资源描述
1 矿井及设计巷道的情况
煤矿井田走向11.7km，倾向宽5.5~8.6km，井田面积68.8km2。矿井开拓方式为立井多水平分区式开拓，年设计能力为600万t，现正开采一水平。
矿井为低瓦斯矿井，通风方式为中央分区式通风，井下最大涌水量为380m3/h。该矿第一水平运输大巷是为其它巷道服务的，用于运输矸石、煤及工作人员和材料。矚慫润厲钐瘗睞枥庑赖。
通过该大巷的流水量为280m3/h，采用ZK14—9/550架线式电机车牵引3吨矿车运输，该大巷穿过的围岩为中等稳定岩层，岩石坚固性系数f=6~8，大巷需通过的风量为78 m3/s，巷道内敷设一趟直径为200mm的压风管和一趟直径为100mm的水管。该大巷服务年限长，工程质量要求高。该巷道主要用于工作面的运输、通风、排水和行人。聞創沟燴鐺險爱氇谴净。
2 巷道断面设计
某煤矿，井田走向11.7km，倾向宽5.5~8.6km，井田面积68.8km2。矿井开拓方式为立井多水平分区式开拓，年设计能力为600万t，现正开采一水平。矿井为低瓦斯矿井，通风方式为中央分区式通风，井下最大涌水量为380m3/h。该矿第一水平运输大巷是为其它巷道服务的，用于运输矸石、煤及工作人员和材料。通过该大巷的流水量为280m3/h，采用ZK14—9/550架线式电机车牵引3吨矿车运输，该大巷穿过的围岩为中等稳定岩层，岩石坚固性系数f=6~8，大巷需通过的风量为78 m3/s，巷道内敷设一趟直径为200mm的压风管和一趟直径为100mm的水管。该大巷服务年限长，工程质量要求高。该巷道主要用于工作面的运输、通风、排水和行人。残骛楼諍锩瀨濟溆塹籟。
巷道断面设计的基本原则：在满足安全、生产和施工要求的条件下，力求提高断面利用率，取的最佳的经济效果。
2.1 巷道断面的设计依据
2.1.1 巷道名称和用途
某煤矿一水平运输大巷，服务年限大于等于20年，主要服务于整个开采水平的煤炭和辅助运输以及通风、排水和管路敷设。 酽锕极額閉镇桧猪訣锥。
2.1.2 通过巷道的运输设备类型及特征
该大巷采用ZK14—9/550架线式电机车牵引3吨矿车运输。ZK14—9/550架线式电机车长4900mm，宽1335mm，高1550mm；轨距为900mm；3吨矿车轨距900mm。彈贸摄尔霁毙攬砖卤庑。
2.1.3 通过巷道的管线敷设情况、风量大小及排水量大小
巷道内敷设一趟直径为200mm的压风管和一趟直径为100mm的水管。风量为78 m3/s，流水量为280m3/h。謀荞抟箧飆鐸怼类蒋薔。
2.1.4 对巷道坡度的要求
平巷坡度不宜小于0.3%。考虑水沟排水的能力，故选用坡度为0.4%。
2.1.5 其他要求
该大巷穿过中等稳定岩层，岩石坚固性系数f=6~8。矿井开拓方式为立井
多水平分区式开拓，年设计能力，低瓦斯矿井，中央分区式通风。
2.2 巷道断面设计
2.2.1 选择巷道断面形状、支护类型、支护参数
年产600万吨矿井的一水平运输大巷，一般服务年限在20年以上，采用900mm轨距双轨运输的大巷，其尽宽在3.2m以上，又穿过中等稳定岩层，故选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护，半圆拱形断面。树脂锚杆杆体为f18mm螺纹钢，每孔安装两个树脂药卷，锚固长度≥700mm，设计锚杆预紧力≥80kN，锚固力≥80kN。锚杆长度2.0m，呈方形布置，其排距0.80m×0.80m，托板为8mm厚150mm×150mm的方形钢板。喷射混凝土厚T1=100mm，分两次喷射，每次各喷50mm厚。故支护厚度T= T1=100mm。厦礴恳蹒骈時盡继價骚。
2.2.2 确定巷道净断面尺寸
① 确定巷道净宽度B
查《井巷工程》表2.2知ZK14-9/550电机车宽A1=1335 mm，高h=1550 mm；3吨矿车宽1200 mm，高1400 mm。茕桢广鳓鯡选块网羈泪。
