+795mA7西翼运输巷炮掘作业规程

阜康市西沟煤焦有限责任公司煤矿 +795mA7西翼运输巷掘进作业规程

+795mA7西翼运输巷掘进作业规程

西沟煤焦公司煤矿

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施 工 方 法 ： 钻 爆 法 施工地点：+795mA7西翼运输巷

施工单位：炮掘队 施工负责人：李宝奎 技术负责人：王东江 规程编制人：南宝宝

编 制 日 期： 年 月 日 预计开工时间： 年 月 日 预计竣工时间： 年 月 日

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《矿各科室及领导》会审表

部门名称 技 术 科 安 通 科 机 电 科 采掘队长 调度室主任 通风副总工 采煤副总工 生产副矿长 安全副矿长 机电副矿长 总工程师 矿 长 审核意见 审核人员 审核日期 备注

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《公司部室及领导》会审表 部门名称 安 全 监 察 部 审核意见 审核人员 审核日期 备注 生 产 技 术 部 采 煤 副 总 工 机 电 副 总 工 总 工 程 师

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贯彻学习表

贯彻学习时间： 年 月 日 贯彻学习主持人：

参加学习人员签字：

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作业人员学习考核表 姓名 成绩 签名 姓名 成绩 签名 考核时间： 年 月 日

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目 录

规程封皮 ..........................................错误！未定义书签。

《矿各科室及领导》会审表 ........................错误！未定义书签。

《公司各科室及领导》会审表 ........................错误！未定义书签。

贯彻学习表 .......................................错误！未定义书签。

作业人员学习考核表 ................................错误！未定义书签。

规程编写目录.......................................错误！未定义书签。

第一章 概况 ---------------------------- 错误！未定义书签。

第一节 概述 ----------------------- 错误！未定义书签。 第二节 编写依据 ------------------- 错误！未定义书签。 第二章 地面相对位置及地质水文情况 ------ 错误！未定义书签。

第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况错误！未定义书签。 第二节 煤（岩）层赋存特征 ---------- 错误！未定义书签。 第三节 地质构造 ------------------- 错误！未定义书签。 第四节 水文地质 ------------------- 错误！未定义书签。 第三章 巷道布置及支护说明 -------------- 错误！未定义书签。

第一节 巷道布置 ------------------- 错误！未定义书签。

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第二节 矿压观测................. ...............错误！未定义书签。

第三节 支护设计 ------------------- 错误！未定义书签。 第四节 支护工艺 ------------------- 错误！未定义书签。 第四章 施工工艺 ------------------------ 错误！未定义书签。

第一节 施工方法 ------------------- 错误！未定义书签。 第二节 掘进方式 ------------------- 错误！未定义书签。 第三节 装载与运输 ----------------- 错误！未定义书签。 第五章 生产系统 ------------------------ 错误！未定义书签。

第一节 通风系统 ------------------- 错误！未定义书签。 第二节 压风系统 ------------------- 错误！未定义书签。 第三节 供水系统 ------------------- 错误！未定义书签。 第四节 综合防尘机隔爆 -------------- 错误！未定义书签。 第五节 防灭火 --------------------- 错误！未定义书签。 第六节 瓦斯抽放 ------------------ 错误！未定义书签。 第七节 安全监控系统 ---------------- 错误！未定义书签。 第八节 供电系统 ------------------- 错误！未定义书签。 第九节 排水系统 ------------------- 错误！未定义书签。 第十节 运输系统...................................错误！未定义书签。

第十一节 照明、通讯和信号.........................错误！未定义书签。

第六章 劳动组织及主要技术经济指标 ------ 错误！未定义书签。

第一节 劳动组织 ------------------ 错误！未定义书签。

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第二节 循环作业 ------------------- 错误！未定义书签。 第三节 主要技术经济指标..........................错误！未定义书签。

第七章 安全技术措施 -------------------- 错误！未定义书签。

第一节 施工准备 ------------------------------- - 35 - 第二节 “一通三防”管理 ------------ 错误！未定义书签。 第三节 顶板管理 ------------------- 错误！未定义书签。 第四节 爆破管理 ------------------- 错误！未定义书签。 第五节 防治水管理 ----------------- 错误！未定义书签。 第六节 机电管理 ------------------- 错误！未定义书签。 第七节 运输管理 ------------------- 错误！未定义书签。 第八节 巷道开口与掘进放线.......... ..............错误！未定义书签。

