掘进作业规程.doc

宁夏万和利煤炭有限公司小泉煤矿
掘进工作面作业规程

施工单位： 小泉煤矿掘进二队
工作面名称： 211201风巷
编 制：
区 队 长：
编制日期： .01.16
目 录

矿审批意见
第一章 概况…………………………………………………………………………… 5
第一节 概述………………………………………………………………………… 5
第二节 编写根据…………………………………………………………………… 5
第二章 地面相对位置及地质水文状况……………………………………………… 5
第一节 地面相对位置及邻近采区开采状况……………………………………… 5
第二节 煤（岩）层赋存特性……………………………………………………… 6
第三节 地质构造…………………………………………………………………… 6
第四节 水文地质…………………………………………………………………… 6
第五节 防治水办法………………………………………………………………… 7
第三章 巷道布置及支护阐明………………………………………………………… 7
第一节 巷道布置…………………………………………………………………… 7
第二节 支护设计…………………………………………………………………… 7
第三节 支护工艺……………………………………………………………………11
第四章 施工工艺………………………………………………………………………13
第一节 施工办法……………………………………………………………………13
第二节 凿岩方式……………………………………………………………………14
第三节 爆破作业……………………………………………………………………14
第四节 装、运岩（煤）方式………………………………………………………17
第五节 管线及轨道敷设……………………………………………………………18
第六节 设备及工具配备……………………………………………………………18
第五章 劳动组织及重要技术经济指标………………………………………………19
第一节 劳动组织……………………………………………………………………19
第二节 循环作业……………………………………………………………………19
第三节 重要技术经济指标…………………………………………………………20
第六章 生产系统………………………………………………………………………21
第一节 通风系统……………………………………………………………………21
第二节 压风系统……………………………………………………………………23
第三节 防尘系统……………………………………………………………………24
第四节 防灭火………………………………………………………………………24
第五节 安全监测系统………………………………………………………………24
第六节 供电系统……………………………………………………………………25
第七节 排水系统……………………………………………………………………25
第八节 运送系统……………………………………………………………………26
第九节 照明、通讯系统……………………………………………………………26
第七章 灾害防止及避灾路线…………………………………………………………27
第一节 灾害防止办法………………………………………………………………27
第二节 自救方式与急救办法………………………………………………………29
第八章 安全技术办法…………………………………………………………………30
第一节 施工准备……………………………………………………………………30
第二节 “一通三防”管理…………………………………………………………31
第三节 顶板管理……………………………………………………………………33
第四节 爆破管理……………………………………………………………………38
第五节 防治水管理…………………………………………………………………43
第六节 机电管理……………………………………………………………………43
第七节 运送管理……………………………………………………………………46
第八节 气动钻具使用安全技术办法………………………………………………56
第九节 其他…………………………………………………………………………60
第九章 职业病危害防治办法…………………………………………………………61
第十章 安全避险“六大”系统概况…………………………………………………62
规程复查记录
考试记录

矿 审 批 意 见
批准本规程编制内容和安全技术规定,现场严格贯彻执行。施工前必要组织所有参加211201风巷施工作业人员进行贯彻、学习本规程，考试合格并经本人手写签字后方可上岗作业，不合格者不容许上岗。
1、巷道开门前，必要保护好附近管线、电缆、皮带等一切设备设施，确认安全后方可施工。
2、加强巷道顶板管理工作，严格执行“敲帮问顶”制度，保证巷道接顶、背帮严实，金属网联结好，不准浮现漏联网现象。
3、施工期间，若煤质松软破碎时，应依照现场状况，恰当调节爆破参数，缩小锚杆间排距，加强支护；密切注意巷道矿压显现，若浮现巷道变形状况时，应调节相应支护方式。
4、严格按给定坡度及方位施工，施工过程中遇断层或过地质构造带时，应及时补充安全技术办法。

