金家渠煤矿主斜井作业规程修改版样本

第一章概况第一节概述一、巷道名称本《作业规程》掘进巷道为金家渠煤矿主斜井井筒。二、掘进目及用途掘进目是服务于矿井生产系统主提高、通风和行人。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度：1895.6（井筒）+48（躲避硐）=1943.6米。服务年限：67.3年。四、预测开竣工时间本巷道自9月20日开工，预测2月20日竣工。第二节编写根据一、设计阐明书及批准时间依照中煤国际工程集团武汉设计研究院金家渠煤矿设计蓝图为根据，批准日期7月。二、地质阐明书及批准时间地质阐明书名称为《金家渠井田勘探报告》。三、矿压观测资料暂无。四、其他技术规范1、《神华宁夏煤业集团有限责任公司金家渠煤矿主斜井平、剖、断面图》2、《煤矿安全规程》3、《矿山井巷施工及验收规范》4、《煤矿工人安全技术操作规程》（掘进、机电分册）5、《神华集团本质安全管理体系》6、《神华集团安全质量原则化原则及考核评级办法（试行）》和公司关于规章、制度。第二章地面位置及地质状况第一节地面相对位置及邻近采区开采状况井上下对照关系表工程名称金家渠煤矿主斜井井筒地面标高+1441.000m井下标高+920.000地面相对位置，建筑物、小井及其她井口坐标点;X=4160655.534m,Y=36399205.301m,Z=+1441.640m.施工方位：145°00′00″，巷道施工坡度16°，地面无其他建筑物。井下相对位置对掘进巷道影响井底标高：Z=+920.000m.临近采掘状况对掘进巷道影响工业广场内布置三条井筒，主斜井井筒距风井井筒为40.0米，距副斜井井筒40.0米，三条井筒施工方位相似。第二节地质概况依照勘查区岩土工程地质特性，将勘查区岩（土）体划分为三大岩类六个岩（层）组，岩体稳定性重要取决于层间软弱面、软弱夹层、构造破碎及岩体风化限度。勘查区岩（土）体分述如下：（1）松散沙层组松散沙层组广覆于勘查区地表，地形低洼处较厚，重要为第四系风积沙，粒径以0.05～2mm中细沙为主，成分重要石英、长石，含少量暗色矿物。半固定沙及流动沙区，在风力作用下易形成沙层流动；在坡度较小水力作用下，亦产生悬浮和流动。属不良配级均粒沙，强度较弱，承载力小，稳定性差。（2）土层组由新生界地层构成。重要为第四系沙土。以浅黄色亚沙土、粉土为主，亚粘土次之，土质不均匀，局部含沙砾石，砾径普通4～10cm，棱角状，磨圆度差，构造疏松、孔隙度大，粘结性差，在水潜蚀作用下，易发生沉陷坍塌。（3）风化岩组分布于井田西北部，由侏罗系中统直罗组、延安组基岩顶部风化岩组构成，风化基岩带厚度约35~50m，普通约40m。据本次勘探及详勘资料，该岩组岩石长期遭受风化剥蚀作用，岩石物理、化学、水理性质都发生较明显变化，岩体构造面及组织构造遭破坏，体现为颜色变浅，疏松、破碎，孔隙率增大，裂隙发育，含水率增高，泥质含量增高，密度减少，岩体力学强度减少，RQD值明显减少。RQD值不大于35%,岩石质量中档，岩体完整性评价为岩体中档完整性。（4）煤层岩组、粉砂岩与泥岩互层组重要分布于侏罗系中统延安组，由粉砂岩、泥岩、泥质粉砂岩、砂质泥岩及薄煤等构成，属软弱岩石类；位于各重要煤层之间，浮现于沉积旋回上部及煤层直接顶底板，泥质胶结，局部钙质胶结，具有较高粘土矿物和有机质。岩石以发育较多水平层理、小型交错层理、节理裂隙和滑面等构造面为特点。RQD值30%～60%，平均55%,岩石质量中档，岩体完整性评价为岩体中档完整性。（5）砂岩组由侏罗系中统直罗组、延安组及三叠系上统岩层构成。砂岩组以中～细砂岩为主，另一方面为粗砂岩。岩石物质成分重要为碎屑、杂基、胶结物三某些。碎屑中矿物成分重要为石英、长石；杂基成分重要为高岭石、水云母、蒙托石等粘土矿物及云母碎屑；胶结物重要为方解石、铁质、绿泥石及自生石英质。单层厚度大，普通为块状构造，多具斜层理、槽状及交错层理，裂隙、节理、构造构造面不发育。该类岩石性脆，在外力作用下易碎裂、崩塌。RQD值50%～85%，平均70%，岩石质量中档，岩体完整性评价为岩体完整性中档。附地质柱状图第三节地质构造金家渠井田地处华北地台、鄂尔多斯盆地西缘褶皱冲断带南北向逆冲构造带，是烟墩山逆冲席前缘带。井田内构造线总体走向为SN向，褶曲、断裂构造较发育。依照地震解释成果和钻孔揭露显示，井田内主体构造为一由北向南逐渐倾伏大背斜形态，即尖儿庄背斜，其东翼受金家渠断层影响，还发育有小规模尚家圈向斜、兔场背斜和金家渠背斜，共4个褶曲；大断裂有杜窑沟断层、金家渠断层、和马柳断层，共发育断层20条。金家渠逆断层为重要断裂构造之一，位于井田中部，近南北走向，断面东倾，倾角59°～77°，落差180m～420m，贯穿井田南北，南北端向区外延展，控制长度11km。其中A级断点116个，B级断点4个，无C级断点，控制可靠，为查明断层。综合看来，金家渠井田构造复杂限度为中档。第四节水文地质本区属黄河水系，因地势平坦、干旱少雨，无地表河流，无地表水体。井田由上而下划分为如下四个重要含水层：第四系孔隙潜水含水层（Ⅰ）、侏罗系中统直罗组砂岩裂隙～孔隙承压水含水层（Ⅱ）、侏罗系中统延安组2～6煤间砂岩裂隙～孔隙承压含水层（Ⅲ）、侏罗系中统延安组6～18煤间砂岩裂隙～孔隙承压含水层（Ⅳ）。井田水文地质勘查类型拟定为二类一型，即以裂隙充水含水层为主水文地质条件简朴矿床。第五节瓦斯、煤尘状况井田各可采煤层瓦斯含量，甲烷（CH4）为0ml/g，二氧化碳（CO2）为0.02～0.18ml/g，氮气（N2）为0.90～2.51ml/g，其他烃类（C2-4）为0～0.01ml/g。各可采煤层自然瓦斯成分，甲烷为0.00～0.29%，二氧化碳为1.32～13.70%，氮气（N2）为87.20～98.61%，其他烃类（C2-4）为0～0.52%。瓦斯自然分带为二氧化碳--氮气带。故本区应属低沼气井田。瓦斯对煤矿生产建设不具威胁性。本区煤火焰长度普通不不大于400mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量平均为91%，煤尘爆炸性指数为25～40，煤尘具爆炸性危险。因而，本区煤层煤尘有爆炸性危险，在矿井设计和开采时应对此高度注重。依照所测原煤样燃点(T1)与氧化样燃点(T2)之差ΔT，结合煤质特点，综合拟定各煤层自燃倾向性，本区各煤层均属易自燃煤。第三章巷道布置及支护阐明第一节巷道布置及永久支护设计一、巷道断面设计1、巷道断面设计主斜井井筒分别为明槽段1-1断面，长度为35.2m；暗槽过渡段2-2断面，长度为10m；古近系3-3断面，长度为85m；基岩段4-4断面，长度为1765.4m；表土段及基岩段躲避硐室5-5断面，躲避硐室共计48个。1-1、2-2、3-3、4-4、5-5断面均为半圆拱形。1-1断面采用明槽开挖掘进，详细尺寸见附图（明槽开挖图）。该巷浇筑砼支护，外墙宽度为4900mm，净宽4200mm，外墙高度为4200mm，净高3500mm，明槽开挖土方量为2205.1m³（依照现场状况可调），净断面积为12.82-2断面掘进宽度为4720mm，净宽4200mm，掘进高度为4070mm，净高3500mm，掘进断面积为16.70㎡，净断面积为3-3断面掘进宽度为4500mm，净宽4200mm，掘进高度为3850mm，净高3500mm，掘进断面积为4-4断面掘进宽度为4440mm，净宽4200mm，掘进高度为断面积为14.8㎡，净断面积为12.8㎡。5-5断面掘进宽度为1760mm，净宽1600mm，掘进高度为2280mm，净高2100mm，掘进断面积为4.0㎡，净断面积为3.1㎡。2、永久支护设计明槽段1－1断面：永久支护采用钢筋砼浇筑支护。浇筑砼强度级别C30。井筒施工过含水层时砼内掺WG-HEA型防水剂，添加量为水泥用量5﹪，实际使用中以产品阐明书为准。钢筋砼浇筑基本深300mm、宽5900mm，墙部及拱部支护厚度为350mm，浇筑砼强度级别C30,巷道铺底厚度为300钢筋砼配筋：见附《钢筋特性及消耗量表》。暗槽段2-2断面:永久支护采用网喷（第一层钢筋网网孔为100×100mm，第二层钢筋网网孔为150×150mm，双层铺设）+29号U型钢棚（配11#矿用工字钢底梁）支护。