第八节 其它 --------------------- 错误！未定义书签。 第八章 灾害应急措施及避灾路线............. ..........错误！未定义书签。

第一节 灾害印记措施.................... .........错误！未定义书签。

第八节 避灾路线...................... ..........错误！未

定义书签。

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第一章 概 况

第一节 概 述

西沟煤焦公司煤矿属于列入新疆煤炭工业15结构调整规划矿井年生产能力15万吨t/a。我矿按照设计要求“一采两掘”方式布置采掘工作面，当前进入试生产阶段。我矿目前在+795mA7煤层东翼布置了首采面，由于按照公司领导有关要求考虑+795mA7煤层东翼首采面回采时的推进速度并考虑回采期间不得出现串联通风及采掘失调现象的发生并提前在+795mA7煤层西翼布置+795mA7煤层东翼备采工作面的接替工作面。A7煤层煤层走向NE87°～267°、倾角平均57°、煤层厚度4.73m，走向长度845m。

一、巷道名称

本《作业规程》的巷道名称为+770水平一采区西翼+795mA7煤层运输巷，简称+795mA7西翼运输巷。

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二、掘进目的及巷道用途

该巷道掘进目的及用途是为满足+770水平一采区西翼+795mA7煤层采煤工作面回采时的通风、行人、运输及各种管线敷设的需要。

三、巷道设计长度及服务年限

设计长度为845m，掘进体积10494.9m3；服务年限预计为2年。 四、预计开、竣工时间

经公司及矿相关领导研究决定，该工作面自2011年3月份开工，预计2011年9月底竣工。

第二节 编写依据

1、本规程依据下列文件进行编制： 《矿山安全法》、《煤矿井巷工程标准化》、《煤矿安全技术操作规程》、《煤矿安全规程》（2010版）、《煤矿矿井采矿设计手册》、《煤矿矿井风量计算方法》、《矿井生产（详查）地质报告》、《矿井勘探地质报告》、《矿井瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定报告（2010年）》煤炭设计院设计的相关图纸等。

2、有关安全管理制度

《西沟煤矿顶板管理制度》、《西沟煤矿安全质量标准化标准》、《西沟煤矿\一通三防\安全管理规定》、矿井掘进通用措施等。

第二章 地面相对位置及地质水文情况

第一节 相对位置及邻近采区开采情况

+795mA7西翼运输巷沿着A7煤层顶板布置，地面对应于主立井井口以西500m-1345m区域内布置，区域内无断层及河床等。该巷道周边除东边邻近+795mA7东翼采煤面外，其它属于未开拓区域。

附表：地面相对位置及邻近采区开采情况表。

相对位置及邻近采区开采情况表

水平名称 地面标高（m） +770水平 +1025m～+1222m 名 称 井下标高（m） +795mA7西翼运输巷 +795m - 11 -

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井下位置及掘进设施的影响 邻近采区 开采情况 走 向 周边除东边邻近+795mA7东翼采煤面外，其它属于未开拓区域。该区域内在地面相对位置处无任何建筑物和工业设施。根据地质报告说明，+795mA7西翼运输巷相对应地面为丘陵。 该工作面周边除东边邻近+795mA7东翼采煤面外，其它属于未开拓区域。 NE269.5° 坡度 沿顶板掘进 长 度 845m

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 井田内各地层以北西西向(近东西向)条带状展布，井田地质构造简单，所处构造单元为一单斜构造，产状于倒转向斜北翼为正常翼，地层产状南倾，倾角34°～63°；倒转向斜南翼为倒转翼，地层产状南倾71°～88°，或直立。区域内有2条断层，分布在区域南部非含煤地层三迭系、二迭系地层中，均为逆冲性质的断层，对井田内的含煤岩系八道湾组地层没有影响。井田位于倒转向斜北翼正常翼上，为南倾的单斜构造。地层产状南倾。

+795mA7西翼运输巷位于A5煤层顶板与A9煤层底板之间A7号煤层属结构简单、层位稳定、全区可采的厚煤层。煤层可采厚度2.46～6.81m，平均可采厚4.73m；该煤层与下部的A5号煤层间距15.71～28.71m。

A7号煤层顶板为粉砂岩、细砂岩、泥岩。底板泥岩、炭质泥岩，在饱合状态下的抗压强度均为18.9～73.4MPa。

二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数： 矿井瓦斯等级鉴定：根据2010年《矿井瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定鉴定报告》，我矿属于高瓦斯矿井。