会审单位及人员签字:
生产技术部： 年 月 日 机电部： 年 月 日
调度室： 年 月 日 安监部： 年 月 日
总 工 程 师： 年 月 日

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211201风巷。
二、掘进目及巷道用途
掘进目是为了形成211201工作面回风系统，满足11205工作面回采时回风、行人及管线敷设需要。
三、巷道设计长度及服务年限
巷道设计长度：211201风巷工程量514m（平距）。
服务年限：1年。
四、预测开、竣工时间
依照矿井实际建设状况，本工程筹划自01月下旬开工，预测4月下旬竣工。
第二节 编写根据
一、地质阐明书及批准时间
地质阐明书名称为《211201风巷掘进地质阐明书》，批准时间为11月。
二、《煤矿安全规程》（）、《井巷工程施工及验收规范》等国家、省市各级政府关于煤炭生产方针、政策、法律及法规等。
第二章 地面相对位置及地质水文状况
第一节 地面相对位置及邻近采区开采状况
地面相对位置及邻近采区开采状况表 表一
水平名称
+1240m水平
单位工程名称
211201风巷
地面标高（m）
+1344～+1348m
井下标高（m）
+1270～+1320m
地面相对位置
及建筑物
地面为丘陵山地，无建筑物。
井下位置及掘进地面
设施影响
本工作面井下位于21采区，是本矿下组煤首采面。本掘进工作面对地面设施影响不大。
邻近采区开采状况
本巷道附近无回采工作面。
工程规定
严格按设计施工。
施工岩石性质
半煤岩，局部过断层需施工岩石巷道。
方 位
115°
长 度
514m（平距）
第二节 煤（岩）层赋存特性
位于太原组中部，上距10煤44.75～72.65m，平均56.93m。见煤点10个，煤厚0.34～2.80m，平均1.76m；可采点9个，厚度1.19～2.80m，平均1.92m。属于较稳定大某些可采煤层。该煤层构造简朴，局部地段含1层夹矸，厚0.02～0.20m。顶板重要为灰岩，厚度为2～5m左右，灰岩呈厚层状，块状构造；底板重要为粉砂岩、细砂岩，厚度多为0.6～4.6m。

工 作 面 岩 性 特 征 表 表二
岩 石 名 称
厚 度（m）
岩 性 特 征
泥质灰岩
0～5
黑灰色，泥质，含大量蜓蝌化石，少量珊瑚化石，并具黄铁矿薄膜，点酸起泡
石灰岩
2～5
深灰色，质较纯，含较多蜓类化石，具方解石脉，底部泥质含量较高，遇酸起泡强烈
碳质泥岩
0～0.30
灰黑色碳质泥岩，较松软，易脱落。
粉 砂 岩
0.76
深灰色，含炭质，偶见黄铁矿条带，层理平整。
附图1：12#煤顶底板柱状图。
第三节 地质构造
本工作面范畴内构造简朴处在一单斜构造区域中，煤层走向57～90°，煤层倾角3～23°，平均5°，掘进过程中将揭露F54∠50-70°H=25-55m断层。
断 层 产 状 参 数 表 表二
构造
名称
走向
（°）
倾向
（°）
倾角
（°）
性质
落差
（m）
对掘进影响限度
F354
49
139
50～70
正断层
25～55
大

第四节 水文地质
本工作面区域水文地质条件简朴，大气降水为松散层孔隙含水层补给水源，大气降水和流经区内苦水河为裂隙空隙承压含水层直接和间接补给水源，苦水河水位低于松散层孔隙含水层水位，松散层含水层是苦水河补给源之一。勘查区断裂构造发育，重要体现为压性断裂，断层导水性较弱，但是，不排除局部断裂具备较好导水性，局部地段断裂亦也许与地面苦水河具备水力联系。
本工作面充水水源为：本工作面开采煤层为12煤，重要充水水源为5～12煤裂隙孔隙承压含水层，太原组5～12煤裂隙孔隙承压含水层单位涌水量为0.001454L/s·m，属弱富水性，补给条件差，隔水层稳定性好，水文地质条件简朴。水文地质勘探类型为二类一型，即以裂隙充水含水层为主水文地质条件较简朴矿床。
依照地质报告涌水量计算成果，预测工作面掘进过程中局部顶板有淋水，涌水量为：正常涌水量：0～15m3/h，最大涌水量：40m3/h。