根据《煤矿安全规程》[5],巷道人行道宽C=1000mm，非人行道一侧宽a=600 mm，又查表3-1[1]知本巷双轨中线距b=1600 mm，则两电机车之间距离为：鹅娅尽損鹌惨歷茏鴛賴。
1600-（1335/2+1335/2）=265mm﹥200mm
故巷道净宽度：
B=a1+b+c1=（600+1335/2）+1600+（1335/2+1000）
=1267.5+1600+1667.5=4535mm。取4600mm
②确定巷道拱高h0
半圆拱形巷道拱高h0=B/2=4600/2=2300mm，半圆拱半径R=h0=4700/2=2300mm籟丛妈羥为贍偾蛏练淨。
③确定巷道壁高h3
a. 按架线电机车导电弓子要求确定h3
由《井巷工程》表2.5中半圆拱形巷道壁高公式得：
式中:h4-轨面起电机车架线的高度，按《 煤矿安全规程》取h4=2000mm;
hc-道床总高度，按表3-10选30kg/m的钢轨，再查表3-5得hc=410mm,道砟高度hb=220mm;預頌圣鉉儐歲龈讶骅籴。
n-导电弓子距拱璧的安全间距，取n=300mm;
k-导电弓子宽度之半，k=718/2=359mm,取k=360mm;
b1-轨道中线与巷道中线的间距b1=B/2-a1=2300-1267.5=1032.5mm,取1040mm。渗釤呛俨匀谔鱉调硯錦。
故 ：
b.按管道装设要求确定h3
式中:h5-道砟面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取h5=1800mm;
h7-管子悬吊件总高度，取h7=900mm;
m-导电弓子距管子间距，取m=300mm;
D-气压管法兰盘直径，取D=335mm;
b2-轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2-c1=2300-1667.5=632.5mm,取640mm；铙誅卧泻噦圣骋贶頂廡。
故：
mm
c.按人行高度要求确定h3
式中：j为距巷道壁的距离，距墙壁j处的巷道有效高度不小于1800mm，j≥100mm，一般取j=200mm；擁締凤袜备訊顎轮烂蔷。
故 ：
mm
综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h3=1520mm。则巷道高度H=h3-hb+h0=1520-220+2300=3600 mm。贓熱俣阃歲匱阊邺镓騷。
④ 确定巷道净断面面积S和净周长P
由《井巷工程》表2.6得净断面面积: S=B（0.39B+h2）
式中 h2为道碴面以上巷道壁高，h2=h3-hb=1520-220=1300mm。
故：
S=4600×（0.39×4600+1300）=14232400mm=14.23m2
净周长P=2.57B+2h2=2.57×4600+2×1300=14422mm=14.4m。
⑤ 用风速校核巷道净断面面积
查《井巷工程》表2.8，知Vmax=8m/s，已知通过该大巷风量Q=78m3/s，代入下式得：
设计的大巷断面面积、风速没超过规定，可以使用。
⑥选择支护参数
采用锚喷支护，根据巷道净宽4.6m、穿过中等稳定岩层即属Ⅲ类围岩、服务年限大于20年，确定选用锚固可靠、锚固力大的树脂锚杆，杆体为f18mm螺纹钢，每孔安装两个树脂药卷，锚固长度≥700mm，设计锚杆预紧力≥80kN，锚固力≥80kN。锚杆长度2.0m，呈方形布置，其排距0.80m×0.80m，托板为8mm厚150mm×150mm的方形钢板。喷射混凝土厚T1=100mm，分两次喷射，每次各喷50mm厚。故支护厚度T= T1=100mm。坛摶乡囂忏蒌鍥铃氈淚。
⑦选择道床参数
根据巷道已选用30kg/m钢轨，确定其道床参数hc、hb分别为410mm和220mm，道砟面至轨面高度ha=hc-hb=410-220=190mm。采用钢筋混凝土轨枕。蜡變黲癟報伥铉锚鈰赘。
⑧确定巷道掘进断面尺寸
由《井巷工程》表2.6计算公式得：
