f8e700运输上山规程1

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1、第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为-700运输上山及上车场。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为形成一采后组-700水平的生产系统，满足一采后组700水平各煤层开采时的通风、行人、运输、管线敷设的需要。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度：下车场20米、运输上山530m（斜距）。服务年限：10年。四、预计开、竣工时间经矿有关领导研究决定，本掘进工作面自2003年10月份开工，预计2004年7月份竣工。第二节 编写依据一、采区设计说明书及批准时间采区设计说明书名称为-采后组-700水平下区设计说明书，批准时间为2002年12月。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为

2、-700运输上山及下车场工作面掘进地质说明书，批准时间为2003年9月6日。三、矿压观测资料断层附近围岩应力集中。第二章 地面相对位置及地质水文情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况表 表一 水平名称-700 水 平采 区 名 称-700下山采区地面标高（m）+174.8 +179.1井下标高（m）-564.5 -692.7 地面的相对位置及建筑物地面相对位于汶河庄以北 380米处农田，无建筑物。井下位置及掘进地面设施的影响该巷道主要位于-700一采后组13层煤中，东临-700轨道下山。开采后对地面无影响。邻近采区开采情况临近采区尚未开采。走 向124倾斜34

3、长 度待掘巷道地面相对位于地面相对位于汶河庄以北 380米处农田，无建筑物。地面标高+174.8 +179.1m。该巷道主要位于-700一采后组13层煤中，东临113轨道下山。开采后对地面无影响。第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距-900轨道下山主要位于煤13中，煤13底板细砂岩，层厚4.06.2m，平均厚度5.0m。该岩层为浅灰色，中厚层状，硬度系数f=46。煤13顶板第四层石灰岩，层厚4.67.0m，平均厚度6.5m。该岩层上部黄灰色，下部深灰色，硬度系数f=68。煤13厚1.11.6m，平均厚1.3m，f=2.5，半亮煤，井田内为稳定煤层。二、煤

4、层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数该煤层二氧化碳绝对涌出量为0.591m3/t.d，沼气绝对涌出量为0.213m3/t.d，煤尘爆炸指数为40.65%，煤层自然发火期为36个月，为低瓦斯矿井。 顶、底 板 岩 性 特 征 表 表二顶底板名 称岩 石名 称厚 度（m）岩 性 特 征老 顶泥 岩7.0灰黑色，中厚层状。直接顶第四层石灰岩6.5上部黄灰色，顶部洞穴发育，质不纯，含方解石、，下部深灰色，中间夹0.1米页岩。老 底底板细砂岩，该岩层为浅灰色，中厚层状附图：煤岩层综合柱状图（1：200）第 三 节 地质构造煤层倾向124；煤层倾角1721，平均19。该面地质构造较复杂，施工中将受

5、断层影响。断 层 产 状 参 数 表 表三 构造名称走向（）倾向倾角（）性质落差（m）对掘进的影响程度F-16060正断层10大F-214667正断层6大F-317865正断层6大F-46465正断层6大第四节 水文地质一、 水文情况：-700运输上山及下车场位于一采后组下山采区，绝对高程为-564.5 -692.7m，东临113轨道下山，不受老空水威胁。二、隔水层条件：煤13下距底板含水层平均为36.7m，由细砂岩，泥岩等构成隔水层。煤13顶板为第四层石灰岩厚6.5m，井田内已疏干，向上掘进时富水性逐渐减弱至弱水层或无水层，第四层石灰岩以上岩层均为隔水层。施工中无水害威胁。第三章 巷道布置及

6、支护说明第一节 巷道布置该巷道位于-700水平一采后组下山采区，自中部车场已掘下车场片口迎头按煤层走向，坡度为+3开始掘进下车场长约20米，再按片口大样图刷片口，片口施工完后按252度方位掘进运输上山，坡度为14度，掘进至-600煤仓，标高为-564.5米后停掘，长约530米。该巷道东临113轨道下山，待掘巷道工程量全长约550米。开门点标高-692.7米。-700运输上山及下车场平面布置图见图（1：2000）巷道剖面图见图（1：200）开门大样图见图（1：100）。第二节 支护设计一、巷道断面-700运输上山及下车场采用喷锚喷、锚网喷二次支护。断面形状为半圆拱形，S荒 = 11.18 m2