墙部及拱部支护厚度为260mm，喷射砼强度级别C20，底部砼浇筑深度310mm，浇筑宽度4720mm，砼强度级别C20。架棚时棚距为600mm（中—中），U型钢棚采用厚度16mm,宽度100mm，长度400mm钢板制作卡子配合M25螺杆进行连接，钢架搭接长度为500mm.采用两道卡子固定。每架U型钢棚使用5根φ20mm圆钢拉杆连接,每根长1400mm，U型钢棚底座钢板规格为200×200×10mm（长×宽×厚）。古近系3-3断面:采用锚网喷+18b槽钢联合支护，墙部及拱部支护厚度为150mm，喷射砼强度级别为C20。砼铺底厚度200mm，宽度4200mm，砼强度级别为C20。槽钢棚沿巷道掘进断面外沿架设，棚距为600mm；拱架底座钢板为140×100×10mm（长×宽×厚）。槽钢棚（拱与腿）采用M16螺杆连接，每架槽钢棚使用5根φ18拉杆连接。基岩段4-4断面:采用锚网喷+锚索支护。锚杆间排距800×800mm，三花眼布置。锚杆规格：φ20×mm螺纹钢锚杆，每根锚杆安装4节Z2335树脂药卷。锚杆托板规格：120×120×10mm。锚索间排距：×mm，锚索规格：φ15.24×6000mm钢绞线，每根锚索安装6节Z2335树脂药卷。金属网为φ6.5mm钢筋焊制，网孔规格：100×100mm。喷浆厚度120mm，强度C20。巷道铺底厚度为200mm基岩段躲避硐室5-5断面：采用锚喷支护，锚杆间排距800×800mm，矩形布置。锚杆规格：φ20×1200mm螺纹钢锚杆，每根锚杆安装2节Z2335树脂药卷。锚杆托板规格：120×120×10mm。金属网为φ6.5mm圆钢焊制，网孔规格：100×100mm。喷浆厚度为100mm，素砼铺底100mm。3、巷道平、剖面图附巷道布置平、剖面图4、巷道断面图附：1-1、2-2、3-3、4-4、5-5永久支护断面图5、行人台阶布置在巷道右帮，详细尺寸见台阶大样图。附：台阶大样图二、工程质量原则及规定1）、保证项目（1）、锚杆每批螺纹钢锚杆杆体及配件材质、品种、规格、强度、构造必要符合设计规定。加工每批锚杆必要有钢材合格证和锚杆强度实验合格报告方可使用。（2）、金属网金属网对接，用14#铁丝扣扣联接，拧紧限度不不大于3圈。金属网网孔规格均为100×100mm，金属网片规格为5000mm×1000mm,采用φ6（3）、锚固剂顶部使用迅速锚固剂，下部使用中速锚固剂,锚固剂必要有出厂合格证。2）、基本项目（1）、巷道宽度及容许偏差巷道净宽4200mm，施工中线距任一帮：2100明槽段：合格0～＋50mm,优良0～＋30mm，暗槽段：合格0～＋50mm,优良0～＋30mm古近系：合格0～＋50mm,优良0～＋30mm，基岩段：合格0～＋150mm,优良0～＋100mm。躲避硐净宽1600mm：合格-50mm～+200mm，优良0～＋（2）、巷道高度及容许偏差巷道净高3500mm，其中拱高2100mm，墙高1400mm。腰线至顶明槽段：合格0～＋50mm,优良0～＋30mm，暗槽段：合格0～＋50mm,优良0～＋30mm古近系：合格0～＋50mm,优良0～＋30mm，基岩段：合格0～＋150mm,优良0～＋100mm。躲避硐净高2100mm：（测全宽）合格-30mm～+150mm（3）、锚固力螺纹钢锚杆规定全长锚固，锚固力为50KN，优良：不不大于设计规定；合格不不大于设计90％，既不不大于45KN。（4）、锚杆安装先将铁托板和螺帽上好（限位距离30-40m），再将螺纹钢筋锚杆拧入连接套中，然后将4节树脂药卷（药卷总长度1.4m）依次放入锚杆眼孔内，用锚杆斜切端头顶在树脂药卷后端，缓缓将树脂药卷送入眼底，最后将锚杆钻机卡在连接套上，启动锚杆钻机边旋转边将锚杆推入眼底。旋转搅拌时间必要在20-30秒之间，锚杆钻机保持推力一分钟，使锚杆杆体暂时固定，保证搅拌后树脂药卷充分凝固，防止锚杆在树脂凝固前下滑，锚杆推入眼底三分钟后取下连接套。铁托板压紧压实钢筋网。每套锚杆安装一种加强螺帽，取下连接套后必要将螺帽用扳手逐个再拧紧上牢。（5）、巷道坡度主斜井井筒坡度16°，掘进时严格按腰线施工。合格：±1‰，优良：±0.5‰。3）、容许偏差项目（1）、锚杆间排距：容许偏差±100mm。（2）、锚杆孔深度：容许偏差0～+50mm。（3）、锚杆外露长度：露出托板≤50mm。（4）、锚杆安装角度:与岩面夹角≥75º。（5）、表面平整度：≤50mm。第二节暂时支护设计一、暗槽段暂时支护方式与施工工艺采用人力风镐先施工巷道腰线以上拱形某些，长度达0.7米时开始铺网进行暂时支护，办法是采用5根φ18钢筋（长度1米）人工砸入迎头软岩层内，钢筋间距为0.6米，外露0.2米。铺金属网时一边与上一片网进行连接，另一边与外露钢筋进行绑扎连接，暂时支护结束后再施工两直墙某些（中间留有岩垛供人站立，待喷砼支护完毕后再将中间岩垛取出），逐架进行维护，循环进度0.6米。待该架钢梁棚支护完毕，对整架棚子进行喷浆封闭。二、古进系及基岩段暂时支护方式采用金属前探梁进行暂时支护。1、探梁：φ50×5000mm钢管三根。2、吊环：将φ20圆钢加工成马蹄形，然后焊接到铁板上，铁板规格为120×120×10mm，中间打上φ22mm三、基岩段暂时支护施工办法与工艺采用金属前探梁暂时支护。（1）前探梁、吊环、背板材质及规格1）前探梁采用2寸无缝钢管加工，长度不得不大于4500mm；2）前探梁前端焊接φ30mm圆钢，长度不得不大于500mm；3）吊环采用Φ20mm圆钢加工，圆环直径100mm；4）吊环挂钩采用Φ20mm圆钢加工；5）背板采用规格为1800×150×50mm柳木板。（2）加工制作办法1）将φ30mm圆钢插入两端焊接平齐2寸无缝钢管中，外露长500mm，将圆钢和无缝钢管焊接牢固；2）将Φ20mm圆钢加工成直径100mm圆环后，两端相连焊接牢固；3）将Φ20mm圆钢穿过吊环后加工成环状并焊接牢固，另一端弯制成挂钩；（3）掘进时使用3根前探梁，前探梁布置在巷道水平方向正中，间距1200mm，每根前探梁使用2副吊环。（4）前探梁控顶距（L）及计算1）控顶距（L）：L=4X+a+b单位：mm式中：X—锚杆支护排距；a—最小控顶距：取700mm；b—前探梁窜移后预留长度：取500mm；L=4×800+700+500=4400mm故选用长4500mm前探梁能满足规定四、支护设计平、断面图附：暂时支护图五、质量原则和规定1、前探梁暂时支护最小控顶距为700米，最大控顶距为2700mm，暂时支护要紧跟迎头，禁止空顶作业。2、暂时支护使用前探梁根数不少于三根，每根前探梁使用前探梁固定吊环数量不少于2个。3、暂时支护前探梁使用必要规范。禁止少用前探梁或前探梁吊环，前探梁吊环必要挂在锚杆外露端头上，并用螺母上紧上牢。4、锚网支护紧跟迎头时，如需爆破时将前探梁取下，放置到耙斗机后方已经形成永久支护安全地点，以防崩坏前探梁。5、背板必要刹紧背牢，不得松动。第三节施工工艺一、暗槽过渡段及表土层松软段施工办法及工艺采用短掘短支施工办法掘进，详细施工办法及工艺如下：（一）施工导向在井筒内井口处安设三台激光，两台布置在左、右帮拱基线处，另一台布置在巷道顶部拱顶处，保证施工所用中腰线可靠性。（二）掘进施工办法1、由明槽过渡暗槽段，施工时禁止爆破，采用风镐（手镐）掘进，每次掘进及支护长度均为600mm2、巷道进入稳定岩层初期，可采用下部放震动炮掘进，上部采用风镐（手镐）掘进。每循环掘进支护长度为0.6～1.2m。当巷道完全进入稳定岩层后，方可正常炮掘施工。（三）出矸施工办法1、施工前期工作面使用1.1m3翻斗式矿车进行排矸，采用人工装矸，采用炮掘后2、施工前期使用JT-1.0绞车提高，井筒施工至可采用大绞车箕斗提高后改用JT-2.5绞车提高，待提高系统运转正常后，井下改为6m³3、矿车排出矸石由人工翻至暂时翻碴坑中，再由装载机装入汽车排至排矸场地；箕斗排出矸石自动前卸，再由装载机装入汽车排至排矸场地。二、基岩段施工办法及工艺（一）基岩段施工工艺1、掘进基岩段重要为粉砂岩、细砂岩、粗砂岩。