第五节 防治水办法
1、迎头发既有煤层变湿、挂红、挂汗、空气变冷、浮现雾气、水叫、顶板来压、片帮、淋水加大、底板鼓起或产生裂隙、浮现渗水、钻孔喷水、底板涌水、煤壁溃水、水色发浑、有臭味等透水征兆时，应当及时停止作业，报告矿调度室，并发出警报，撤出所有受水威胁地点人员。
2、掘进过程中应保持工作面排水线路畅通，保证工作面排水能力满足设计规定。
3、坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘、先治后采”原则。
影响掘进其她地质状况 表三
地温危害
无影响
冲击地压和应力集中区
未发现冲击地压和应力集中区等现象
第三章 巷道布置及支护阐明
第一节 巷道布置
211201风巷开门位置为21区运送上山（上段）2112Y1#导线点前153.8m（平距），以115°方位角施工，沿12煤顶板掘进514m（平距）至设计位置。共计施工长度514m（平距）。
预测总工程量514m（平距）。
附图2：211201风巷平面位置图。
附图3：211201风巷预想地质剖面图。
附图4：211201风巷开门口施工大样图。
第二节 支护设计
一、巷道断面
巷道断面为梯形断面，断面尺寸：荒宽3100mm，左高1800mm，右高2700mm，净宽3000mm，S荒＝7.0m2，S净＝6.8m2。采用锚网支护，锚杆间排距：1000mm×1000mm，矩形布置，巷道顶板采用锚杆配合菱形网支护，帮部锚杆配合木托盘支护。若围岩破碎或遇断层破碎带时，可缩小锚杆间排距为600×600mm、全断面锚网支护并编制施工补充办法。
附图5：巷道支护断面、平面图
二、支护方式
（一）暂时支护
采用吊挂式前探梁构件为暂时支护方式。前探构件由两根前探梁及两组吊环共同构成，前探梁用一根φ89mm厚壁无缝钢管制作而成，长度不得不大于4.5m，前探梁使用规定必要紧固有效。每根前探梁用两个吊环按巷道迈进方向先后顺巷吊挂。每次爆破完毕后，必要由班长、爆破工及瓦斯检查工共同由外往里认真检查巷道安全状况，发现隐患时，必要及时解决；在隐患没有消除之前，禁止进行与此无关其她工作；人员到达迎头后，先在已加固好支护下进行找顶工作，及时清除悬浮(煤)矸、危岩、活石，保证安全后，保存原前面吊挂一组吊环不动，将背面吊环移到迎头第一排拱顶两根锚杆下方，及时将前探梁由原有吊环内探出到达迎头并加固，及时在其上放置板梁或串杆，依设计规定进行打锚杆挂网支护顶部空间。前探吊环每移动一次，都要检查它构造牢固状况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换。两前探梁吊环吊挂间距不得不大于1.8m，不不不大于2.2m。吊挂在迎头第一排、第三排中间两根锚杆下方。前探梁最大控顶距离为2.2m，围岩松软或过地质构造带时前探梁最大控顶距为1.0m，迎头空顶距离不不不大于0.2m。前探梁上方依设计规定用木板正常接顶紧跟迎头，禁止空顶作业。当顶板破碎成型差时必要使用木料和木楔接实顶。施工人员必要在前探支护掩护下打设锚杆及进行其他工作。
巷道开门、硐室施工或有其他状况前探梁无法正常使用时，用戴帽点柱作为暂时支护（柱帽规格为长×宽×厚=1200×100×100mm，柱子采用2.5m单体液压支柱或Φ180mm圆木），并系好防倒绳。工作面必要常备10根长度×150×50mm木背板作为前探梁暂时支护材料。
