78.50-96.70m，全层厚度1.35-1.92m,平均1.70m,全区可采。一般含2-3层夹肝，较稳定的全区可采煤层。 可采煤层特征一览表煤层煤层厚度（m）煤层间距（m）结构煤层倾角复杂程度煤层稳定性可采性最小-最大平均最小-最大平均夹肝层数61.05-2.701.8123.500-120°简单较稳定全区可采14.32-18.7916.0270.80-2.761.730-3120°简单较稳定全区可采5.40-9.007.30100-0.910.700-120°简单较稳定大部可采37.40-55.6045.93160.56-1.321.190-120°简单较稳定大部可采78.50-96.7088.19331.35-1.921.702-3220°较复杂较稳定全区可采区内可采煤层6、7、10、16、33号的颜色均为黑色一黑灰色，光泽较强，主要是亮煤，镜煤次之，似金属光泽或玻璃光泽。煤的形状以块状为主，有块柱状、短柱状、碎块状、也见少量碎粒状或粉状。参差状断口也有阶梯状断口，内生裂隙发育，裂隙中含少量黄铁矿硫。线理细至中条带结构，偶见宽条带结构。煤性硬，不易破碎。煤的宏观类型主要为半亮型煤，也有少量半亮一半暗型煤。4）、化学性质、工艺性能及煤类一）煤类根据中国煤炭分类国家标准（GB5751—86）的分类标准，井田内各煤层原煤干燥无灰基挥发份平均值为6.36%,最大6.63%,最小5.81%；精煤干燥无灰基氢含量平均值为3.37%,最大3.43%,最小3.30%,由此该井田各煤层为无烟煤（WY）,浮煤氢含量2.01〜3.03%,平均2.34%,以氢含量来划分小类为无烟煤三号。5）、煤质特征性煤质指标一览表煤号原煤Vdaf(%)AdSt,dQgr,d(MJ/kg)Mad610.5431.391.5323.391.8978.5925.961.5325.592.64108.2427.230.6725.241.57167.6225.841.9725.801.80337.5726.150.6724.931.986）、煤质及工业用途评述根据各煤层的化学性质和工艺性能，煤矿区各煤层均具有广泛用途，可用于动力用煤，民用煤，火力发电，一般工业锅炉用煤，气化用煤，可作冶金喷吹燃料，可用于小型高炉炼铁、竖式石灰窑烧制石灰，水泥回转窑用煤，经洗选后可制碳素材料或制造电石及深加工，煤肝石可考虑作水泥、低温烧制地板砖，生产有机复合肥料和微生物肥料等。现将主要可采煤层33煤层顶、底板工程地质特性叙述如下：间接顶：细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩。细砂岩、粉砂岩具脉状及波状层理，钙质胶结，坚硬，局部地段裂隙较发育，少数未充填，岩芯呈长柱状、短柱状，少量块状，RQD值86—97%，岩体完整性好的至极好的；泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩含菱铁质结核，易风化破碎，膨胀，水稳性差，软弱一半坚硬，岩芯呈长柱状、短柱状，RQD值74—100%，岩体完整性中等至极好的。直接顶：粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩。粉砂岩具波状层理，含菱铁质结核，夹泥质条带，钙质胶结，局部地段裂隙较发育，坚硬，岩芯呈长柱状及短柱状，RQD值94.5—98.6%，岩体完整性极好的；粉砂质泥岩、泥岩具水平层理，易风化破碎，崩解，水稳性差，软弱，局部裂隙发育，岩芯多呈长柱状、短柱状，RQD值81—96.8%，岩体完整性中等至极好的。直接底：泥质粉砂岩、泥岩、少数细砂岩。细砂岩具平行层理，钙质胶结，坚硬，局部裂隙发育，被方解石脉充填，岩芯呈长柱状，部分为块状，RQD值81.8%，岩体完整性中等；泥质粉砂岩、泥岩含菱铁质结核，易风化破碎成块状，遇水膨胀，水稳性差，软弱，岩芯多呈短柱状、块状，RQD值70—92.8%，岩体完整性中等至极好的。间接底：泥质粉砂岩、细砂岩，部分地段为煤层。泥质粉砂岩具波状层理，夹菱铁质薄层，易风化破碎，崩解，半坚硬，岩芯多呈长柱状及短柱状，RQD值85.3—94.7%，岩体完整性中等至极好的；细砂岩具水平层理，钙质胶结，含黄铁矿结核，岩芯呈长柱状及短柱状，少量块状，RQD值87.8%，岩体完整性中等。井田内地层岩性横向及纵向变化不大，地质构造不发育，上煤组软弱夹层较发育，局部地段有井田工程地质问题发生。因此，工程地质复杂程度为中等型。二、预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等。.瓦斯(1)瓦斯等级鉴定根据黔煤生产字〔2008〕1547号：对毕节地区煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复；其矿井绝对瓦斯涌出量为2.0m3/min，相对瓦斯涌出量为22.15m3/t，2015年经贵州兴伟兴能源投资有限公司瓦斯实验室现场取样测试相对瓦斯涌出量为7.7251m3/t，故采取该数据；CO2绝对涌出量为0.65m3/min，相对涌出量为7.2m3/t。鉴定结果认为：兴达煤矿属高瓦斯矿井。（3）煤与瓦斯突出鉴定根据煤炭科学总院重庆研究院2008年5月提供的文阁乡兴达煤矿M33煤层的煤与瓦斯突出危险性鉴定报告。该矿井的M33煤层在+1625.32m标高绝对瓦斯压力0.27MPa，该标高以上，无煤与瓦斯突出危险。.煤尘爆炸性根据贵州煤矿地质工程咨询与地质环境监测中心2010年9月编制的《大方县文阁乡兴达煤矿资源/储量核实及勘探地质报告》。共作8个煤尘爆炸性试验样，试验结果表明，井田范围内参与测试煤层其煤尘无爆炸性危险。.煤炭自燃倾向性根据贵州煤矿地质工程咨询与地质环境监测中心2010年9月编制的《大方县文阁乡兴达煤矿资源/储量核实及勘探地质报告》。6、7、10、33煤层的自燃倾向等级均为ni级，不易自燃。16煤层为n-in级，自燃-不易自燃。.煤与瓦斯突出：根据《兴达煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计方案》,33煤层在+1625m水平无煤与瓦斯突出危险。.地温本区无异常地温现象，属正常地温矿井。.冲击地压根据邻近矿井生产资料未出现冲击地压现象。由于本矿开采深度相对较浅，发生冲击地压的可能性很小。三、其他煤（岩）层技术特征分析。煤（岩）层特征表指标参数备注

煤（岩）层厚度（最大一最小/平均）（m）1.35-1.92/1。7033#煤（岩）层倾角（最大一最小/平均）（°）13-17/16煤（岩）层硬度系统（f）3煤（岩）层层理（发育程度）不发育煤（岩）层节理（发育程度）不发育煤层自然发火期（d）不易自燃绝对瓦斯涌出量（m3/min）2.0相对瓦斯涌出量（m3/t）7.7251煤层爆炸指数（％）III地温（℃）20.6围岩类型煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬度厚度岩性顶板老顶细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩3-778.5-96.7/88.19坚固直接顶粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩3-40-0.5较坚固伪顶无底板直接底泥质粉砂岩、泥岩、少数细砂岩2-31-2遇水变软、膨胀老底泥质粉岩、细砂岩24半坚硬煤（岩）层节理（发育程度）不发育煤层自然发火期（d）不易自燃绝对瓦斯涌出量（m3/min）2.0相对瓦斯涌出量（m3/t）7.7251煤层爆炸指数（％）III地温（℃）20.6

