1890煤矿二采区回风斜井作业规程.doc

1890煤矿二采区回风斜井掘进作业规程

第一章 概 况
第一节 编制依据
1890煤矿二采区回风斜井，设计743米（其中表土段40m，基岩段703m）, 为确保施工期间的人员安全与工程质量，特编制《1890煤矿二采区回风斜井掘进作业规程》。
一、根据新疆煤炭设计研究院有限责任公司及1890煤矿设计文件、图纸。
二、《1890煤矿二采区地质报告》。
三、《煤矿安全规程》。（2011版）。
四、《矿山井巷工程施工及验收规范GBJ213-90》。
五、《煤矿井巷工程质量检验评定标准MT5009-94》。
六、《技术操作规程》。
七、《煤矿建设安全规定》。
八、《锚杆喷射混凝土支护技术规范》（GBJ86-85）
九、国家及行业有关的法律、法规。
十、1890煤矿二采区初步设计。
十一、1890煤矿二采区工程招投标文件。
第二节 巷道布置
一、巷道名称
本《作业规程》掘进巷道为1890煤矿二采区工程回风斜井井筒掘进工程。
二、掘进目的及用途
掘进目的：担负1890煤矿二采区回风、人员安全出口等任务。
三、巷道设计长度及服务年限
本巷道设计743米，其中表土段40m，基岩段703m。躲避硐每40m一个，共18个。
服务年限：9.34年。
四、计划开竣工时间
按合同要求和施工计划安排：预计工期12个月，自2014年7月15日开工，预计2015年7月14日竣工。
五、开口位置及施工顺序
1、开口位置：井筒方位270°，倾角15°。井口坐标具体为
X=4762242.708 Y=29544499.878 Z=1839.983。
2、施工顺序：回风斜井井筒总长度为743m，其中表土段40.0m,基岩段703m，，躲避硐18个。按照从上往下一次成型施工。

图1-2-1 巷道平面、剖面示意图
六、中腰线标定
1、开口掘进时，地测人员按工作面设计图及时标定中腰线，并有醒目标记，队组严格按照中腰线施工。
2、激光仪在使用过程中，队组跟班队干每班开工前进行核实，确保中线的正确使用，如发现激光仪中线偏离，及时通知地测科进行调校。
3、激光仪在使用过程中，够100m距离需设置一组检核点，使用最大距离200m。
4、过构造（1米以上断层及无炭柱）时，应标定腰线。
第二章 地面相对位置及水文地质情况
第一节 地面相对位置及临近采区开采情况
一、地面相对位置、地面建筑及水体情况
1890煤矿二采区（上煤组）位于+1700m～+1790m水平，上山开采。开采煤层为1-1、1-2、2-1、2-2、4号煤层，采区南北边界同一采区，采区走向长度约3850m，双翼布置。
回风斜井井筒位于二采区中部。处于工业广场的西南部，该井筒掘进对应地面为荒山，无房屋等地面建筑及山塘水库河流等水体。所以开掘对地面无影响。
二、井下位置及四邻采掘情况
该斜井西北部以6勘探线北西150m留20米保护煤柱为界，东南部以井田境界保护煤柱为界，北部以公路保护煤柱为界，上部以+1800m水平为界，下部+1685m水平为界。根据以往井筒的施工情况看，本井筒施工过程中，无采空区、空巷、积水等情况。
第二节 煤层
1、采区内1-1号、1-2号、2-1号、2-2号、4号煤层为主采煤层。采区内煤层较集中，各煤层间的层间距不大。煤层厚度变化有其规律性。
2、1-1号、1-2号、2-1号、2-2号、4号煤层简介：1-1号煤层厚度0.93～4.52m，平均2.27m。煤层倾角9°-25°。1-2号煤层可采厚度0.70～11.31m，平均2.98m，煤层倾角9°—25°；与下伏2煤层间距5.34～27.25m，平均11.58m。2-1号煤层可采厚度0.72～2.49m，平均1.28m，煤层倾角9°—25°。2-2号煤层可采厚度0.81～10.66m，平均3.71m，煤层倾角9°—25°。与下伏3号煤层间距为22.15～51.69m，平均44.15m。3号煤层与下伏4号煤层间距17.54～44.38m，平均23.79m。4号煤层可采厚度0.73～4.02m，平均1.59m，煤层倾角9°—25°。与下伏一采区5号煤层间距为26.28～56.08m，平均41.28m。