巷道设计掘进宽度 B1=B+2T=4600+2×100=4800mm。
巷道计算掘进宽度 B2=B1+2δ=4800+2×75=4950mm。
巷道设计掘进高度： H1=H+hb+T=3600+220+100=3920mm。
巷道计算掘进高度： H2=H1+δ=3920+75=3995mm。
巷道设计掘进断面面积： S1=B1（0.39B1+h3）=4800×（0.39×4800+1520）=16281600mm2，取S1=16.28m2。買鲷鴯譖昙膚遙闫撷凄。
巷道计算掘进断面面积： S2=B2（0.39B2+h3）=4950×（0.39×4950+1520）=17079975mm2，取S2=17.08m2。綾镝鯛駕櫬鹕踪韦辚糴。
2.2.3布置巷道内水沟和管缆
已知通过巷道的水量为280m3/h，现采用水沟坡度为0.4%，查《井巷工程》表2.12得：水沟深450mm、水沟宽500mm，水沟净断面面积0.225m2；水沟掘进断面面积0.272 m2，每米水沟盖板用钢筋2.036kg、每米水沟盖板用混凝土0.0323 m3，水沟用混凝土0.152m3。 驅踬髏彦浃绥譎饴憂锦。
管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通讯电缆挂在管子上方，见图2-1。
2.2.4计算巷道掘进工程量和材料消耗量
由《井巷工程》表2.6的计算公式得：
每米巷道拱与墙计算掘进体积 ： V1=S2×1=17.08×1=17.08m3；
每米巷道墙脚计算掘进体积： V3=0.2×（T+δ）×1=0.2×（0.1+0.075）×1=0.04m3；猫虿驢绘燈鮒诛髅貺庑。
每米巷道拱与墙喷射材料消耗：
V2=[1.57（B2-T）T1+2h3T]×1
=[1.57（4.95-0.10）0.10+2×1.52×0.10]×1
=1.065m3；
每米巷道墙脚喷射材料消耗 ： V4=0.2T×1=0.2×0.1×1=0.02m3；
每米巷道喷射材料消耗（不包括损耗）： V=V2+V4=1.065+0.02=1.085m3；
每米巷道锚杆消耗：
式中 P1-为计算锚杆消耗周长, ，P1=1.57B2+2h3=1.57×4.95+2× 1.52=10.81m；锹籁饗迳琐筆襖鸥娅薔。
a、a’-为锚杆间距、排距，a=a’=0.8m。
故 N==16.27(根)
折合重量为：
16.27×［lp×()2ρ］=16.27×［2.00×3.14×()2×7850］=64.96kg
式中 l-锚杆长度,l=2.0m；
d-锚杆直径，d=18mm；
ρ-锚杆材料密度，ρ=7850kg/m3；
由于每根锚杆安装2个树脂药卷，则每米巷道树脂药卷消耗 ：
M=2×N=2×16.27=32.54
每排锚杆数为：N×0.8=16.27×0.8=13.016 取13根；
每排树脂药卷数为：M×0.8=32.54×0.8=26.032 取26支；
每米巷道粉刷面积：Sn=1.57B3+2h2
式中 B3-计算净宽, B3=B2-2T=4.95-2×0.1=4.75m
故 Sn=1.57×4.75+2×1.3=10.0575m2 取Sn=10.1m2
2.2.5绘制巷道道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗量表
根据以上计算结果，按1：50比例绘制出巷道断面施工图，并附上巷道特征表和每米航道工程量及材料消耗量表。構氽頑黉碩饨荠龈话骛。
巷道断面施工图
巷道断面特征表
表2-1
围岩类别
断面面积/m³
设计掘进面积/mm
喷射厚度/mm
锚杆
净周长/m
净面积
设计掘进
宽
高
型式
排列方式
间排距
锚杆长
直径
Ⅲ
14.23
16.28
4800
3920
100
螺纹钢树脂杆
方形
800
1800
18
14.4
每米巷道材料消耗表 表2-2
围岩类型
计算掘进工程量/ m³
锚杆
数量
材料消耗/mm