围岩类型附图：《兴达煤矿煤层柱状图》兴达煤矿煤层柱状图煤层编号岩性描述深灰色、灰色粉砂质泥岩和泥质粉砂岩为主，夹泥岩薄层，产植物化石，含煤均不可采，局部含菱铁质结核，厚度18.6至36.10米。33号黑色、玻璃光泽，细条带结构，半亮型煤，一般含夹肝2-3层，全区可采，平均厚度1.7米。标二深灰色、微波状层理，含菱铁质结兴达煤矿煤层柱状图煤层编号岩性描述深灰色、灰色粉砂质泥岩和泥质粉砂岩为主，夹泥岩薄层，产植物化石，含煤均不可采，局部含菱铁质结核，厚度18.6至36.10米。33号黑色、玻璃光泽，细条带结构，半亮型煤，一般含夹肝2-3层，全区可采，平均厚度1.7米。标二深灰色、微波状层理，含菱铁质结核夹泥质粉砂岩，含产植物化石，中,'35号夹一薄石灰岩（标三）。其在区内中部发育连续，含2-4层薄煤，标四为浅标四铝质岩石石灰岩灰色，块状，夹大量蠕虫状黄铁矿结核，平均厚度22.37米。灰色〜浅灰色，隐晶〜显晶结构，具缝合线构造，中〜巨厚层状产物化石，厚度不详。第三节地质构造一、巷道煤（岩）层产状要素（走向、倾向、倾角），断层，褶曲，裂隙，火成岩侵入的岩墙、岩床，陷落柱，导水性及其控制程度等参数。矿区构造.褶曲矿区内总体为单斜，地层倾向300-320°,倾角18-25°。未见次一级褶曲，但地层沿倾向及走向均有一定变化。.断层钻孔及生产巷道均未见断层。.构造复杂程度上所述：根据钻孔揭露及井田内的3个生产矿井的巷道揭露情况，井田总体地质构造复杂度属简单类型。二、受冲击地压威胁的煤（岩）层或应力集中区掘进，对施工的影响，进行技术分析。根据邻近矿井生产资料未出现冲击地压现象。由于本矿开采深度相对较浅，发生冲击地压的可能性很小。矿井按无冲击地压考虑。但在巷道布置时应尽量避开应力集中区，掘进和采煤时也应注意应力集中影响。第四节水文地质一、巷道区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、涌水量、补给关系、影响程度等。本区位于维新背斜构造单元。受地形及构造的控制，地下水向北东向迳流，排泄于白布河河床。属地下水的补给-迳流区，区内地表水系不发育，多发育为断头沟溪，区域内出露地层从老至新为二叠系下统的茅口组、二叠系上统的玄武岩组、龙潭组、长兴组、三叠系下统的飞仙关组以及各地层之上的第四系沉积物。区内碳酸岩类分布最广，碎屑岩类呈条带状分布。碳酸岩类主要为茅口组、长兴组、夜郎组玉龙山段等主要为灰岩，含岩溶水，泉水流量较大，特别是茅口组地层，泉水流量一般可达20-100l/s,且发育暗河，暗河流量可达50-500l/s,枯季地下水迳流模数为4.1-8.3l/s.km2,据邻区资料钻孔单位涌水量1.013l/s.m,富水性强，但不均匀，水质类型主要为HCO-Ca。3碎屑岩类主要地层为玄武岩组、龙潭组、飞仙关组等地层，岩性以玄武岩、火山角砾岩、砂岩、泥岩、煤等为主，含裂隙水，泉水流量较小，一般为0.10-10l/s,枯季地下水迳模数为0.167-1.51l/s.k明富水性弱，多属隔水层。水质类型，主要为重炭酸钙型。区域内地表水系属长江流域乌江水系上游的白布河支、六圭河支流，属山区雨源型河流，地下水主要接受大气降雨补给，其动态大致与降雨变化呈正相关关系。白布河支、六圭河河床为本区的侵蚀基准面，标高1300m左右。（一）充水水源.地表水区内发育的河流有南端的新沟，在南东测有牛集水库，地表发育的冲沟主要向南径流，并且在飞仙关地层，该地层层厚，具有良好的隔水性能，冲沟向西流经茅口组地层。若未来井田在开采过程中，其开采水平在河流和水库之上时，河流水不会对矿床的充水构成影响；若井田的开采水平低于茅口组和河床水位之时，河流和水库将有可能成为矿床充水的主要来源。.地下水（1）长兴组岩溶水该组主要为灰岩，燧石灰岩，碎屑岩及少量砂泥岩，富水性总体中等，在构造断裂及应力破坏影响的地段，含水量相对会较大，该组为煤矿床开采的间接充水水源。（2）龙潭组弱裂隙含水层该组主要为碎屑岩，富水性总体微弱，在构造断裂及应力破坏影响的地段，含水量相对会较大，矿床开采到这些地段，矿井出水量会比正常出水量增大。该组为煤矿床开采的直接充水水源。（3）老窑采空区积水采空区内存在着一定的积水，是浅部矿井开采的重要充水因素，在开采浅部煤层时，采空区积水易渗入矿井而成为矿井直接充水水源。（二）充水通道.岩石天然节理裂隙矿区内的龙潭组含煤地层在接近地表附近，岩石风化节理、裂隙很发育，而深部则发育成岩石或构造节理、裂隙，尤其是内部菱铁质细砂岩等脆性岩石更为发育，它们是地下水活动的良好通道，并沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系。.人为采矿冒落裂隙未来的采煤活动将产生大量的采矿裂隙，这些人为裂隙也会沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系，成为地下水活动的良好通道。.断层破碎带矿区内断层不发育，地表水、地下水沿断裂带进入矿井可能不大。.老窑采空区矿区内老窑分布较多，其废弃采面或巷道会成为老窑水、采空区积水、部分地表水进入矿井的通道。.岩溶管道矿区内长兴组灰岩含水层局部地段可能发育岩溶管道，当它们被断层沟通与下伏煤层联系时，也会成为矿井充水通道。.导水钻孔井田内共施工多个孔，所有钻孔均未启封检查，当钻孔封闭不良量，可能成为导水通导。（三）充水方式由于矿井直接充水含水层富水性弱，地形有利于大气水的排泄，充水通道主要以岩石原生和采矿节理、裂隙为主，规模一般不大，因此未来矿井充水方式主要以渗水、滴水、淋水为主，局部（采空区附近、钻孔附近等）可能发生突水。（四）、水文地质类型井田最低侵蚀基准面标高+13000左右，井田开采标高在+1525m以上，即位于当地侵蚀基准面以上。区直接充水水源主要为龙潭组裂隙水，局部有老窑采空区积水、地表冲沟水；间接充水水源主要为长兴组和茅口组地层的岩溶水，故本矿进水方式以顶板进水，属裂隙-岩溶充水为主，水文地质条件复杂程度为中等。（五）、矿井涌水量据调查文阁乡兴达煤矿涌水量主要为巷道顶板裂隙水和采空区顶板裂隙水。该涌水量受降雨量控制，雨季最大流量约100m3/h,正常涌水量大约50m3/h。采空区面积作为本矿涌水量最为相关的因素，是它直接影响了涌水量的大小。矿井末期采区正常涌水量为150m3/h；矿井末期采区最大涌水量为300m3/h。该区为开采煤层赋存于当地侵蚀基准面之上，上覆地层为砂泥岩，煤系地层本身富水性弱，因其水文地质条件中等。二、巷道区域的图纸资料，分析相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位置、封孔质量、构造导水等对施工安全的影响程度。现阶段，无相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位置、封孔质量、构造导水等对施工安全的影响程度。三、第四纪砂砾层水、承压水等的水量、水压及其与工程的距离和关系，进行隔水层安全厚度计算。无此第四纪砂砾层水、承压水等的威胁。