附图6：前探暂时支护平、剖面图
（二）永久支护
1、锚杆支护验证
按悬吊理论计算锚杆参数：
（1）锚杆长度计算：
L = KH + L1 + L2
式中：L — 锚杆长度，m；
H — 冒落拱高度，m；
K — 安全系数，普通取K=2；
L1 — 锚杆锚入稳定岩层深度，普通按经验取0.5m；
L2 — 锚杆在巷道中外露长度，普通取0.1m；
其中：H = = 3.2/（2×6）= 0.267(m)
式中：B — 巷道开掘宽度，取3.2m（考虑巷道两帮0.05m超挖量）；
f — 岩石结实性系数，f=6（石灰岩）；
则L = 2×0.267+0.5+0.1 = 1.134(m)
（2）锚杆间距、排距计算，普通间排距相等，取a：
a = [ ]1/2
式中：a — 锚杆间排距，m；
Q — 锚杆设计锚固力，64KN/根；
H — 冒落拱高度，取0.267m；
r — 被悬吊岩层重力密度，取26KN/m3；
K — 安全系数，普通取K=2；
a = [64/(2×0.267×26)]1/2 = 2.15(m)
通过以上计算，顶部选用直径为18mm、长度为1800mm左旋等强螺纹钢锚杆，锚杆间排距为1000mm×1000mm，帮部选用直径为18mm、长度为1400mm玻璃钢锚杆（左帮打设1棵，右帮打设2棵）配合木托盘，木托盘规格为200×300×50mm。
2、锚网支护时，采用12#铁丝编织菱形网（规格为mm×1000mm），网孔为50×50㎜。
3、巷道遇软岩或破碎带时，全断面采用锚网支护，锚杆间排距缩小为600mm×600mm或打设五花加密支护，锚杆支护距迎头不得超过200mm。
4、特殊支护：掘进中若遇断层、压梁、滑纹或破碎带，导致顶板破碎压力大，有淋水等现象时，必要依照现场状况，及时加强支护，并及时编制补充办法。
5、锚网支护巷道工程质量规定见表四。
锚网支护巷道工程质量原则 表四
项 目
原则规定 (mm)
检查部位
断面设计规定
巷
道
净
宽
左
帮
合格0-+150
优良0-+100
墙 顶（中-帮）
1500
墙 中（中-帮）
1500
墙 脚（中-帮）
1500
右
帮
墙 顶（中-帮）
1500
墙 中（中-帮）
1500
墙 脚（中-帮）
1500
巷道净高
合格0-+150
优良0-+100
全高（左）
1800
全高（右）
2700
锚固力
合格：最低值不不大于设计90%
优良：最低值符合设计值
顶部
64KN/根
两帮
32KN/根
锚杆布置
间排距：-100～+100mm
锚杆角度：与井巷轮廓线或岩层层理夹角≥75°
顶
1000×1000
90°
左
1000×1000
90°
右
1000×1000
90°
锚杆深度及外露
深度：0～+200mm
外露（出螺母）：+10～+50mm
顶部
Ф18×1800
两帮
Ф18×1400
锚杆安装
合格：安装牢固，托板基本紧贴壁面，锚杆附件基本齐全有效，不松动，锚杆预紧力不不大于设计值90%
优良：安装牢固，托板紧贴壁面，锚杆附件齐全有效，未接触部位楔紧，锚杆预紧力最低值符合设计值
顶部及两帮
人工安装；托板贴紧岩壁，附件齐全有效不松动；预紧力≥120N·M
锚杆距迎头
≯1000

