掘进作业安全操作规程参考范本.doc

1、目录第一章 概况3第一节 概述3第二节 编写依据3第二章 地质概况3第一节 地面相对位置及水文地质情况3第二节 煤（岩）层赋存特征4第三节 地质构造5第四节 水文地质5第三章 巷道布置及支护说明6第一节 巷道布置6第二节 支护设计6第三节 临时支护及循环进尺8第四节 施工质量要求8第四章 施工工艺及施工方法9第一节 施工准备及施工工艺9第二节 施工方法11第三节 凿岩及爆破12第四节 装载与运输12第五节 管线敷设13第六节 设备及工具配备13第五章 劳动组织方式14第一节 劳动组织14第二节 循环作业14第三节 主要技术经济指标16第六章 生产系统16第一节 通风系统16第二节 压风系统17

2、第三节 防尘及供水系统18第四节 防灭火19第五节 瓦斯防治及安全监测系统20第六节 供电系统21第七节 排水系统21第八节 运输系统21第九节 通迅联络系统21第十节 人员定位系统21第七章 灾害预防及避灾路线22第一节 灾害预防22第八章 安全技术措施29第一节 施工准备29第二节 “一通三防”管理30第三节 顶板管理32第四节 爆破管理35第五节 防治水管理40第六节 机电管理40第七节 运输管理43第八节 其它46第一章 概况第一节 概述一、巷道名称本掘进作业规程掘进巷道为1905运输巷。二、掘进目的及巷道用途 施工1905运输巷，形成完善的回采系统，满足回采期间巷道运输需要。三、巷道

3、设计长度及服务年限 巷道设计长度710m（平距），服务年限 3年。四、预计开竣工时间经矿研究决定，本掘进巷道自2018年3月开工，预计2018年9月竣工。第二节 编写依据一、采区设计说明书及批准时间 本工程的设计说明书名称为煤矿改造初步设计修改说明书。批准时间为2015年12月，批准文号安监发2015148号文。 二、地质说明书及批准时间 地质说明书为煤矿1905运输巷掘进地质、水文说明书批准时间为2018年3月。 三、矿压观测资料 根据煤矿生产实践资料，岩层稳定性较好，矿压显现不明显，但遇特殊地质构造时，不排除矿压显现的情况，需加强支护。第二章 地质概况第一节 地面相对位置及水文地质情况水平

4、名称+285水平巷道名称1905运输巷地面标高（m）406-617井下标高（m）+285地面相对位置及建筑物+285工作面所对应的地面标高406-617m，相对高差211m。区内地表植被发育，多为乔木及灌木，局部种植人工林。井下位置及掘进对地面设施影响1905运输巷位于+285车场石门南侧，巷道掘进对应地面区域为山丘，无任何建筑物，也无任何水体存在邻近区域开采情况煤矿开采上套煤，位于吉林省杉松岗矿业集团龙马煤矿和靖宇县鼎元煤业有限公司鼎元煤矿上部，龙马煤矿及鼎元煤矿开采下套煤，上述两煤矿的开采对本矿的开采没有影响。走向180倾角9-15长度710m地面相对位置及水文地质情况表第二节 煤（岩）层

5、赋存特征该掘进工作面为9号煤层,倾向在80-90，倾角9-15之间，煤层厚度0.63-1.20m，平均厚度0.92m。煤层含夹矸石1-3层，厚度在0.1m-0.4m，夹矸为粉砂岩、泥岩、炭质页岩，与其下部8号煤层间距5-15m，平均间距10m。区内煤为黑色，条带状结构，层状及块状构造，贝壳状断口，性脆易碎，内生裂隙发育。煤岩组分以暗煤为主，次为亮煤，宏观煤岩类型属半光亮型煤。煤的视密度1.361.83t/m。根据该矿井瓦斯鉴定资料说明，瓦斯相对涌出量为2.12m/t，绝对涌出量为0.24m/min，属瓦斯矿井。煤尘有爆炸危险，没有煤与瓦斯突出现象。煤层自燃倾向性属类，即自燃。根据该区以往开采实