第三节 瓦斯、煤尘、煤层自然倾向性
井田内煤层露头起40m～50m深度范围内为风氧化带，150m以下为瓦斯带，地质报告未提供井田内各煤层瓦斯含量。依据重庆煤科院提供资料，二采区参照+1682m水平运料石门揭露4#煤层的瓦斯涌出量资料，按高瓦斯采区考虑。依据地质报告提供资料，煤尘爆炸指数（Vr）一般在24％～45％左右，扑灭火焰的最低岩粉量在25％～75％之间，井田内各煤层的煤尘均具爆炸性。依据地质报告提供资料，井田各煤层浅部风氧化带内，燃点温度306℃～325℃，自燃指数（T）＝33℃～39.5℃，煤层有自燃发火倾向。风氧化带以下煤层燃点温度381℃～402℃，自燃指数（T）＝9℃～14℃，煤层不易自燃。

第四节 水文地质
根据以往地质勘探资料对矿井水文描述并结合矿井实际采掘情况来看， 一八九〇煤矿二采区即将开采的1-1号、1-2号、2-1号、2-2号、4号煤层。其直接充水含水层为八道湾组含煤岩系裂隙含水层。八道湾组含煤岩系裂隙含水层因其富水性较强可能会对井下安全造成危害；地表水艾维尔沟河的渗漏而成为矿床充水的危险水源。
第四系中等富水性含水层主要分布在河床及河流两岸和支沟的河谷内，含水层主要为Q4的冲洪积层。主沟含水层一般厚度不超过10m，由砂砾石、卵石及漂石组成。支沟水力坡度大，渗透性强，古河床水量不大，此含水层直接受河水补给，含水层水也向河里排泄，成互补关系，此层水及河水是矿区开采的主要隐患。
根据现阶段一八九〇煤矿实际测水资料（一八九〇煤矿最大涌水量300m3/h, 最小涌水量260m3/h,）预计二采区正常涌水量230m3/h。

第三章 井筒布置及支护说明
第一节 井筒布置
一、井筒布置
回风斜井井筒总长度为743m，其中表土段40.0m,基岩段703m，躲避硐18个。井筒倾角15°，方位270°。井口坐标具体为
X=4762242.708 Y=29544499.878 Z=1839.983。
二、井筒断面
（一）表土层
表土层井筒断面为直墙半圆拱形，表土层又分两个断面。（1）斜井口平巷段一长7m，毛宽5800-5300mm，毛高4100-4800mm　，毛断面19.22-23.1㎡。净宽4500mm，净高3500-4250mm。净断面13.80-16.95㎡。（2）斜井口平巷段二长4m，毛宽5800-5300mm，毛高4800mm　，毛断面23.1㎡。净宽4500mm，净高4250mm。净断面16.95㎡。（3）井口斜巷长45.0m，毛宽5800-5300mm mm，毛高4800mm　，毛断面23.1㎡，净宽4500mm，净高4250mm。净断面16.95㎡。混凝土浇筑厚度450-650mm，浇筑混凝土强度C25-C20，底板铺底：砂浆100mm。水沟靠左帮井筒，净宽*净高300×200mm，壁厚100mm。

图3-1-3 表土层断面支护示意图
（二）基岩层
基岩层井筒断面为直墙半圆拱形，毛宽4660mm，毛高4430mm　，毛断面17.12㎡。净宽4500mm，净高4250mm。喷射混凝土浇筑厚度80mm，净断面16.95m²。铺底：混凝土厚度100mm。躲避硐毛宽2100mm，毛高2050mm，深1500mm，毛断面2.74㎡，喷厚50 mm。喷射混凝土强度C20，水沟靠左帮井筒，净宽*净高300×200mm，壁厚100mm。