7、，S净 =9.1m2。巷道支护断面、平面图见图（1：50）。二、支护方式（一）临时支护围岩稳定性较好时，采用初喷作临时支护，初喷厚度3050，初喷20分钟后方可进入迎头作业。围岩稳定性较差及破碎带时在初喷下采用3根L3.8米的3英寸的厚壁钢管做为前探梁作临时支护,初喷厚度3050，初喷20分钟后方可进入迎头作业。前探梁上用专用方木、板枇、木楔接实顶板，炮后及时前移，严禁空顶作业。端面距0.3米。斜巷必须使用防滑装置。使用时前探梁间距1m，用金属锚杆和吊环固定，吊环形式为圆形，每根前探梁不少于2个吊环。吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚固剂不少于2块，锚固力不小于130KN /根，前探梁最大控

8、顶距离2.4m，前探梁上方用2块规格为：长宽厚=1500200150mm方木和枇子、木楔接顶。前探临时支护平、剖面图见图（1：50）。（二）永久支护运输上山净宽净高=3.4m3m，采用半圆拱断面，喷锚喷、锚网喷二次支护工艺。顶板正常时一次支护布置7根锚杆，二次支护布置7根锚杆，排间距为1.3m1.3m。顶板破碎时一次支护布置9根锚杆，二次支护布置9根锚杆，排间距为1m1m。顶板破碎时一次支护加挂经纬网。锚固方式均为加长锚。砼厚度不大于150mm。 下车场净宽净高=3.4m2.6m，采用半圆拱断面，喷锚喷、锚网喷二次支护工艺。一次支护布置7根锚杆，二次支护布置8根锚杆，排间距为1m1m。顶板破碎

9、时一次支护加挂经纬网。锚固方式均为加长锚。砼厚度不大于150mm。绞车房净宽净高=2.6m2.4m，采用半圆拱断面，锚网喷二次支护工艺。布置7根锚杆，排间距为1m1m，加长锚固方式。砼厚度不大于100mm。信号室净宽净高净深=2m2m2m，采用半圆拱断面，锚网喷支护周边布置5根锚杆，排间距为1m1m，加长锚固方式。砼厚度不大于100mm。存车场净宽净高=4m3.05m，采用半圆拱断面，喷锚喷、锚网喷二次支护工艺。一次支护布置9根锚杆，二次支护布置9根锚杆，排间距为1m1m。顶板破碎时一次支护加挂经纬网。锚固方式均为加长锚。砼厚度不大于150mm。支护材料为等强度螺纹钢锚杆，冷拔钢丝网，喷射混凝

10、土（水泥、石子、砂子），锚杆排间距均拟定为1300mm，喷体厚度150mm。按悬吊理论计算锚杆参数（按顶板正常时计算）：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K=2；L1 锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；L2 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；其中：H = = 0.62 (m)式中：B 巷道开掘宽度，取3.7m；f 岩石坚固性系数，取3.0；则L=20.62+0.5+0.1=1.84(m)2、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a：a =式中：a 锚杆间排距，m；Q 锚杆设计锚固力，130KN/根

11、；H 冒落拱高度，取0.62m；R 被悬吊石灰岩的重力密度，取58.15KN/m3；K 安全系数，一般取K=2；A =1.662(m)通过以上计算，选用直径18mm、长度2000 mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆排、间距为1300mm。围岩稳定性较好时采用初喷作临时支护，前排锚杆距迎头超过1300mm时及时按注锚杆。当围岩稳定性较差时，在初喷下采用做为前探梁作临时支护，锚杆排、间距缩小为1m，并加挂金属网初喷跟迎头，复喷距迎头不得超过40m，初喷厚度为3050mm，复喷总厚度不大于150mm，洒水养护时间不少于28天。（三）锚网喷工程质量规定锚网喷支护巷道工程质量规定见表四。项 目质量标准 (mm

12、)部位巷道规格及名称 (mm)轨道下山轨道下山巷道净宽左帮0+100拱基线17001700墙 中17001700墙 脚17001700右帮拱基线17001700墙 中17001700墙 脚17001700巷道净高腰线下30腰线上-10+100腰线至拱顶17001700腰线下13001300锚固力拱130KN/根130KN/根两帮130KN/根130KN/根喷浆及混凝土强度18 MPa18 MPa喷射厚度墙左150150右150150拱左150150右150150锚杆布置100拱1300130010001000左1300130010001000右1300130010001000防水特殊要求锚杆规

13、格182000182000锚杆安装人工安装人工安装喷射质量喷射均匀、无裂隙喷射均匀、无裂隙水 沟30深度300300宽度30030015腰线距水沟底1400140050中线至内沿13001300锚杆距迎头12001200复喷距迎头4000040000水沟距迎头120000120000工业卫生三无一畅 清洁卫生 项 目质量标准 (mm)部位巷道规格及名称 (mm)轨道下山轨道下山巷道净宽左帮0+100拱基线17001700墙 中17001700墙 脚17001700右帮拱基线17001700墙 中17001700墙 脚17001700巷道净高腰线下30腰线上-10+100腰线至拱顶1700170

