辅运联巷作业规程(机掘).doc

山西煤炭运销集团同富新煤业有限公司
第一章 概 况
第一节 概述
1、工程名称：回风巷。
2、矩形净断面为：宽=4800mm；高=3100mm，断面积：14.88㎡。掘进断面为：宽=5000mm；高=3300mm，断面积：16.5㎡。
3、开凿用途：用于完善和形成矿井通风系统。
4、工程量：设计工程量600m。
5、坡度：沿10煤层顶板进行刷扩，坡度3°-10°平均6.5°。
6、开竣工时间：开工时间2013年 月 日
竣工时间2013年 月 日
7、附图：回风巷平、剖面图。
第二节 编制依据
本规程依照施工图和设计说明，遵循下列法律、法规及行业的有关规定和要求，作为本施工组织的依据。
（一）国家关于工程建设现行的有关法律、法规及行业的有关规定。
（二）国家关于工程建设现行的规范、标准及行业的有关规定。
（三）山西煤炭运销集团同富新煤业有限公司提供的施工图纸及资料。
（四）建设单位要求以及工程涉及的技术规范、验收标准及其他山西省有关的规范、标准。
（五）国家及行业规范
《矿山井巷工程施工及验收规范》GBJ213-90
《煤矿井巷工程质量检验评定标准》MT5009-94
《工程建设标准强制性条文矿山工程部分》建标[2001]92号
《锚杆支护技术规范》GB50086-2001
《煤矿建设安全规定》（试行）2009年版
《煤矿安全规程》2012年版
《施工现场临时用电安全技术规范》JGJ46-88
矿压观测资料
参考本煤层以往有关矿压观测数据分析结论。
第二章 地面相对位置及地质水文情况
地面相对位置煤（岩）赋存特征、地质构造、水文地质
概况
巷道名称
运输联巷
采区名称
1采区
水平名称
+1270m水平
地面标高（m）
+1190.0m～+1531.4m
井下标高底板标高（m）
+1253.45m～+1292.73m
地面位置
运输联巷地面均为山岭地带，地面无公路、河流、建筑物和其他设施。
井巷岩性描述
该区域煤层顶板为粉细砂岩，细砂结构及薄层煤线。岩石硬度f=3～5。
地质构造
根据原巷道地质剖面图分析，该巷道刷扩中可能存在溶洞，对掘进有一定影响，因此，施工中要加强防治水探测和顶板管理。
水文地质情况

井田内地表水不发育，仅为季节性沟流，对采煤不会造成影响。然而，雨季各沟谷则会形成短暂的地表迳流，随着煤层开采，由于采空区导水裂隙及断层的作用，破坏地层的完整性，垂向水力联系加强，勾通各层地下水，会造成地表水涌入矿坑；若遇强降雨，所形成的地表迳流量则更大，对矿井造成的充水因素则更大。因此，矿井开采时，应加强地裂缝的治理，同时在井下预备足够的水仓，防止地表水对采煤造成的危害。

最大用水量
0.49L/h
正常用水量
0.26m³/h

瓦 斯
最大瓦斯绝对涌出量约1.95m³/min

煤 尘
根据山西省临汾市煤炭安全检测检验中心测试，10＃具有爆炸危险性。

煤层厚度
10号煤层，厚度1.50～2.80米，平均2.09m；上距2号煤层58m.