图3-1-4基岩层断面支护示意图

图3-1-5锚杆分布断面示意图
第二节 矿压监测
监测对象：回风斜井顶板离层。
采用LBY-2型顶板离层仪对回风斜井顶板离层进行监测。
观测方法：掘进30m后，开始布置测站，测站间距100m，共设8个测站。每一个测站设置一个观测断面。用测枪检测断面处底板相对移近量、两帮相对移近量，用MLJ-40（T）拉力计检测顶、帮锚杆锚固力。每个断面巷道正顶安装一个LBY-2顶板离层仪，顶板中间锚杆、顶锚索及两帮中间锚杆分别安装一块MYC-16型锚杆（锚索）压力指示仪，根据掘进巷道顶板压力显示情况，对锚杆、锚索受力及围岩位移每隔3天观测一次，直到巷道施工完毕。
第三节 支护方式
一、临时支护
1、支护方式本巷道使用带帽木点柱及金属前探梁两种临时支护方式。
（1）、顶板完整时，采用带帽木点柱临时支护。其中木点柱采用原木直径300mm，长度4200mm，并“穿鞋戴帽”。木帽规格长度450mm、宽150mm、厚50mm。使用2根木点柱，在未使用木点柱临时支护前，工作面不得进行任何形式其他工作，在使用带帽木点柱临时支护后，必须打锚杆。不得在前探粱临时支护下进行掘进。
（2）、顶板好时，使用金属前探梁作临时支护，前探金属管采用Φ108mm钢管，长度4000mm；吊环用Φ20mm以上圆钢制作，吊环内径130mm，吊环上焊接120×120mm（厚度δ10mm）钢板，钢板中心打孔，孔径根据巷道永久支护的锚杆直径确定。
采用悬吊式前探梁，每根金属管的吊环不得少于2付，锚杆悬吊式前探梁用螺母将吊环固定在工作面已锚固安装好的第一、第三排顶部锚杆上；将金属管穿入吊环中，一端前窜至迎头，上好背板，背板规格为长*宽*厚=1200*150*50mm。用木楔背紧、背牢。
2、支护要求
（1）、炮掘岩巷落渣后，首先敲帮问顶，找掉伪顶及活煤活渣，及时支护木点柱或前移前探梁、铺联网。
（2）、临时支护时间不超过20分钟。
（3）、梁头必须紧贴煤壁，严禁空顶，前探梁与顶板之间必须背紧背牢。
（4）、前探梁长度4m，使用2根前探梁，分别位于左右第一、三根锚杆上。
（5）、混凝土初喷必须紧跟工作面。
3、控顶距离
临时支护控顶距离：顶板完整时为1.8m,顶板不完整时为0.8m。
二、永久支护
1、表土层
（1）、根据施工图设计要求永久支护采用钢筋砼支护，井筒轴向采用φ16mm螺纹钢，横向采用φ12mm螺纹钢，轴向*横向=250*250mm，双层。钢筋砼拱部厚450mm，墙上部厚450mm，墙下部厚650mm,梯形。钢筋砼强度C25。
（2）、表土暗掘段临时支护采用超前探管、锚杆支护，土层稳定性较差时再增加喷砼加强支护。
2、基岩层
（1）、根据施工图设计要求永久支护采用锚网喷支护，喷射砼标号C20，厚度80mm。锚杆体材料为II级螺纹钢锚杆，药卷ck2335型，每孔3卷，锚杆ф18×1800mm，间、排距800×800mm（±100mm）；托盘为Q235钢板120×120 mm，厚8 mm。网片采用Φ6mmQ235钢筋焊接金属网，网的规格为长×宽=1500×1000mm，网格为长×宽=100×100。网搭茬连接，搭接长度不小于100mm，相邻两块网之间要用14#铁丝连接，连接点要均匀布置，间距0.4米。
（2）、支护要求
①、锚喷支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，采用先锚后喷的方式；当围岩稳定性较差时，先把活矸除去，初喷不小于40mm厚的混凝土封闭围岩，待初喷射混凝土初凝后，再打锚杆挂网片，再喷到设计厚度。
②、顶部初喷距迎头不得超过3m，复喷距迎头不得超过30m，初喷厚度为30-40mm，复喷总厚度不低于80mm，洒水养护时间不少于28天。
③喷射混凝土材料：采用32.5普通硅酸盐水泥，砂为中粗砂，石子粒直径5～15mm，将粒径大于15mm的石子控制在15%以下，石子过筛，并用水冲洗干净，喷射混凝土强度等级C20，配比为水泥：砂：石子：水=1：2.15：2.33：0.45；速凝剂掺入量为水泥重量的5%。
第四节 支护工艺
一、锚网喷工艺流程
敲帮问顶→引中腰线→画巷道轮廓线→布置炮眼→打炮眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯→撤人放警戒线→爆破排烟→检查瓦斯→检查爆破效果→洒水灭尘→排险（敲帮问顶）→挂网→支设前探梁→施工顶部锚杆眼→安装顶部锚杆→撤除前探梁→装岩→施工两帮下部锚杆→初喷浆→后复喷。
二、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
打眼前，先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，而后按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合设计尺寸时须先进行处理；拱部锚杆眼采用风动锚杆机进行打眼，柱齿钎头，中空六角钢钎杆，帮部锚杆采用风钻打眼，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15度。锚杆眼深度1750mm，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。
2、安装锚杆
（1）送树脂药卷：穿锚杆眼装入两卷锚固剂，先穿快速锚固剂，后穿慢速锚固剂。在用锚杆慢慢将锚固剂推入孔底。
（2）搅拌锚固剂：用搅拌接头将钻机与锚杆螺母连接起来，然后升起钻机推动锚杆，当钻机升到锚杆托盘顶至岩面时，停止升钻机，搅拌20秒后停机。