14、0腰线下13001300锚固力拱130KN/根130KN/根两帮130KN/根130KN/根喷浆及混凝土强度18 MPa18 MPa喷射厚度墙左150150右150150拱左150150右150150锚杆布置100拱1300130010001000左1300130010001000右1300130010001000防水特殊要求锚杆规格182000182000锚杆安装人工安装人工安装喷射质量喷射均匀、无裂隙喷射均匀、无裂隙水 沟30深度300300宽度30030015腰线距水沟底1400140050中线至内沿13001300锚杆距迎头12001200复喷距迎头4000040000水沟距迎头120

15、000120000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、锚杆及锚固剂：锚杆为L=182000mm金属全螺纹钢等强锚杆；每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，锚固长度不少于700mm，锚杆外露长度为3050mm，金属经纬网：使用10#以上铁丝编织，网格尺寸为8080mm；树脂药卷，规格L=28350mm；平托盘及异形托盘。底角锚杆采用L=182200mm金属全螺纹钢等强锚杆。锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚固剂型号为MSZ2535，每根锚杆锚固力不小于130KN。2、网采用直径不小于3.5mm的冷拔铁丝制作的经纬网，网的规格为长宽=30001000mm，网格为长宽=8080mm，网

16、要压茬连接，搭接长度不小于80mm，相邻两块网之间要用14#铁丝连接，连接点要均匀布置，间距0.1m。3、喷射混凝土使用必须用标号不低于425#水泥，过期失效的严禁使用。沙为纯净的河沙，下井前要过筛，颗粒粗细均匀，含泥量按重量计算不大于3。石子粒直径小于20mm，将粒径大于15mm的石子控制在20%以下，石子过筛，并用水冲洗干净。混凝土强度18Mpa， 配比为水泥：沙：石子=1：2：2；初喷为水泥：沙=1：2；速凝剂型号为J85型、掺入量一般为水泥重量的24%，喷拱取上限，喷淋水区时，可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。二、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前，首先按照中、腰线

17、严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，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，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，深度1.9m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在临时支护的掩护下操作。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆安装前，应将眼孔内的积水、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，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

18、固剂，外端头套上专用工具（钎尾），用风煤钻卡住专用工具，开动风煤钻，使风煤钻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，搅拌旋转时大于40秒后，卸下螺帽，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，拧紧力矩不小于130NM。三、喷射混凝土1、准备工作检查锚杆安装和冷拔丝网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。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，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。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。喷射前必须用高压风水冲洗岩面

19、，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。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0.81.0m为宜。人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力在0.4MPa，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0.40.5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5070mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2个

20、小时。否则应用高压水重新冲洗受喷面。3、喷射工作喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧皮带，以便收集回弹料，喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次，一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。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，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。4、喷射质量喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。当围岩稳定性较

21、好时：锚杆14套、树脂锚固剂28块、冷拔钢丝网3块、水泥3.74t、石子2.3m3、砂子2.3m3。当围岩稳定性较差时，要加挂金属网支护，排、间距为1000mm，锚杆18套、树脂锚固剂36块、冷拔钢丝网3块。施工中备用材料不少于2天的用量，并在专用料场中挂牌管理，码放整齐。第四章 施工工艺第一节 施工方法-700运输上山及下车场开门口的施工方法：-700运输上山及下车场开门口为锚网喷支护，顶板完整。施工前，首先按由外向里的顺序，对开门口处前后各10m范围内的支护进行检查，如有开裂的喷体，要及时找掉，并补打锚杆、挂网，并掩护好附近的电缆、风筒及风水管路，防止响炮打坏，确认安全后，方可开门掘进。巷

22、道采用光爆锚喷向前掘进时，根据围岩硬度周边眼距定为350400mm，抵抗线为500mm，周边眼距与抵抗距之比值，在硬岩中取0.70.8为宜，而在软岩中取0.60.8为宜。周边眼全部予留光爆层，光爆层厚度100mm，残眼率达到50%以上。第二节 凿岩方式本规程所施工的巷道均采用打眼放炮的方法破岩。一、打眼机具： 采用7665M 型风钻打眼，风源来自-210水平压风机房。安注锚杆时使用ZMS-60型风煤钻。 二、降尘方法降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、扒装前洒水、爆破前后冲刷岩帮、开放水幕。第三节 爆破作业掏槽方式为楔式掏槽法。一、炸药、雷管二级煤矿许用乳化炸药，煤矿许用毫秒延期电雷管（15段）