煤层倾角
3°～10°平均6.5°；

煤层层理
层理较发育
煤层顶板硬度f
3--5
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
本巷道按矿方给定的中线沿10＃煤层顶板掘进。巷道布置为矩形断面，巷道净宽为4.8m，净高为3.1m。毛断面：宽5.0m，高3.3m，16.5㎡。沿10＃煤层顶板掘进，坡度为3°～10°平均为6°。
第二节 矿压观测
1、观测对象：回风巷。
2、观测内容：巷道顶板离层量，锚杆、锚索的载荷及锚固力。
3、锚杆、锚索观测方法：用MLJ—40（T）拉力计检测顶、帮锚杆锚固力。
4、顶板观测方法：正常情况下每隔50m在顶板中部安设一个离层指示仪，顶板破碎时每30m安设一个，进行顶板离层监测，并用记录牌板显示，直接读取锚固区内、外顶板的离层仪值。
5、观测频度：顶板离层仪在掘进工作面50米内观察离层值，每班1次；在50m以外，除非离层仍有明显增长的趋势，一般可停止测读具体数据，改为观测两个刻度坠的颜色，频度为每周一次。巷道表面位移观察频度同综合监测。
在观测过程中，若发现离层值进入警告区内时，要停止掘进，对该测站前后20m范围进行补打锚杆或锚索进行加固，加固后再进行掘进工作。
在观测过程中，若发现离层值进入危险区时，应及时汇报生产部门采取相应的安全措施。
在观测过程中，若发现地质条件变化时，要针对观测的矿压数据，及时进行锚杆支护参数的修改。
6、锚固力抽检
锚固力抽检时，要每300根锚杆为1组，每组测6根，顶板4根、两帮各1根，抽检时只做非破坏性拉拔，拉拔至锚杆锚固力90%以上。即螺纹钢锚杆锚固力顶板大于120KN，帮锚杆大于100KN，达到上述要求后立即停止拉拔。若发现不合格锚杆，要及时在附近补打锚杆。
第三节 巷道规格
一、确定巷道支护形式
根据批复的初步设计施工图，10＃煤层顶板直接顶为K2石灰岩，厚度3-5m，采用锚.网.索支护。遇有地质构造带、顶板破碎时，改用矩型 11＃工字钢梯形棚架支护或选用29＃U型棚架（三和一）支护。
附 ： 断面支护图
第四节 支护形式
1、支护形式：
（1）巷道顶板采用金属方格网布置，锚、网、索支护。
（2）两帮均采用金属方格网、矿用左旋螺纹钢锚杆支护。
（3）巷道顶板锚索支护为2-1-2布置，间排距2400*2400mm；锚索滞后煤头最大不超过一个间距，顶板压力大或破碎时，采用11号矿工钢配合锚、网、索加强支护。
（4）当掘进过程中遇到地质构造带或顶板、帮破碎时，应缩短循环进尺，改用矩形11＃工字钢梯形棚架支护或选用29＃U型棚架（三和一）支护。
严禁出现空顶，支护紧跟迎头。
2、支护材料规格：
（1）锚杆支护材料规格：
顶锚杆 φ22㎜×2200㎜
顶锚托板 φ130㎜×10㎜ 钢托板
顶药卷 MS/K2340㎜ 1支 MS/Z2360㎜ 1支
帮锚杆 φ22㎜×2200㎜
帮药卷 MS/Kφ2340㎜ 2支 树脂药卷
帮锚托板φ 130㎜×10㎜
金属网片选用φ6mm 网格100㎜×100㎜ 的焊接网，长2.0m×宽1.0m。
（2）锚索支护材料及规格：
钢绞线 φ15.24㎜×7000㎜
锚索托板(长×宽×厚) 300㎜×300㎜×12㎜
药卷 MS/Z2360㎜ 2支 MS/K2340㎜ 2支 树脂药卷
3、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，一般取２；
Ｌ1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.6m；
Ｌ2—锚杆外露长度，一般取0.1m。
其中：H=B/2f=5.0/（2×4）=0.63m
B—巷道掘进跨度，m    f—普氏岩石坚固性系数，取3
则：L=2×0.63+0.6+0.1=1.96m
施工时取L=2.2m。
（2）锚杆直径的确定：
根据材料力学计算锚杆直径为：
D=
式中：D—锚杆直径，mm
P—锚杆截面载荷，取150KN。
Jb—螺纹钢锚杆屈服点，取410MPa
D=mm
施工时取D=22mm。
（3）锚杆间、排距计算：