四、有积水区域附近掘进巷道，应在掘进工程平面图上标出其“三线”(积水线、探水线和警戒线)。第三章巷道断面及支护第一节巷道断面一、根据巷道布置层位、水平标高、围岩岩性选择巷道断面形状。根据已通过的开采设计，巷道断面形状选择为梯形。二、巷道断面设计：净断面的设计，必须满足通风、行人、运输等且按支护最大允许变形后的断面确定并计算有关数据，计算出巷道计算掘进断面积、掘进断面积、净断面积。巷道规格：净宽4000mm，上净高2800mm，下净高1600，中高2200mm；S净=7.67m2,S荒=9.24m?。特征参数下宽(M)上宽(M)净高(M)面积(M2)毛断面4.24.22.29.24净断面4.03.32.17.67第二节支护设计一、巷道永久支护：根据巷道围岩性质，矿压观测资料，施工现场实际情况，选择科学的支护设计，确定巷道支护形式，支护材料、支护参数等。确定永久支护与工作面的最大、最小距离。(一)永久支护支护形式：巷道采用11#工字钢梯形棚支护。(二)支护计算支护强度计算：1、每架顶梁支护均布载荷：q=4/3XRXa2/f=4/3X2.6X2.22/4=4.2T/m=42.0KN/m式中：q：顶板压力； 4/3：压力拱系数；R：岩石比重，本地区取2.6；f:岩石普氏系数，4；a：巷道跨度一半，2.2m；2、巷道支护采用矿用工字钢：则工字钢的许用抗弯应力[6]=160MPa工字钢的许用切应力[t]=120MPa3、顶梁承受的最大弯矩：Mmax=q・L2/8 (L：顶梁长度)=42.0X4.42/8=101.64KN-m4、选取工字钢断面模量：WNM/[6]=101.64X103/160X106=63.5X10-6m3=63.5cm3查型钢表，选用11型热扎矿用工字钢其中：Wx=113.4cm3h=110mm L=14.1mm腹板厚度d=9.0mm每米重量：26.05kg/m5、按切应力强度进行校核：则最大剪切力Fmax=1/2qL=1/2X42X2.4=50.4KN顶梁实际承载的切应力tmax=Fmax/A0=Fmax/(h-2L)d=50.4X103/(110-2X14.1)X9.0X10-6=27.8MPa<[t]经计算校验，选用11型矿用工字钢能同时满足正应力强度和切应力强度的要求。采用跨长4.4米工字钢支护，计算得该跨长的工字钢使用支护载荷为36.2KN/M,使用单棚支护棚距为0.6M。（三）支护说明：支护材料：主料：11#工字钢棚梁、棚腿；背板或小圆木、寸筒、木楔、网片。材料规格及要求：梁长3.3M,内空3.1M,腿长2.85M、1.91M,木板、道木1000mm,网片：长又宽=1.8X0.6M,背板或圆木长1000mm,小圆木1000mm。第三节支护质量要求1、巷道净宽：下净宽4000mm,巷道中线至任何一帮间距误差不超过+50mm^-50mmo2、巷道净高：2.1M,腰线下为1000mm,上为1100mm,腰线上、下均不小于设计30mm,不超过50mm；3、支护构件：棚腿、棚梁之间搭接支架齐全，规格强度符合设计要求，其他附件齐全。4、棚子应垂直顶板，对山有劲。5、棚梁和棚脚位置：棚梁垂直巷道中线且两端水平，扭距不超过100mm,支架前倾和后仰不超过40mm。6、背帮护顶：每架棚用竹笆6块，杂木棍18根，顶、帮各6根或背板12块，顶、帮各4块，寸筒5个，木楔7个，顶3个帮4个，杂木棍或板皮要过山，铺设均匀，木楔、寸筒应打紧，背帮接顶严实。7、脚窝深度：150--200mm。8、棚架结口：要求严实合缝，对山有错牙，误差小于5mm。9、棚距：1000mm+50mm。10、为确保工程质量，每班设立专职质量验收人员，做到不合格推倒重来，直至合格为止。第四节特殊支护及质量要求：1、榴树：用于开门或加强支护，巷道压力大、空顶较大以及过突出区都必须榴好双边树；榴树用11#工字钢，每索榴树不少于2个寸筒，使用材料必须码放好。2、顶子：用作修理或加固工作，顶子不得在浮碴浮煤上：插入底板不少于150mm，且必须打牢，对山有劲。3、木垛：用线性材料架成井字型，用于接顶或支护空帮。当空顶或帮不高，可用树枝梁接顶、帮：当空顶面积较大，必须用扁木或圆木接顶，且必须接死接牢。4、临时支护放炮后采用前探梁作临时支护，前探梁采用11号工字钢，长度不小于4M,每组3根，间距0.8S1M,2根，卡子4个，将3根11号工字钢分别卡紧在梁子下方，前探梁与顶板间前端用木背板和小木楔楔紧，后端用大木楔楔紧，两根前探梁的间距不大于1.0M。临时支护必须紧跟工作面，前探梁至工作面迎头不大于200mm。临时支护剖、平面图前探支护平面图前探支护剖面图1000前探梁第五节轨道及道床一、确定永久轨道的钢轨型号及标准道床（技术参数）：钢轨：24kg/m；枕木：1200X200X80mm的松木；轨距：600mm，枕木1m1根。二、临时轨道：按上述标准进行铺设。三、倾斜巷道轨道：轨道及道床参数表（单位：mm）轨道型号轨距轨道与巷道中心线距道床高度道碴厚度碴面至轨面间距枕木间距道碴粒度24kg/m600左：300右：300901008010005-8第六节巷道排水沟一、采用临时排水沟：规格为宽300mmX深200mm。距掘进工作面的距离不得大于20m。第七节巷道管线布置一、临时管道吊挂及托架的固定：在掘进施工中所敷设的风水管路应按位置要求吊挂牢固整齐。风水管要接口严密，不得出现漏风漏水现象，风水管距迎头30m范围外使用2寸无缝钢管，30m内使用1寸钢管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。二、电缆、通讯、照明、监测线等敷设方式及电缆钩的固定等：在掘进施工中所敷设的电缆、风通讯、照明、监测线等敷设等均应按位置要求吊挂牢固整齐。电缆钩每个3m一个，电缆、其它线吊挂高度为1.8m（从地板向上至第二个电缆钩）、其它线在电缆线之下，间距超过300mm，电缆垂度不超过50mm。三、风筒吊挂及出口到工作面距离：在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按位置要求吊挂牢固整齐。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不得大于5米。第四章施工工艺第一节施工方法一、确定巷道施工方法：钻爆法施工，采用三・八制组织生产，采用一掘全断面挂网的施工方法。巷道采用炮掘方式；巷道采用光爆锚网向前掘进时，根据围岩硬度周边眼距定为300mm〜350mm,抵抗距为500mm,周边眼距与抵抗距之比值，在硬岩中取0.7〜0.8为宜，而在软岩中取0.6〜0.8为宜。周边眼全部预留光爆层，光爆层厚度400〜500mm，眼痕率达到60%以上。.本规程所施工的巷道掘进采用钻眼爆破时，先爆破煤层，装完煤炭后，再爆破岩石。.永久支护为11#工字钢支护，工作面放炮后必须采用临时支护，永久支护紧跟迎头。.按地测科给定的施工中线，沿中线掘进。.装载运输采用人工装煤，装入回风巷皮带、刮板机，装岩采用人工装入矿车，串车提升的方法。.交接班后，必须先进行安全检查，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，当工作面放完炮待炮烟吹散后，由班组长、爆破员及安全员进入工作面，由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和爆破等情况，确认安全后，立即进行临时支护，然后进行出肝（煤）、支护，以此为一个循环。