矿井瓦斯绝对涌出量为：13.07 m3/min 矿井二氧化碳绝对涌出量为：2.67 m3/min A7煤层瓦斯绝对涌出量为：2.24m3/min 矿井无硫化氢

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自燃发火倾向性：根据地质报告提供的资料A7煤层属于易自燃发火煤层，发火期3--6个月，井下属于地温正常区，无高温热害问题。

煤尘爆炸危险性：根据地质报告提供的资料取样试验结果，煤尘火焰长度大于400mm，扑灭火焰的岩粉量大于50%，各煤层煤尘均具有爆炸性。

冲击地压危险性：无

第 三 节 地质构造

井田位于二工河～黄山倒转向斜的北翼，为一向南倾的单斜构造，煤层总体走向NE87°，倾角44°～58°，全区地层走向变化不大，但沿走向倾角有变化。

井田内含可采和局部可采煤层共4层，分别为A7号、A5 号、A3号和A2号煤层。煤层为急倾斜煤层，各煤层平均厚度分别为3.46m、23.76m、6.9m和1.8m。井田地表未发现断层构造，断层不发育，二水平运输巷中见有小断层，断距３～５m，为平推断层，只将A2号煤层断开，其余煤层未断开，在其上部一水平运输巷A2号煤层深部未见该断层地迹，可推断井田断层不发育，因此，这个小断层不影响井田主要煤层的开采。

附图：煤岩层综合柱状图（见下页）

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煤 层 柱 状 图顶 板A7煤层（泥岩）煤 层（平均厚度3.43m）顶 板（粉砂岩、中粒砂岩）煤 层A5煤层（平均厚度26m）底 板（粉砂岩）顶 板（细砂岩、砂砾岩、粗砂岩）煤 层（平均厚度6.9m）A3煤层底 板（泥岩、粉砂岩、粉砂质泥岩）顶 板（细砂岩、粉砂岩）煤 层（平均厚度0.94m）A2煤层底 板（细砂岩、粉砂岩）

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岩石物理力学性质试验成果表

单向抗压强度(MPa) 编号 岩石名称 饱和状态 17.6～22.0 27.0 1.5 5.6 30.0 28.7 干燥状态 天然状态单项抗拉强度(MPa) 0.1 0.2 0.3 0.3 天然状态直剪切强度 (MPa) 2.4 3.8 7.0 3.2 软化系数 A7顶 粉砂岩 A7底 细砂岩 A5顶 细砂岩 A5底 粉砂岩 A3顶 粗砂岩 A3底 细砂岩 42.6 46.3 101.4 90.4 0.04 0.12 0.30 0.32 第四节 水文地质

1、水文地质条件

地表水：区内除降雨和融雪水形成的暂时性水流，无任何常年性地表水体，矿区东部黄山河发源于天山雪峰，自南而北注入准噶尔盆地，但距离矿区较远，河水对矿区影响不大，矿区西侧西沟河发源于天山雪峰，其上游水量较大，中游河水大部分渗漏为地下潜水，西沟河流经过矿区西侧时流量较小，因此西沟河河水对矿区地下水有一定的侧向补给，但影响不大。

地层：矿区内出露地层有第四系、第三系和侏罗系。第四系有风积黄土、残坡积和冲洪积碎石，零星分布在山顶，山坡及沟谷底部。透水性较好，但不含水。

三叠系地层为湖泊沼泽相沉积，以富水性差、含水微弱的泥岩、粉砂岩为主，夹有薄层砂岩，且呈粗细相间多韵律结构出现，该组岩性对地下水接受大气降水及地表水的补给起到了阻隔作用。侏罗系地层为河湖相、湖沼相沉积，该组为含主要煤层段，中下部以粉砂岩、泥岩、细砂岩为主，富水性差、含水性微弱，含主要煤层段上部的烧变岩和含次要煤层段的砂岩、砂砾岩以及砾岩富水性较好，含水性较强，且地下水

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易于接受地表水和大气降水的补给。含不稳定煤层段，以砂岩为主夹泥岩及煤线，富水性较差，含水性微弱。

构造：本区总体为一向斜的单斜构造，岩层倾角41°—54°，由西向东逐渐变缓，没有发现构造破碎带，地下水在构造的制约下，随深度增加逐渐由潜水转变为承压水。 2、矿区含（隔）水层（段）的划分