工作面配备6台YT-28型凿岩机，4台同步打眼作业，2台备用。采用中深孔光面爆破，全断面一次掘进。工作面炮眼布置为4眼楔形掏槽，煤矿许用2#岩石乳化炸药、1-5段毫秒延期电雷管，MFB—200智能型发爆器起爆，打眼操作人员执行六定责任制（定人、定钻、定位、定眼、定期、定质量）。炮眼布置可依照岩性变化，在技术人员指引下，及时调节爆破关于参数。2、装岩排矸装岩采用P—60B型耙斗机（耙斗容积为0.6m3，生产能力为80-100m3/h）装岩。耙斗机距迎头距离为6～20m（耙岩最佳距离为6～16m）。耙斗机尾轮固定楔孔深不不大于工作面矸石采用JK—2.5型绞车配6m3前卸式箕斗提高排矸。轨型均为30kg/m钢轨，枕木规格1500×150×150mm，间距为1000mm。每20m安设一组地辊，地面排矸方式为箕斗前卸3、锚网支护1、＞基岩段采用锚网喷支护，即放炮结束后先进行暂时支护，待工作面碴装完后，再进行锚网支护。2、＞使用支护材料前必要检查材质、规格与否符合设计规定，对不合格或不符合规格规定支护材料不得使用。3、＞支护材料必要码放整洁，标注规格数量。4、＞进行锚网支护地点，必要有暂时支护，支护顺序必要是有外向里，先顶后帮逐排进行。5、＞进行锚网支护时，必要设专人观测顶板，发现异常状况及时撤人。支护地点不得有杂物，以利人员撤离。第四节工艺流程一、掘进方式主斜井281.7米开始采用爆破破岩方式掘进。采用风钻打眼，按照光面爆破规定掘进，采用金属前探梁进行暂时支护，对巷道进行锚网喷永久支护。二、掘进工艺设计交接班及安检准备工作→瓦斯检查→钻眼→瓦斯检查→装药封泥→联线爆破→降尘、吹散炮烟→瓦斯检查→敲帮问顶→暂时支护→永久支护→出渣→文明生产。1）打眼工艺流程钻眼准备→定眼位→按炮眼角度放置好钻杆→认眼（将马达控制开关旋转一小角度，钻杆缓慢转动，同步将支腿控制开关旋开一小角度，让钻头和巷壁逐渐接触）→打开控制水开关→钻进约100mm后，将马达控制开关所有打开，全速钻进。2）装药工艺流程采用正向装药、正向起爆办法爆破掘进。在爆破地点附近安全地点装配起爆药卷→用专用清扫器或压风将炮眼内煤岩粉清理干净→用炮棍将药卷轻轻推入眼底→填炮泥，一手拉脚线，一手填炮泥，要慢慢用力轻捣压实，眼孔填够炮泥后，要将脚线扭结，并悬空盘放在眼口，不得拖在炮眼外边。3）爆破工艺流程主斜井掘进断面积12.8m2。掏槽眼采用楔形掏槽，周边眼采用预留空气柱装药构造，全断面一次装药爆破（按照光爆规定操作）。瓦斯浓度检查→设立好警戒→联线→吹哨拟定警戒区无人，并等5秒钟后→通电爆破→瓦斯浓度检查→收炮线。4）暂时支护工艺流程爆破结束→用专用敲帮问顶工具进行全面敲帮问顶、解决危岩活石后→人员站在永久支护下移前探梁至迎头→用风钻或煤电钻（钻杆长度不不大于2.5m）打好前探梁安装孔→人工穿前探梁至迎头并将Ф50mm圆钢装入安装孔内，并铺设好金属网挂好前探梁吊环，前探梁吊环必要挂在安装牢固可靠吊环上，前探梁安装后，前探梁与顶板之间必要用背板或枕木搭#字型绞顶，绞顶5）装、运渣工艺流程装岩采用P—60B型耙斗机（耙斗容积为0.6m3，生产能力为80-100m3/h）装岩。耙斗机距迎头距离为6～20m（耙岩最佳距离为6～16m）。耙斗机尾轮固定楔孔深不不大于工作面矸石采用JK—2.5型绞车配6m3前卸式箕斗提高排矸。轨型均为30kg/m钢轨，枕木规格1500×150×150mm，间距为1000mm。每15m6）永久支护工艺流程（1）锚网喷支护放炮后及时进行敲帮问顶→暂时支护好后→及时用风动锚杆钻机打锚杆眼，并安装好锚杆，进行顶帮锚杆永久支护→喷浆封闭。详细规定如下：=1\*GB3①定锚杆眼位检查巷道规格尺寸与否符合设计规定，先解决完不合格部位后，按中线及锚杆布置规定定锚杆眼位，并用粉笔做好标记。=2\*GB3②打锚杆眼按照设计锚杆眼深度、角度，使用B19六方钻杆与Ф28mm钻头配合施工顶板锚杆孔，钻孔过程中必要是短、长钎杆相结合进行施工，避免长钎杆施工时断钎伤人事故。=3\*GB3③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运用专用清眼器连接高压风吹眼），保证锚固剂与锚杆眼壁可以良好接触。=4\*GB3④锚杆安装安装前检查工作：检查锚杆规格尺寸与否符合设计规定：螺纹钢锚杆斜切端头与否合格，端头有无氧化生锈现象，若有必要擦刷干净；锚固剂有无过期结块变质，若影响正常使用，不得使用。检查锚杆眼眼位、角度、深度与否符合设计规定（用待安装锚杆伸入锚杆眼孔检查），若不合格必要重新打眼。详细安装环节：每班作业人员进入掘进迎头前，应进行安全检查、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，不合格材料禁止使用。锚杆施工工艺流程：钻巷道顶板中部锚杆孔→装树脂药卷→装全套锚杆→搅拌药卷→停20±5s→上紧螺母→依次完毕其他顶板锚杆。锚杆施工顺序：金属锚杆由巷道拱顶中部向两侧、由外向里施工。严格控制锚杆钻孔深度，误差控制在0～+50mm范畴内，锚杆钻孔要用水或风清洗干净，保证树脂药卷充分发挥作用，使锚杆具备足够锚固力。树脂药卷搅拌时间约为20±5s，此后停机，保持推力一分钟。紧固螺母：停机30s后再次启动锚杆机，将锚杆螺母销钉扭断并上紧螺母，托板与金属网紧贴岩面，使锚杆具备较大初锚力。保证锚杆拧紧扭矩达到100N.m。（2）喷浆支护：=1\*GB3①准备工作每次喷浆前必要检查巷道顶板及两帮与否符合设计规定，不合格处必要先解决合格后再喷浆。喷浆前，两帮墙角必要清理干净露出墙基100mm。每次喷浆前必要检查顶部锚杆安装质量，对锚杆铁托板不贴顶、螺帽松动等质量不合格处，必要先解决合格后再喷浆。每次喷浆前，必要将顶板破碎、吊包、脱落危岩活石清除干净，打锚杆后再喷浆封闭。每次喷浆前必要用高压水冲洗顶板及两帮表面，清除顶板及两帮表面粉尘，以免影响喷浆效果。每次喷浆前，必要对巷道内风水管路、缆线、开关、机械设备、风筒认真检查，并用塑料膜进行覆盖妥善保护，确认无误后，方可组织喷浆。潮喷法混凝土喷射施工工艺流程框图砂子砂子石子水泥搅拌机拌和运送喷射机喷嘴受喷面空压机水速凝剂②混凝土强度规定：C20③材质规定水泥标号不低于425＃，过期、失效水泥不准使用。砂子用过筛中砂和粗砂，含泥量不超过3％。速凝剂占水泥重量3～5％，规定3分钟内初凝，10分钟内终凝，过期失效速凝剂不准使用，速凝剂必要在喷浆前最短时间内加入，以防影响喷浆强度。④拌料规定a拌料时，把砂子、水泥、石子按一定比例在地面搅拌站拌匀后，装到矿车后入井喷浆，水泥、砂子、石子体积比为：水泥：砂子：石子=1：2.3：1.9b拌好潮料含水量8～10％为宜，手攥成团，似散非散，吹无烟尘。c喷浆料随拌随喷，拌好料不得存储2小时以上。7）、水沟施工工艺流程1、主斜井设计每间隔40m施工一种躲避硐，净宽1.6m，净高2.1m，净深1.0m。暗槽段设一种躲避硐，支护为钢骨架喷射混凝土支护，墙部及拱部支护厚度为200mm，铺底厚度为100mm，砼强度为C20。基岩段躲避硐均采用锚网喷支护，砼强度为C20，喷射砼厚度为80mm。铺底厚度为100mm，砼强度为C20。2、依照设计规定，躲避硐施工随井筒掘支同步进行。基岩段井筒掘进每到一种躲避硐位置时，先预留躲避硐位置，对井筒进行锚网和初喷支护，之后放小炮掘出躲避硐，然后进行永久支护。躲避硐与井筒同步进行喷射砼成巷。3、台阶、水沟、铺底施工办法水沟、台阶采用砼浇筑施工。毛水沟在井筒掘进时，与井筒掘进同步进行施工，台阶、永久水沟、铺地坪施工与井筒成巷同步进行，采用一次支模浇筑砼办法。水沟、台阶施工滞后工作面迎头60米即可。