23、电雷管必须编号。二、装药结构正向装药结构。三、起爆方式起爆使用MFd-100型发爆器，采用光面爆破，联线方式串联。炮眼布置图见图。装药结构示意图。 爆破说明书。第四节 装、运岩(煤)方式一、装岩（煤）方式巷道掘进施工中，用ZYP-17KW型扒斗式扒装机装岩（煤），扒装机尾轮的固定位置应高出岩堆8001000mm以上，尾轮用钩挂在固定楔上，固定楔长度为600800mm，固定楔的孔深度不小于400mm，眼距不小于1m。卡轨器损坏或不起作用时要及时更换，否则不得耙装。扒装机的固定措施：下车场耙装机的固定措施： 1)选择巷道顶帮支护好和围岩稳定的地点，补打失效和缺的锚杆。2)移耙装机到位后，将卡轨器同

24、轨道卡紧卡牢，支好撑棍。处于弯道耙装时，耙装机卸料槽两侧要用双股6 分钢丝绳拉紧，另一端用固定楔打入底板和两帮，有效深度不小于800mm。 上山耙装机的固定措施： 、耙装机到位后，除用四个卡轨器固定外，必须用两道钢丝绳将车盘与轨道固定连接在一起，轨道上安设四副可靠的阻车器。 、在轨道的两侧分别打入底锚,有效深度不少于1500mm，用双股6分钢丝绳，不少于两个绳卡子将耙装机的底盘同底锚拴紧、拴牢。 、最后在卸料槽后上方顶板打一钢轨镢子，用钢丝绳将后卸料槽吊紧。 扒装机机身上方装岩槽上两侧应正常安设封闭式挡绳栏杆，上沿与顶板相齐，且要固定，挡绳栏杆应用直径不小于20mm的旧钎子焊制，网络间隙不超过

25、300mm。扒装机距迎头最大距离为40m，最小距离为6m。二、运输方式施工中采用一吨标准矿车运输，经JT-25KW绞车倒拉牛提升，中部车场采用人力推车，JD-25KW绞车采用锚杆固定，必须固定在岩石底板上，锚杆有效深度不少于 1.6米，数量不小于8根，用四块压板固定牢固，加长锚固方式。每根锚杆锚固力不小于13吨。倒拉牛运输时，回头轮和地梁的固定方法是:：导向轮的强度要满足提升安全要求按公司标准设计加工或委托机厂加工。采用长度不小于1.6米的11#矿用工字钢，横放在轨道下面，在工字钢的两端各打两根长度不小于 1.8米的锚杆，有效深度不小于1.5米加长锚固方式，每根锚杆锚固力不小于13吨。并用压板

26、固定牢固，将导向轮固定在工字钢上。严禁将导向轮固定在耙装机上。固定导向轮的钢丝绳或连接间的强度应大于提升绳的强度。具体方法是：使用双股钢丝绳把回头轮固定在工字钢横梁上，钢丝绳要在横梁上缠绕两圈，绳端可采用茬接或用4个卡子，双股固定。施工时，小绞车钢丝绳每天检查一次，由机电班长亲自检查或安排专职维修工检查，发现问题及时处理，并要求检查人员将检查处理结果记录专用记录本中备查。 采用倒拉牛提升方式时，必须在绞车前方12-20米处支设四棵护身点柱，点柱采用矿用11#工字钢棚，点柱支设必须迎山有力，柱窝不小于0.1米。第五节 管线及轨道敷设在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位

27、置要求吊挂牢固整齐。电缆勾每隔3m一个，电缆垂度不超过50mm。水管要接口严密，不得出现漏水现象，水管距迎头20m范围内使用16 mm高压胶管，20m外使用二寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不大于10m。迎头掘进临时轨道的敷设必须符合质量标准化验收标准中的规定，轨距：允许误差+10、-5毫米。水平：不大于10毫米。轨缝：不大于5毫米。接头平整度：不大于3毫米。轨枕间距：不大于0.9米。轨型一致且不小于22Kg/m，磨损锈蚀不超限。构件齐全，紧固有效。使用底弓弯道，无折线点。轨道距迎头640m。 第六节 设备及工具配备 设备及工具配备情况表 表六 序

28、号名称规格型号单位数量备注1耙装机ZYP17KW部12风钻7665M部4一部备用3风钻钎子0.5、1.5、2.1m根6每种各两根4风煤钻ZMS60型部15风镐D-1部16喷浆机PZ-5B部17局部通风机2BKJ5.6型部28大锤10P把29铣把510镐把211拉拔器20吨部112测杆1.6米根113吹眼器根214扭力扳手0.8米把115炸药箱个116雷管盒个117水炮泥箱个118炮头盒个119炮泥箱个120放炮器MFB-100型闭锁式部121工具包有线绳、皮尺、粉笔等个1第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织巷道掘进采用每天“三八”制（一天三班，每班八小时）组织生产，每天两个循环，