（3）紧固锚杆：搅拌停机50秒后再次启动钻机。锚杆螺母在钻机的带动下进行旋转，保证在其锚杆扭矩力不小于80N.m以上，锚杆的拉拔力达到80KN。否则施工时需采用人工将扭矩力增加至80N.m以上。
3、锚杆安装完成后要符合下列要求
（1）锚杆间排距误差为±100mm。
（2）锚杆孔轴向偏差要控制在设计规定的15°以内。
（3）锚杆孔深不得小于杆体有效长度，且不得大于杆体有效长度50mm。
（4）锚杆端部必须推至孔底，外端螺纹露出螺母的长度为10-40mm。
（5）锚杆的孔位、孔深、角度、锚固力符合设计要求。
（6）托盘必须紧贴岩面，螺母拧紧，顶紧力达到设计要求。
三、喷射混凝土
1、准备工作
①检查锚杆安装是否符合设计要求，发现问题及时处理。
②清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不能漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。
③检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。
④喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。
⑤喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。
2、喷射混凝土的工艺要求
喷射顺序为：先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8-1.0m为宜。
采用转PZ-7B型混凝土喷射机，喷射时，喷浆机的供风压力在0.2-0.3Mpa，水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.4-0.5之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少，一次喷射混凝土厚度30-40mm。初喷紧跟迎头，复喷在耙矸机后进行，与迎头平行作业。复喷前必须用高压水重新冲洗受喷面。
开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧扭喷头并将喷口朝下。
3、喷射质量
喷射前必须清洁岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙、赤脚”。
四、规格偏差及质量要求
按本规程第七章“质量技术要求”中要求执行。
第四章 施工工艺
第一节 明槽施工
明槽开挖采用w-50型挖掘机开挖，10.5t自卸汽车排土，两帮按45°放坡。明槽开挖宽度比巷道掘进宽度各增加300mm,明槽开挖结束后用电动冲击夯HC70D夯实基础及底板，开始自下向上进行稳模浇筑。砼强度等级C25,浇筑砼采用20#槽钢作为内外碹毂，内模碹板为钢模板，外模为建筑钢模。以形成整体砼结构，增强其防水性能。喷射砼配合比按砼试块试验通知单进行。
第二节 明槽转暗槽施工
1)进洞：明槽段浇注完毕，在回填前，要在工作面沿掘进轮廓施工顶部超前支护，沿顶部周圈掘进轮廓线，用风钻打眼，然后钉入Ø30钢管，布置间距200 mm，眼深不少于2.5米，钢管长度不少于3米，钉入深度不少于2.5米，后面搭在明槽浇注好的砼顶板上。
每掘进一个循环，必须先按同样方法施工超前顶部支护。
进洞掘进每循环掘进进尺不得大于1.2米，使用风镐、手镐挖掘，局部实在挖不动处，方可放松动炮，掘进到位后，要在顶部支设点柱，然后支设槽钢拱架、挂钢筋网临时支护顶板。
进洞段在超前支护和槽钢拱架保护下，向前掘进3米，然后支设碹骨，支设10米后浇注。
2）进洞以后，表土及基岩风化段以风镐掘进为主，局部土层坚硬时，采用风煤钻或风钻打眼放炮掏槽，风镐扩刷。临时支护采用锚、网、喷和木点柱、钢棚等，根据土层和岩层情况现场确定，施工时在井口备好临时支护材料。
第三节 风化基岩段施工
为加快施工速度，围岩较稳定时，采用普通法爆破，实行短掘短支，多打眼少装药，每炮进尺控制在2.0m以内。暗槽及风化基岩段临时支护采用锚网喷，锚杆为φ18×1800mm螺纹钢锚杆，三花型布置，间排距800×800mm，喷射砼厚50mm。永久支护为砼井壁，每掘进9m浇筑一次，浇筑砼壁厚为450mm。
砼强度等级C20。严格按照砼配合比通知单进行配比下料，添加外加剂。砼对称入模及时振捣，分层厚度不大于300mm,确保施工质量符合要求。
第四节 基岩段施工
基岩段井筒采用斜井机械化作业线，掘支平行作业，实施“三大二光”即大绞车、大挖掘机、大箕斗、光面爆破和激光指向。
一）施工方法
一、施工顺序
交接班→敲帮问顶→打眼→瓦检→装药→设置警戒→瓦检→放炮→瓦检→敲帮问顶→打锚杆眼→支护→出煤矸→进行下一循环→文明生产
工作面采用“三八制”作业，两班掘进一班喷浆。施工过程中要严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制度”。
二、施工方法
1、该巷道掘进方式为炮掘。
2、本巷道采用正台阶法施工，台阶滞后工作面5米，台阶高度为1.3米。施工过程中需严格按中、腰线掘进，施工时要做到边掘巷道边进行锚杆支护。
3、开口采用多打眼、少装药、小进度、多循环的方法。开口断面要符合设计要求。
4、施工过程中，严格按照要求及时做200×300的水沟，并铺设好水槽子。
5、工作面采用人工打眼、装药、爆破，使用扒装机将矸石装至箕斗内，运输至地面。