侏罗系八道湾组即第Ⅱ含水组划分成3个含（隔）水层（段），区内共划分6个含（隔）水层（段）。

含（隔）水层（段）划分一览表

地层代号 Q3、Q4 J1b J1b2—J1b J1b T3h Ⅲ Ⅳ 113含（隔）水组编号 Ⅰ 含（隔）水层（段）编号 Ⅱ—1 含（隔）水层（段）名称 第四系透水不含水层 下侏罗统八道湾组含不稳定煤层段隔水层 下侏罗统八道湾组含次要煤层段顶界至八尺槽底板孔隙裂隙含水层 下侏罗统八道湾组主含煤段及八尺槽底板以下隔水层 上三叠统郝家沟组隔水层 烧变岩孔隙潜水含水层 Ⅱ Ⅱ—2 Ⅱ—3 2.1第四系透水不含水层

由上更新统风成（Q3eol）黄土、全新统坡积（Q4dl）碎石、残坡积（Q4edI）碎石和全新统冲洪积（Q4apl）砂砾石组成。风成黄土、坡积碎石及残坡积碎石零星分布于山顶及山坡上，最小厚度0.3—5米，局部可达近10米。冲洪积砂砾石广泛分布于沟谷中，厚度1.0—6.0米，最厚达8.0米以上，这些松散堆积物虽具较强的透水性。但因分布位置较高，裸露地表，既无补给来源，又不具备储水条件，故划分为透水不含水层。 2.2下侏罗统八道湾组（J1b3）含不稳定煤层段隔水层

呈舌状分布于二工河——黄山向斜轴部北侧，走向近东西。地表出露厚度260—340米，盖于Ⅱ—2含水层以上。主要由泥质粉砂岩、粉砂

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质泥岩和细砂岩组成。最底部为一套中砂岩，厚度60—80米，具极微弱的含水性。据《新疆阜康煤矿白杨河矿区详查勘探最终报告》CKⅢ—5孔及QJ14浅井抽水试验资料，单位涌水量0.00045-0.0005L/s.m（q<0.001 L/s.m），隔水性能良好，划分为隔水层。

2.3下侏罗统八道湾组（J1b2）含次要煤层段顶界至八尺槽底板（J1b1-2）孔隙裂隙含水层（Ⅱ-2）。

呈条带状出露于二工河——黄山向斜北翼，走向近东西，位于Ⅱ—1隔水层以下、Ⅱ—3隔水层以上。由泥岩、粉砂岩、细砂岩、中砂岩及砂砾岩组成，其中含水砂砾岩共10层，砂砾岩最大单层厚度11.75米，最小单层厚度1.52米。顶部以八道湾组含不稳定煤层段底界为界，底部以八尺槽煤底板为界，全段厚245米。其中含水岩层（煤、粗砂岩、砂砾岩）厚86.29米，占全段厚度的35%，地下水以孔隙、裂隙的形式存在于砂砾岩及煤层中，主要受I透水不含水层的季节性渗透补给。据《新疆阜康煤矿白杨河矿区详查勘探最终报告》的CKVI—1钻孔抽水试验，钻孔单位涌水量0.00445—0.0366 L/s.m，划分为含水层。水质属CL.SO4—Na或CL—Na型，煤层水质属SO4—CL—Na型。矿化度6.3—8.78g/L，富水性弱，水质较差。

2.4下侏罗统八道湾组（J1b1）主含煤段及八尺槽以下隔水层（Ⅱ—3）

呈条带状分布于向斜北翼，伏于Ⅱ—2含水层以下，盖于三迭系Ⅲ隔水层以上。由深灰色粘土岩、砂质粘土岩、粉砂岩及煤（三尺槽、尺八槽）组成。

2.5上三叠统郝家沟组（T3h）隔水层（Ⅲ）

呈条带状分布于向斜北翼，伏于Ⅱ-3融水层以下，为矿区最下部隔水层，主要由泥岩、粉砂岩和细砂岩组成。矿区范围内均为灰绿色细砂岩，为良好的隔水层。该层在矿区以南，产状近直立，隔断了南部山区及下部地层中地下水对Ⅱ含水层的补给途径。

2.6烧变岩孔隙潜水含水层（Ⅳ）

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区内中大槽煤层浅部火烧严重，预计火烧深度达+820米，四尺槽和米尺槽局部火烧，火烧深度较小。火烧区为烧变岩孔隙潜水的主要储集部位，烧变岩受地形、火烧强度和分布位置的影响，富水性质也有差异。 3、地下水与地表水及各含水层（段）间的水力联系