第五节爆破设计钻眼爆破参数钻眼爆破参数表项目内容要求钻眼机具风钻、煤电钻完好起爆器材MFB-200发爆器完好掏槽方式垂直直眼掏槽符合爆破阐明书规定炮眼直径43mm药卷顺利装入炸药种类乳化炸药煤矿许用雷管种类毫秒延期电雷管Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ段煤矿许用起爆方式正向起爆符合爆破阐明书规定装药方式周边眼采用预留空气柱装药光面爆破警戒设立警戒距离：直巷段不不大于120m，拐弯巷道警戒距离不不大于按规定设立好警戒爆破条件基岩段爆破原始条件表名称单位数量名称单位数量掘进断面积m214.8瓦斯状况低炮眼深度m1.9/1.7电雷管个76炮眼数目个76煤矿用乳化炸药卷177岩石结实系数f4～6总装药量㎏26.5基岩段预期爆破效果序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼运用率%905每m炸药消耗量㎏/m17.62每循环进尺m1.56每循环炮眼总长度m1303每循环爆破实体m322.27单位雷管消耗量发/m33.424单位炸药消耗量㎏/m31.198每m巷道雷管消耗量发50.6三、装药填药构造平面图（比例1：10）附：炮眼装填构造图四、炮眼布置附：炮眼布置图、爆破阐明书三、警戒位置及警戒人员设立爆破工在爆破前，必要将警戒区内人员所有撤出，并经班长检查确认警戒区内无人后，方可下达爆破命令。阐明：图中为警戒点，各警戒点严格按照警戒图位置设立。井筒爆破地点设一处警戒，距离爆破点不不大于120m处，警戒点警戒人员放炮前由班组长指定，每循环装药前，班长带领警戒人员将警戒区域内作业人员所有撤离到警戒区域以外。警戒人员无班组长撤警戒命令不得擅离岗位。各警戒点处必要警戒牌、警戒绳、警戒哨、警戒人员齐全。撤出警戒命令必要由班长发出。附图：爆破警戒布置示意图四、质量原则和规定1）严格按照爆破图表和爆破阐明书进行装药爆破，保证巷道成形符合原则规定。2）光面爆破原则=1\*GB3①岩石上留下具备均匀眼痕周边眼数应不不大于其总数60%。=2\*GB3②超挖尺寸不得不不大于150mm。=3\*GB3③岩石上不应有明显炮震裂隙。3）爆破前严格按照爆破警戒图设立好警戒，在警戒未解除前，任何人不得进入警戒区内。各警戒点警戒由当班长亲自到警戒点解除。4）严格执行自联、自放制度。5）警戒处必要绳、牌、哨齐全、完好并规范使用。6）严格执行“一炮三检”及“三人连锁放炮”制度。第六节安全技术办法一、巷道施工安全技术办法1．严格按照中、腰线或按照中线、沿顶板施工，保证巷道成形及方位符合质量原则规定。2．巷道在施工过程中，特别是每班人员进入工作面前，必要由班组长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，保证安全施工。3．每循环施工过程中，必要将巷道内浮碴清理干净，不得留于下一班。4．严格按照各工艺程序进行施工，保证每一工艺操作都符合质量原则规定。5．每班下班前，必要清理好巷道内文明生产，保证巷道文明生产符合质量原则规定。6、敲帮问顶工作要贯穿整个作业始终。二、顶板管理安全技术办法（一）顶板事故防止1．必要将“敲帮问顶”制度贯穿作业过程始终。敲帮问顶工作由班长和一名班长指定有经验老工人担任,班长找顶,老工人站在找顶人后侧观测顶板。敲帮问顶过程中,敲帮问顶人员必要站在后退道路畅通安全地点,并用专用长柄工具（使用1寸钢管加工，长度2500mm），禁止用锚杆、钻杆、铁锹等物充当。敲帮问顶由外向里,先顶后帮依次进行，找顶只准一组进行,不准两组同步进行。观测人员发现危险状况时必要及时向找顶人员发出警示。2．每班接班后，班组长必要同一名老工人一道对工作面迎头仔细进行敲帮问顶，将危岩、活矸、伞檐解决掉，确认安全条件下方可容许人员进入作业。3．严格按照作业规程规定循环进尺施工，最大控顶距符合伙业规程规定，禁止超循环作业。当遇到顶板破碎、松软或顶板压力较大时，必要采用小循环进尺，并及时进行支护。4．必要坚持使用前探梁暂时支护。每一种循环完毕后，经检查规格尺寸符合设计规定后，班组长进行敲帮问顶彻底确认安全后，必要及时架设前探梁暂时支护，暂时支护最大控顶距离符合伙业规程规定，禁止空顶作业。5．永久支护必要及时，迎头控顶距离超过0.8m时，必要及时打设一排锚杆，保证最大控顶距离符合伙业规程规定。锚杆安装质量、钢筋网铺设质量必要符合设计规定,禁止在后巷锚杆支护未完毕状况下,继续向前掘进。6．锚杆支护质量必要符合设计规定，对达不到质量规定必要进行补打解决。7．钢筋网联接符合规程规定，网片要紧贴巷壁平整铺设且扣扣相联。8．区队安排专人（区队长安排）定期对施工巷道后巷顶板进行巡视，发现问题必要停止掘进，采用办法进行解决。（二）解决冒顶事故办法当巷道内浮现冒顶事故，以及对小型冒顶（冒顶长度不大于1.5m，高度不大于1.0m，未导致人员伤亡）事故解决，必要遵守如下规定：1、发生事故后，第一目击者及时向区队办公室报告。2、浮现小型冒顶事故时，由跟班工长现场指挥进行解决，较大冒顶事故必要制定专项办法进行解决，浮现人员伤亡时，由跟班管理人员及时采用可行办法急救遇险人员。3、解决小型冒顶事故时，必要遵守如下规定：(1)、先由班长负责，由外向里进行敲帮问顶工作，彻底清除巷道顶帮悬矸危岩；(2)、在冒顶范畴外侧，使用锚索加强巷道支护，防止冒顶事故扩大；(3)、在冒顶范畴内挂网、打设锚杆支护，锚杆间排距为800×800mm。（三）穿煤层留顶煤掘进施工安全办法1、施工过程中，打顶部锚杆见煤时，即开始缩小循环进度至800mm，并备有足够架棚支护材料。2、为减少对顶煤破坏，打眼时应减少顶眼高度（距顶板0.4～0.6m），采用密打眼、少装药、放小炮办法，爆破后如高度不够可用风镐、手镐落煤，达到设计规定。3、必要使用好前探支架，爆破后要及时维护好顶板，以防顶煤脱落。4、如帮顶煤岩松软破碎，必要架设25U型钢棚进行支护；如有空顶必要使用小杆、圆木或木板梁接顶。5、如煤层松散不适当留住顶煤时，不得打眼、爆破，可运用风镐、手镐落煤，并缩小支护棚距到0.6米，帮、顶刹杆必要刹紧背牢。5、全断面挂金属网，网子扣扣相联，用小杆将帮顶刹紧背牢。三、暂时支护安全技术办法1、前探梁暂时支护最大控顶距1800mm2、每班掘进爆破后进行暂时支护前，必要严格执行敲帮问顶制度，及时清除顶、帮危岩、活石，保证施工安全。3、打设前探梁安装孔前，必要进行敲帮问顶，打眼人员必要站在锚杆支护完整可靠安全地点，用2.5米长钻杆，打出前探梁安装孔，禁止人员进入未支护（空顶）区域打眼，禁止将眼打在伞檐上，严格做到不安全不打眼。4、暂时支护架设由班长统一指挥，2人操作。另设专人负责观测顶板，发现活矸、活煤时，及时告知班长及施工人员，人员及时撤出危险地点，由班长负责解决好后方可继续作业，严格做到不安全不作业。5、每根金属前探梁使用前探梁吊环数量不得少于3个，吊环必要挂在钢带上，禁止直接挂在钢筋网上或锚杆上。6、人员在作业时必要动作协调一致，互相照顾，人员工作过程中必要保证后退路线畅通。7、暂时支护架设好后，由班长亲自检查，无问题后方可进行其她作业。8、前探梁后串时，末端未与拱部钢筋网连接固定前，前探梁前端人员不得松开前探梁。9、架设前探梁时，禁止迎头做与其无关事情，任何人员不得防碍迎头工作人员。四、钻眼工序管理安全技术办法（一）普通规定1、打眼工必要熟悉并掌握工作面支护参数，班组长先依照巷道中线，将巷道轮廓线画出，依照锚杆布置位置和间、排距画眼。打眼工依照画出眼位打眼，点一种眼，打一种眼。2、打眼前必要对工作面进行三查，一查顶帮围岩状况，敲帮问顶，找落浮石；二查瓦斯浓度；三查支护质量与否符合伙业规程规定；发现问题及时报告班组长，待解决妥善后方可进行作业。3、指眼人员必要严格按照作业规程规定锚杆布置方式和间、排距指眼，发现打眼角度、位置不符时，必要及时纠正或重新打眼。4、打眼工打眼时，必要扣紧衣口、袖口、领口。5、发既有围岩松动，来压或钻孔中有压力水，水量突然增大或出既有害气体等异常现象时，必要停止打眼，钻杆不要拔出，人员撤至安全地点，待解决好后方可恢复工作。6、钻眼中发现零部件设施等有异常现象发生时，必要及时停止钻进进行解决。7、钻头直径应至少比钻杆直径大4mm，锚杆眼钻头直径应为28mm。（二）使用煤电钻安全技术办法1、工作面配备3台煤电钻，1台备用，2台打眼，煤电钻必要有“MA”标志，入井前必要经维修电工检查其防爆性能，确认合格后方可入井使用。维修电工必要每天对煤电钻进行一次检查。