二）凿岩方式
一、打眼机具
打眼采用YT—28型气腿式凿岩机，风源来自地面压风机房。
二、降尘方法
迎头掘进必须采用湿式打眼、全断面喷雾、各转载点喷雾降尘。定期冲刷巷道积尘，洒水降尘，净化通风等。并加强个体防护，正常佩戴使用好防尘口罩。
三） 爆破作业
掏槽方式为四眼锥形掏槽
1、炸药、雷管：
本巷道使用煤矿许用三级安全乳化防水炸药、煤矿许用毫秒延期电雷管1段、3段、5段。
2、起爆方式：
使用MFB-100型电容式发爆器，采用三次爆破的方式起爆，联线方式为串联联线。
3、爆破方法：
采用分次打眼分次装药分次起爆的方式进行掘进。
4、回风斜井炮眼布置三视图:单位（mm）
（1）图一为巷道掘进时上半部炮眼布置图：
（2）图二为巷道掘进时下半部掏槽及辅助眼炮眼布置图：
（3）图三为巷道掘进时下半部周边眼炮眼布置图：
图一：

图二：

图三：

4、爆破说明
炮眼布置及装药量（上半部） 单位：米

眼号
眼 名
眼
深（米）
装药量
封泥长度
倾角
爆破
顺序
联线
方式
卷/眼
小计
（卷）
小计（kg）

水平
垂直
雷管
段数
爆破顺序
5-8
掏槽眼
2．2
4
16
3.2
0.8
85
90
1段
Ⅰ
串

联
20-24
一圈辅助眼
2
3
15
3.0
0.6
90
90
1段
Ⅰ
33-39，45-59
辅助眼
2
3
66
13.2
0.6
90
90
3段
Ⅱ
68-90
周边眼
2
3
69
13.8
0.6
90
90
5段
Ⅲ
合 计

33.2

炮眼布置及装药量（下半部掏槽眼、辅助眼） 单位：米
眼号
眼 名
眼
深（米）
装药量
封泥长度
倾角
爆破
顺序
联线
方式
卷/眼
小计
（卷）
小计（kg）

水平
垂直
雷管
段数
爆破顺序
1-4
掏槽眼
2.2
4
16
3.2
0.8
85
90
1段
Ⅰ
串

联
8-15
一圈辅助眼
2
3
24
4.8
0.6
90
90
1段
16-19
29-32
44-47
辅助眼
2
3
36
7.2
0.8
85
90
3段
Ⅱ
串

联
25-28
40-43
60-63

辅助眼
2
1.5
36
7.2
0.6
90
90
3段
合 计

22.4

炮眼布置及装药量（下半部周边眼） 单位：米
眼号
眼 名
眼
深（米）
装药量
封泥长度
倾角
爆破
顺序
联线
方式
卷/眼
小计
（卷）
小计（kg）

水平
垂直
雷管
段数
爆破顺序
64-67
91-94
帮眼
2
3
16
3.2
0.6
90
90
1段
Ⅰ
96-104
底眼
2
3
27
5.4
0.6
90
90
3段
Ⅱ
合 计