粉刷面积
/m²
巷道
墙角
喷射材料/m³
锚杆
钢筋/kg
树脂药卷/支
Ⅲ
17.08
0.04
16
1.085
58.90
29.5
10.1
3 巷道施工
3.1 施工方案的确定
因巷道围岩比较稳定，掘进断面大于8 m2，所以确定掘砌作业方式为一次成巷，掘进与永久支护平行作业的方式。采用光面爆破掘进，采用锚喷支护作为永久支护，该掘砌作业方式成巷速度快，可提高约30%左右。輒峄陽檉簖疖網儂號泶。
3.2 凿岩爆破工作
对钻眼爆破工作的要求：爆破后形成的巷道断面、方向和坡度应符合设计要求和《井巷工程施工及验收规范》的要求。爆破岩石的块度要有利于提高装岩生产率。对巷道围岩的震动和破坏要小，以利于巷道维护。爆破单位体积岩石炸药和雷管的消耗量要低，钻眼工作量要小，炮眼利用率要达到85%以上。符合安全施工要求。正确布置工作面炮眼，合理确定爆破参数，选用适宜的炸药。尧侧閆繭絳闕绚勵蜆贅。
3.2.1 凿岩设备和爆破器材的选择
根据巷道所穿过岩层的性质和坚硬程度，凿岩设备选用气腿式凿岩机，采用多台钻机同时作业，以提高掘进速度，缩短钻眼时间。识饒鎂錕缢灩筧嚌俨淒。
因矿井为低瓦斯矿井，故选用煤矿许用乳化炸药。在岩石比较坚硬的岩层段采用粉状乳化炸药。起爆材料选用煤矿许用型电雷管。起爆电源采用防爆型电容式发爆器。电雷管联接方式为串联。采用连续、不耦合、反向起爆的装药结构，采用水炮泥填塞。按照爆破图表的设计顺序全断面一次起爆。凍鈹鋨劳臘锴痫婦胫籴。
3.2.2 爆破参数的确定
① 炮眼直径
根据巷道断面大小，爆破岩石的块度要求和炸药性能及凿岩机的性能综合考虑选用直径32mm的药卷，炮眼直径需比药卷直径大6~8mm,故确定炮眼直径为40mm。恥諤銪灭萦欢煬鞏鹜錦。
② 炮眼深度
当采用气腿式凿岩机时，炮眼直径以1.8~2.5m为宜，用以下公式确定：
式中 l—炮眼深度，m；
L—计划月进度，m；L=120m；
N—每月实际用于掘进工作的天数，30天；
k—正规循环率，即每月实际用于掘进工作的天数与30天之比，一般取k=0.8~0.9；取k=0.85；
n—每日完成掘进循环次数，次；n=2.3次；
h—炮眼利用系数，一般要求≥0.8；取h=0.85；
则 l≥120/30×0.85×0.85×2.3≈2.4，故取l=2.4m
③ 炮眼数目
炮眼数目取决于岩石性质，巷道断面形状和尺寸，炮眼直径和炸药性能等因素。根据单位炸药消耗量可按下式计算：鯊腎鑰诎褳鉀沩懼統庫。
式中 N—炮眼数目；
q—单位炸药消耗量，kg/m3;查表4-2【1】知f=6~8，采用光面爆破掘进的巷道中q=1.35~1.45 kg/m3。取q=1.4kg/m3；硕癘鄴颃诌攆檸攜驤蔹。
S—巷道掘进断面积，m2；由2.2.3中知S=S2=17.08m2
m—每个药卷长度，m；m=0.235m；
a—装药系数，即装药长度与炮眼长度之比，一般取0.5左右；
P—每个药卷的重量，kg；P=0.15kg；
h—炮眼利用系数；取h=0.85；
故 N=1.4×17.08×0.235×0.85/0.5×0.15=63.68，取N=64个。
④ 单位炸药消耗量
单位炸药消耗量是指爆破1.0m3实体岩石所需要的炸药量。查表4-2[1]可得q=1.35~1.45kg/m3之间，现取q=1.40kg/m3。阌擻輳嬪諫迁择楨秘騖。
3.2.3 凿岩爆破作业
采用YT-26式气腿式凿岩机[3],冲击频率2600次/min，重量50kg。多台气腿式凿岩机同时作业，提高掘进速度，缩短钻眼时间。采用光面爆破掘进。氬嚕躑竄贸恳彈瀘颔澩。
3.2.4 爆破图表及技术经济指标
爆破原始条件
序号
名称
单位
数量
1
设计掘进断面
㎡
12.95
2
岩石坚固性系数f
2～3
3
工作面瓦斯情况
％
低瓦斯
4
工作面涌水情况
/h
320
5
炸药和雷管类型
乳化炸药
8号雷管
表3-2
预期爆破效果