29、循环进尺1.5m。日进3.0米，月进70米。采用综合掘进队分三班施工，全队在册54人，每班18人，正常出勤15人，出勤率为83%。其中包括队长一人，专职爆破工一人，机电维护工一人等，共同担负迎头打眼、爆破、运输、支护、喷浆等工作。喷浆队担负机后二次支护、水沟打砌等工作。喷浆队可与迎头施工平行作业，迎头进行爆破工作、提升时，必须提前通知喷浆队及时停止施工，进入安全地点躲避。附：劳动组织表工 种出勤人数备 注一班二班三班小计打眼工66618迎头工放炮工1113专职持证耙装工2226迎头工兼支护工66618迎头工兼摘挂钩工44412专职持证铁路木工2专职喷射手1113迎头工兼喷浆机司机1113迎头工

30、兼拌料工2226迎头工兼装岩机司机1113持证机电维护工1113专职持证局扇司机1113队长兼小电车司机1113持证绞车司机1113持证其它工2226辅助工队长2226合计18181854在册第二节 循环作业图表 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，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。附：正规循环作业图表第三节 主要技术经济指标参见技术经济指标表。技 术 经 济 指 标 表 序 号项 目单 位数 量半煤巷全岩1巷道总长度米205302在册人数人54543出勤率83834循环进度米1.51.55每班循环次数个2

31、/32/36日循环次数个227日进度米338月进度米70709效率米工0.050.0510坑木消耗M3/m0.030.0311炸药消耗Kg/m10.310.312雷管消耗发/m282813炮泥消耗Kg/m282814水炮泥袋消耗个/m565615锚杆消耗套/m141816树脂锚固剂消耗个/m283621金属网消耗m2/m6.5825沙子消耗m3/m2.32.326石子消耗m3/m27速凝剂消耗Kg/m757528风钻消耗部/百米0.70.729风钻钎子消耗根/m0.60.630风钻钻头消耗个/m0.890.8931风煤钻消耗部/百米1134风水管消耗m/m727235风筒消耗米/百米60603

32、6放炮母线消耗米/米0.3150.31537钢丝绳消耗Kg/百米37431538钢轨消耗Kg/m484839油脂消耗Kg/m0.460.4640配件消耗元/米272741其它消耗元/米6868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，局部通风机安设在113轨道下山17横贯以上30米处新鲜风流中，最长供风距离750m。一、掘进工作面风量计算：每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。(一) 按瓦斯涌出量计算Q掘 = 100q瓦掘k掘通 （m3/min）式中： Q掘

33、掘进工作面实际需要的风量，（m3/mim）；q瓦掘 掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，0.213（m3/mim）；k掘通 掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取k掘通 = 2。Q掘 = 1000.2132 = 42.6（m3/min） (二) 按人数计算Q掘 = 4n （m3/min）式中：n 掘进工作面同时工作的最多人数，取20人。Q掘 = 420=80 (m3/min)(三) 按局部通风机的实际吸风量计算Q掘 = Q局机 I （m3/min）式中：Q局机 掘进工作面局部通风机的实际吸风量225m3/minI 掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台。Q掘 = 2251 = 225（m3/

34、min）通过以上计算，拟选用152KW2BKJ-5.6型对旋式风机型局部通风机，吸风量225 m3/min。二、掘进工作面风速验算（一）按最低风速验算岩巷掘进工作面的最低风量Q岩掘9S岩掘 （m3/min）式中：S岩掘 岩巷掘进工作面的断面积，11.18m2 ； Q岩掘 局部通风机吸风量225m3/min225m3/min 911.18 = 100.62 (m3/min)（二）按最高风速验算岩巷掘进工作面的最高风量Q岩掘 240S掘 （m3/min）式中：S岩掘 掘进工作面的断面积，11.18m2225 m3/min 2407.65 = 2683.21836 （m3/min）通过以上计算及验算

35、，迎头所需风量为100.62 m3/min,施工中按100.621.1=110.68 m3/min配风。选择152KW，2BKJ-5.6型对旋式局部通风机，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。为保证迎头正常供风的需要，选择双风机双电源方式供风。600mm的阻燃风筒。三、局通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点局部通风机应安装在113轨道下山17横贯以上30米处新鲜风流中，且距回风口不小于10m，该处（局部通风机吸风口至掘进工作面回风口）巷道的风速不得低于0.15m/s。2、通风系统局部通风机113轨道下山中部车场待掘-700运输下山及下车场迎头中部车场113轨道下山17横贯11