8.6

第五节表4-4-3回风斜井井筒预期爆破效果
序号
爆破指标
单位
数量
1
炮眼利用率
%
80
2
每循环进尺
m
1.6
3
每循环爆破实体岩石量
M3
36.62
4
每循环炸药消耗量
Kg
64.4
5
单位原岩炸药消耗量
Kg/M3
1.65
6
每循环雷管消耗量
个
104
7
单位原岩雷管消耗量
个/M3
2.86
8
每循环炮眼长度
M
209
爆破施工工艺
施工采用全断面分次爆破掘进中深爆破和“三八”制施工。
1 、找线定眼：按中线、顶板，找出巷道起拱线及井筒中心线，画出巷道轮廓线，由班长、验收员依据爆破图表要求点出眼位，并用自喷漆做出明确标记。
2 、打眼：打眼时要严格按照要求施工，严格执行一包（包机）、二定（定人，定位）、一坚持（坚持湿式凿岩）、五不准（无措施不准施工，无爆破图表不准画线，不画线不准点眼，不点眼不准开钻，钻孔质量不合格不准装药）制度。操作人员必须集中精力，打出的炮眼要做到准、平、齐，眼底要落在同一平面上。
3、 装药：采用正向装药结构。钻眼工作结束后，撤出钻眼机具，掩护好不能撤出的机具，切断电源，用扫眼器将炮眼内的岩粉、积水吹干净，由班长协助放炮员及其它熟悉爆破工作的人员进行装药，其他人员撤至距离爆破地点100m以外的躲避硐内。装药时用木质炮棍轻轻将药卷送入眼底，药卷之间要连续密实，并用炮泥封实，封泥长度不得小于500mm。
4、 连线：采用串联的连线方式。
5、放炮警戒时，必须按照警戒示意图的警戒线警戒，并由警戒人挂警戒牌。警戒时间和地点，必须由跟班班、队长安排专人严格执行，并遵守警戒完成和撤销警戒的汇报制度。
6、放炮：连线工作结束后，由放炮员检查连线质量及连线方式，最后由放炮员一人由里向外铺设放炮母线，其他人员撤至安全地点。在警戒完毕后，必须吹哨警戒：一响撤人；二响警戒；三响确认无情况后班长清点当班人数无误方可下达放炮命令，放炮员接到放炮命令至少再等5秒钟后方可启动发爆器。如放炮拒爆时，放炮员必须先取下放炮器钥匙，并将母线从电源上摘下，扭结成短路，再等30分钟后方可沿线检查，找出不响原因，处理后重新放炮。
7、炮烟散尽后，在距放炮时间不少于30分钟之后，由放炮员、班长首先进入放炮地点，检查围岩、拒爆、残爆等情况，确认无危险后，通知其他人员进入工作面。
8、 敲帮问顶：放炮完毕后，要由有经验的老工人由外向里将危岩处理掉，在处理危岩时，其他人员不准进入工作面，确认无危险后，方准其他人员进入工作面。

图4-5-7巷道放炮装药方式图

第六节 装、运岩（矸）方式
一、装岩（矸）方式
工作面矸石由矿用履带扒矸机装入箕斗。
二、运输方式
采用6m³箕斗配2.0m绞车斜井提升出井后，自动前卸式箕斗翻入卸矸场地，由汽车运矸石到排矸场。
第七节 躲避硐、附属工程的施工
按照《煤矿安全规程》规定，斜井每隔40m设置一躲避硐室，硐室净深1.5m，净宽2.0m，净高2.0m。躲避硐随巷道的掘进同时掘出。
井筒喷射完毕后，开始混凝土铺底及水沟砌筑等附属工程施工，地面集中搅拌站搅拌砼。
第八节 管线及轨道铺设
一、管路、电缆
在掘进施工中所敷设的临时风水管路、均应安在巷道的右帮。吊挂牢固整齐。接口严密。距迎头20m范围内使用胶管。20m外使用铁管。
电缆按监测、通讯、信号、低压、高压顺序自上向下分档吊挂在巷道左帮，垂度不超过50mm。高压、低压电缆之间距离不小于50mm。
二、临时铺轨
临时轨道采用30kg/m轨型，轨距900mm,木轨枕，间距700mm。
铺设质量符合质量标准要求。
表4-8-4 工作面机具配备情况表
序号
设备工具名称
型号规格
功率
单位
数量
备注
1
喷浆机
PZ-7B
7.5KW
台
2