6、打眼工具采用YT-27型风钻（4〜5台）打眼，风源来自地面压风机房。施工前，开口处附近30米范围内的电缆、电气设备等必须移走，防止放炮崩坏，确认安全后，方可开口掘进。开口掘进时打浅眼（W0.7m）,炮眼间距应不大于500mm,每孔装药量不得大于300g,放小炮，分多次爆破，减少对围岩的震动。第二节凿岩方式一、确定凿煤（岩）方式和降尘方法等：该巷道采用打眼放炮的方法破煤岩。降尘方法：降尘方法采用湿式打眼、使用水炮泥、装岩前洒水、爆破时使用爆破喷雾、爆破后冲刷顶帮、开放水幕、洒水。二、炮掘施工工序安排，工艺流程等：炮掘施工的工艺流程为：安全检查（敲帮问顶）f打眼f装药、联线f放炮f排烟f敲帮问顶f临时支护f出碴f永久支护。炮掘的注意事项：1、钻眼工必须检查风钻、钎子的完好程度，管路的畅通与否。2、领钎员必须将袖子及衣服扎紧，防止被钎子卷绕而伤人，且钎子在岩层中稳定后，人要站在一旁，防断钎。3、钻眼工不得骑跨风钻打眼，应站在一旁采取前弓后蹬的姿势握扶手作业，防断钎伤人。4、在领钎员引导钎子时，钻眼工不得将风力开得最大。三、描述巷道掘进施工，不同的钻爆、耙装、运输方式等：本工程的巷道掘进采用楔式掏槽法掏槽，使用三级煤矿乳化①42-200炸药、1-5段JB8031毫秒电雷管；采用正向装药结构；起爆使用MFB-200型发爆器全断面一次起爆，联线方式为串联。扒装肝石采用人力装车装碴，采用串车提升或使用胶带运输将肝石运出井口，倒入矸石山。四、不同施工方式的机具、钻具、供电、照明、湿式凿岩（煤）、通风、设备型号、数量及布置方式及防止炮崩等措施。本工程的掘进机具有：YT-27型风钻、锚杆机，采用湿式打眼、使用水炮泥、装岩前洒水、爆破时使用爆破喷雾、爆破后冲刷顶帮、开放水幕、洒水；通风采用FBDNO6.3/2X18.5配合600mm的柔性风筒；放炮时将所有机具、管线、探头等都移出工作面50m开外或躲避胴室中，防止放炮崩坏。序号机具名称型号数量动力配套方式备注1风钻YT-2742锚杆机MQT-125/2.523装载机ZWY-120/58L1120kw4局扇FBDNQ6.3/2X15230KW5提升绞车JTK-0.6X0.4137KW

6潜水泵3BA-917.5KW7喷浆机PZ-51第三节爆破作业爆破条件：巷道断面、顶板，通风方式、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，雷管的型号及段数，炮眼利用率，炸药、雷管消耗量等。表1、爆破条件序号名 称单位数量1掘进断面m2113303回风沿空掘巷8.82岩石坚固系数f3—63顶板：粉砂岩、细砂岩4通风方式：局扇供风5工作面的瓦斯情况%0.16掏槽方式：楔形7周边眼与轮廓关系：光面爆破8毫秒电雷管1-5段JB80319煤矿专用乳化炸药三级表2 爆破说明书眼号炮眼名称炮眼深度（m）炮眼长度（m）装药量角度爆破顺序联系方式卷眼/小计水平垂直1-6掏槽眼2.0124248090I串28-35辅助眼1.814.42.5189090II7-20周边眼1.821.21148585III21-25底眼1.892108580W合计56.666联表3、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0.855每米巷道炸药消耗kg/m13.22每循环工作进尺m1.56每循环炮眼总长度米/循环56.63每循环爆破实体m313.27每立方米雷管消耗个/米2.654炸药消耗量kg/m318每米巷道雷管消耗个/米23.3二、爆破说明表：三、在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的掘进工作面，爆破应全断面一次起爆；采用正向装药.附图：《炮眼装药结构示意图》。附图：《炮眼布置三视图》四、放炮警戒：放炮站：地面主井口。放炮前由带班矿长负责将井下所有人员全部撤出。站岗地点：地面副斜井口、主斜井口、风井口。详见《放炮设岗示意图》。

爆破说明表炮眼名称炮眼编号眼深（m）眼距加抵搞线（m）封泥长度（m）水炮泥数（个）炮眼角度（°）装药量水平坚直眼数（个）眼装药量（块）总药d左右仰零俯掏槽眼1-42.01.50.330.618080909090441辅助眼28-351.80.40.61909090909082.52周边眼7-201.80.31185855851411底眼21-251.80.40.6185858010521合计35353527第四节装载与运输一、确定装载与运输方式：采用人工装（煤）肝石，矿车运输至副斜井，串车提升运出井口；20m外使用皮带、刮板运输机运至主斜井皮带，将（煤）肝石运出井口。二、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。序号设备名称型号数量运输方式运输距离备注1刮板运输机22602皮带1680m3三、煤、肝、材料、设备等的运输方式。煤、肝的运输方式：工作面^113303回风巷^113303运输石门f主斜井f地面。材料、设备等的运输方式：地面f副斜井f联络巷f工作面。四、人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求：在斜井中严格遵守：“行车不行人，行人不行车”的规定。五、皮带机固定、防滑、防出槽、机身照明方式，皮带机与掘进工作面的最大和最小的允许距离等：六、装载与运输各工序安排、与其他工序协调等：在将工作面的碴扒出后，在不相互影响安全的前提下，可平行安排打眼（或打锚杆）的作业。第五章生产系统第一节掘进通风一、选择通风方式：1、采用压入式通风方式：利用局扇采用压入式供风2、风筒敷设方式：局扇安装在主斜井筒内，风筒沿帮敷设并高出轨面1.5m以上，用钢丝绳拉紧，作到吊挂平直、拐弯平缓。4、供风距离：100m〜800m。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。每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取最大值。（一）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：Q掘=100Xq瓦掘*k掘通（m3/min）;式中：Q掘---掘进工作面实际需要的风量，（m3/min）;q瓦掘---掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取1.5（m3/min）;K掘通一-掘进工作面的瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，取k掘通=1.8。Q掘=100Xq瓦掘*k掘通=100X0.63X1.8=113.4（m3/min）;2010年兴达煤矿瓦斯等级鉴定报告结论，绝对瓦斯涌出量2.65m3/min,绝对二氧化碳涌出量0.65m3/min,2008年海坝煤矿瓦斯等级鉴定报告结论绝对瓦斯涌出量0.63m3/min,绝对二氧化碳涌出量0.36m3/min,2005年海坝煤矿瓦斯等级鉴定报告结论显示，单个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.48m3/min,绝对二氧化碳涌出量0.06m3/min,内环水仓开掘在33煤层顶板岩石中，绝对瓦斯涌出量取2005年兴达煤矿瓦斯等级鉴定结果0.63m3/min,（二）按炸药使用量计算：Qffi=25XA（m3/min）大断面：全断面一次爆破装药用量，掘进工作面应首先根据炸药量计算的需要风量，选取大风量的局部通风机，局部通风机确立不能满足掘进工作面风量要求时，必须延长爆破后通风的时间，保证工作人员的安全。