3.1地下水与地表水间的水力联系

区内虽没有常年性地表水流，但通过生产井全年的抽水情况看，矿坑排水量与地表水、大气降水有着密切关系。矿区地下水主要受地表水补给，其次为大气降水的隔雪补给。但因岩石的渗透性能极差，所以补给量极其有限。地表水通过基岩破碎风化带和烧变岩孔隙与地下水形成水力联系。

3.2各含水层（段）间的水力联系

Ⅱ-3隔水层与其上含水层（段）之间没有水力联系。Ⅳ含水段分布于中大槽煤层以上，且中大槽与砂砾岩岩层间距较小，火烧后烧变岩与砂砾岩层贯通，火烧孔隙潜水与下部的含水层形成补给通道。 4、地下水补给、迳流、排泄条件

矿区北部分布着下侏罗统八道湾组（含主要煤层八尺槽底板）以下的三叠统郝家沟组（Ⅲ）隔水层，矿区南部覆盖着下侏罗统八道湾含不稳定煤层段隔水层（Ⅱ-1）。

分布在矿区内的向斜北翼的隔水层和矿区外向斜南翼的阻水层酷似拦水坝，有利地阻挡了南部二迭系与三迭系孔隙裂隙承压水向矿区的补给迳流。地下水在该承压水构造的控水作用下，顺地层由向斜的外圈从南向北迳流，在向斜北翼的冲洪积平原后缘以潜流或泉的形式排泄。

矿区地下水的补给来源有两种，一是矿区内季节性地表水流，补给途径为地表水沿第四系孔隙潜水含水层垂直渗漏，并顺Ⅱ-2含水层接触面通过裂隙补充到孔隙、裂隙中。二是大气降水，但是由于矿区气候干旱，年降水量少而集中，另一方面地面坡度大于20°，不易垂直下渗。在比较平坦地段又多为黄土覆盖，也不易补给地下水。所以大气降水也只能以雪融水的形式，通过Ⅱ-2含水层的裸露区缓慢渗入补给地下水，补给量微弱。烧变岩孔隙发育，易接受大气降水融雪水和洪水的补给。

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尤其是沟谷底部，融雪和雨季的暂时性水流向沟底汇集，沿裂隙下渗，是补给的有利部位。旱季没有补给来源，总体上大气降水补给十分有限。 5、地下水化学特征

矿区地下水化学特征及类型大体可分三类：一类为HCO3—Ca—Na型或HCO3—SO4—Na型，第二类是SO4—CL—Na型或SO4 —HCO3—Na型；第三类是CL—Na型或CL—SO4—Na型。

5.1重硫酸钙钠型，重硫酸型水属地表水水质类型（地表水）。矿化度0.371—0.559g/L，为淡水，PH值6.9—8.4，水质良好。

5.2硫酸盐氯钠型水分布于煤层中，矿化度4.3—8.2g/L，为咸水。PH值7.8—8.0，水质较差。

5.3氯化钠或硫酸钠型水，分布于侏罗系含煤地层中，矿化度6.3—8.8g/L，为咸水。PH值7.0—7.8，水质较差。

5.4矿区除地表水之外，地下水均属于弱碱性、矿化度较高的地下水。按水化学条件分析，是由地层渗透性差、地下水与地表水的水力联系不甚密切所致。地下水基本处于停滞状态，补给迳流条件差。 6、火烧区

该矿区主采煤层中大槽普遍火烧（死），米尺槽、四尺槽、五尺槽煤层在矿区东部局部火烧，中大槽上部形成带状火烧区，岩石烧变后，孔隙发育，是地下水的赋存场地和运移通道。+795mA7顺槽上部为+845水平A7煤层回风顺槽，相对高差为20米，在+845水平A7煤层回风顺槽掘进过程中未出现煤层火烧及煤层变软等现象。根据地质报告提供的资料A7号煤层火烧下限标高+949m，另外在+845水平A7煤层回风顺槽实际探放水过程中发现火烧深度下限标高预计+880m之内。因此上部火烧区的积水对该工作面的掘进影响不大。但实际掘进过程中，必须坚持“先探后掘、有疑必探”探放水原则。

第三章 巷道布置及支护说明

第一节 巷道布置

一、巷道布置

1.该巷道布置在+770水平一采区西翼+795mA7煤层中沿着本煤层顶板布置。

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2.施工方位角为NE269.5°，坡度沿A7煤层顶板掘进。 3.开口位置在+795m中部车场A7煤层处从东向西沿煤层走向开口掘进。