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
％
90
每米巷道炸药消耗量
㎏/
16.28
循环进尺
m
2.25
每循环炮眼总长
m/循环
119
每循环爆破实体岩石
30.4
每立方米岩石雷管消耗量
个/
1.72
炸药消耗量
㎏/
1.15
每米巷道雷管消耗量
个/m
50
表3-3
3.3 装岩与调车
根据设计巷道的断面尺寸及岩石坚硬程度，考虑每循环爆破实体岩石，选择装岩机械为ZLC-60侧卸式铲斗装岩机，生产能力90m3/h，铲斗容积0.6m3，长度4250mm,宽度1800mm，高度2100mm，工作时最大高度2950mm，卸载高度1300mm，行走机构为履带，动力为电动，设备总功率52kw，质量7430kg。釷鹆資贏車贖孙滅獅赘。
为缩短调车时间，结合巷道为双轨巷道，故选用活动错车场调车中的菱形浮放道岔，调车示意图如图
调车示意图
3.4 支护方法
巷道地压估算：p=10f （f=6~8） 故p=60~80（Mp）。
临时支护采用锚杆和喷射混凝土联合进行支护。喷射厚度30~50mm。
永久支护采用锚喷支护，在临时支护的基础上，在距工作面约20~40m处再进行补喷，补喷到100mm为止，与工作面的掘进同时进行。怂阐譜鯪迳導嘯畫長凉。
4 劳动组织及循环图表
4.1 劳动组织配备
按一次成巷的施工方法配备劳动组织
4.1.1 作业方式的选择
考虑施工进度、施工质量和工程成本等因素确定选择一次成巷的施工方法，掘进与永久支护平行作业的方式。掘进与永久支护平行作业，同时进行，掘进工作面与永久支护间的距离不大于40m，采用喷射混凝土作为临时支护，锚杆支护作为永久支护。谚辞調担鈧谄动禪泻類。
4.1.2 循环图表的编制
① 确定日工作制度
采用“四六”制的日工作制度。
② 确立作业方式
根据巷道设计断面17.08m²、穿过中等稳定岩层及其他方面的因素确定掘进与永久支护平行的作业方式。
③ 确定循环方式和循环进度
因本巷道断面大，穿过中等稳定岩层，故采用单循环（每班一个循环）的循环方式。
根据3.2.4表3-3中的计算结果，循环进度为2.04m。
④ 计算循环时间
循环时间T按下式计算：
T=T1+T2+f(t1+t2)+T3+T4+T5
式中 T1—安全检查及准备工作时间，亦即交接班时间，一般约为20min;
T2—装岩时间，min;
t1—钻上部眼时间，min;
t2—钻下部眼时间，min;
f—钻眼工作单行作业系数。钻眼装岩平行作业时，f值一般为0.3~0.6；钻眼装岩顺序作业时，f值取1；嘰觐詿缧铴嗫偽純铪锩。
T3—装药连线时间，min；
T4—爆破通风时间，一般为15~20min；
T5—支护时间，如果临时支护或永久支护占用循环时间，也应包括在内，单位为min。这里T5=200min。熒绐譏钲鏌觶鷹緇機库。
装药连线时间T3，与炮眼数目和同时参加装药连线的工人组数有关：
式中 N—工作面炮眼总数，由3.2.2中计算结果知N=64个；
t—一个炮眼装药所需时间，min/个；取t=3min；
A—在工作面同时装药的工人组数；取A=6个；
钻眼时间：
式中 L—炮眼深度（平均深度），由3.2.2中计算结果知L=2.4m;
m—同时工作的凿岩机（钻机）台数；取m=5台；
v—凿岩机的实际平均钻速，m/min；v=0.3m/min；
装岩时间：
式中 s—巷道掘进断面面积，由2.2.3中计算结果知s=17.08m²；
h—炮眼利用率，一般为0.8~0.9；取h=0.85；
p—装岩机实际生产率（实体岩石），m³/h;p=18m³/h；
n—同时工作的装岩机台数；n=1台；
将以上各式带入T=T1+T2+f(t1+t2)+T3+T4+T5中得：
T=T1++f++T4+T5
为防止难以预见的工序延长，应考虑留有10%的备用时间，故循环时间：
T=1.1（T1++f++T4+T5）=350
⑤ 循环图表的编制
根据以上的计算及初步确定的数据编制循环图表如表4-1.