6、际，井下温度未发现异常现象，地温梯度小于3/百米，属地温正常区；瓦斯梯度为55m左右。煤层顶底板特征（一）煤层顶、底板岩性及工程地质特征上含煤段可采煤层的顶板粉砂岩、泥质粉砂岩和泥岩，据1993年吉林浑江市靖宇县靖宇煤田马当勘探区勘探（精查）地质报告抗剪强度为4.6Mpa，抗拉强度为3.2Mpa，抗压强度为30.0Mpa，底板粗砂岩的抗剪强度为6.95Mpa，抗拉强度为3.40Mpa，抗压强度为35.0Mpa，工程地质岩组为半坚硬岩层。根据煤矿生产实践资料，该区煤层倾角较缓（1528），作为煤层顶、底板岩石稳定性较好，是可靠的。但是，遇水可能出现膨胀变形，引起顶板坍塌掉块，底板出现底鼓、围岩变

7、形。（二）煤层的间接顶板第四纪更新统玄武岩和晚侏罗纪石人组火山碎屑岩，据1993年马当勘探区报告试验结果：玄武岩孔隙率1.08%，吸水率0.38%，抗压强度：湿样为140.9151.2Mpa，烘干样为109.3114.5Mpa安山岩、凝灰岩孔隙率为3.16%1.46%，吸水率0.71%0.18%，抗压强度：湿样为78.0137.2Mpa，烘干样为127.2215.0Mpa，工程地质岩组类型为坚硬岩层，块状结构，岩体稳定性良好。9#煤层顶板是炭质泥岩、泥岩、中砂岩、粉砂岩。9号煤层顶底板岩层比较薄，注意顶板支护。第三节 地质构造矿区构造位置位于中朝准地台（级）、辽东台隆（级）、铁岭靖宇台拱（级）

8、东段、马当中生代上叠含煤盆地内。区内太古界鞍山群花岗片麻岩构成含煤盆地的基底，其上沉积了中生界侏罗系上统林子头组、石人组及新生界第四系。该区内断裂构造不发育，仅在矿区东南界外有F15正断层，断层走向35，倾向305，倾角约70，落差300m以上，为井田东南边界断层，区内仅在开采中局部见有小断层，断距均小于5m，对开采影响不大。区内未见侵入岩。第四节 水文地质1、水文地质条件 该区属低山区，地形标高406617m，相对高差211mm。区内无地表水体分布，矿区以南300m处有珠子河自西向东流过，平均流速0.35m/s，最大流量244m3/s，最高洪水位标高416.5m，对矿山开采无影响。 区内含水

9、层有：（1）第四系玄武岩裂隙水含水层，分布于矿区西侧及北侧，厚度50103m，气孔、裂隙发育，属中等富水。（2）侏罗系石人组裂隙水含水层：火山碎屑岩段中凝灰岩、安山岩含水层，厚度81334m，开采证实为弱富水；上含煤段（上套煤）顶板砂岩、粗砂岩含水层，厚度414m，属弱富水；砂砾岩段中砂岩、砾岩含水层，厚度125205m，透水性好，属中等富水；含砾粉砂岩段中粉砂岩夹砾岩含水层，厚度70m，分布广，属弱富水；林子头组粉砂岩含水层，厚度90m，属弱富水。（3）构造裂隙水含水层，区内断层不发育，仅在矿区外东南部见有F15断层，落差大于300m，横切株子河及井田深部煤层，规模较大，其富水性不清，对开采