≯1000
前探梁最大控顶距
2200
工业卫生
三无一畅 清洁卫生

第三节 支护工艺
一、支护材料：
1、锚杆：顶部采用直径Φ18mm×1800mm左旋等强螺纹钢锚杆，帮部采用直径Φ18mm×1400mm玻璃钢锚杆。每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，锚杆露出螺母长度为10～50mm。
2、金属网：采用12#铁丝编织菱形网（规格为mm×1000mm），网孔为50×50㎜。
3、锚固剂：树脂锚固剂直径为28mm，每块长度为350mm，锚固剂型号为ck28×350。
4、托盘：顶部采用托盘为正方形，规格为长×宽=130×130mm，用6mm钢板压制成弧形，配合螺纹钢锚杆使用。帮部采用木托盘配合玻璃钢锚杆使用，木托盘规格为200×300×50mm。
5、铁丝：14#，长度为200mm。用于网间压茬连接，密度为100～200 mm/道。
二、锚网安装工艺
1、打锚杆眼
打眼前，一方面按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合伙业规程规定期必要先进行解决；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩状况，找掉活矸、危岩，确认安全后，方可开始工作，锚杆眼位置要精确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得不不大于15°。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，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，应将眼内岩渣、积水清理干净。打眼时，必要在顶板完整、支护完好下操作。打眼顺序应由外向里、先顶后帮依次进行。
2、安装锚杆及铺设金属网
顺序为先顶后帮。安装前，应将眼孔内积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，螺纹钢锚杆安注操作：把2块树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒风煤钻或锚杆钻机卡住螺帽，开动风煤钻或锚杆钻机，使风煤钻或锚杆钻机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去风煤钻，搅拌旋转时间不不大于35秒后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不不大于120N·M。网要压茬连接，搭接长度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100～200mm。
3、监测
锚杆施工完毕后，要对所施工锚杆进行拉力实验，每施工不超过300根锚杆时抽样检查一组锚杆，顶部一根、两帮各一根；并作好记号和记录，做拉力实验时，本巷道使用螺纹钢锚杆锚固力必要达到64KN（玻璃钢锚杆必要达到32KN）以上，对达不到规定要继续抽查该邻近锚杆，同步要分析因素，并及时补打锚杆。做拉力实验时，必要派专人观测顶板，由于拉力实验而导致顶板下沉冒落、片帮、落顶时，必要停止实验，使用暂时支护，严格执行敲帮问顶，重新锚网支护。
三、支护材料每米用量
锚杆7套、树脂锚固剂14块、菱形网3.2片。
施工中备用材料不少于2天用量，并在专用料场中挂牌管理，杆（柱）体物料要分层放置、一头齐，箱体、成捆、平面物料等则堆垛放置、见角见棱，所有物料码放整洁。专用料场要选在巷道支护完好、无淋水、不影响行人行车宽敞地点。

第四章 施工工艺
第一节 施工办法
一、施工办法
211201风巷采用钻眼爆破法施工，掘进与支护顺序作业。
1、 掘进采用钻眼爆破，采用全断面一次爆破成型，施工过程中必要一次打眼一次装药串联起爆。
2、工作面暂时支护必要采用前探支护，锚网支护紧跟工作面。
3、严格按生产技术部给定施工线施工，严格按设计坡度施工。
4、工作面煤（岩）采用人工装载，刮板输送机及胶带输送机运送。
5、交接班后，必要进行安全检查，有隐患及时解决，确认安全后方可开工。然后进行打眼、装药、爆破等工作。当炮烟吹散后，爆破工、班组长和瓦斯检查工一方面进入工作面，由外向里依次检查顶板、支护、拒爆和瓦斯等状况。确认安全后，方可容许其她人员进入，移前探梁支护，用串杆、木刹等将其接顶，并打紧背牢，然后进行支护、出矸，以此为一种循环。
6、岩石巷道采用光爆法向前掘进，依照围岩硬度周边眼距定为350mm，抵抗距为500mm，周边眼距与抵抗距之比值，在硬岩中取0.8～1.0为宜，而在软岩中取0.6～0.8为宜。周边眼所有预留光爆层，光爆层厚度400～450mm，残眼率达到60%以上。
第二节 凿岩方式
本规程所施工巷道均采用打眼放炮办法破岩。凡采用钻爆法掘进岩石巷道必要采用光面爆破。
一、打眼机具
巷道掘进采用YT-27风钻及MQS-45/1.4C2风煤钻，打设顶部锚杆时采用MQT-110/2.5气动锚杆（索）钻机，安注锚杆时采用风煤钻或MQT-110/2.5气动锚杆（索）钻机。风钻压风来自地面压风机房。
二、降尘办法
降尘办法采用湿式打眼、煤层注水、使用水炮泥、爆破时使用爆破喷雾、爆破后冲刷煤帮、开放水幕、出煤洒水、转载点喷雾等。
第三节 爆破作业
掏槽方式为楔式掏槽法。炮眼布置及装药量均按f=2～4编制，当岩层发生较大变化时，各炮眼间距及装药量可恰当调节或另行编制炮眼布置图及爆破阐明书。
一、爆破器材
使用二级煤矿许用乳化炸药，规格：Φ32×210mm，每卷重0.2kg。雷管选用煤矿许用毫秒延期电雷管，段数为1-5段，最长延时不不不大于130ms。使用FD200型或FD200T型发爆器起爆，放炮母线采用矿配发“煤矿用移动轻型橡套软电缆”，型号MYQ-0.3/0.5 （1.0～2.5）mm2，不得有明接头，禁止用固定母线放炮。
二、装药构造
正向装药构造。
三、起爆方式
本巷道施工过程中采用采用全断面一次爆破一次成巷。
四、巷道采用爆破办法向前掘进，依照围岩硬度周边眼距拟定为350mm，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。周边眼布置距轮廓线之间煤厚预留50～200mm。
炮眼布置及装药量均按f=2～4编制，当煤层普氏系数发生较大变化时，各炮眼间距及装药量可恰当调节或另行编制炮眼布置图及爆破阐明书。各炮眼布置可依照现场煤岩性、煤层赋存状态、顶板完整性等实际状况恰当调节或参照附图、附表。
附图7-1：巷道1-1断面炮眼布置示意图
附图7-2：巷道2-2断面炮眼布置示意图
爆破阐明表见附表五-1、五-2
装药构造示意图8
锚网巷道爆破阐明表五
锚网巷道爆破原始条件表
序号
名 称
单位
数 量
序号
名 称
单 位
数量
1
巷道掘进断面
m2
7.0
5
炮眼深度
m
2.0/2.2
2
岩石结实性系数
f
2～4
6
雷管
1-5段毫秒延期电雷管
3
工作面瓦斯状况