式中：A-掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，岩层硬度f为3-6,最大炸药用量22.9kg。Q掘=25X22.9=572.5（m3/min）（三）按最多工作人员数量计算：Q®=4Xn（m3/min）式中：n-掘进工作面同时工作的最多人数，取12人。Q掘=4义12=48(ms/min)(四)按局部通风机的实际吸风量计算：Q掘二Q局机义I(m3/min)式中：Q局机-掘进工作面局部通风机的实际吸风量580.5m3/minI-掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台。Q掘=580.5X1=580.5(m3/min);通过以上计算，吸风量580.5m3/min。(五)掘进工作面风量验算。(一)按最低风速验算岩巷掘进工作面的最低风量Q岩掘三9XS岩掘(m3/min)式中：S岩掘一岩巷掘进工作面断面积为12.01m?；Q岩掘三局部通风机吸风量9X12.01=108.09m3/min580.5m3/minN9X12.01=108.09(m3/min)(二)按最高风速验算岩巷掘进工作面的最高风量Q岩掘W240XS掘(m3/min)式中：S岩掘-—掘进工作面的断面积12.01m?；580.5m3/minW240X12.01=2882.4(m3/min)3、按掘进工作面温度和炸药量验算：580.5npN25XA(m3/min)=25X22.9=572.5僮/min,且工作面的温度20.6C。4、有害气体的浓度验算。回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%；其他有害气体浓度应符合《煤矿安全规程》中的有关规定。工作面的回风流中瓦斯或二氧化碳浓度为0.1%,其他有害气体浓度都符合《煤矿安全规程》中的有关规定。三、局部通风机选型计算：根据掘进工作面风量计算和验算，工作面的风量要求。选择现有型号FBDNq6.3/2X15,吸风量为220〜730m3/min风机，可以满足掘进并符合有关规定。四、局部通风机安装规定：为保证迎头正常供风的需要，选择双风机双电源方式供风。五、确定放炮后通风时间计算：放炮后，为避免出现炮烟熏人事件，规定在半小时内不得进入工作面。六、安装两闭锁设施，“双风机、双电源”，自动切换、自动分风的功能等。七、局部通风机和压风机、配套通风设施及防尘、隔爆、监测设施的安装位置等：局扇安装在主斜井井底车场往上30m以外的位置；压风机安装在地面副井处；瓦斯探头、一氧化碳探头安装位置工作面迎头5m米及开口进去10m；防尘、隔爆装置安装在主、副井及回风斜井中。附图：《通风系统示意图》。第二节掘进压风一、确定掘进工作面压风源，用风设备名称、型号，同时使用台数、备用台数。地面压风机房安装3台型号为LG-20/8G型空压机，功率为110kw，供风为20m3/min，用风设备为YT-27型风钻、YT28锚杆机。二、计算最大总耗风量：YT-27型风钻耗风量为了2.7m3/min，加之管路漏风系数，最大总耗风量为6.0m3/min三、施工压风管道的接入点及管径等：用移动压风设备时设备：名称、型号、规格、管路长度、管径、风压、安装位置、敷设路线等。压风管路由副斜井接入，其管径为0104X6mm,到工作面20米变为1寸管，供工作面用风。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（m¥min）压风机LG-20/8G20m30.8kpa320风钻YT-2727型3-52.7附图：《压风系统示意图》。第三节瓦斯防治A、瓦斯治理1、掘进工作面，必须有专职的瓦斯检查员，严禁无证的瓦斯检查员带头带面。瓦斯检查员不得出现空班漏查，弄虚作假，脱岗睡觉等情况。2、瓦斯检查员必须严格执行“一炮三检”、“三人连锁放炮”制度，并按《煤矿安全规程》第149条检查记录，必须监督放炮员按规定使用水炮泥和封堵炮泥。3、严禁瓦斯超限作业，防止瓦斯积聚，临时停工地点不得停风。否则必须切断电源，撤出人员，设置栅栏、警标，禁止人员入内，超过24小时必须立即封闭，并向矿调度室汇报，当班班长负责联系切断电源，矿值班领导立即与总工程师联系后负责采取措施进行处理。4、瓦斯检查做到井下记录牌、检查手册、瓦斯台帐三对口，通风（瓦斯）调度日报，每日上报矿长、总工程师审阅。5、排放瓦斯要编制《瓦斯排放安全技术措施》，经审批同意后由矿救护队实施。6、掘进工作面必须安设风电、瓦斯电闭锁装置，对报警值应按《煤矿安全规程》第168条规定执行。各级管理人员下井到工作面应佩戴便携式甲烷检测报警仪，本班班长的便携仪应吊挂在迎头顶部，距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。7、采掘工作面回风流中的瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须立即停止工作，撤出人员，查明原因，进行处理。8、采掘工作面及其他工作地点风流中的瓦斯浓度超过0.8%时，必须停止用电钻打眼，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时严禁爆破。9、停风区内瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，最高瓦斯浓度或二氧化碳不超过3.0%，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。10、矿井必须有因故停电排除瓦斯和送电的安全措施，经瓦斯检验员检查，证实无危险后，方可恢复工作，所有安装电动机及开关的地点附近20m的巷道内，都必须检查瓦斯，只有瓦斯浓度符合《规程》规定时，方可开启。11、井下所有电器设备（包括仪器、仪表、电缆、照明灯具等）采用矿用防暴型；弱点设施为本安型。在施工过程中，应加强机械以及电器的管理，按照《规程》第409条的规定周期进行各项检查，测定和调整，保持其各项性能完好。按照《作业规程》规定进行操作，防止机械摩擦及碰擦引起火花及电火花引爆瓦斯。12、必须使用安全炸药，使用水炮泥，采用正向装药，一次起爆。在放炮前后仔细检查瓦斯，在瓦斯浓度达到0.8%时，严禁装药爆破，严禁违章作业。13、井口附近20m内不得有烟火或火炉取暖。14、井下不得从事电焊、气焊和喷灯焊等工作，在井下主要胴室、主要进风巷进行电焊、气焊和喷灯焊等工作，每次必须制定专门安全措施。15、严禁在井下修理矿灯。16、采用湿式打眼防止火花产生。17、加强对通风设备、设施的管理，经常检查维修，保证设备、设施一直处于良好运行状态。18、对工作面的风量、风速、瓦斯、煤尘等参数测定，使之符合《煤矿安全规程》要求。19、工作面的所有工作人员必须遵守《煤矿安全规程》及各种有关规定。