10、本区的上套煤层无影响。区内隔水层有石人组上含煤段泥岩及页岩隔水层，平均厚度50m；石人组下含煤段粉砂岩、泥岩、页岩隔水层，厚度60m。以上两个隔水层隔水性能均良好。 区内煤层赋存于470m120m标高，矿井最低排泄面已达260m标高。矿坑主要充水来源为区内上部裂隙水通过下渗进入坑道。 2、充水因素分析该矿区水文地质条件简单，无地表水体影响。为以裂隙、孔隙水间接充水水源的矿床。标高+306m老巷道有水流出，所以掘进工作面有渗水情况时，要进行探放水和探放瓦斯工作。矿井充水因素主要为大气降水及浅部风化裂隙带水通过基岩裂隙或断层等间接渗入井下。施工要严格执行“先探后掘、先治后采”的原则，确保矿井安全生

11、产。巷道向前施工，涌水量将会逐渐增大，预计正常涌水量为5-20m3/h，最大涌水量为30m3/h。巷道不具备自然泄水条件，要及时安装排水设备，做好排水工作。经过2017年8月在主井井筒打钻探放水和综合研究分析以前的开采资料，因原有老巷道时间较长，大部分巷道已垮塌，在标高+336m和+306m预计巷道内有积水，这些水体又在+285平巷的上部，对该工程施工构成威胁。因此，1905运输巷掘进时需要提前探放水、探放瓦斯。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置根据开拓设计情况，1905运输巷开口位置为+285车场里段右帮处，方位角180，沿9#煤层掘进，施工长度710m。 施工巷道的中线参见后附各断

12、面图。 附 1905运输巷平面图第二节 支护设计一、巷道断面1、施工时根据现场围岩情况，可以选择锚网喷支护或工字钢棚喷支护，锚网喷断面为直墙半圆拱形，净断面BH=32.5m，S净=6.53m2 ，S掘=7.22m2。工字钢棚喷断面为梯形，净断面（2.3+3.4m）/2*2.5m，S净=7.13m2，S掘=8.78m2,施工车场时，采用锚网喷支护，锚网喷断面为直墙半圆拱形，净断面BH=3.63m，S净=9.4m2 ，S掘=10.23m2。2、锚喷支护时，锚杆采用直径不小于16mm，长度不小于1800mm金属螺纹钢锚杆，采用2*1m（6mm）金属焊接网。喷浆标号C20，厚度100mm。3、锚杆长度

13、及间排距的计算：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，米；H 冒落拱高度，米；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0.5米；L2 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1米；f 岩石坚固性系数，综合岩层坚固性系数，取5；B 巷道开掘宽度，取3.8米；H = B/2f=3.8/（25）=0.38米则L=20.38+0.5+0.1=1.36(米)。因此，锚杆长度取1.8m满足要求。2、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取A：A =(Q/KHr)1/2。式中：A 锚杆间排距，米；Q 锚杆设计锚固力，60KN/根；

14、H 冒落拱高度，取0.38米；r 被悬吊泥岩的重力密度，取22KN/米3；K 安全系数，一般取K=2；A = (60/（20.3822）)1/2=1.8米。且一般情况下锚杆间排距不超过锚杆长度的1/2。3、锚杆直径计算：d2=4PK/（）p=P=abhr=0.80.91.822=28.51kN/m2式中：a、b-锚杆间排距h-锚杆承载岩体高度，取锚杆长度1.8m r-承载岩体容重22kN/m3K-安全系数取2-锚杆材料抗拉强度，取51.6kN/m2由此计算d=11.9mm。通过以上计算，选用长度不小于1800mm，直径不小于12mm的螺纹钢锚杆，锚杆间排距选取A=800mm900mm满足要求。

15、第三节 临时支护及循环进尺临时支护采用金属前探梁支护 ，使用3根长度不小于3.8m的3寸钢管（循环进度0.9m时，钢管长度不小于2.8m）作为前探梁。前探梁与岩面使用木背板及木楔楔牢接实，背板规格130012080mm。1、锚网喷：前探梁采用套管方式，即使用4寸钢管套3寸钢管。先在4寸钢管上割一个孔，然后焊接一个锚杆帽，使其可以固定在锚杆上，然后套上3寸钢管。2、工字钢棚：使用4寸管加工的套管梁（长度不小于300mm）配合穿铁将前探梁按900mm间距固定在紧邻空顶区的U型棚上。迎头爆破后，要及时架设前探梁，在前探支护的掩护下及时的打锚杆、挂网或支设钢棚。锚网喷支护循环进尺1.8m，施工最小控顶