4.2 施工总组织、施工进度表
施工总组织见表4-2.
施工进度表见表4-3.
施工总组织
表4-2
Ⅰ
Ⅱ
Ⅲ
Ⅳ
定员
备注
副队长
1
1
1
1
4
队长4人
班长
1
1
1
1
4
打眼工
5
5
5
5
20
放炮工
1
1
1
1
4
刮板机司机，皮带司机
2
2
2
2
8
大班维护
1
1
机电维修
1
1
1
1
4
合计
12
11
11
11
45
施工进度表
表4-3
序号
项目
单位
指标
备注
1
循环进尺
m
1.3
早班、中班、夜班2个
2
月循环次数
个
104
每班按26天计算
3
月进尺
m
135
4
循环产量
吨
84
5
日产量
吨
336
6
工作面月产量
吨
8736
7
出勤率
%
95
15
5技术经济指标
5.1各项费用
各种材料费表
表5-1
名称
单价/元
单位
雷管
1
个
锚杆
180
根
炸药
8
㎏
混凝土
360
㎏
5.1.1各种材料消费情况
雷管：2.9×17.08×1500×1元/个=74298元
锚杆：16.27×1500×180元/根=4392900元
炸药：1.4×17.08×1500×8元/kg=286944元
混凝土：1.085×17.08×1500×360元/kg=10007172元
主要材料费：74298+4392900+286944+10007172=1476万元
材料总费用：1476×55%+1476=2288万元
5.1.2设备折旧费
设备费=主要设备费+其它设备费 约350万元
折旧费：设备费×折旧率=350×25%=88万元
5.1.3工资费
按每个工人年薪8万元，一年12月，经计算计划工期为12个月，工人数80个计算
工资费=8×80=640万元
5.1.4动力费
动力费=20000×0.6=12000元
5.1.5工程费
工程费=1476+88+480+1.2=2045万元
单位每米巷道的掘进成本=2045/1500=1.36万元
5.2成卷成本
成卷成本是指生产巷道和提供劳务而发生的直接和间接的费用，包括总材料费、工资费、工程费、动力费和折旧费等费用。鶼渍螻偉阅劍鲰腎邏蘞。
成卷成本=2288+480+88+1.2=2857万元
每米成巷成本=2857/1500=1.9万元
6 安全技术措施
6.1 入井要求
① 煤矿是高危行业，入井前要吃好，睡好，休息好，千万不能喝酒，以保持充沛精力。
② 明火和静电可导致瓦斯爆炸及火灾，不能穿化纤衣服和携带香烟及点火物品下井。
③ 入井前要随身佩带矿灯、佩戴安全帽、携带自救器，配备不齐或设备不完好不能入井工作。
④携带锋利工具时，要套好护套，防止伤人。
⑤ 通过班前会可了解工作地点的安全生产情况，明确注意事项，掌握防范措施，保证作业安全，因此要按时参加班前会。纣忧蔣氳頑莶驅藥悯骛。
⑥ 自觉遵守《入井检身制度》，听从指挥，排队入井，接受检查。
6.2 安全乘车与行走
① 上下井乘罐、乘车、乘皮带要听从指挥，不能嬉戏打闹，抢上抢下。
② 开车信号已发出和罐笼、人车没有停稳时，严禁上下。
③ 在巷道中行走时，要走人行道，不在轨道中间行走，不随意横穿电机车轨道、绞车道，携带长件工具时，要注意避免碰伤他人和触及架空线，当车辆接近时要立即进入躲避硐室暂避。颖刍莖蛺饽亿顿裊赔泷。