2、使用煤电钻前必要进行如下检查：①、综合保护装置与否敏捷可靠，每班接班后必要进行一次检漏实验；②、煤电钻机体有无损坏，螺钉、螺帽及销子等有无松动，后罩电扇与否完好；③、检查开关与否敏捷，转动方向及电动机声音与否正常；④、钻杆与钻头与否扣紧牢固，钻头合金钢有无缺损，钻杆与否弯曲、变形等。3、搬运煤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侧帮，防止人员作业过程中挤压损坏。4、打眼工打眼时，衣口、袖口、领口必要扣紧，禁止戴手套打眼和指眼，指眼时，抱钻人不得触动开关，防止煤电钻突然起动伤人。5、钻进过程中，抱钻人要站稳，不容许上、下、左、右摆动，推力保持均匀一致，匀速钻进，时刻注意观测钻眼状况，及时排出煤（岩）粉，防止夹钎，钻前、钻下禁止站人，防止断钎伤人。6、作业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，否则禁止工作面打眼。7、使用煤电钻打眼时，必要边打眼边用φ20mm软管在眼口浇水进行捕尘。8、指眼人员必要严格按照锚杆布置规定定眼位，发现打眼角度、位置不符时，必要及时纠正或重新打眼。9、钻进过程中发既有煤岩松动，来压或钻孔中有压力水，水量突然增大或出既有害气体等异常现象时，必要停止打眼，钻杆不要拔出，人员撤至安全地点，待解决好后方可恢复工作。10、钻眼中发现煤电钻零部件设施等有异常现象发生时，必要及时停止钻进进行解决.11、打完眼后，拔下钻杆，切断电源，将钻具撤至无淋水、支护完好安全地点，电缆盘放整洁，向放炮员交待打眼状况。12、锚杆眼孔孔深必要与锚杆杆体长度一致，误差0～+50mm；13、禁止带电拖拉煤电钻。（三）使用锚杆钻机安全技术办法1、安全操作规程钻孔前安全检查(1)检查主机操作开关均应处在中间位置；(2)检查风管和水管连接与否对的；(3)检查指定钻孔位置，保证顶板和煤帮稳定，如果不齐全，为防止漏顶，对顶板和煤帮需采用暂时支护；(4)检查指定钻孔位置底板上有无障碍。2、操作与使用钻孔作业：如果钻孔较深需要两次以上完毕时，应按照工艺程序采用两种钻杆，先使用初始钻杆开孔，而后用完毕钻杆进行深孔钻进。(1)空载实验①启动压风开关：主机上各操作手柄放在非工作位置；②支腿空运营：将支腿控制手柄缓慢转到升位置，支腿各级油缸应顺利伸出，转到降位置，各级油缸应顺利缩回；③压风接入运营：压下回转马达控制手柄，钻杆接头应具备由慢到快可控运转，同步转动支腿控制手柄，两者复合动作应互不干涉且运营灵活；④冷却：转动冷却水控制开关，钻杆拱部应有水流出。(2)定孔位：空载实验正常后，将六方钻杆插入钻杆接头六方孔内，将压风控制手柄缓慢压下，让钻杆慢速转动（或不进行此项操作而让钻杆先顶住顶板），将推动机构控制手柄转动一种较小角度，让支腿慢速上升，让钻头与顶板接触，将压风控制手柄压下，钻进约100mm后完毕钻孔定位；(3)钻孔：孔位定好后，打开水阀，回转马达全速回转，依照岩石硬度，调节推动机构控制手柄转角大小（即变化推力大小），使推力与回转扭距达到最佳配合实现高效钻进；(4)接钻杆：第一根钻杆结束后关闭水阀，钻杆在回转状态下，将推动机构控制手柄向相反方向转动，支腿回落，钻杆从孔内拉出，将完毕钻杆插入孔内并与开始钻杆对接后继续钻进；(5)冲洗孔：钻孔达到规定深度后，在保持钻杆回转及供水不间断状况下，使支腿慢慢回落，以冲掉孔内残留岩粉；(6)供水：钻进过程中冲洗水压力应在（0.6～1.14）Mpa，且水质无泥沙。3、钻进中安全注意事项(1)钻机旋转时，不能用手触摸旋转钻杆，操作时站立姿势对的，不容许单手操作；(2)开孔时支腿不能伸出太快及使用过大推力，否则会使钻杆变形折断或钻头损坏；(3)钻机突然加载时，操纵臂会向某一方向摆动，操作者应保持对的站位，以防扭伤；(4)进行锚杆安装时，回转半径内禁止无关人员逗留。五、装药工序管理安全技术办法1、工作面装药由爆破工和班组长担任，其她人员禁止操作。2、装药前，必要对工作面进行敲帮问顶找净活矸浮石，保证安全后方可装药，在装药过程中，还要随时注意观测工作地点顶帮变化状况，有问题要及时解决完后方可继续装药。3、装药时应一手持炮棍，一手握住脚线，将药卷缓缓推入眼底即可，禁止用力冲撞捣实。4、每装好一种炮眼，要随时将脚线扭结成短路并放在炮眼口悬空，禁止脚线末端与其她物体相接触。5、爆破前，必要对工作面及其附近进行洒水降尘工作，并且严格执行“一炮三检”制。“一炮三检”由安检员携带瓦斯检测仪在每次装药前、爆破前、爆破后检查装药爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度，超过规定期，禁止装药爆破。6、工作面有下列状况之一时，禁止装药爆破。①支护不齐全，装药爆破地点有空顶空帮现象时。②装药地点附近20米范畴内风流中瓦斯浓度达到1％时。③煤岩尘堆积飞扬，没有洒水降尘。④炮眼内发现异状，温度走骤高骤低，炮眼浮现塌陷裂缝有压力水瓦斯突增等。⑤局扇停止运转或工作面风量局限性时。⑥炮眼深度、角度、位置不符合规定期。⑦装药地点有片帮冒顶危险及瞎炮末解决完毕时。7、装药炮眼必要使用炮泥封堵，禁止用块状或可燃性材料充填炮泥，封泥长度不不大于1米。六、爆破安全技术办法1、爆破工必要经专业培训，考试合格后持有特种作业证后方可上岗操作，禁止无证人员操作。2、开工前所有爆破人员，涉及爆破、送药、装药人员，必要熟悉爆炸材料性能和本规程规定，电雷管必要由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其她人员运送。3、爆破材料运至工作地点后应分别存储在木制管、药箱内加锁保管，钥匙由爆破工随身携带，管、药箱之间距离不不大于20米，并放在爆破警戒线以外顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体地方。4、装配引药必要在顶板完好，支护完整避开电气设备和导电体炮药箱附近进行，禁止坐在炮药箱上装配引药，引药应与当时炮眼数量一致，工作过程中禁止雷管受到冲击震动，从成束电雷管中抽取单个电雷管时先顺好脚线，再握住雷管用手指抓住脚线抽出雷管，药卷顶部（非聚能穴）用竹签捅一种孔，插入电雷管，之后应将脚线在药卷上整洁缠绕，并将脚线末端扭结成短路。5、爆破前，必要对工作面及其附近进行洒水降尘工作，并且严格执行“一炮三检”制。“一炮三检”由安检员携带瓦斯检测仪在每次装药前、爆破前、爆破后检查装药爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度，超过规定期，禁止装药爆破。6、爆破前必要在所有通向爆破地点巷道内设好警戒，警戒点必要设立警戒绳、警戒牌和警戒哨。①由班组长亲自安排设立警戒和解除警戒。②爆破前，工作面所有人员都必要撤至警戒线以外安全地点。③班组长清点人数无误并确认巷道内所有人员撤出后方可下达放炮命令。eq\o\ac(○,4)班组长下达放炮命令、撤除警戒命令必要亲自传达，禁止其她人员代传或者使用电话联系。7、爆破时，爆破工必要发出三声爆破信号再至少等5秒后方可起爆。8、爆破工接到班组长下达放炮命令后，方可将母线与放炮器相连进行充电放炮。9、爆破后，将母线扭接成短路，拔下放炮器钥匙，由爆破工随身携带，不得转交她人并把放炮器保管好，待15分钟后方可入内作业。10、通电后若没有起爆，爆破工必要取下放炮母线，扭结成短路，至少再等15分钟，方可沿途检查拒爆因素。11、检查解决瞎炮或重新联线放炮时，必要至少有两人以上,在班组长指引下进行，并在观测顶帮处活矸浮石，方可操作。12、解决拒爆、残暴时，必要在班组长指引下进行，必要在当班解决完毕。解决拒爆时，必要遵守下列规定：①由于连线不良导致拒爆，可重新连线起爆。②在距拒爆炮眼0.3m以外平行打眼，重新装药起爆。③禁止用镐刨或从炮眼中取出原放置起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。无论有无残存炸药禁止将炮眼残底继续加深；禁止用打眼办法往外掏药。④解决拒爆炮眼爆炸后，爆破工必要详细检查炸落煤、矸、收集未爆电雷管。⑤在拒爆解决完毕此前，禁止在该地点进行与解决拒爆无关工作。13、爆破结束后，爆破工要报告班组长，由班组长宣布解除警戒之后，人员方可入内作业。