16、距离不大于0.8m，最大控顶距离不大于2.6m；工字钢棚喷支护循环进尺1m，施工最小控顶距离不大于0.95m，最大控顶距离不大于1.95m。采用锚网喷支护时，顶板较破碎时，要及时缩小循环进尺为0.9m，施工最小控顶距离不大于0.8m，最大控顶距离不大于1.7m。 第四节 施工质量要求 （一）锚网喷支护的质量要求 1、巷道净高：锚网喷巷道净高允许误差+200mm,-50mm。 2、巷道净宽：锚网喷巷道净宽中线至一帮距离允许误差+150mm,-50mm。 3、锚杆间距800mm，排距900mm，锚杆的间距、排距允许偏差应为100mm。 4、锚杆孔的深度允许偏差应为050mm。锚杆外露长度不应大于5

17、0mm；锚杆孔的方向要求垂直于岩层，如不能垂直岩层，与井巷轮廓线的角度节理面、裂隙面夹角不应小于75。锚杆安装应牢固，托板紧贴壁面、不松动。锚杆的拧紧扭矩不得小于100N.m。安装托盘前，要把托盘范围内的岩石找平。 5、锚杆的预紧力矩不小于100N.m；锚杆的抗拔力为60KN，最低值不得小于设计值的90%。6、安装锚杆前必须检查钻孔的深度、锚杆质量和钻孔的角度，凡是不符合要求的不得安装。7、要严格控制锚杆眼、锚杆、锚固剂之间的三径比，即钻头直径不得大于32mm，如果用32的钻头打眼，必须采用28mm的锚固剂；用28mm的钻头打眼，必须采用23mm的锚固剂，每根锚杆使用的锚固剂不得低于2卷。8、

18、金属网要相互搭接100mm，每隔200mm，用12#铁丝联网一次。9、砼标号为C20，采用425#水泥，速凝剂掺入量为水泥重量的3.0%，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洒入。喷浆用的砂石必须经过筛选，不得夹杂粒度大于20mm的石子，砂子含泥量不得大于3%，喷浆混凝土的配比为水泥：砂子：石子为1:2:2（体积比）。喷浆厚度100mm，厚度不小于设计90%。可根据现场揭露围岩的情况，确定喷浆滞后的距离。 （二）工字钢棚支护质量要求1、巷道净高，工字钢棚喷巷道净高允许误差+80mm,-30mm。2、巷道净宽，工字钢棚喷巷道净宽中线至一帮距离允许误差+100mm。2、

19、钢棚间距1000mm，允许偏差50mm，迎山角=（1/61/8）。棚腿间用两道铁拉板固定。3、钢棚迈步要一直，扭矩允许偏差80mm。4、钢棚与岩面间使用木背板及木楔背紧刹实，背板规格120010080mm，背板间距400mm，背板要背紧刹实。钢棚架设完毕后，巷道进行喷浆支护，可根据现场揭露围岩的情况，确定喷浆滞后的距离。 5、棚腿要坐落在实底上，底板下100mm，生根要牢固。第四章 施工工艺及施工方法 第一节 施工准备及施工工艺一、施工准备1、在施工地点安装好风、水头，接好配电点。2、将施工用料、设备等运至施工地点附近码放好。3、测定好中腰线，调整好激光指向仪。二、施工工艺（一）锚杆施工工艺1

20、、锚杆安装流程：敲帮问顶检查巷道断面规格打锚杆眼安装锚杆上好托盘拧上螺帽用扭矩扳手检查扭紧力矩是否合格。2、打锚杆眼首先，严格按中、腰线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理。打眼前要先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮，找掉活石危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位置要准确，眼位误差不超过100，眼方向误差不超过15。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻杆上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼。打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。3、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。然后把树脂锚固剂送入眼底。随后把锚杆插入