2
风钻
YTP-28

台
5

3
锚杆机
MQT-130J

台
2
备用一台
4
履带扒岩机
120/55
55KW
台
1

5
对旋式局扇
FBDNo6.3/2*30
2×30W
台
2

第九节 测量
斜井施工中项目部采用经纬仪给定中、腰线，每50m由矿方测量人员校验一次中腰线，控制导线距工作面不超过50m。100 m以后安设激光指向仪指向，安装激光指向仪以后，控制导线距工作面不超过100m。根据激光确定中腰线，并要定期校验激光指向仪。
第十节 水沟施工
砌水沟时要先按中、腰线将规格尺寸挖至设计要求，然后支模，支设模板时按中、腰线支设，尺寸必须符合设计要求，水沟要先抹底再浇壁，底厚100mm，壁厚100mm。
第十一节 巷道铺底
巷道铺底厚度为100mm，混凝土强度为C20。
第五章 劳动组织及主要技术经济指标
第一节 劳动组织
采用每天“三班”制作业方式（一天三班，每班8小时）组织生产，每天二个循环，每循环有效进尺1.6米。
劳动力组织表、技术经济指标表、作业循环图表如下：
表5-1-5 劳动力组织表
序号
工种
工作面出勤人数
总计
一班
二班
三班
1
班长
3
1
1
1
2
打眼工(兼支护)
16
打眼工8
打眼工8

3
喷射砼、出矸工
23
8
8
7
4
瓦检员
3
1
1
1
5
放炮员
3
1
1
1

总计
48
19
19
10
第二节 循环作业
为保证正规循环作业，迎头施工根据劳动组织配备人员，合理安排工序，尽量做到交叉平行作业，充分利用工作时间，提高工时利用。
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，以充分利用工作时间，提高工时利用率。
（见图5-2-6 正规循环作业图表）

116
-

第三节 主要技术经济指标表

表5-3-7主要技术经济指标表
名称
指标
名称
指标
日进度
3.2米
月进度
80m
日工效率
0.06米/日*工
直接工
48
每循环进度
1.6
树脂锚固剂
39卷/米
日循环次数
2
螺纹钢锚杆
13根/米
月循环天数
28
循环率
93%

第六章 生产系统
第一节 通风系统
一、通风方式
工作面采用局部通风机压入式通风。
二、风量计算及局扇选型
1、掘进工作面实际需要风量
1）按CH4涌出量计算
Q掘=100qk
式中:
Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；
q ——掘进工作面的CH4绝对涌出量，矿井绝对CH4涌出量为1.0m3/min。
K——掘进工作面通风系数,取1.6。
则：
Q掘=100×1×1.6=160m3/min