低
7
炸药
Ⅱ级煤矿乳化炸药
4
炮眼数目
个
36
8
总装药量
Kg/循环
10.4
锚网喷巷道预期爆破效果表
序号
名 称
单位
数量
序号
名 称
单位
数量
1
炮眼运用率
%
89
6
每米巷道雷管消耗量
个/m
18
2
每循环进尺
m
2.0
7
每循环炮眼总长度
m/循环
72.8
3
每循环爆破实体岩石
m3
14
8
每立方矸石（煤）炸药消耗
kg/m3
0.743
4
每循环所需矿车
个
30.3
9
每立方矸石（煤）雷管消耗
个/m3
2.57
5
每米巷道炸药消耗量
kg/m
5.2

爆破阐明表
眼号
炮眼
名称
眼深
m
眼距
m
抵抗线
m
装 药 量
角 度
爆
破
顺
序
封
泥
长
度
m
联
线
方
式
装
药
结
构
眼数
个
每孔
装药
量kg
总装
重量
Kg
水平
垂 直
左
度
右
度
仰
度
零
度
俯
度
1-4
掏槽眼
2.2
1.0
0.5
4
0.4
1.6
82
82
0
0
0
1
0.5
串
联
连
线

正
向
装
药
结
构

5－12
辅助眼
2.0
0.55
0.5
8
0.3
2.4
90
90
0
0
0
2
0.5
13-28
周边眼
2.0
0.4
0.5
16
0.2
3.2
93
93
0
0
0
3
0.5
29-36
底角眼
2.0
0.4
0.5
8
0.4
3.2
90
90
0
0
88
4
0.5
共计