21、眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端套上螺帽，用套把插在锚杆机上卡住螺帽。开动锚杆机，使其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，方可撤去锚杆机。搅拌旋转大于30后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽。1min后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，扭紧力矩不小于100，锚杆托盘要紧贴岩面。锚杆安装要打一个锚杆眼，安装一根锚杆。严禁全部打完锚杆眼，集中安装锚杆。（二）喷砼支护工艺 1、准备工作检查锚杆安装和挂网是否符合设计要求，发现问题应及时处理。清理喷浆现场的矸石、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

22、使用。检查喷浆机是否完好，紧固好各部位零件并送电空载试运转，不得出现漏风现象。喷射前，必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮安设喷厚标志。喷浆作业人员要佩带齐全有效的劳保用品。2、喷浆的工艺要求：喷射顺序为先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷头与受喷面应尽量保持垂直，其距离以0810为宜。人工拌料时，水泥、砂和碎石应清底并翻拌三遍，使其混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力为04MP，水压应比风压高0.1MP左右，加水量凭喷射手的经验加以控制，最适量的水灰比是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，要使喷射的湿砼无干斑、无流淌、粘着力强、回弹料少。一次喷射

23、砼厚度5070，并要及时复喷至设计厚度。复喷间隔时间超长时，应用高压水重新冲洗受喷面。3、喷射工作：（1）喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧皮带或旧风筒，以便收集回弹料，回弹率不得超过15。（2）若喷射地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量；若出水点比较集中时，可设好排水管，然后再喷浆。（3）喷射工作结束后，喷层要洒水养护。 （4）一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班所拌料用净。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。回弹料要及时收集，可掺入料中继续使用，但掺入量不超过30，可用于水沟施工。（5）开机时，必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时

24、，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷头对准人员。（6）喷射中突然发生堵管故障时，喷射手应紧握喷头，并将喷口朝下。4、喷射砼质量：喷射前，必须清洗岩帮、清理浮矸；喷射均匀。无裂隙、无“穿裙”、无“赤脚”等现象。（三）架设工字钢棚施工工艺1、钢棚间距1000mm(中中)。2、采用金属管插接上铺大板的方式搭设工作平台。 （1）金属管插接要求：采用2根108mm钢管和2根75mm钢管插接作为横梁，插接深度不小于0.5m。 （2）搭设方法：在巷帮挂设好钢丝绳扣（钢丝绳扣采用15.5m钢丝绳插接，插接长度不小于0.2m，将金属管插接好后，两端传入钢丝绳中，穿入深度不小于0.3m。

25、 （3）横梁搭设完毕后，在横梁上密集铺设宽度200mm，厚度50mm木板，木板间隙不大于30mm。大板与探出平台长度不大于200 mm，并用不小于10mm尼龙绳绑扎在横梁上。 3、平台施打完毕后，由班长亲自检查平台是否牢固，确认无安全隐患后，方可站在平台上作业。架设工字棚工作不得小于4人进行。将架设棚腿的底角清理平整见硬底，钢棚运到位后，两人分别安设两侧棚腿；然后，2人上平台作业，在班长的统一指挥下，两人相向，不同肩同时起身，将棚梁抬起，将棚梁、棚腿安装好，调整好钢棚两棚腿扭矩和迎山值，再上好连板，用背板、木楔将钢棚与巷道顶帮之间的间隙钢棚背紧刹紧。第二节 施工方法1、 巷道掘进采用钻爆法施工