a—锚杆间、排距，m；
Ｑ—锚杆设计锚固力，Q=8×9.8KN=78.4KN。
γ—被悬吊砂岩的重力密度，取22.54KN/m3。
m
施工时取a=0.8m，＜1.92m,间、排距选择合理。
通过以上计算，选用直径22mm、长度为2200mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆间、排距均为800mm×800mm能满足支护要求。
第五节 临时支护
临时支护：掘进时临时支护方式为前探梁支护，前探梁采用φ81×4500mm的钢管加工而成（三根），套环采用φ20的钢筋制作（一梁三环），固定在锚杆上，前探梁上布置50mm×200mm×2000mm木板3至5块另加金属网片支护。 控顶距离：1）机掘时，最大控顶距1.9m，最小控顶距1.1m，遇有地质构造、围岩破碎时变更支护方式，支护紧跟迎头，不允许空顶。
附：临时支护图
第六节 支护工艺
一、顶锚杆安装
1、顶锚杆安装施工工艺：
敲帮问顶找掉危岩、活块——用锚杆钻机钻锚杆孔并清孔——挂网——往钻孔内放入树脂药卷——用钻杆头部顶住树脂药卷并送入孔底——在锚杆尾部上托板并拧上螺母（拧4—5个扣即可）——升起锚杆钻机并用搅拌器联接钻机和锚杆尾部——转动钻机搅拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为15-30s）——停止搅拌但保持钻机推力等待规定时间（根据药卷说明书，一般为1min）——退下钻机并用安装器联接钻机和锚杆尾部——转动钻机拧紧螺母——安装顶板其他锚杆。
1）锚杆应紧跟掘进及时支护，锚杆采用气动锚杆机完成，先用1.0m的钻杆,后换2.5m的钻杆,采用Ø28mm钻头；钻孔时锚杆机升起孔深控制在2100～2150mm,并保持钻孔角度,钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。
2）放入树脂药卷锚杆杆体套上托板及带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆机机头联接，杆端插入已装树脂药卷的钻孔中，升起锚杆机，将孔口处的药卷送入孔底。
3）利用锚杆机搅拌树脂药卷，搅拌树脂药卷是锚杆安装中的关键工序，搅拌时间按厂家要求严格控制，同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断。
4）利用锚杆机紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力，拧紧力矩应达到100N.m，检查锚杆预紧力必须使用力矩扳手。
2、帮锚杆安装
1）帮锚杆安装施工工艺：
敲帮问顶找掉危岩、活块——定孔位——用凿岩机钻眼并清孔——往钻孔内放入树脂药卷——用锚杆头部顶住药卷并送入孔底——用搅拌器联接风动钻机和锚杆尾部——转动风动钻机搅拌药卷至规定时间（根据药卷说明书，一般为15～30s）——停止搅拌放入钻杆等待规定时间（根据药卷说明书，一般为1min）——在锚杆尾部套上托板并用扳手拧紧螺母直到拧不动为止——安装其它帮锚杆。
2）孔深要求2100-2150mm。
3）锚杆拧紧力矩应达到60N.m。
（二）、钢筋网
采用￠6.5mm钢筋焊接而成，其规格为3000×900mm，金属网格150×150mm ，用12﹟铁丝间隔300mm双股扭结。搭接长度不小于100mm。横竖垂直布置，不准夹斜。
5、锚杆、网片质量标准
（1）锚杆孔深度2300mm 误差0～+50mm
（2）锚杆角度：与井巷轮廓线及岩面夹角≤15°
（3）锚杆间排距800×800mm，误差±100mm
（4）锚杆外露长度：露出托板≤50mm-30mm。
（5）铺网质量：符合设计要求和规程规定，网片间绑扎牢固，连接压茬好。
（三）、锚索支护
1、锚索支护的技术参数及其要求
1）检查锚索材料、类型、规格、质量及性能是否与设计相符。
2）以巷道中线（激光线）为准垂直顶板布置一排，然后左右间隔3200mm各布置一排。排距3200mm，间距3200mm锚索进行支护，锚索选用￠21.6mm，L=6300mm。钻孔前应根据设计要求定出孔位，作出标记。
3）钻孔应圆而直，钻孔方向应尽量与岩层主要结构面垂直。
4）锚索钻孔：采用 MQT-130J-33型单体风动锚杆钻机配B28钻头钻孔及安装。
5）孔深度应满足设计要求：孔深控制在6000～6100mm。钢绞线必须推到孔低，尾部露出锁具不得小于150mm，不得大于300mm。
6）锚索杆体：Φ21.6×6300mm，排间距3200×3200mm。
7）托盘：300×300×16mm。配套标准锁具。
8）每根锚索树脂药卷三支（CK2370），顺序至上而下。充分搅拌60s后进行端头锚固。锚索施工后，必须采用锚索预紧张拉器张拉锚索，发现锚索松动或失效时，必须及时补打。
9）锚索：预紧力不低于130kN，锚固力250kN。