36、3回风下山总回。附：局部通风机安装位置图。附：通风系统示意图。第二节 压风系统风源来-210水平压风机房，自-210m大巷、人行井、-450m井底车场、一采后组石门、113轨道下山、中部车场接入迎头，分别用4寸、2寸铁管和25mm高压胶管接至迎头。压风机房的风压为6 MPa，迎头风压最小为3.5MPa。压风系统：-210水平压风机房-210m大巷-450m井底车场一采后组石门113轨道下山山中部车场迎头。附：压风系统示意图。第二节 防尘系统防尘水源来自-450水平老一采石门六层大巷储水池，自老一采石门水管经113轨道下山15片口以上旧配电所113轨道下山中部车场迎头，分别用2寸、16mm高压胶

37、管接至迎头，每50米设三通一个。迎头外设二道喷雾，冲击波水幕距迎头不得超过20米，要求悬挂于顶板，冲击板要易于打开，不得受风筒和其他物件挤压；手动水幕距迎头不得超过50米，半煤岩巷道距迎头5-10米范围内加安一道水射流水幕。冲击波水幕和手动水幕要能覆盖全断面，并且喷头向迎头方向呈45度角，雾化良好。采用湿式打眼，定炮使用水炮泥，爆破喷雾、扒装洒水，冲刷岩帮，净化风流、安设隔爆设施等综合防尘措施。防尘系统：老一采石门水管113轨道下山15片口以上旧配电所113轨道下山中部车场迎头侧式供水钎子巷道内水幕扒装洒水装水炮泥水针冲刷岩帮水管附：防尘系统示意图。第三节 防灭火-700运输下山及下车场掘进，

38、采用风钻打眼，喷锚喷、锚网喷二次支护，爆破喷雾尘，防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。用备用沙子、岩粉直接灭火，控制风流、调节风流控制火势蔓延。防火水源来自老一采石门六层大巷储水池经老一采石门113轨道下山15片口以上旧配电所113轨道下山中部车场迎头，分别用2寸、16mm高压胶管接至迎头。防火系统老一采石门水管113轨道下山15片口以上旧配电所113轨道下山中部车场迎头 侧式供水水管巷道内水幕 扒装洒水管装水炮泥水管冲刷岩帮水管第四节 安全监测系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、区长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象

39、（甲烷报警点为1%）必须进行处理。2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井后由发放人员填制“一炮三检”报表。3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作，进行处理。4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：1、掘进工作面甲烷传感器安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1.5%C

40、H4，复电浓度为1.0%CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。2、甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。附：安全监测仪器仪表示意图 。第六节 供电系统该迎头掘进施工中，电源来自-450水平中央配电所，供电方式为采用单独变压器供电，双风机必须做到自动切换，经DW80-350开关橡胶电缆接至DW80-350开关，再用不同平方电缆，经过综合保护开关，供迎头各机械设备用，电缆要吊挂整齐，电缆钩每三米一个，电缆的垂度不大于50mm。必须采用风电闭锁检漏继电器等设备。供电系统：-450水平中央配电所一采后组石门113轨道下山中部车场迎头

41、附：供电系统示意图。第七节 排水系统根据地质说明书的有关资料，该面仅在裂隙发育地段煤13顶板石灰岩含裂隙水，掘进过程中有淋水出现，随揭露范围增加而逐渐疏干。排水系统：-700运输上山及下车场迎头水自流到中部车场水仓113轨道下山一采后组石门水沟-450泵房-450井底车场人行井-210泵房地面。附：排水系统示意图 。第八节 运输系统运矸系统：空车由三立井-210m大巷矸石井 -450井底车场一采后组石门113轨道下山中部车场迎头。重车由迎头中部车场113轨道下山-一采后组石门-450井底车场矸石井-210m大巷三立井。运料系统和运矸系统中空车路线相同。钢丝绳强度检验 JT-25型绞车1)提升能

42、力验算: JT-25型绞车 F牵=1800kg 绳=15.5619 坡度14 。长度530m一次提升1个车 FS =12500 自重：0.98kg/m Fmax=n(Q矸Q自)（Sinf1Cos）+PL（Sinf2Cos）=1(1300730)（Sin140.015Cos14）+0.98530（Sin140.2Cos14）=746.15F牵2)安全系数验算：m安6.5 M= FS/ Fmax=12500/746.15=16.756.5通过验算，选择JT-25型绞车提升1个车符合安全要求。附：运输系统示意图。第九节 通迅系统本工作面安设的电话，采用煤矿井下防爆电话, 安设在巷道宽敞卫生的地点或车