26、。2、 施工顺序 敲帮问顶画巷道断面轮廓线打眼装药爆破通风排烟洒水降尘敲帮问顶临时支护出渣敲帮问顶打锚杆、挂网（加设工字钢棚）喷浆。工作面爆破后，待炮烟排完，班组长、瓦检员、安全员进入工作面先处理好风筒，将风筒吊挂起来后，进入迎头进行敲帮问顶工作。出渣前要打好临时支护。第三节 凿岩及爆破一、凿岩方式：采用湿式打眼，爆破方法破岩1、使用YT-28型风动凿岩机凿眼，选用中空25mm六棱钎杆，42mm的一字型钎头，风源来自地表压风机，通过直径108mm管路供至作业地点。2、凿岩工艺：爆破凿岩严格按照中线腰线施工，按照控制爆破要求，在巷道断面上合理布置掏槽眼，辅助眼及周边眼。根据岩石的易爆性，选择适宜

27、的凿眼爆破参数，尤其要选择适应的掏槽方式。一般情况，当岩石较松软时，应采用楔型掏槽，当岩石较致密，宜采用垂直桶型掏槽，中心布置一个空孔作为掏槽自由面，可尽量利用地质构造提高凿眼爆破效果。凿岩时，凿岩人员要戴好防尘口罩和耳塞，采用湿式凿岩。二、炸药、雷管1、爆破使用煤矿许用炸药，雷管使用煤矿许用毫秒电雷管。2、装药采用反向装药方式，联线方式为串联。3、起爆方式，起爆使用MFD-100型发爆器一次起爆。4、炮眼布置及装药量第四节 装载与运输 一、装岩方式巷道掘进使用采用人工装煤（矸）。二、运输方式1、利用设在地面1.6m绞车提升，1.0吨矿车运输，每次可提升三个矿车,1905运输巷施工时施工一部J

28、D-2.5绞车提升，1.0吨矿车运输，每次可提升三个矿车。2、人员运输交接班时，利用斜井人车集中运送施工人员。3、物料运输砂、石子、锚杆、网等可装矿车的材料设备，利用矿车提升运输。轨道、管路等超长材料必须使用专用材料车运输，并编写专项措施，封车要牢固可靠。在井内运输时，必须提前通知井下作业人员至安全地点躲避。第五节 管线敷设巷道掘进施工中所铺设的电缆、风水管路，风筒等均应按设计断面图中规定的位置架设，要求吊挂整齐牢固。1、电缆钩固定在底板上1.2m处，每隔3米一个，电缆垂度不超过50mm。管路吊挂自上而下按照供风、供水、排水布置，最下一趟管路距底板不小于0.4m，风筒吊挂地坪上1.8m处。2、

29、风水管要接口严密，不得出现跑冒滴漏现象，风水管距迎头20米范围内使用一寸胶管，20米以外使用设计要求钢管，要随迎头掘进及时加长，以备掘进迎头正常用风水。3、风筒要随巷道掘进及时加长，风筒接头处不得漏风，风筒末端距迎头不得超过10m。4、轨道铺设：轨距600mm，轨型选用15kg/m，枕木规格长宽厚=1200120120mm，轨枕间距1000mm，允许偏差50mm。扣件应齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙不得大于5mm，高低和左右错差不得大于2mm。2条钢轨顶面的高低差，都不得大于5mm。轨距上偏差为+5mm，下偏差为-2mm。道碴的粒度及铺设厚度应符合标准要求，轨枕下应捣实。对道床应经常清

30、理，应无杂物、无浮煤、无积水。第六节 设备及工具配备设备及工具配备表序号设备工具名称型号规格功率单位数量备 注1局部通风机FBDNO-5.6/2211KW台22喷浆机PC8U 5.5KW台1备用1台3风钻YT28部2备用1部4锚杆机MQCT-120台15风煤钻2备用1台6锚杆拉力计LDZ-200台2备用1台7风 镐部2备用1部第五章 劳动组织方式第一节 劳动组织 一、劳动组织各工种各班人员配备，见劳动组织表。二、作业方式1、根据工作需要采用“三八”工作制组织生产，共2个掘进班（、），每班1个循环，每循环进尺1.8m，另有1个喷浆班（班）。附：劳动组织表劳动组织 序号工 种出 勤 人 数合计1打