2、主要安全技术措施
1)锚索时因弹性绞大，在施工锚索过程中，要防止突然弹跳伤人。
2)开钻前要认真检查锚索、钻杆、钻头，风水管要绑扎牢固，防止脱落伤人。3)开钻前由班长点出打锚索眼位置，间距为3200mm。
4)操作时钻要支稳，转速均匀，防止断钎伤人。
5)操作手接换钻杆不能戴手套，停钻后方可接换钻杆。
6)送药卷前必须用锚索疏通锚索钻孔，送药卷时要注意防止弄破药卷。
7)注意锚索搅拌时间不少于60秒，保证锚固质量。
8)打锚索时锚杆机放置平稳，开钻时要慢，防止操作把伤人。
9)注锚索时，操作转速要均匀，防止锚索甩伤人，外露长度不小于150mm不大于300mm,托盘紧贴岩面，锚索头要压紧不能松动。
10)打注锚索时，严禁无关人员在施工范围内逗留或穿行，防止伤人。
11)严格现场交接班制度，交清当班锚索使用情况及其他事项。
12)施工完毕后，施工机具必须码放在规定地点，管线吊挂盘好，保持巷道内文明生产。
13)锚索施工结束后，按要求进行张拉，张拉时应使张拉油缸与锚索保持同轴，张拉千斤顶卡住锚索后，人员可暂时撤到千斤顶侧面，张拉千斤顶正下方严禁站人，以防止千斤顶脱落伤人。
14）其他安全注意事项和技术要求，严格按«煤矿安全规程»的相关规定执行。
（四）、棚架支护
巷道进入煤层后，因锚网索承受压力大，必须加强支护，在锚网索支护的基础上，选用29＃U型钢棚架支护（三合一棚，29＃U型钢高124mm），棚距中-中500mm，垂直底板呈90º架设，两腿窝深不低于200mm，29＃U型钢棚搭接长度400mm，两卡拦间距200mm，两头各留长度100mm。在起拱线、两间窝及掘进中线各布置一根拉铁，每棚共用5根，拉铁选用10＃槽钢，长1900mm，每根固定三棚，可交叉使用。两头留50mm割槽，两道槽深10mm,中间间隔110mm,每根共割槽三处（棚距中-中500mm），卡在规定位置，然后用U型卡拦卡在29＃U型钢上。架棚时必须保证棚腿扎脚一致，支架无歪扭、迈步。每架棚必须打紧、打牢临时中撑、角撑和腰撑，接顶、背帮用不燃性材料， 必须严密、结实、背牢，局部空顶空帮采用挂双层网复喷措施。在支护作业前严格执行“敲帮问顶”和“三位一体检查”制度，发现隐患及时处理，认为安全后方可进行作业。抬运物料时必须在班组长或跟班队长的统一指挥下进行，并喊口号，所有工作人员必须听从指挥，服从分配。
永久支护作业在锚网掩护下进行。锚杆、网、锚索要及时支护，喷浆成巷其端头距离掘进工作面不大于40m。
（五）、喷射混凝土支护
1、喷射混凝土材料应符合下列要求：
（1）水泥：32.5R普通硅酸盐水泥。
（2）速凝剂：初凝不超过5min，终凝不超过10min。
（3） 砂：中砂。
（4）石料：碎石或卵石，粒径5-10mm，级配良好。
（5）水：水中不得含有影响水泥正常凝结与硬化的有害杂质。
（6）应按设计配合比准确计量。
2、配合比应满足设计强度和喷射要求：
灰骨比：1:4-1:4.5
骨料含砂率：45%-55%
水灰比：0.4-0.5
初喷时配合比：水泥：砂：石子=1:1.96: 2.12。
施工时按实验室配合比通知单拌料施工。
3、混凝土作业喷射时应符合：
（1）在喷射前，应用高压水管将岩壁面的粉尘冲洗干净。
（2）喷射时发现松动石块或遮挡喷射混凝土的物体时，应及时清除。
（3） 一次喷射厚度不得小于50-80mm。
（4）回弹率不得超过15％，可以参入料中继续使用，但掺入量不得超过30％。
4、有水段喷射混凝土时应采取以下措施
（1）当涌水点不多时，用开缝锚杆进行导水处理后再喷射。
（2）当涌水范围大时，设树枝状导水管后再喷射。当涌水严重时可设置泄水孔，边排水边喷射。
（3）改变配合比，增加水泥用量。先喷干混合料，待其与涌水融合后，再逐渐加水喷射，喷射时由远而近，逐渐向涌水点逼近，然后在涌水点安设导管，将水引出，再在导管附近喷射。
5、操作应遵守下列规定：
（1）对喷浆机应随时保养维修，使之经常处于不漏气、不堵塞的良好工作状况。
（2）工作气压控制在0.1-0.15Mpa。水压应大于气压高0.05-0.1Mpa。
（3）喷头与受喷面应垂直，距离应与工作面气压相适应，以0.8-1.2m为宜。
（4）严格控制水灰比，喷到岩面上的混凝土应湿润光泽，粘塑性好，无干斑或划移流淌现象。
（5）突然断水或断料时，喷头应迅速移离喷射面，严禁用高压气体、水冲击尚未终凝的混凝土。
（6）质量标准
（1）巷道净宽：合格 0～+150mm
（2）巷道净高：合格 0～+150mm
（3）锚杆锚固力：合格 不小于设计值90﹪ 优良全部达到设计值。
（4）喷厚：合格不小于设计值的90﹪，全部达到设计值。
（5）表面质量：表面平整密实（凸凹不超过30mm），墙基无裸露。
七、锚杆、锚索巷道支护参数参考表
项目
质量标准
部位
巷道规格及名称
运输联巷
巷道净宽/㎜
巷道中线左、右-50～+200合格0～+150优良
上