43、房、躲避所内，电话附近应有人员活动，保证通讯畅通。电话能够直接和主副井绞车房、井底车场、运输调度室、采区变电所、上下山绞车房、水泵房、带式输送机集中控制硐室、井下主要水泵房、井下中央变电所、矿井地面变电所和地面通风机房、矿调度室相互直接联系。第七章 灾害预防及避灾路线一、 灾害预防（一）防治瓦斯的措施1、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少两次到迎头检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况，爆破工要做到一炮三检并记录好，班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次沼气浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪悬挂在迎头外5m处的地点。2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁打眼

44、；爆破地点附 近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1%时，严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓 度达到1.5时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5 时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面内，体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2时，附近20m内，必须停止工作，撤 出人员，切断电源进行处理。3、严格执行炮眼布置，装药量、炮眼装填的规定。4、对发生高冒地点，要及时采取充填或导风措施。防止有害气体积聚，并将 处理结果记入专用记录本中备查。5、掘进头供电要与采煤面分开，并使用风电闭锁装置。（二）防止自燃发火的措施1、掘进巷道

45、严禁堆积浮煤，积尘要及时清除。2、凡发生冒高超过2m或空洞体积超过6m3的情况要及时填实或设导风板，防止积聚热量发火，并将处理结果记录查。3、健全完善防火管路系统（与防尘共用），管好用好本工作面防火管路，装备及设施。4、完善检测措施，做到一氧化碳超限不作业。二、避灾路线若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离并熟悉各避灾路线：1、 若迎头发生水灾时，施工人员应按如下路线进行撤离。-900轨道下山迎头中部车场113轨道下山一采后组石门-450井底车场人行井-210大巷三立井地面。2、若迎头发生瓦斯爆炸，煤尘爆炸等火灾事故，迎头施工人员应按如下线路进行撤离。-900轨道下

46、山迎头中部车场113轨道下山一采后组石门-450井底车场人行井-210大巷三立井地面。附：避灾路线示意图。第八章 安全技术措施第一节 施工准备1、施工前，由区（队）长负责组织，由技术人员（编写人员）负责传达批准的掘进作业规程。传达后进行考试、签字,成绩合格方可下井作业。不合格的人员必须补考，补考合格后再下井作业。轮休或请假的人员上岗前必须进行学习，并考试合格。干部工人学习、考试成绩分别登记在掘进作业规程学习考试记录表上。2、施工前，地测科必须提前给出开门位置，标定好中腰线，施工单位严格按线施工。3、开门前，必须对开门点左右各10m巷道支护进行检查加固，并将各种管路、电缆落地用旧皮带、板梁掩护好

47、。4、开门前，应提前按设计要求，安设局部通风机接好风筒，准备各种支护材料。第二节 “一通三防”管理一、通风管理1、每个掘进工作面开工前， 必须按煤矿安全规程及掘进作业规程要求安装局部通风机，保证有足够的风量，严禁采用扩散通风。局部通风机必须有兼职人员挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，矿车等不得磨擦挤压风筒，风筒口距迎头不大于10m，以保证迎头有足够的风量，漏风率不超过3。每隔米打一吊挂眼拉线吊挂。风筒的悬挂必须保持平、直、稳。逢环必挂，拐弯处要设弯头。分岔处要设三通，异径风筒要用过渡节，先大后小 。风筒接头要严密

48、不漏风。过墙处要使用铁风筒。风筒要及时延长和缝补破口，提高出口风量，坏的风筒要及时更换。3、管理好为本工作面调风的风门、风窗等设施，不准随意同时打开风门和挪 动风窗位置，并保护好瓦斯牌板。4、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，局部通风机不开时，要把人员撤至进风巷内，并在巷道门口位置设置“严禁人员入内”的警戒牌，迎头禁止爆破。自动停电时，要撤出人员，待查明原因，确认安全后再启动。5、使用局部通风机的掘进工作面，不得停风；因检修，停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局部通风机及开关附近10m内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人

49、工开启局部通风机。6、局部通风机必须使用风电闭锁、使用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电或与采煤工作面分开供电。7、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，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%，且符合煤矿安全规程第一百二十九条开启局部通风机的条件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。二、防尘管理1、湿式打眼，打眼工佩带防尘口罩。2、距掘进工作面20m范围内必须安设水针，水针所在地有盛放水炮泥的箱子，箱子内有不少于定一次炮所用的已灌好水的水炮泥。必须使用水炮泥定炮。3、扒装机卸料槽上方安装水幕，实现扒装喷雾。扒装前对岩堆洒水。4、迎头的冲击波水