31、眼工（支护工）1132出渣工1133耙装司机1134井下把钩工2245地面拌料工226喷浆工447爆破工1128维修工11139绞车司机11210班长111311跟班队长11 13合 计1010 929说明：部分工种可以兼职，可根据施工情况适当调整人员。第二节 循环作业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，各工序之间尽量交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。附:循环作业图表序号工序时间123456789101112131415161交接班202生产准备203打眼804装药放炮405通风排烟156临时支护257耙岩出矸1208永久支护160

32、9收尾20掘进循环作业图表喷浆循环图表序号工序时间17181920212223241交接班202准备603喷浆440 4收尾20第三节 主要技术经济指标序号项目单位指标备注1每圆班在册人数人292每圆班出勤人数人263出勤率%89.74原班进尺m3.65效率m/工0.146月循环次数个607循环率%1008月进尺m1089炸药消耗量Kg/m9.110雷管消耗个/m28.311锚杆消耗套/m1012螺帽和锚盘个/m1013锚固剂块/m2014钢筋网m2/m3.915水泥kg/m55016沙子m3/m0.8817石子m3/m0.918速凝剂kg/m20 第六章生产系统第一节 通风系统一、掘进工作面

33、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、炸药用量、工作面人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值后，按风速进行验算。1、掘进工作面需要风量：Q掘面=60VS =600.2510.23=153.5m3/min式中：Q掘面掘进工作面需要风量， V掘进工作面的风速m/s。取0.25m/s；S掘进巷道最大断面积，10.23m2；Kt掘进工作面温度调整系数取1.2； 2、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算：按瓦斯涌出量计算：Q掘 = 100q瓦掘k掘通= 1000.242=48m3/min 式中： Q掘 掘进工作面实际需要的风量，（m3/mim）；q瓦掘 掘

34、进工作面的瓦斯绝对涌出量，取0.24m3/min；k掘通掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取2；100 单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度1%的换算值。3、按人数计算：Q掘 = 4n= 410=40m3/min式中：n 掘进工作面同时工作的最多人数，取10人。4、按炸药量计算：Q掘i=10Ai=1020.5=205 m3/min式中 Q掘i第i个掘进工作面实际需要风量，m3/minAi第i个掘进工作面一次爆破的量大炸药量，kg10每千克二、三级煤矿许用乳化炸药爆炸后需要供给的风量，m3/min根据上述计算结果，最大用风量为205m3/min，选择FBD5.6/211型隔爆对旋式局扇，电动机功

35、率为211kw，额定吸风量取220350m3/min。二、掘进工作面风速验算V低S掘Q掘V高S掘 158.78=153.520524010.23=2455.2S掘-掘进巷道的断面积10.23m2V低-掘进工作面允许的最低风速，半煤岩巷取 15mmin；V高-掘进工作面允许的最高风速，半煤岩巷取240mmin；Q扇 K1Q掘=1.2205=246m3/min式中：Q扇-局部通风机最大吸风量，350m3/min；K1风筒漏风系数，根据通风距离、风筒直径和管理状况确定，取1.2根据以上计算结果，选择FBD5.6/211型隔爆对旋式局扇搭配600mm阻燃风筒能满足要求。附： 通风系统平面示意图第二节

36、压风系统风源来自地面压风机房，压风机为螺杆式压风机，型号LG-20/8，供风量供风压力为0.8MPa，经副井主干管89*4mm钢管及+285车场内108*4mm供到工作面，迎头风压最小不低于0.6MPa。工作面迎头用25高压胶管连接主干管和风钻设置分风器，供风动工具使用。1、供风量计算：按照主井、副井2个工作面同时作业，每个工作面分别为2台7655型风钻或2台锚杆机或2台喷浆机不同时作业计算。其中每台风钻的耗风量为3.5m3/min，MQCT120型锚杆钻机耗风量为3.0m3/min，喷浆机耗风量为8m3/min，按照一个地点2台锚杆钻机、1个地点使用喷浆机计算。Q=nkq =1.11.15（