B、防止煤与瓦斯突出一、建立永久、临时瓦斯抽放系统1、工作面掘进期间，根据防突的需要或瓦斯涌出量大于3.0m3/min时，需要采用“先抽后掘”等措施进行预抽瓦斯。设计预计正常掘进期间工作面瓦斯涌出量为0.00-3.1m3/min,设计配风量为12便/s，风排瓦斯量按3.0m3/min考虑，需要抽放的瓦斯量0-2.44m3/min.2、根据以上资料，掘进工作面瓦斯抽放率按50%计算，抽放浓度按40%的要求进行设计。工作面抽放的瓦斯纯量为（按煤层最大瓦斯含量记）取11m3/min.Q纯=5.44义50%=2.72m3/min.工作面抽放的瓦斯混合量为：Q混=2.72/35%=7.77m3/min.因Q涌-Q排=5.44-3=2.44m3/min.则：Q抽=Q排〉Q用-Q排，即瓦斯抽放完全能够解决风排瓦斯后剩余的瓦斯涌出量。3、抽放管的选择：选用直径500、400mmPVC管主管和支管。二、防止煤（岩）与瓦斯突出1、加强地质工作和矿井瓦斯地质工作：为防止掘进过程中误穿小窑、老巷、地质构造带，在原井田勘探报告提供的基础上开展地质勘探工作，进一步查明地质构造带，探清地质构造应力集中区域，对地质构造和应力集中区域提前进行预报。2、在掘进工作面作业前，采用先探后掘的瓦斯防治措施，做到“三不掘进”：即巷道前方地质构造不清不掘进、巷道前方瓦斯瓦斯不清不掘进、巷道临近关系不清不掘进。并根据瓦斯、地质和巷道的关系，采取不同的防止瓦斯涌出异常的措施，确保掘进工作面前方在控制范围内，并保证有5m的安全距离。3、坚持“有掘必探，先探后掘，先抽后采掘”的防突措施。4、利用仪器测定煤层瓦斯含量，瓦斯压力，f值&p值及煤层透气性系数等基础参数，以便为制定防突技术措施提供可靠依据。5、掘进工作面的瓦斯抽放：在巷道迎头位置布置钻场，钻孔方向与巷道中心线夹角3--80并控制巷道轮廓线外15m的范围。掘进时应按照规定顺层打煤钻孔进行预抽。6、严格执行“逢掘必探，逢探必测，先探后掘”的原则，认真落实“四位一体”的防突措施。7、当工作面出现响煤炮，工作面压力增大，煤质松软，瓦斯浓度忽高忽低，煤层温度增高，支架变形，煤壁外鼓，片帮掉渣，炮眼变形装不进药，打钻时垮孔，顶夹钻；打钻时排出的煤粉的煤粉细且钻屑量大于正常的3倍，煤质干燥，闷雷声，光泽暗淡，层理紊乱，煤尘增多，气温降低等突出预兆时，要立即撤人并及时汇报调度室。8、其余严格按照局部防突措施执行；三、安全防护措施（一）、压风自救系统1、在突出煤层掘进工作面附近爆破时，撤离人员集中地点必须设有矿调度室电话，并设置有供给压缩空气设施的避难胴室或压风自救系统。2、压风自救系统的急救袋安装在井下压缩空气管路上，经减压装置后，分设一定数量的带闸门控制的管嘴。距工作面25--40m安设一组，往后每隔50m安设一组。每组急救袋设5---8个，急救袋的空气供给量每人不得少于0.1m3/min。3、压风自救系统必须保持完好有压风，且开关阀灵敏可靠，出现停风或压风系统不齐全时，必须停止工作，撤出人员。4、每天必须对压风自救系统进行检查、维修，发现压风自救袋或其他开关有损坏时必须及时更换。发现压风系统无压风时，必须立即通知班长，并停止工作，并向调度室汇报，矿调度室立即通知有关单位进行处理，待压风自救系统恢复供风后，方可恢复工作。5、压风自救系统的主要管路上闸阀必须保持常开状态，其支管上闸阀处于常闭状态。（二）远距离爆破1、煤巷掘进工作面采用远距离爆破时，爆破地点必须设在进风侧反向风门之外的放炮胴室内。2、远距离爆破时，回风系统必须停电撤人。爆破后，进入工作面检查的时间在措施中明确规定，不得少于30min。3、爆破时撤离人员集中地点必须设有直通矿调度室的电话，并设置有供给压缩空气设施的避难胴室或自救系统。工作面回风系统有人作业的地点，也应设置压风自救系统。（三）隔爆措施《煤矿安全规程》规定，“高瓦斯矿井煤巷掘进工作面应安设隔爆设施”。本矿井为高瓦斯矿井，但煤尘无爆炸危险，隔爆设施主要用于缩小瓦斯爆炸范围，减少爆炸损失。为防止瓦斯爆炸灾害范围扩大，只要在主、副平硐进风巷，采区进、回风巷，各工作面运输顺槽，煤层掘进巷道等地点设置隔爆水棚（水袋），其安装地点、数量、水量必须符合质量标准化要求。（四）隔离式压缩氧自救器每个入井员工必须佩戴隔离式压缩氧自救器，由安监员在井口检查。C、监测监控系统本井田煤层瓦斯含量较高，瓦斯涌出量较大，属高瓦斯矿井，根据《煤矿安全规程》规定，高瓦斯矿井必须装备矿井安全监测监控系统。矿井安装KJ90NA型监测监控系统。第四节综合防尘说明防尘供水水源、水量、水压及管路系统，安设除尘风机、水幕、隔爆水袋、降尘设施个数及位置；掘进机内、外喷雾装置，湿式钻眼、水炮泥、爆破喷雾、冲洗巷帮、装煤（岩）洒水、净化风流、个体防护等综合防尘措施。在地面建300m3蓄水池，作为防尘供水水源，防尘主管由副井接入，其管径为0104X6mm,每100米设三通一个，至113303回风沿空掘巷时变为2寸支管，到距工作面20米又变为1寸管，供工作面用水及各水幕用水。迎头外设两道喷雾。在迎头外6--20m内安设爆破喷雾。距迎头50m内设一道能封闭全断面的常开水幕，水幕在回风系统中每隔300米安装一道；掘进采用湿式打眼、放炮使用水炮泥、装岩前洒水、爆破时使用爆破喷雾、爆破后冲刷顶帮、开放水幕、洒水，喷浆作业开启除尘风机；个体采用防尘口罩进行个体防护等综合防尘措施。防尘系统：地面水池f副斜井^113303回风巷f迎头；-侧式供水钎子-巷道内水幕-耙装洒水--冲刷岩帮水管第五节防灭火一、相邻采区、相邻煤层、邻近巷道火区情况：无二、在容易自燃和自燃煤层中掘进巷道的安全措施：33#煤层为不易自然。三、消防供水管道系统、防灭火器材的存放方式和地点：巷道掘进，采用风钻打眼，锚网支护，爆破喷雾降尘；防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。工作面有备用的沙子、岩粉直接灭火。控制风流、调节风流控制火势蔓延。防火水源来自井下工业用水，地面水池一-副斜井----迎头；分别用2寸、1寸铁管和1寸阻燃胶管接至迎头。工作面安装有防尘、消防、供水管道系统；防灭火器材为干粉式灭火器两个、0.2立方米沙箱一个，放在距离掘进工作面50米的安全地点。防火供水系统：地面水池一副斜井井筒一113303回风巷一迎头；第六节安全监控一、安装瓦斯自动检测报警断电装置、甲烷传感器、掘进机、装裁机甲烷断电仪，装载点、运输巷、进回风流安装甲烷传感器的安设，便携式甲烷报警仪、瓦斯断电浓度、报警浓度。便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、矿长、工程师、副矿长、技术员下井时必须携带甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警浓度为0.8%）必须进行处理。2、爆破工下井进行爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，如有报警现象（甲烷报警浓度为0.8%）必须处理好后方可装药爆破；在爆破地点每次爆破时由瓦检员进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井填制“一炮三检”报表。