14、装药炮眼必要当班放完，遇有特殊状况时，放炮员必要现场向下一班爆破工及班组长交待清晰。15、当班剩余炸药、雷管必要及时交回火药库。七、“一炮三检”及“三人连锁爆破”制度1、“一炮三检”制度1）放炮作业必要严格执行“一炮三检”制度，即装药前、放炮前、放炮后必要对放炮地点附近20米范畴内回风流中瓦斯浓度进行检查。若瓦斯浓度超过1％时，禁止装药放炮。2）当班巡回安检员必要按照瓦斯检查制度对爆破地点进行瓦斯检查，检查次数每班不少于2次。同步，将每次检查成果及时填写牌板，并告知班组长、放炮员。3）放炮地点必要由当班瓦检员在装药前、放炮后检查放炮地点附近瓦斯浓度进行检查，确认安全后告知放炮员进行放炮作业。2、“三人连锁放炮”制度1）“三人连锁放炮”三人详细为班组长、瓦检员和放炮员。2）当班放炮员必要持“放炮警戒”牌，班组长必要持“瓦斯检查”牌，安检员必要持“容许放炮牌”。拿牌人员必要管好自己所持牌子，并核对牌子内容，防止拿错，牌子不得交给她人保管或由她人转交。“三人连锁放炮”实行交牌制，按下列程序进行爆破作业。瓦检员班组长放炮员瓦检员班组长放炮员携带“瓦斯检查牌携带“瓦斯检查牌”交携带“放炮警戒牌”交携带携带容许“放炮牌”交阐明：放炮员接到“容许放炮牌”后方可进行放炮，放炮结束后“三牌”各归原主。4）“三人连锁放炮”详细作业程序：=1\*GB3①放炮员在检查雷管脚线连接工作精确无误后，将“放炮警戒牌”交给班组长；=2\*GB3②班组长接到“放炮警戒牌”后，认真检查顶板、支护、风量、工具、设备、洒水等放炮准备工作，经检查解决，确认放炮准备工作无误，达到放炮条件时，组织人员撤离到规定安全地点待避，派专人在也许进入爆破地点及附近所有通路上，按《作业规程》规定设立警戒。班组长必要清点人数，确认无误后，方准下达放炮命令，=3\*GB3③瓦检员接到“瓦斯检查牌”后，对爆破地点20m以内风流中瓦斯浓度进行检查，将检查成果及时记录到《“一炮三检”手册》上瓦斯浓度超过规定期，禁止进行爆破作业，撤出人员并报告调度室。回风流瓦斯浓度在1％如下，没有明显煤尘飞扬，符合放炮规定后，安检员方可将自己携带“容许放炮牌”交给放炮员；=4\*GB3④放炮员接到“容许放炮牌”，才容许将放炮母线与连接线连接，最后离开爆破地点，按作业规程规定位置和距离，到指定地点发出放炮警号后进行放炮；=5\*GB3⑤放炮后，待炮烟吹净（CO浓度降到24ppm如下），放炮员、班组长、瓦检员“三人”共同巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、瞎炮、残爆等状况后，安检员必要对放炮地点瓦斯进行检查，如有危险状况，必要及时解决，确认安全，方可由班组长解除警戒，恢复工作面工作；=6\*GB3⑥放炮工作结束，三牌各归原主。八、暂时支护安全技术办法1、每次爆破完毕后,敲帮问顶先把顶帮活矸浮石找净,人员必要站在可靠支护顶网下，用2.5米长钻杆，打出前探梁安装孔,打安装孔时,必要设专人观测顶板变化状况,发现问题及时解决,严格做到不安全不打眼。2.前探梁前端必要插入到安装孔中，深度不得不大于500mm，禁止前探梁眼打在伞檐上或眼深不够。3、前探梁暂时支护最大控顶距2700mm，暂时支护要紧跟迎头，禁止空顶作业。4、使用三根前探梁，每根前探梁使用前探梁固定卡子数量不得少于2个。5、暂时支护前探梁使用必要规范。禁止少用前探梁或前探梁吊环，前探梁吊环必要挂在锚杆外露端头上，并用螺母上紧，螺母上好之后，锚杆头露出螺母丝扣不得不大于3扣，禁止直接挂在钢筋网上。九、铺网（挂网）安全技术办法1．铺网前,敲帮问顶工作必要彻底,将易脱落或松动煤岩块及时找下。2．铺设网子规格尺寸必要符合设计规定,禁止使用劣质钢筋网。3．及时架设前探梁,将钢筋网置于前探梁之上,前探梁窜入迎头,使用木板和木楔将其刹紧背牢，禁止铺设钢筋网时空顶作业。4．网子要紧贴岩面,网子上无浮矸,顶板钢筋网长边对接,短边搭接，两帮钢筋网与拱部肩窝钢筋网搭接100mm，两帮钢筋网之间对接。5．使用14#铅丝300mm长对折，,双丝单扣,每扣拧紧限度不不大于3圈，做到钢筋网扣扣相连。6．铺设网子时,规定拱部网子要铺到两肩窝。十、清碴工安全技术办法1．清理耙岩机两侧散碴时，一方面检查清碴地点两帮支护状况，发现问题及时解决解决，解决好后，方可作业。2．在清碴过程中，清碴人员要注意观测，眼随着锹走，防止铁锹碰上机械转动部位。3．耙岩机运转时，禁止人员清理耙斗两侧洒碴，必要在耙斗机停机后方可清理。4．在清碴过程中，发现岩渣中有支护材料时必要及时捡出来。5．在装碴时，发既有大块岩石时，必要破碎方可装入皮带。十一、使用锚杆拉力计安全技术办法使用锚杆支护巷道，必要按照《煤矿安全规程》规定进行锚杆拉力测试。1、使用锚杆拉力计测试人员必要理解锚杆拉力计构造、用法，和安全注意事项。2、每次使用前必要仔细检查锚杆拉力计完好状况，确认安全可靠后方可使用。油钢油量局限性、接头松动不密封有漏油现象、阀门失效、压杆弯曲、密封件损坏、油管漏油、拉力杆弯曲变形、拉力杆末端螺纹滑扣、伸缩部损坏等状况时禁止使用。3、做拉力实验时必要有两人进行，一人操作，一人观测巷道顶帮、锚杆变化状况以及周边状况，确认安全可靠后方可进行测试工作。4、每次进行拉力实验时，对所拉锚杆必要进行选取，保证锚杆外露长度足够，托板平整，防止外露长度不够导致拉力杆滑扣或伸缩部掉下伤人。5、进行拉力实验时，如果油管长度不够时，必要选取高度够地方进行实验，禁止放在搭接物上进行拉力实验。6、进行拉力实验前，必要将锚杆螺母拧紧，将锚杆拉力计拉力杆拧在锚杆外露某些上，并调好连接长度（拧在上面长度），保证拉力杆套上伸缩部后拉力杆末端螺纹某些，并可以至少带满一种螺母，防止带扣过少，拉力过大螺母蹦出或滑丝伤人，如果余出较多则上两个螺母。7、作实验前必要检查锚杆螺纹与否合格，螺纹不合格锚杆禁止做拉力测试。8、做拉力实验人员应站在锚杆拉力计侧面安全地方，禁止站在拉力计正下方或正前方。9、做锚杆拉力实验期间，锚杆拉力计周边5m范畴内，不得有与测试无关人员。10、做拉力实验时凡是影响拉力测试工作必要停止（如打眼、装渣等），等拉力实验结束后来方可作业。11、做拉力实验人员必要在有永久支护安全条件下进行，禁止空顶作业。12、做拉力测试时，测试人员用力要均匀，速度要慢、禁止用力过猛或迅速压动压杆，导致拉力计接头断开或密封件损坏、拉力计滑扣掉下等现象。13、做拉力测试时，测试人员一方面要拧紧卸载阀，然后再压动压杆，压动压杆时要一边压动压力杆，一边观测拉力计压力表，看压力表指针与否变化，如果指针变化表白拉力计工作正常，如果指针不变化或没有达到规定拉力而刻度不在上升同步拉力计伸缩部随着压动杆压动而伸出，则表白表白锚杆安装不合格被拉出。14、拉力计工作正常时，当指针达到或超过规定锚固力而锚杆没有拉出，则表白锚杆锚固力符合规定，此时停止拉拔，松动卸载阀卸载。否则不合格，对于不合格必要及时补打锚杆，并增长抽样，如果依然不合格必要整批逐根检测，并进行解决。15、做测试实验时，要掌握拉力计伸缩部活塞最大行程，从而控制拉力杆末端螺母位置，避免活塞行程超过最大行程时对锚杆没有形成拉力，导致拉力计拉杆与套筒之间自拉，损坏拉力计或拉紧某些拉坏脱落伤人。16、拉力实验结束后，应先松动卸载阀释放压力，然后缩回连接套取下油管，再一手抓住伸缩部一手松动拉杆末端螺母，螺母拧下，拧下螺母后一手抓住伸缩部一手抓住套筒，防止掉下。17、松动螺母使用扳手操作时人员要站稳且用力恰当。18、锚杆拉力计受力方向必要与锚杆安装中线相一致。19、锚杆抗拔实验，每300根锚杆或300根如下，取样不少于1组，每组不少于3根，设计或材料变更，应另取一组。班班由验收员对当班支护锚杆进行拉力检查。第四章劳动生产组织第一节循环作业方式基岩段采用“三八”作业循环方式，掘进循环进尺2.0米，每班循环1次，日进尺4.0米，正规循环率90%，月进尺110米。第二节劳动组织形式该工程采用“三八”制循环作业方式，两掘一喷，每班工作八小时,且喷浆班喷浆安排在早班进行。掘进班每班完毕掘支单行作业一次，日循环两次。