36

10.4

装药构造示意图（如下）：
阐明：
（1）标号1为药卷，标号2为雷管，炸药和雷管聚能穴均指向眼底；
（2）标号3为黄泥，标号4为水炮泥，封泥长度严格按作业规程；
（3）标号5为雷管脚线，定炮时必要扭结成短路。
第四节 装、运岩方式
一、装煤（岩）方式
211201风巷施工过程中，采用人工装煤（岩）。
二、运送方式
工作面煤经刮板运送机、胶带输送机拉运至21区运送上山（上段）内胶带输送机，经12煤联系巷、1240石门、3#煤仓联系巷内胶带输送机，运送至3#煤仓，再运送至一号主井主运皮带运送到地面。
三、装运规定
1、带式输送机机头机尾、刮板输送机两侧及巷道两帮浮煤（矸），每班要及时清理。
2、刮板输送机机头固定：机头架两侧各用1根高强全螺纹钢锚杆Φ18×1800mm打地锚固定在底板上。机尾固定：因顶板松软破碎，使用地锚镢子进行锚固；将机尾架两侧生根装置用绳套子（规格为6×19-12.5mm钢丝绳制作）连接好，再用40T刮板输送机联接环连接到4个专用绳套子（规格为6×19-12.5mm钢丝绳制作）上，机尾两侧各用2个绳套子，再用地锚镢子（强度不低于金属锚杆）将绳套子打设固定在实底上，不留曲绳，固定牢固。地锚镢子全长垂直打设于实底如下，镢子孔深度不低于0.8m；若顶板完整性好、底板松软破碎，经现场跟班人员确认使用地锚镢子无法保证锚固效果，则使用压柱固定，压柱初撑力必要达到90KN、不少于2棵、齐全可靠牢固，压柱必要使用完好单体支柱，打在机尾专用压柱底座上、坚硬顶板处并升牢可靠，栓牢防倒绳。无压柱或缺少压柱或压柱打设不合格，禁止开溜子。皮带输送机头机尾用地锚固定。所用地锚为Φ18mm等强度螺纹钢锚杆，Ｌ≥1800mm。锚固时用不少于2支树脂药卷锚固剂锚固，每根锚杆锚固力不不大于64KN；地锚绳用钢丝绳（规格为6×19-15.5mm）或40T刮板链。
第五节 管线敷设
掘进施工中所敷设电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定位置规定吊挂，保证牢固整洁。电缆钩每隔2m一种，电缆垂度不超过50mm。风水管要接口严密，不得浮现漏风、漏水现象，水管距迎头20m范畴内使用Φ10胶管，20m外使用Φ80、Φ50铁管，要随工作面迈进及时延长，以备迎头正常使用风水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不不不大于5m。

第六节 设备及工具配备
设备及工具配备状况表 表六
序
号
设备工
具名称
型 号
功 率
单 位
数量
备 注
1
局部通风机
FBD-5.5×2 (主扇)
5.5KW×2
台
2
主、副两组
2
风煤钻
MQS-45/1.4C2
1.4KW
部
2
1部备用
3
风钻
YT-27

4
1部备用
4
刮板运送机
SGB-620/40T
40KW
部
1

5
胶带输送机
SSJ－800/40×2
40KW×2
部
2

6
风镐
G10-L

2

7
锚杆（索）机
MQT-110/2.5
2.5KW
台
2
1部备用
8
气动隔膜泵
QBY-40/0.2

台
2
1部备用
9
手镐、铁锨

把
各3

10
泵
BQS150-20-18.5/N
18.5KW
台
2
1台备用

第五章 劳动组织及重要技术经济指标
第一节 劳动组织
本巷道掘进采用每天“三八”制（一天三班，每班八小时）组织生产。巷道采用锚网支护，每个小班一种循环，循环进尺2m，日循环进尺6m。
附：锚网巷道劳动组织表七
第二节 循环作业
为保证正规循环作业完毕，迎头施工作业必要依照劳动组织人员配备，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，以充分运用工作时间，提高工时运用率。
附：锚网巷道正规循环作业图表八
劳 动 组 织 表 表七
工 种
出 勤 人 数
Ⅰ
Ⅱ
Ⅲ
共计
运料、打眼及攉煤工
3
3
3
9
爆破工
1
1
1
3
输送机司机（运料、打眼及攉煤工）
3
3
3
9
机电维修工
1
1
1
3
锚杆工
2
2
2
6
班长
1
1
1
3
跟班副区长（兼验收）
1
1
1
3
共计
12
12
12
36

第三节 重要技术经济指标
技 术 经 济 指 标 表 表九
序号
项目
单位
指标
备注
1
每循环在册人数
人
48

2
每循环出勤人数
人
36

3
出勤率
%
75

4
日循环进尺
M
6

5
效率
m／工
0.167

6
月循环次数
个
23
按30天/月计算，延皮带、缩溜子及检修4个；锚网考虑巷道岩性变化影响3个。
7
月进尺
m
138
正常
8
循环率
%
76.7
按30天/月计算
9
炸药消耗
Kg/m
5.2