④ 在横穿大巷，通过弯道、交叉口时，要做到“一停，二看，三通过”；任何人都不能从立井和斜井的井底穿过；在兼做行人的斜巷内行走时，按照“行人不行车，行车不行人”的规定，不要与车辆同行。濫驂膽閉驟羥闈詔寢賻。
⑤ 钉有栅栏和挂有危险警告牌的地点十分危险，不能擅自进入；爆破作业经常伤人，不可强行通过爆破警戒线，进入爆破警戒区。銚銻縵哜鳗鸿锓謎諏涼。
6.3 巷道支护中的安全技术措施
① 掘进工作面严禁空顶作业。靠近工作面10m内的支护，在爆破前必须加固。爆破崩倒、崩坏的支架必须先行修复，之后方可进入工作面作业。挤貼綬电麥结鈺贖哓类。
② 更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应先加固临时支护，拆除原有支护后，必须及时除掉顶帮活矸和架设永久支护，必要时还应采取临时支护措施。赔荊紳谘侖驟辽輩袜錈。
③ 采用钻爆法掘进的岩石巷道，必须采用光面爆破。
④ 打锚杆眼前，必须首先敲帮问顶，将活矸处理掉，在确保安全的条件下，方可作业。
⑤ 采用人工上料喷射机喷射混凝土、砂浆时，必须采用潮料，并使用除尘机对上料口、余气口除尘。作业人员必须佩戴劳动保护用品。塤礙籟馐决穩賽釙冊庫。
⑥ 处理堵塞喷射机管路时，喷枪口的前方及附近严禁有其他人员。
6.4 通风与爆破的安全技术措施
① 掘进巷道必须采用矿井全风压通风或局部通风机通风。在煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压入式，不得采用抽出式。裊樣祕廬廂颤谚鍘羋蔺。
② 爆破时必须按矿井瓦斯等级选用相应的煤矿须用炸药和雷管。爆破应当由专职爆破工担任，并严格执行装药前，放炮后的瓦斯检查制度。仓嫗盤紲嘱珑詁鍬齊驁。
③ 掘进巷道时必须采用湿式钻眼、冲洗井壁岩帮、水炮泥、爆破喷雾、装岩洒水和净化风流等综合防尘措施，并使用个体防护用品。绽萬璉轆娛閬蛏鬮绾瀧。
④ 必须建立瓦斯、二氧化碳和其他有害气体的检查制度，瓦斯检查人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报，每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员。瓦斯浓度超过有关规定时，瓦斯检查工有权责令现场工作人员停止工作，并撤到安全地点。骁顾燁鶚巯瀆蕪領鲡赙。
6.5检修工作安全技术措施
① 检修人员上岗后，需严格按工种操作规程进行作业，按照本工种机械检查程序进行检修，设备检修时，必须有停电持牌，严格执行停送电制度。瑣钋濺暧惲锟缟馭篩凉。
② 严格按检修标准进行检修，检修班每天要落实专人检查设备各部件、机电设备安全措施和保护装置，检查各紧固部件，各部件联接螺丝等，易松动的部件是否松动，发现问题及时处理，不得有遗留问题交给生产班，并坚持升井记报制度，认真填写检修记录。鎦诗涇艳损楼紲鯗餳類。
③ 接电缆或检修接线盒接线后，首先进行试转，确认设备的正反转，试好后方可开机。
6.6 “一道三防”的管理
①风机安设风电闭锁装置实行“三专”“两闭锁”供电。
②加强风筒的连接与维护，风筒工作及时处理各处露风。
③风筒距工作面不得超过5m.