4800
中
4800
下
4800
巷道净高/㎜
-50～+250合格0～+200优良
全高
2900
锚固力/mpa
38
顶锚杆
38
38
38
36
帮锚杆
36
36
36
间排距/㎜
±100
顶锚杆间距
800
800
800
帮锚杆间距
800
800
800
排距均为800
角度/（°）
≥75
顶、帮锚杆
≥75
外露长度/㎜
≤50
≤50
锚索
项目
质量标准
部位
巷道规格及名称

运输联巷
巷道净宽/㎜
巷道中线左、右-50～+200合格0～+150优良
上

4800

中
4800

下
4800
巷道净高/㎜
-50～+250合格0～+200优良
全高
2900
锚固力/mpa

锚索
38（初锚）
57（终锚）
46（预紧力）
间排距/㎜
±100
间距
2400
2400

排距均为2400
角度/（°）
≥75

≥75
外露长度/㎜
≤300

≤200-300
第四章 掘进方式及施工工艺
第一节 综掘掘进方式
本巷道破煤方式为机掘，采用EBZ－300综掘机掘进，循环进尺0.8m。
第二节 工艺流程
工艺流程

详见工艺流程图开 机 检 查
激 光 定 位
截 割
检查断面尺寸
临 时 支 护
打 设 锚 杆
下
料
验收
清理巷道

收 尾
修 帮
装煤运输
清 理 收 尾
交 接 班
准备材料
交接班及安检准备工作

第三节 截割方法
1.掘进用EBZ-300型掘进机掘进，操作顺序为：开动油泵电机→开动第二运输机→开动第一运输机→开动耙爪→开动截割头。
2.根据工作面煤层下部为矸石的实际情况，截割时先从中上部煤层，然后从左向右自上而下、从右向左自上而下循环截割。如顶板较软时,由下而上截割,按正常截割轨迹反方向操作。开掘窝槽时，先转动截割头依靠掘进机行走履带，伸缩油缸完成掏槽工作，每次截深为800mm，当窝槽的开掘工作完成以后，关闭行走马达，让装载部与刮板输送机工作，使铲板紧贴底板，并落下后部稳定器将掘进机略微抬高，使机器在切割过程中有良好的稳定性。
3.驱使转动的切割头，根据巷道断面的宽度水平摆动开掘横槽，切割头移动到位后，使其开高一个距离，每次跨距不大于800mm，接着驱使切割头水平摆动。重复以上动作，直至完成整个断面的切割工作。达到最大控顶距时退出掘进机进行永久支护。
4.主要设备布置
主要设备布置图
第二运输机 综掘机