3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒的一侧，当便携式甲烷报警仪报警时，必须停止工作并撤出作业人员，待瓦检员处理好后方可进入工作面作业。4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度达到0.5%CH4时，不得通电或检修。二、掘进工作面瓦斯浓度控制规定，安设瓦斯监控系统，说明设置瓦斯报警浓度和断电浓度及断电范围，瓦斯探头安设地点及放炮期间对瓦斯探头的保护等措施。甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：.掘进工作面甲烷传感器安设在距迎头不大于5米处巷道内，其报警浓度为0.8%CH4,断电浓度为1.0%CH4,复电浓度为小于0.8%CH4,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全电器设备。2甲烷传感器应布置在无风筒侧，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.附图：《监测监控系统布置图》。第七节供电该工程掘进施工中，电源来自地面变配电房由井口截路开关引至各迎头开关配电点。供电方式为集中供电，再用不同平方电缆，经过综合保护开关，供迎头各机械设备用，电缆要吊挂整齐，电缆钩每3m一个，电缆的垂度不大于50mm。配电点设备在距迎头100m以外的安全地点供电。（一）选择电压等级、供电方式、防爆设备的选型：（二）计算电力负荷和选择电缆等：（三）进行电气保护整定计算：供电设备和使用设备表序号设备名称型号数量额定功率电压等级用途1刮板运输机2660v运输2局扇FBDN&6.3/2X18.5,237KW660V供风附图：《设备及供电系统图》。第八节排水一、预测掘进工作面最大涌水量。本工程掘进的最大涌水量为5m3/h。二、确定排、疏放水方式、选择排水设备型号、管路规格、临时水仓的地点和容积、排水路线等内容。根据地质说明的有关资料，该面靠近P2m含水层上部，掘进施工必须坚持预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后掘的探放水原则，按照探放水设计做好探放水工作后方可掘进。排水系统：迎头积水-113303沿空留巷掘巷一113303回风巷一副斜井一井底水仓f副斜井f地面。附图：《排水系统图》。第九节运输选择并说明肝石、材料、设备等运输方式、运输路线、设备型号等。20m内使用人工耙装（煤）肝石，矿车运输至副斜井，串车提升运出井口；20m外使用皮带、刮板运输机运至主斜井皮带，将（煤）肝石运出井口。煤、肝的运输方式：工作面一113303沿空留巷掘巷一113303回风巷一主斜井一地面材料、设备等的运输方式：地面一副斜井一联络巷一工作面附图：《运输系统示意图》。第十节照明、通信和信号一、照明：本工程无照明二、通讯：本工作面所使用的电话设在距迎头3m处，与地面联系。三、提升、运输、转载信号装置的种类和用途：在副斜井井底车场和井口处设置打点信号洞室，供提升、运输之用。第六章第八章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织说明掘进作业方式、劳动组织、劳动力配备、出勤率（附劳动组织图表）。序工种班次//在册人/数出勤人数备注IIIIIIW合计1打眼工922262爆破工31113

3装运工21666184安全员411135瓦检员411136电工411137班长411138合计4939巷道掘进采用每天“三.八”制（一天三班，每班八小时）组织生产，日进2个循环，每循环进尺1.6m。第二节循环作业为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。正规循环作业图表工序时间早班中班夜班81012141618202202468安全检查及准备30--11敲帮问顶、打眼120—装药、连线、放炮301-r通风、洒水301-敲帮问顶30LL出肝180支护601—架棚480第三节主要技术经济指标主要技术经济指标表序号项目单位指标备注1巷道设计长度m696

2巷道掘进断面积m210.03巷道净断面积m28.84在册人数人495出勤人数人396出勤率%807循环进度m1.58日进尺m4.59月进尺m13510循环率%8511单位材料定额元/m12炸药消耗kg/m22.513雷管消耗发/m3714工字钢M8.815木板块/m16第七章安全技术措施第一节一通三防安全技术措施一、通风管理：1、加强通风管理，局部通风机必须由专职人员挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。2、风机要进行吊挂或垫高，离地距离不得小于300mm。3、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂要平直，无脱节、无破口，矿车和支架不得磨擦挤压风筒，风筒口距迎头不大于5m,以保证迎头有足够的风量，漏风率不超过3%。4、管理好瓦斯牌板，不得损坏。5、局部通风机要长时运转，无论工作、不工作或交接班都不得停止运转。自动停电时，要撤出人员，待查明原因，确认安全后再启动。6、因检修，停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。在恢复通风前，必须由瓦检员进行检查，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和最高二氧化碳浓度不超过1.2%；且在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，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。7、局部通风机必须使用“三专两闭锁”供电。8、风量不足、除尘设施不齐严禁作业。二、瓦斯管理：1、工作面必须安装使用符合要求的防爆电器设备。2、带班矿长、技术员、班组长、电工下井时必须携带便携式甲烷报警仪，如有报警现象必须进行处理。3、严格执行瓦斯检查制度，加强瓦斯管理,设置专职瓦斯检查员对工作地点进行瓦斯等有害有毒气体的检测，每班不少于3次，间隔时间均匀；特殊地点（高冒区、破碎区、地质构造带等）要随时检查。4、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时，都必须执行“一炮三检”工作，并认真如实填写“一炮三检”牌板和记录手册。便携式甲烷检测报警仪悬挂在迎头5m处的地点。5、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。6、工作面风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止使用电器；爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到0.8%时，严禁爆破。工作面风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。工作面内，体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到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、严格执行炮眼布置，装药量、炮眼装填的规定。