④ 严禁任何人擅自停开局扇，作业人员严禁无风处理。
6.7 顶板
①顶板管理安全措施。
②锚索加固风带支护安全措施。
③处理冒顶的安全措施。
④锚杆拉拔安全措施。
⑤锚杆支护的安全措施。
1.加强运输及使用，有效的管理，防止树脂药卷被破坏；
2.钻锚杆孔前，严格执行“敲帮问顶制度”。
⑥支护木顶子安全措施。
⑦顶板离层监测仪的安装，使用及管理的安全措施。
1.由地测部门联系好后，给出拉门点的位置。
2.放炮前，把放炮地点的电缆、管路及电器设备保护好。
3.拉门前加固好拉门点附近的支护。
4.拉门5m锚索排距2.4m。
6.8 爆破
打眼、装药、放炮德尔安全措施：
1.放炮的一段规定；
2.领运火药的规定；
3.放炮前的准备工作；
4.装配引药时必须遵守规定；
5.打眼、装药工作；
6.放炮工作；
7.放炮后的工作。
6.9 防治水
①施工中，注意观察水的变化情况，若有水突然增大，工资面所有人员应按避灾路线立即撤离工作面并立即向调度室汇报；栉缏歐锄棗鈕种鵑瑶锬。
②在施工中，如果巷道壁淋水过大可挂塑料防治水，巷道底板出现积水现象严重时，要及时挖临时排水沟；
③掘进施工中，若巷道温度超过26度，就有发火危险。这是必须立即通知通风队，安排瓦检员跟班作业，随时测定巷道温度及CO浓度等情况；辔烨棟剛殓攬瑤丽阄应。
④巷道内CO超限时，所有人员撤到有新鲜风流的巷道中，迅速向矿、队调度汇报；
⑤掘进头停风后，所有人员立即撤到有新鲜风流的巷道中，查明原因恢复通风，如果停风超过30分钟，必须经瓦检员现场排放，经瓦检员允许后方可进入工作面；峴扬斕滾澗辐滠兴渙藺。
致谢
本课程设计是在孙志文、褚建伟老师的精心指导和帮助下完成的。孙志文、王丽老师以其严谨求实的治学态度，高度的敬业精神，兢兢业业、孜孜以求的工作作风和大胆创新的进取精神对我在做课程设计的时候产生了重要影响，他渊博的学识、开阔的视野和敏锐的思维给了我深深的启迪。同时，在此次课程设计的过程中我也学到了很多关于煤矿矿井设计方面的知识，也在这个过程中将课堂上所学的理论知识巩固了不少，有了一定的实践能力。詩叁撻訥烬忧毀厉鋨骜。
另外我还要感谢张建华老师，要不是他在做课程设计之前的课程讲解，我也不会对课程设计的流程和要求了解清楚。还有同学对我的帮助，使我少犯了很多错误。没有他们我就无法顺利地完成本课程设计，在此我衷心的表示感谢。则鯤愜韋瘓賈晖园栋泷。
最后，再次对所有关心、帮助过我的老师和同学及其他人表示最诚挚的感谢，感谢你们。
参考文献
[1] 东兆星，吴士良.《井巷工程》[M].徐州：中国矿业大学出版社，2004.
[2] 中国安全生产科学研究院.《矿山企业安全生产条件》[M].北京：化学工业出版社，2007.
[3] 康健.《煤炭开采知识问答》[M].北京：化学工业出版社，2006.
[4] 赵刚.《煤矿职工安全手册》[M].北京：中国知识出版社，2005.
[5] 安监局.《煤矿安全规程》[M].北京：煤炭工业出版社，2011.
[6] 张荣立，何国纬，李铎.《采矿工程设计手册》[M].北京：煤炭工业出版社，2006.胀鏝彈奥秘孫戶孪钇賻。
[7] 宋宏伟、刘刚.《井巷工程》[M].北京：煤炭工业出版社，2006.
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