2）按CO2涌出量计算
Q掘=100qK/1.5
式中:
Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；
q ——掘进工作面的绝对CO2涌出量, 矿井绝对CO2涌出量为0.8m3/min。
K——掘进工作面通风系数,取1.6。
则：
Q掘=100×0.8×1.6÷1.5=85.33m3/min
3）按人数计算：
Q采=4N
式中：
N——掘进工作面同时工作的最多人数，N=20人。
Q采=4×20=80m3/min
4）按炸药使用量计算
Q掘=25A
＝25*15
＝375 m3/min　　 　　 　
式中：A药——一次爆破炸药最大用量，Kg。
5）按风速进行验算
岩巷掘进工作面的风量应满足：
60×0.15×S掘≤ Q掘≤60×4×S掘
式中:
Q掘——掘进工作面实际风量，m3/s；
S掘----掘进工作面巷道过风断面积 m2；
Q掘=60×0.15×16.95=152.55m3/min
Q掘=60×4×16.95=4068m3/min
2、局部通风机选型
①局部通风机工作风量计算
Q扇≥ Q掘×P ＝375× 1.17＝438.7 m3/min 　　　　　　　
式中：Q扇——局部通风机工作风量，m3/min；如有实测百米漏风率P100，可按下式计算：
　　　Q扇≥ Q掘/（1- L× P100/100）
式中： L——风筒长度，m；
P——局部通风机供风巷道风筒漏风系数，
柔性风筒应按下式计算：
P=1/（1-nL接）， P＝1/（1-74*0.002）＝1.17 　　　　　　　
式中：n——风筒接头数；
L接——一个接头漏风率。反压边连接时，L接=0.002～0.006（煤巷取小值，岩巷取大值）。
②局部通风机工作风压计算
根据掘进工作面设计长度、局部通风机需要工作风量、掘进工作面需要风量、风筒风阻，计算掘进工作面局部通风机工作风压值：
ht ≥Rp×Q扇×Q掘 ＝ 135.4× 438.7×165/3600＝6187 Pa （公式中Q扇、Q掘的计算单位均为m3/s）　
式中：Rp——压入式风筒的总风阻，N.S2/m8 ；如有实测百米风阻值R100，可按下式计算，
ht——压入式局部通风机全风压，Pa；
　　　 Rp＝R100×（L/100），　　　　　　　　　　　　　　　　　　
当无实测资料时，应按下式计算。
Rp＝6.5α×L/（d5）×ζ ＝6.5×0.0032×800/ （0.85）× 3 ＝135.4
式中：α——风筒摩擦阻力系数（无实测资料时可参用表5），N.S2/m4；
L——风筒长度，m；
d——风筒直径，m；
根据风压风量计算经查表验证FBD7.5/2×45型局部通风机吸风量在450-890 m3/min，风压在850-7000Pa能满足该工作面需求。
根据以上验算，选择FBDNo7.5/2*45型对旋式扇风机2台(一台备用)，能满足风量及风压要求，同时具备双电源，且两台风机能自动切换。
⑥局扇位置 ：局扇安装地面距井口15m处。
三、通风系统
新鲜风： 地面（局扇）→ 回风斜井井筒（风筒）→工作面。
乏 风：工作面→回风斜井井筒→地面。
四、局部通风机安装要求
1）风机必须放在风机托架上。
2）风机开关必须上架，风筒出风口与工作面的距离不大于10m。
3）局部通风机必须挂牌管理，专人负责，严格执行“三专两闭锁”管理（风电闭锁、瓦斯电闭锁）。就是风机停止运转时对工作面迎头的扒矸机,或喷射机都要断电.如果瓦斯超过1.2%,对工作面迎头所有非本质安全型电气设备必须停电，并撤出所有人员，采取措施进行处理。
4）风筒（φ800mm）吊挂在井筒的右帮,不低于1.5m的位置，并且要求逢环必挂，达到平、稳、直，不出现拐急弯现象。
5）风筒接口要严密不漏风。
6）必须保证风机24小时连续运转，不准无故停电、停风。

图6-1-8巷道通风示意图
五、通风措施
1、掘进工作面采用局部通风机压入式通风。通风机和启动装置必须安装在距回风口不小于15m处,要放稳垫平，固定牢固。通风机要安设消音器减少噪音。
2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，矿车和支架不得磨擦挤压风筒，岩巷时风筒口距迎头不大于10m，半煤巷与煤巷时风筒口距迎头不大于5m，以保证迎头有足够的风量。局部通风机距离工作面在500-1000m时，风筒漏风率不得超过在3%。
3、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，局部通风机自动停电时，要撤出全部人员，待查明原因，确认安全后再启动。
4、使用局部通风机的掘进工作面，不得停风；因检修，停电、因故停止运转等原因停风时，必须将人员全部撤出。
5、局部通风机必须使用三专、两闭锁。局部通风机必须具备双风机、双电源。
6、风筒口到掘进工作面的距离; 岩巷时风筒口距迎头不大于10m，半煤巷与煤巷时风筒口距迎头不大于5m，风筒要吊挂平直，不出现死弯或被挤压，不出现跑漏风现象，工作面风筒不落地，保证掘进工作面有足够的风量。
7、每10天至少进行一次甲烷风电闭锁试验，每天进行一次正常工作的局部通风机与备用风机自动切换试验，试验期间不得影响局部正常通风，试验记录存档备查。
8、正常工作和备用局部通风机均停电停止运转后，当电源恢复时，正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工开启局部通风机。
9、局部通风机和掘进工作面的电气设备，必须装有风电闭锁装置。当局部通风机停止运转时，能立即自动切断局部通风机供风巷道中的 一切电源。掘进工作面应装两闭锁(风电闭锁和瓦斯电闭锁)设施，当局部通风机停止运转或掘进巷道瓦斯超限时，能立即自动切断局部通风机供风巷道中的一切电源。
10、掘进工作面应安设瓦斯自动检测报警断电装置。
11、局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。任何人不得随意停电停风机，如需检修设备停电停风机时，必须有专人看护，报项目部领导，经批准后方可停电停风机。
12、除放炮检查之外，每班瓦斯检查不得少于2次。
13、工作面瓦斯、二氧化碳浓度的执行标准按相关法律法规及相关措施执行。
14、在达到撤人或停工要求时，必须在相关地点设置