第二运输机 掘进机

胶带输送机

第四节 掘进机使用安全注意事项
1.综掘机司机严格按《煤矿安全规程》和《综掘机司机操作规程作业》操作，严格坚持人走车闭锁，车旁无人才开车制度,认真贯彻安全第一的方针。掘进机司机必须持证上岗。
2.截割头必须在旋转情况直才能向煤壁钻进。
3.当截割头已钻进煤岩壁里时，不允许启动截割电机 ，须先退出后方可启动。
4.需振动时必须等振动正常后，才能进行切割。遇到坚硬岩石时，应当减小切割深度，不允许长时间空开振动。切割时必须将铲板放下，后支撑打起，以增加其稳定性。
5.掘进工作面为半煤半岩时，应先破煤再破岩，破岩时必须将五联阀组的进给速度变换手柄推入，方可缓慢地切割岩石。
6.大块掉落煤岩，需破碎后再装载，不能用刮板机强拉。
7.工作时若有不正常的声响，应立即停机检查，查明原因排除故障后才允许开机。
8.当发现液压系统压力值严重波动，溢流阀经常开启，系统有噪音和严重发热时，应立即停机检查。
9.油箱油温超过70℃时，须降温后再开机工作。
10.截割头在工作时，若遇闷车现象，应立即停机，以防切割电机的损坏。
11.截割前必须提前3分钟发出警报，截割过程中，掘进机左右两侧及迎头严禁有人。
12.掘进机使用维护按《EBZ—300型掘进机使用维护说明书》执行。
13.掘进机必须装有前照明灯和尾灯。
14.掘进机更换大部件时，所使用导链的负载能力必须大于部件重量，导链要挂在牢固可靠的支护上。
15. 综掘机司机必须根据巷道中线进行截割，严禁超控超割破坏顶底板及两帮煤壁，最后支护必须由人工砍壁。
当工作面遇有断层等地质构造复杂地段，机掘困难时，可选用炮掘工艺施工。
第五章 炮掘工艺
第一节 施工方法及施工设备
1.爆破器材选择
1）凿岩机：YT-28型风钻6台，4台工作，2台备用。
2）钎杆：采用B22中空钢成品钢钎，钎长2.2～2.5m。
3）钻头：选用φ42一字型钻头。
4）炸药：选用煤矿许用二号胺锑炸药，规格为φ35×200，重200g。
5）雷管：选用毫秒延期段发电雷管
2.炮眼数目
辅助眼：布置2圈辅助眼，共计18个。
周边眼：布置21个。
底眼：底眼布置11个眼。全断面共布置炮眼54个。
第二节 爆破说明书
爆破爆破图表及说明书：
爆 破 说 明 书
序号
名称
单位
数量
序号
名称
单位
数量
1
掘进断面
m2
15.00
5
瓦斯等级

低
2
普氏系数
f
3~5
6
雷管数目
个
54
3
炮眼深度
m
2.2
7
总装药量
㎏
29.0
4
炮眼数目
个
54
8

炮 眼 布 置
眼号
炮眼名称(个)
炮眼数量（个）
炮眼深度(m)
装药量
炮眼长度(m)
倾角
联线方式
卷数(个)
重量(kg)
水平(度)
垂直(度)
1
掏槽眼
4
2.4
16
3.2
9.6
0
90

串联
2
辅助眼
18
2.2
54
10.8
39.6
0
90
3
周边眼
21
2.2
42
8.4
46.2
87
87
4
底眼
11
2.4
33
6.6
26.4
87
87