8、对发生高冒地点（长度超过2米，高度超过0.5m）,要及时采取喷浆，然后用道木、背板充填接实，防止有害气体积聚。三、防尘管理：1、打眼工作必须执行湿式打眼，打眼工佩带防尘口罩。2、距工作面20m范围内必须安设水针，备用水针放在盛有放水炮泥的箱子，箱子内有不少于一次爆破所需的已灌好水的水炮泥；装炸药时必须使用水炮泥。3、装岩（煤）前必须洒水。4、距工作面50m范围内设一道能封闭全断面的水幕，放炮员在联炮后向外敷设母线时开启喷雾，放炮并等炮烟散净后关闭喷雾。5、迎头安装爆破喷雾，爆破时降尘，装岩机机头安设独头喷雾，运行时打开。6、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象。7、防尘管路必须接至迎头，每50m设支管、阀门一个，以便及时降尘。四、防火管理：本巷掘进，采用工字钢支护，防火的重点是防电气设备、机械摩擦生热、电缆线和人为火灾。1、巷道内的消防管路应每隔50米设置支管和阀门，并能正常使用。2、对巷道掘进过程中出现的高冒区，采用方木进行充填并支护好。3、工作面应设：1个0.2m?沙箱，2个灭火器，4个沙袋,2把消防锹。掘进工作面工作人员都必须熟悉工作区域内灭火器材的存放地点和使用方法。4、职工应配戴自救器，并保证完好，每位工作人员必须熟悉使用自救器后方可上岗。5、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须放在带盖的铁桶内；用过的棉纱、布头和纸，必须放在铁桶内并盖严；定期由专人送到地面处理，不得乱仍乱放，严禁将剩油废油泼洒在巷道内。6、如巷道内出现明火，应尽最大可能直接灭火，并及时向矿调度室汇报；不能直接灭火时，必须切断电源，所有人员配戴自救器撤出。7、电气设备着火时，应首先切断电源,在切断电源前，只能使用不导电的灭火器材进行灭火。第二节顶板管理一、工作面严禁空顶作业，掘进中必须严格按规程规定使用临时支护。二、严格执行敲帮问顶制度，每班作业前，班长必须及时对本班作业地点的顶板情况进行一次全面仔细的检查，发现浮肝石及时撬下，以防落石伤人。三、坚持使用好前探梁，严禁空顶作业，两根前探梁的间距不得大于1.5M,并在其上铺设道木和竹笆方为合格。四、找顶工作必须遵守下列规定：1、找顶工作应有2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。找顶工具为“18mm、长1.8m的六棱钎子，一头尖一头扁。2、找顶应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，找顶范围内严禁其他人员进入。3、找顶工作人员应戴手套，用长把工具找顶时，应防止煤肝顺杆而下伤人。4、顶帮遇有大块断裂煤肝或煤肝离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。五、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，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、矿尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板等情况：发现爆破崩坏的支护应先修复，及时处理完空顶。六、架棚和拆棚整个过程中，班长必须指派一经验丰富的工人专门观察顶板，防止掉碴伤人。七、施工中如顶板破碎或过断层、动压大时，应减少空顶面积，最大控顶距1.0米，当班班长应在迎头亲自指挥，一切工作应在临时支护和永久支护下进行，严禁空顶作业。八、防止片帮、漏顶安全技术措施：上梁、栽腿子时班长要安排专人监护顶板、两帮，使用木板或道木超前过顶、背帮管理，防止片帮埋人。帮部煤壁松软易片帮时，应尽量减少暴露时间，尽快栽上腿子。第三节爆破管理一、炸药、雷管的领送工作只能由持证爆破工进行，由爆炸材料库直接向工作地点用人力运送爆炸材料时，应遵守下列规定：1、电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其它人员运送。2、爆炸材料必须装在耐压和抗撞冲、防震、防静电的非金属容器内；电雷管和炸药严禁装在同一容器内，严禁将爆炸材料装在衣袋内，领到爆炸材料后，应直接送到工作地点，严禁中途逗留。3、严禁使用矿车运送炸药及雷管。4、爆破工必须依法经过专门培训，考试合格、获得特种作业人员资格证书后，方可持证上岗。二、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，严格执行工作面作业规程及其爆破说明书。爆破作业必须执行“一炮三检”制度（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯）。三、爆破作业必须严格执行“三遍哨子”制度（一响撤人、二响爆破、三响解除）和“三保险”（拉线、设置警标、吹哨）制度。四、不得使用过期或严重变质的爆炸材料；不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。五、爆破作业，必须使用8#煤矿许用毫秒延期电雷管引爆，三级煤矿许用乳化炸药，煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms。六、本工作面两次起爆，先爆破煤层，再爆破岩石。严禁使用2台发爆器同时进行爆破。七、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。八、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。九、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：1、必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当时当地需要数量为限。2、装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。3、电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。4、电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。十、装药前，首先必须清除炮眼内的岩粉，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，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及掘进机械等导电体相接触。十一、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破，严禁放糊炮非发爆器起爆。十二、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：1、炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，炮眼深度可以小于0.6m，但必须符合下列要求：a、每孔装药