50、幕距迎头不得超过20米，要求悬挂于顶板，冲击板要易于打开，不得受风筒和其他物件挤压；手动水幕距迎头不得超过50米，煤巷及半煤岩巷道距迎头5-10米范围内安设水射流水幕。冲击波水幕和手动水幕要能覆盖全断面，并且喷头向迎头方向呈45度角，雾化良好。放炮员在联炮后向外敷设母线时开启水幕，放炮后等炮烟散净后关闭喷雾。5、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象。6、防尘管路必须接至迎头，每50m设三通一个，以便及时降尘。三、防火管理掘进时采用风钻打眼，爆破喷雾尘，防火的重点是防设备、缆线和人为火灾。1、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉灭火。2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾，可利用身边物

51、件，水管直接灭火。3、应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。第三节 顶板管理1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须检查。2、掘进中，施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在打眼定炮、安注锚杆过程中应清除危岩、排除隐患。3、找顶工作必须遵守下列规定：找顶工作应有2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里先顶部后两帮，依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。找顶工作人员应戴手套，用长把工具找顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时

52、，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。4、每次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后，必须由爆破工、 瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板、锚杆等情况，经紧好锚杆后方可在临时支护的掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行正式支护。5、严禁空顶作业，放炮前最小空顶距不大于0.9米、放炮后最大空顶距不大于2.4米。爆破后及时进行临时支护。6、在顶板破碎、压力大或地质变化带下作业时，缩小锚杆排距为0.8m，打眼深度不超过1m。7、临时支护：利用初喷作临时支护。初喷厚度不小于30mm。初喷20分钟以

53、后人员方可进入迎头进行锚网或其它工作。顶板破碎时，采用初喷加前探梁做临时支护。(梯形断面采用根吊环式前探梁、拱形断面采用3根吊环式前探梁作临时支护。车场采用三根前探梁.。前探梁的规格，长3.8米、直径3.0英寸的厚壁钢管制作。每根前探梁必须使用个正规的吊梁器，并使用方木、板枇、木楔与顶板接实刹牢。前探吊环每移动一次，都要检查它的结构牢固情况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换。 前探梁在放炮后及时前移至迎头，端面距不大于0.米。斜巷必须使用防滑销.前探梁要根据临时支护断面支设。前探梁要爱护使用，被放炮打坏、打弯的要及时更换。若地质条件发生变化，前探梁无法使用时，必须采用2-3棵直径不少

54、于0.16米的优质木点柱做临时支护。)8、锚网喷巷道洒水养护，7天以内，每班洒水一次， 7天以后，每天洒水一次，养护时间不少于28天。9、锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托盘紧贴巷壁。10、每班安装的锚杆要在交接班时，由验收员用测力计进行测力验收，当班测定合格的锚杆必须由验收员记录于原始记录本中，存好备查，凡是锚固力达不到130KN/根的锚杆应当班补打，重新安装。11、打锚杆眼、安装锚杆： 打锚杆眼必须具备0.5 米、1.0 米、2.3米长的三种钎子。打眼时，要掌握好角度，严禁出现锚杆穿皮现象。 严格执行煤矿工人技术操作规程“锚喷支护工”中规定。 安装锚杆必须使用专用工具，如连接套、大

55、扳手、风动锚杆搅拌器等。12、安装的托盘要与围岩、煤帮接触严密，严禁在托盘后充填木片、碴子等杂物，托盘、螺母要上紧上牢，锚杆外露长度3050mm。13、安装锚杆只能使用风煤钻进行安注，严禁直接采用砸投的方法将锚杆砸入锚固剂内。14、锚固剂固化前，不要使杆体移位或晃动，尤其是在安装顶眼时更应该注意，锚杆安注后12min前不得给锚杆预紧力，更不能拧紧。15、锚网喷支护巷道当过断层或顶板破碎严重、有冒落险情时，要首先在迎头外顶板完整处支设三架棚，使上前探支架和防倒铁路镢子后，方可采用架棚支护向前掘进，现场要备足不少于5架棚的物料。16、施工现场应备好测力扳手或测力计，并正确进行拉力试验，施工过程中要

56、保护好器材。第四节 爆破管理1、掘进工作面所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员，必须熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规程有关规定。2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，严格执行掘进工作面作业规程及其爆破说明书。爆破作业必须执行“一炮三检制”（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯）。3、爆破作业必须严格执行“三遍哨子制”（一响撤人、二响爆破、三响解除）、“三保险”（拉线、设置警标、吹哨）和“三人连锁”制度。4、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。5、爆破作业，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管，煤矿许用炸药安全等级不得低于二级，煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms。6、严禁使用2台发爆器同时进行爆破。7、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