10
雷管消耗
发/m
18

12
水炮泥消耗
个／m
18

13
锚杆消耗
套/m
7

14
树脂药卷消耗
卷/m
14

15
菱形网消耗
卷/m
3.2

第六章 生产系统
第一节 通风系统
施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设于1270石门距回风口20m范畴以外，供风风筒通过1270石门至211201风巷迎头，最长供风距离800m。风机安装时，必要进行供风量和吸风量比较，保证供风安全。
一、掘进工作面需风量计算：应按巷道断面、瓦斯涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定规定分别进行计算，并必要采用其中最大值。
1、按绝对瓦斯涌出量计算： 
依照地质资料分析，预测211201风巷掘进期间绝对瓦斯涌出量最大为0.16m3/min, 计算掘进工作面需要风量为: 
Q掘=100×QCH4×K
=100×0.16×1.8
=28.8(m3/min) 
式中: 
QCH4----掘进工作面预测掘进期间瓦斯绝对涌出量. 
K----- 瓦斯涌出不均衡系数,取1.8
2、 按掘进工作面同步作业人数计算： 
  依照公式：Q掘＞4×N 
式中： 
N—依照工作面劳动组织配备状况，掘进工作面最多同步作业人数，小班出勤人数普通为12人，按交接班时最多人数为12人计算，则：
Q掘＞4×12 
Q掘＞48(m3/min) 
3、按掘进工作面同步爆破最大炸药量计算： 
  依照工作面炮眼布置及装药状况计算，掘进工作面同步爆破最大炸药量为10.4Kg。 
依照公式：Q掘＞10×A 
式中： 
A—掘进工作面同步爆破最大炸药量按10.4Kg计算， 
则：Q掘＞10×10.4 
  Q掘＞104(m3/min) 
4、按风速进行验算： 
依照公式:掘进最低需要风量： 
Q掘 >15S掘  (m3/min) 
式中： 
Q掘—掘进工作面需要风量，(m3/min) 
S掘——掘进工作面断面积，7.0m2 
则： 
Q掘 ＞15×S掘(m3/min) 
Q掘　＞15×7.0
Q掘　＞105(m3/min) 
掘进最高需要风量： 
Q掘＜240S掘 (m3/min) 
式中： 
Q掘—掘进工作面需要风量；(m3/min) 
S掘——掘进工作面断面积，7.0m2 
则： 
Q掘 ＜240×S掘(m3/min) 
Q掘　＜240×7.0
Q掘　＜1680(m3/min) 
通过验算：掘进工作面需要风量取最大值为150m3/min，符合15S＜Q掘＜240S规定。
二、依照掘进期间局部通风机供风最长距离计算百米漏风量： 
１、该掘进工作面掘进期间局部通风机供风最长距离约为800m，按漏风率不超过3%计算：Q漏=Q吸×P＋L×P，分别计算出FBDNo5.6、FBDNo6.0、FBDNo6.3三种型号局部通风机漏风风量： （附表5）　　
型   号　　
功  率　　
吸入风量　　
漏风风量　　
FBDNo5.0　　
5.5Kw×2　　
　240m3/min　　
　31.2m3/min　　
FBDNo5.6　　
11Kw×2　　
　300m3/min　　
　33m3/min　　
FBDNo6.0　
15Kw×2　　
　360m3/min　　
　34.8m3/min　　

２、三种型号局扇供到掘进迎头实际供风量： （附表6）　　
依照公式：Q实=Q吸－Q漏  得出： 　　
型   号 　　
功  率
吸入风量
漏风风量 　　
实际供风量
FBDNo5.0　　
5.5Kw×2
240m3/min
31.2m3/min
208.8m3/min 　　
FBDNo5.6　　
11Kw×2
300m3/min
33m3/min 　　
267m3/min 　　
FBDNo6.0　
15Kw×2
360m3/min
34.8m3/min 　　
325.2m3/min
３、风速验算及风机选型： 　　
通过上述计算，可选取一台型号为FBDNo5.0型5.5 Kw×2，吸入风量为240m3/min局扇进行风速验算： 
V= Q实÷（S净×60） 
=208.8÷（6.8×60） 
=0.512m/s 
式中：S净——掘进巷道净断面积，为6.8m