合计
54

145
29.0
121.8

预 期 炮 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
%
88.67%
5
每米炸药消耗量
㎏/m
14.5
2
循环进尺
m
2.0
6
每循环炮眼总长度
m
121.8
3
每循环实体
m3
30
7
每方雷管消耗量
个/m3
1.8
4
炸药消耗量
㎏/ m3
0.97
8
每米雷管消耗量
个/ m
27
3.装药工作：打完眼后，要用吹风管将炮眼内的碎矸及岩粉吹净，严格按照爆破图表要求正向装药，对有水的炮眼，必须使用防水套，以免受潮拒爆。同时切断工作面机械设备的全部电源。全部炮眼采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得装错雷管的段号，不得弄断雷管脚线。根据工作面设备配置情况，一次打眼一次起爆确有困难，可采取一次打眼，分组装药放炮方法施工。
安全措施：
（1） 一次打眼分组装药，串联接线，一次起爆。
（2） 每组装药炮眼数不超过12个，相邻两组之间留2.0m间隔，炮眼中插入塘柴。最后视分组爆破情况，再装药放炮。
（3） 炮眼采用正向装药，一次装药一次起爆。放炮顺序自下而上，只允许单机爆破。
4.联线工作：炮眼全部装完药后，由放炮员亲自采用串联的方式进行联线。联线前，远离工作面的端头母线应扭短接，同时无关人员应撤离工作面到安全警戒线以外的安全地带。
5.放炮工作：放炮前，班长必须在指定的警戒线以外清点人员并设置岗哨；放炮工作只准放炮员一人进行，同时应严格执行本工种操作规程；放炮后，放炮员必须先将放炮母线从电源上取下，并将两股母线短接，等工作面炮烟吹散后，先经瓦检员检查后人员方可进行入工作面。若通电后未起爆，必须先摘下母线短接等15分钟以后，方可沿线路检查，排除拒爆故障后，重新按程序放炮。
6.放炮警戒直巷不小于100m，弯巷不小于75m。
7.其它未尽事宜，另行补充措施。
第三节 装载与运输
一、掘进工艺及装载
1.采用机掘、炮掘法落煤。
2.装煤：机掘采用二运转入SGB620/40T刮板运输机、炮掘采用耙渣机装煤。
3.运煤：耙爪机粑至SGB620/40T刮板运输机运至联络巷刮板机，再由联络巷刮板机运到皮带巷皮带机，皮带巷皮带机运至井底煤仓，再由措施井皮带机运至地面。
4.SGB620/40T刮板机头安装打地锚固定，地锚不少于4根，使用锚固剂固定地锚螺栓，地锚螺栓直径不少于16㎜，长度不少于1.0m。刮板机安装，距煤壁不小于0.5m。
第六章 通风管理
第一节 通风系统
1.通风方式与供风距离
采用压入式通风，最长供风距离为1200m。
2.掘进工作面风量计算
该工作面采用压入式通风,配备两台FBDN06.2/2×15KW局部对选通风机，风机必须实现“双风机、双电源”且确保两台局扇能自动切换。采用800mm柔性阻燃胶质风筒供风，保证工作面风流稳定连续。
3.通风系统：新鲜风流→措施井→皮带巷→局部对旋通风机→运输联巷工作面→回风大巷→回风斜井→地面；
（见通风系统图）
掘进工作面通风方式；压入式通风。
4.风量计算：
1）按瓦斯涌出量计算：
Q＝100×q×k＝100 ×1.51×1.7＝256.7 m3/min
式中，Q－掘进工作面实际需要风量，m3/min。
100－单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过0.8％或二氧化碳浓度不超过1.2％的换算值；
q－掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min。
k－掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观测的结果确定，一般可取1.5～2.0。
2）按人数计算：
Q＝4×n＝4×30＝120 m3/min
式中，Q－掘进工作面实际需要风量，m3/min。
4－每人每分钟不低于4 m3/min的配风量；
n－掘进工作面同时工作的最多人数。
3）按局部通风机的实际吸风量计算：（2×15kw对旋风机吸风量为60-440 m3/min，取最大值）
Q＝Q局×I＝440×1＝440 m3/min
式中，Q－掘进工作面实际需要风量，m3/min。
Q局－掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/min。
I－掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
Q大于或等于掘进工作面实际需要风量与风筒实际漏风风量之和，需实测而定。
4） 按炸药量计算（炮掘施工）：
Q掘＝25×A
式中 A—一次爆破最大炸药用量，12.2kg。
则 Q掘＝25×A=25×12.2=305m3/min。
5）确定掘进工作面实际需要风量：
确定掘进工作面实际需要风量440m3/min。
6）掘进工作面风量、风速测算：
a.根据巷道断面积 15.0m2和掘进工作面实际需要风量440 m3/min，验算出正巷巷道风速为：
V正＝Q／S＝440／15.0×60＝0.49m／s
式中 V正－巷道风速，m／s。
Q－巷道风量，m3/min。