此外早班安排一种电钳工班工对工作面机械设备及电气设备进行检修维护，对供水、压风管路进行维护并延接；安排一种下料班向工作面运送材料、回收设备和其她物料。工人月平均出勤26天。掘进班组岗位工种：耙岩机司机、巷道掘砌工、爆破工；辅助工种：维修电工、维修钳工、主提高机司机、信号工（兼物料运送工）等工种。劳动组织构造图掘进队长掘进队长技术员技术员副队长副队长维修钳工维修电工喷浆机司机耙岩机机司机打眼支护工爆破工清渣工物料运送工维修钳工维修电工喷浆机司机耙岩机机司机打眼支护工爆破工清渣工物料运送工第三节掘进循环作业附图：掘进循环作业图表劳动组织人员配备表一管理人员序号职务出勤人数1区队长12副队长13技术员14质检员1共计4二施工人员（一）直接工序号工种出勤人数夜班早班中班共计1班长11132爆破工11133巷道掘砌工444124清渣工44412合计（人）30（二）辅助工序号工种出勤人数夜班早班中班共计1耙岩机司机11132喷浆机司机11133维修电工1113维修钳工11134主提高机司机22265物料运送工22266信号工22267安检员1113合计11111133第五节重要机械设备配备表序号设备名称规格型号单位数量备注1提高机JT-2.5台1基岩使用2暂时绞车JT-1.0台13前卸式箕斗6m个1基岩使用4耙斗机P-90B台2基岩使用5锚杆钻机MDS3120C台26风动凿岩机YT-28台67风镐01－30台68风动煤钻MZ-1.2台69混凝土搅拌机JS-500台110混凝土配料机PLD800型台111自卸汽车8T辆312多级水泵80D30×6台313潜水泵7.5KW台314局部通风机2×15KW台115局部通风机2×30KW台116喷浆机康达牌台217电焊机BX1台218固定压风机DSR-180A/W台219固定压风机DSR-100A/W台120隔爆型真空电磁起动器开关柜QBZ-120台321矿用隔爆型馈电开关DW80-350（200）台322防爆开关QC83-80台723煤电钻综保KSGZ-2.5/0.66B台224矿用隔爆型检漏继电器JY82-3台125信号照明综保BZX-4台2

第六节重要技术经济指标表表3-3重要技术经济指标表序号项目单位数量1巷道总长度m1943.62在册人数人1003出勤人数人854出勤率%845循环进度m2.06日循环次数次27日进度m4.08月进度m按90﹪考虑为110米9工效m/工0.0910螺纹钢锚杆消耗个/m16.311树脂药卷消耗个/m65.212炸药消耗Kg/m17.713雷管消耗个/m37.714砂子Kg/m0.9815水泥Kg/m812.516砂子Kg/m181517碎石Kg/m2960第五章通风系统第一节通风系统及设计（一）、通风方式：通风方式为压入式通风。新鲜风流：地面→井筒→工作面（迎头）。污风风流：工作面（迎头）→井筒→地面。（二）、工作面风量计算1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：Q=100qk式中Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min；100—单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超1﹪或二氧化碳浓度不超1.5﹪换算值；q—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，取0.5，m3/min；k—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀备用风量系数Q1=100×0.5×2=100m32、按炸药使用量计算：式中Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min；S--14.8㎡掘进断面积=14.8㎡A--26.5Kg掘进工作面一次爆破所用最大炸药用量26.5KgL—炮烟稀释长度200米，t—稀释炮烟时间20min,Q2=239.7m33、按人数计算：Q=4×nQ—掘进工作面实际需要风量，m3/min；4—每人每分钟应供应最低风量，m3/min；n—掘进工作面同步工作最多人数，以25人计Q3=4×25=100m34、按局部通风机实际吸风量计算：Q=q局mRQ—掘进工作面实际需要风量，m3/min；q—局局部通风机实际需风量，230～380m3m—同步通风局部通风机台数，1台；R—局部通风机全压工作风阻，Ns2/m8；0.8Q4=（230）380×1×0.8=（184）304m35、按工作面风速验算风量Qmin＝=0.15×60×14.8＝133.2m3/min依照《煤矿安全规程》规定：岩巷掘进最低风速vmin—0.15m/s;S—掘进巷道断面积14.8。=4×60×14.8=3552m3/min依照《煤矿安全规程》规定：岩巷掘进最高风速vmin—4m/s。S—掘进巷道断面积。风量拟定：因Q1、Q3<Qmin不符合规程规定，Qmin<Q2、Q4<Qmax符合《煤矿安全规程》规定。以工作面一次起爆最大使用炸药量时需风量为原则，拟定工作面所需风量为240m3/min。（239.7m3/min＜240m3/min）。（三）局部通风设备、设施选型1、风机选型：依照以上计算，选用风机为：2×15KW，型号为FBDNo-6.0/15×2对旋式风机，其风量为：280～380m3/min，符合工作面风量规定。在井口安设一台2×15KW和一台2×30KW对旋式局部通风机，施工1000m以内巷道用2×15KW即可,超过1000m,用2×30KW.2、风筒选型：前期（1000m前）采用Φ800mm胶皮风筒，双反边接头，压入式向工作面送风；后期（1000m后）工作面浮现供风局限性时，采用Φ1000mm胶皮风筒，双反边接头，压入式向工作面送风。风筒每节L=10m长，双反边接头，风筒按规定吊挂平直，发现漏洞、破口随时修补。风筒口离工作面最大距离依照计算得19.2米，实际取15m即可。局扇使用风瓦电闭锁。四、安全质量原则及规定1、通风机安装符合安全质量原则化规定。2、通风机供电必要使用风电闭锁，停风后自动停电。3、通风机安排专人进行管理，并实行挂牌管理，杜绝无筹划停风，有筹划停风必要有专项通风安全办法。4、工作面迎头风量必要符合本规程规定，禁止浮现欠风现象。附：通风系统示意图第二节瓦斯管理一、按照规定使用瓦斯检测仪和便携式瓦斯报警仪。二、严格执行“风电闭锁和瓦斯电闭锁”制度，保证停风自动停电、瓦斯浓度超限时自动停电。三、定期检查电气设备，消灭电气设备失爆。四、风机必要由专人负责看守，风筒吊挂平直。掘进工作面，不得停风；因检修、停电、故障等因素停风时，必要将人员所有撤至全风压进风流处，并切断电源。在井巷开口向里2米处设栅栏，同步向项目部、筹建处报告，由区队安排专人及时解决。复工时，瓦检员必要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。若瓦检员检查工作面瓦斯浓度超限，必要断电，及时恢复栅栏，由筹建处工程技术科、安调科组织编制排放瓦斯办法，进行排放瓦斯。五、避免无筹划停风，禁止随意停开风机，擅自拆接风筒或扒开风筒作业。六、瓦检员每班必要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1.5％时停止工作面一切工作，撤出人员，切断电源，并向筹建处安调科报告进行解决。第三节安全监测监控系统一、安全监测系统工作原理在巷道内恰当位置安装仪器对巷道内掘进工作面瓦斯浓度，巷道风速、温度进行监测，并通过电缆将数据实时传递到地面集控中心进行分析解决。当工作面瓦斯浓度超限，或巷道内风速、温度等超过范畴时自动采用办法或报警予以警示，地面集控中心值班人员依照状况告知有关部门再进行人工解决。二、安全监测设备布置和原则主斜井井筒工作面掘进期间安全监测系统布置。详细安装位置如下：1、甲烷传感器甲烷传感器垂直悬挂在距离工作面迎头5m内回风侧（风筒对侧）顶板上，距顶板不不不大于300mm，距巷道侧壁不不大于200mm。其工作参数设立为：报警浓度：≥1%。