37、23.5+8）=18.98m3/min式中： Q总耗风量，m3/min 管路漏风系数，取1.1。 风动机具耗风量损失系数，取1.15。 n同型号风动机具使用台数。 K同型号风动机具使用系数。 q风动机具耗风量，m3/min。2、压风管选择：D=20Q1/2=2081/2=56.6mm式中：D管路内径，mm。 Q总耗风量，m3/min。通过上述计算，结合矿井现场实际情况，选用108mm钢管作为压风管路，快速接头连接，进口分支及每200m设置一闸阀。3、供风线路：地面压风机房副井井筒工作地点。4、敷设标准：108mm压风管路敷设在巷道壁上，底板上0.8m处，应吊挂平直，间隔6m设一吊挂点。第三节

38、防尘及供水系统一、防尘措施采用湿式打眼，装药使用水炮泥，爆破喷雾、装岩洒水、冲刷岩帮、净化风流、个体防护等综合防尘措施。迎头掘进及防尘用水均由地面水源供给；距掘进工作面1015m范围内安设一道远程放炮喷雾，距工作面3050m范围内安设一道净化水幕，每次爆破时，由爆破工在向外拉线的过程中开启水幕，水幕要控制巷道全断面，且雾化良好，使用正常，随着工作面的掘进，及时前移。远程放炮喷雾必须能喷到迎头。二、 用水量计算1、掘进工作面用水量计算：1）凿岩机湿式打眼用水量QJ1：QJ1nJQh40. 31.2m3/h式中：nJ 凿岩机同时工作台数，4 台；Qh 单台凿岩机用水量，Qh0.3m3/ h2）爆破

39、喷雾用水量：QJ21.5 m3/h3）冲洗巷帮用水量：QJ31 m3/h4）装岩、煤洒水、喷雾用水量：可取QJ40.5 m3/h5）风流净化水幕用水量：Q J5n J5Q Jm 60.10.6m3/h式中：nJ5水幕的喷嘴个数，6个，Q Jm个喷嘴的喷雾流量， Q Jm 0.10.15 m3h；取0.1 m3/h爆破时：Q J Q J 1+Q J2 + Q J3 + Q J 4+2Q J5 =1.2+1.5+1+0.5+0.62=5.4 m3/h=0.0015m3/s2、管径计算：D=（4Q/）1/2=（40.003/3.142.0）1/2=0.044 m=44mm通过上述计算，考虑矿井永久消

40、防洒水管路敷设，选用754mm钢管作为供水管，管路采用快速接头连接，可以满足井下供水需要。1、供水线路：副井副井井筒+285车场工作地点。2、敷设标准：75mm供水管路敷设在巷道壁上，底板上0.6mm，应吊挂平直，间隔6m设吊挂点点。附： 防尘及供水系统平面示意图第四节 防灭火掘进时，采用风钻湿式打眼，锚网喷或工字钢棚加喷浆永久支护，爆破喷雾降尘，使用阻燃风筒、阻燃橡套电缆，搞好文明施工，擦拭设备的油污棉纱集中收放升井，施工现场禁止存放易燃物品。防火的重点是防设备、机械摩擦生热、电缆和人为火灾。根据火灾发生的原因采取不同的灭火方式。在迎头外100m用备用的砂子或水管直接灭火。配电点配备灭火器、砂箱、铁锹等。若发生火灾，应首先切断火区的电源（除风机电源外），立即汇报区队跟班人员，在跟班人员或有经验的老工人带领下组织灭火，并及时向调度室汇报，以便组织力量进行处理。若火势无法控制时，应组织人员按避灾路线进行撤离。第五节 瓦斯防治及安全监测系统一、瓦斯防治1、该巷道是岩石巷道，但施工中可能揭露煤层，必须加强瓦斯管理，每班必须按照煤矿安全规程等有关规定由专职瓦检员检查瓦斯。2、加强通风管理，风筒吊挂平直，不漏风，岩巷掘进时风筒口距工作面距离不大于10m，煤巷掘进时，风筒口距工作面不大