S－巷道断面积，15.0m2。
b.根据《煤矿安全规程》中第一百零一条规定：掘进中的煤巷、半煤岩巷最低允许风量为0.25m／s，最高允许风速为4m／s，以上计算出的巷道风速0.49m／s符合《煤矿安全规程》规定。
局扇选型：局扇型号为FBDN06.3/2×15KW的风机两台，风机吸风量为60—440m3/min ，满足供风需要。
5.局部通风机的安装地点
安装在皮带巷皮带机尾交叉口100m处。
第二节 通风管理
1.局扇安装：局扇安设在全风压巷道内支护良好的地点，即：皮带巷皮带机尾新鲜风流中，离底板不小于300mm。局扇采用双局扇、双电源，并能自动切换，符合“三专两闭锁”的规定，并随通风系统变化往前移设。
2.局扇管理：必须设专人定期维护管理保证其正常运转。任何人不得随意停、开；因停电、检修等原因停风时，必须撤出工作面所有人员切断电源，并在巷口设置警标“严禁人员入内”；恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局扇及其开关附近20m范围内风流中瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工启动局扇。
3.风筒管理：风筒设专人检查管理；风筒吊挂在巷道前进方向左帮，要吊挂平直、逢环必挂、接头严密不漏风、无脱节现象。破漏处及时粘补，拐弯巷道使用弯头风筒圆滑过渡减小阻力，风筒漏风率控制在2%以下。
4.风筒出风口距工作面距离不大于5m。
5.风机实行“双风机、双电源”管理，其中主风机运行，副风机带电备用，一旦主风机停电，副风机能够立即切换启动，杜绝发生无计划停风事故。
6.风机实行专人挂牌管理，风机供电实行“三专两闭锁”，开关处悬挂专用设施标志牌，严禁无计划停风。
第三节 安全监测监控
1.监控设备布置：
1）加强工作面瓦斯管理，必须在工作面设置瓦斯监控设备，安装1台JK－2000分站，安装两个瓦斯传感器。
2）T1瓦斯探头设置在距迎头不超过5m的风筒另一侧，距巷道顶板部大于0.3m、距帮不小于200mm，垂直悬挂。
3）T2瓦斯探头设置在回风口10—15m处。
2.传感器瓦斯报警浓度、断电浓度、复电浓度及断电范围的规定：
1）T1探头报警浓度≥0.8%；断电浓度≥1.2%；复电浓度＜0.8%。
T2探头报警浓度≥0.8%、断电浓度≥0.8%，复电浓度＜0.8%。
2）断电范围：1#底板瓦斯抽放巷内所有非本质安全型电气设备。
3.跟班队长、班长、电钳工随身携带便携式报警仪，监测作业地点瓦斯浓度当瓦斯浓度超过0.8%时，停止作业进行处理。瓦斯监控设施在瓦斯浓度超限断电后，严禁自动复电，只有当瓦斯浓度降到0.8%以下时方可人工复电。
4.监控设施管理：工作面的T1瓦斯探头由瓦检员管理，负责随掘进前移按规定悬挂好，严禁随意移动、损坏瓦斯探头及监控设施。
第四节 综合防尘管理
10号煤层煤尘有爆炸性，因此，严格执行掘进工作面综合防尘标准，防尘供水水源来自工作面供水管。
1.防尘管路铺设：防尘管路每隔50m设一个三通阀门，管路的接头、三通不得有流线性漏水，三通阀门必须上手轮，手轮必须安在人行道一侧。
2.净化水幕
1）在距辅运联巷工作面迎头30米左右范围以内安装两道净化水幕。在辅运联巷巷道口10米左右范围内安装一道净化水幕。
2）净化水幕的连接：所有净化水幕的连接为阀门、净化水幕。阀门及所有连接处不得有流线性漏水。
3）净化水幕基本要求：
①水管的长度不得小于巷道宽度200mm；
②水管要安装在距顶板不超过300mm的位置；
③水管的两端各安装一个喷嘴，其余喷嘴间距300～400mm。
3.转载点喷雾：
1）所有运输巷的转载都必须有喷雾设施，连接喷嘴设施时，必须连接阀门、喷雾设施、管路接头，不得有流线性漏水，阀门必须安装在人行道侧。
2）喷嘴高度安在距转载点400mm、宽度200mm的位置，而且喷嘴必须正对转载出煤点。
3）所有喷雾必须呈雾状。
4.综掘机内外喷雾：综掘机必须有内外喷雾，外喷雾直径不得低于0.6m，喷雾能覆盖滚筒。
5.巷道冲洗：工作面的巷道要保持湿润，走路时煤尘不飞扬，巷道口的水管、风管、风筒、电缆、迎风风面的煤尘厚度不得超过2mm，巷道板煤尘厚度不超过2mm，堆积连续不得超过5m。
6.其他：
1）辅运联巷带式输送机机头必须设置专用的灭火水门、变头及洒水胶管，砂箱，灭火器材。
2）辅运联巷内要安装辅助隔爆水袋，隔爆水袋总水量2520L，需40 L的隔爆水袋，共需要安装63个，安装在距离工作面60-200m之间。
第五节 防火管理
1.入井人员严禁携带香烟、点火物品，严禁穿化纤衣服入井。
2.井下使用的润滑油、棉纱，布头和纸必须存放在专用的箱子或铁桶内，废弃的棉纱、布头和纸箱等及时装车升井，不得乱扔乱放。
3.皮带机头前后20m范围内要用不燃性材料支护。机头、机尾要备有至少2个灭火器和一个砂箱（0.5m³）及洒沙工具。
4.井下清洗风动工具时，必须在专用硐室内进行，使用不燃性和无毒性的洗涤剂。
5.电气设备必须完好、杜绝失爆，电气设备附近严禁堆放可燃性材料。
6.井下任何人发现火情，首先采取一切措施直接灭火，并直接汇报矿调度，无法灭火时，所有人员应迅速沿避灾路线撤离火灾危险区。在灭火时应依照下列原则：
1）如果发现电气设备、电缆着火时，首先切断电源后灭火。