断电浓度：≥1.5%。断电范畴：掘进施工巷道内全负压风流汇合处以里所有非本职安全型电器设备。复电浓度：＜1%。复电范畴：除进风巷道外所有非本职安全型电器设备。传感器与掘进工作面电器设备实现瓦斯电闭锁，断电设备为巷道内所有非本质安全型电器设备（涉及耙斗机、水泵、煤电钻等）。2、风速传感器风速传感器设立在主斜井井筒工作面开口向里50m处，规定先后10m范畴内无任何障碍物。风速传感器限定值为0.25～4m/s。3、温度传感器温度传感器设立在主斜井井筒工作面开口向里50m处，距离顶板100～300mm，规定先后10m范畴内无任何发热电气设备。4、一氧化碳传感器一氧化碳传感器设立在巷道工作面10m处。一氧化碳传感器限定值为＜0.0024%。5、风筒传感器风筒传感器安装在迎头向后第三节风筒内，随工作面掘进向前移动。温度、一氧化碳、甲烷传感器悬挂距顶板不得不不大于300mm，距巷道侧壁不得不大于200mm。附图：主斜井井筒工作面安全监测系统示意图三、安全质量原则及规定1）严格按照规定设立好各传感器，做好瓦斯监测工作。2）监测设备传感器种类、数量、安设位置、信号电缆和电源电缆敷设应当符合有关规定。3）监控设备报警点、断电点、断电浓度、复电浓度、信号遥控等应符合有关规定。4）安全监测设备每月至少校验1次。每7天必要使用原则气体和空气样调校甲烷传感器、便携式瓦斯报警仪各1次。5）地面集控中心应24小时持续工作，设备性能符合规定，有断电状态和馈电状态监测、报警、显示、储存和打印报表功能。6）监测监控设备性能完好，能正常工作。7)跟班队干、班组长、流动电钳工必要随身携带便携式瓦斯报警仪，随时监测工作面瓦斯浓度，当班报警仪必要在下班后及时交回仪器发放室充电。8）报警仪若浮现故障不得在井下随意打开，必要到地面送仪器室修理。第四节防灭火系统一、防灭火系统设计1．重要以水为灭火方式，并配有干粉灭火器、砂子等用于导电设备灭火。2.巷道内防灭火洒水管路与供水管路共用，布置在巷道右帮底板上，管路平直。每隔50m设立一种三通（1寸），每隔100米设立一种阀门。同步工作面配备50m长高压软管2条。二、防灭火设施位置布置和安全质量原则在移动变电站、耙岩机、物品存储点处设立干粉灭火器，并定期检查消防器材完好状况，规定巷道施工过程中严格火源管理。1．在移动变电站处配备沙箱2个（沙箱规格为400×400×500mm）、灭火器2个、消防斧1把、消防锹1把、消防钩1把，消防软管30m以及其她消防器材，并定期检查防火器材与否完好、齐全。2.工作面配电点各配备沙箱2个（沙箱规格为400×400×500mm）、灭火器2个、消防斧1把、消防锹1把、消防钩1把，消防软管30m以及其她消防器材，并定期检查防火器材与否完好、齐全。3．井下不得使用电焊、气焊和喷灯焊接工作，特殊状况下必要制定安全技术办法。4.井下使用润滑油、棉纱、布头和纸等，必要存储在盖严铁桶内。井下用过燃油、棉纱、布头和纸等必要装入铁桶内，并有专人定期送到地面解决，不得乱扔乱放，禁止将剩余油、废油泼洒在巷道或硐室内。5.消防器材必要挂牌管理，并在器材上贴反光材料进行标记。第五节防尘系统一、防尘系统设计巷道掘进防尘办法重要采用：爆破喷雾、装煤（岩）洒水、冲洗巷帮，喷浆使用潮料等。二、防尘设施位置布置和安全质量原则1、供水管沿巷道左帮敷设，距离底板0.3m，管路吊挂必要平直。2、每隔6m设一种管子托架，托架须安插牢固。3、供水管路上每50m设立一种三通,每隔100米设立一种阀门，阀门手柄必要能灵活使用。4、掘进迎头需备有30m软胶管，以便掘进洒水冲洗巷帮。5、使用煤电钻打眼先后必要对顶板及巷帮进行洒水降尘。6、及时清理巷道内浮尘、杂物，巷道内不得有厚度超过2mm，持续长度超过5m粉（煤）尘堆积。7、定期清扫管路、电缆、设备上煤尘，电气设备必要用干燥棉纱擦拭除尘，禁止用湿棉纱擦拭。8、佩戴防尘口罩、毛巾等个体防护用品，加强个体防护。9、测尘合格率达到70％以上。附图：防尘系统图三、防尘设施位置布置和安全质量原则1、巷道内设立完善防尘洒水装置，供水管接到迎头，并正常使用。2、工作面出渣时必要使用喷雾。3、在耙岩机耙煤装入箕斗时，必要打开机头喷雾装置。4、掘进工作面迎头必要配备30m长软管以便掘进时洒水冲洗巷帮。5、使用煤电钻打眼时，使用水管在眼口浇水，洒水降尘。第六节安全技术办法一、局部通风设施（局部通风机、风筒等）管理安全技术办法1、局部通风机必要配备安装同等能力备用局部通风机，并能自动切换。2、正常工作局部通风机必要采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器）供电，专用变压器电源必要引自地面变电所或中央变电所专用回路段。专用变压器最多可向4套不同掘进工作面局部通风机供电。3、备用局部通风机电源必要取自同步带电另一电源（可引自向工作面供电电源侧），当正常工作局部通风机故障时，备用局部通风机能自动启动，保持掘进工作面正常通风。4、正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必要人工启动局部通风机。5、使用局部通风机供风地点必要实行风瓦电闭锁，保证当正常工作局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内所有非本质安全型电气设备电源。正常工作局部通风机故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机通风范畴内应停止工作，排除故障；待故障被排除，恢复到正常工作局部通风后方可恢复工作。6、双风机、双电源自动切换、局部通风机遥控、综保必要由项目部安排专职人员每三天检查一次；每一月至少进行一次甲烷风电闭锁实验，每天应进行一次正常工作局部通风机与备用局部通风机自动切换实验，发现问题及时解决，实验期间不得影响局部通风，实验记录要存档备查。7、掘进工作面通风系统监控必要满足《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规定》规定，风机开停传感器、馈电状态传感器、风筒传感器、瓦斯检测仪器等正常使用，并做到如下规定：1）风机开停传感器应在主、副风机组合式真空磁力起动器负荷侧安装；2）馈电状态传感器安装在主风机馈电开关上。8、掘进工作面，不得停风；因检修、停电、故障等因素停风时，必要将人员所有撤至全风压进风流处，并切断电源。恢复通风前，必要由专职瓦斯检查员检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可由指定人员启动局部通风机。9、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必要一方面检查瓦斯，只有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%，且符合上述第8条启动局部通风机条件时，方可人工启动局部通风机，恢复正常通风。10、必要采用抗静电、阻燃风筒。正常工作局部通风机和备用局部通风机自动切换交叉风筒接头必要采用和风筒配套专用三叉风筒，与局部通风机连接必要牢固可靠。11、局部通风机设备要齐全，吸风口有风罩和整流器，高压部位（涉及电缆接线盒）有衬垫（不漏风）、有消音器，通风机安装在专用风机架上，距地面500mm。12、风筒吊挂必要平直，靠顶靠帮，逢环必挂，不得缺吊，工作面风筒不落地。13、风筒接头严密，无破口、不漏风（手距接头处0.1m处感到不漏风）、无反接头。风筒接头要反压边，高压部位无漏风。14、风筒拐弯处要设收缩弯头或缓慢拐弯，不准拐死弯，异径风筒接头要有过渡节，先大后小，不准花接。15、吊挂风筒选用8＃铅丝，用紧丝钳拉紧，风筒吊环用14＃铅丝，做到环环必吊。16、风筒末端到工作面距离及出风口风量符合本作业规程规定。17、暂时停工地点不得停风，否则必要切断电源，设立栅栏揭示警标，禁止人员入内。18、每月定期检修局部通风机，严格执行检修停风、停电审批制度，保证局部通风机持续运转。19、严格执行《煤矿安全规程》及公司关于“一通三防”其他管理规定。二、瓦斯管