附图：巷道布置图 二、巷道断面形状及断面尺寸

1.锚网+钢带联合支护，该巷道设计断面形状为半圆拱形，净宽4.4m，净高2.6m，净断面积为11.44㎡；掘宽4.6m，掘进拱高2.7m，掘进断面积为12.42㎡。

2.风管、水管吊挂在北帮，标准如下：

2.1最下面管子距巷道底板高度为1.3m，每隔4ｍ利用抱卡固定、吊挂，或者管接头两端100ｍｍ处用8#铁线双股吊挂。最小的管子在上面，最大在下面，管子的间距为150ｍｍ。

2.2所有的管路，每隔100ｍ设一管标，管标采用白底红字，内容为用途、规格型号；同时每根管道必须编号，便于管理。

2.3所有的管路下井安装前进行一次油漆防腐，供水管表面刷黄色漆；压风管表面漆银白色漆。

3.电缆吊挂在南帮，标准如下：

3.1最下一根距底板不低于1.4ｍ，电缆钩必须是反光标准电缆钩，钩头间距为1.5ｍ。

3.2电缆钩内电缆的排列顺序为：由下而上为动力电缆、监控信号电缆，不得交叉，电缆与电缆间距不小于100ｍｍ。

4.风筒吊挂在北帮距离顶板约200mm的距离，要求尽量平直、逢环必挂。

附图： 巷道断面及各种管线布置图

第二节 矿压监测

一、观测内容

锚网钢带支护时，每隔100m装设一个顶板离层监测仪（顶板总离层临界值为250mm）；每30～50m 巷道做一组锚杆抗拔力试验。 二、观测及抽查方法

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1.顶板离层仪安装时，先用锚索机打一个6m深的孔，用安装导杆安装6m的钢丝细筒，再用导杆安装35mm的粗筒，最后安装托盘。粗筒以托盘为参照物读数，即内离层量，细筒以粗筒为参照物读数，即外离层量。内离与外离之和即为总离层量，如内、外离层量之一达到临界值时，必须及时对巷道采取加固措施。

2.设一组锚杆抗拔力试验时，只要有一根锚杆的锚固力或抗拔力没有达到设计要求，即视为不合格，必须再抽查一组，如仍不合格，则必须查明原因，并对该组锚杆前后10m巷道重新支护，直至抽查合格为止。必要时采取工字钢等特殊支护方法加固顶板。

第三节 支护设计

一、支护形式

根据巷道围岩性质，充分利用矿压观测资料，依据施工现场实际情况选择科学的支护设计，确定巷道支护形式。在顶板完整的情况下采用锚网+钢带支护，在顶板破碎地点或顶帮来压显著时等特殊情况下，在原有的支护形式下利用锚索加强支护。 二、支护材料

1、锚网支护材料：选用φ16mm31800mm的圆钢等强锚杆，150mm3120mm34mm窝形托板；钢带选用φ12mm圆钢焊制的H型钢带；网子为#10铁丝编制的菱形网，规格为7500mm31500mm，网孔规格为60360mm，横向铺设，网与网的搭接长度不得小于100㎜；锚固剂采用树脂锚固剂，型号为CK2350型，2卷/眼。锚杆采用树脂锚固剂锚固，锚固力必须达到设计要求。

2、遇到特殊情况下的加强支护材料：

采用锚索支护，锚索选用直径15.24mm、长度为6.3m的钢绞线锚索，当锚索不能锚固到坚固岩层中时，合理加长锚索，最长不超过8.3m，选用300mm3300mm310mm锚索托板及标准锚索锁头；锚固剂选用CK2350型树脂锚固剂2卷/眼；煤层脱帮显著时可选用300mm3200mm350mm木托板配合锚杆托板进行护帮，确保巷道两帮支护平整。 三、支护参数

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根据+795mA7西翼运输巷掘面设计及采用工程类比法，参照+795mA7

西翼运输巷支护参数：

1、锚网+钢带：巷道顶部锚杆按照7根布置，巷道两帮锚杆均按2根布置。锚杆间排距均为700mm。

2、锚索支护：锚索按双排交错方式布置，间排距为300031200mm，如锚索锚固端在煤体中，应及时加长锚索，直至锚固端锚固在坚硬实体岩层中， 但锚索最长不超过8.3m。

第四节 支护工艺

一、临时支护

1.临时支护的选择

临时支护采用伸臂前探梁进行支护。 2.临时支护的施工工艺

伸臂前探梁共3根，长度为3m，用Φ100钢管加工制作，使用时每根钢管利用3根锚杆为支点固定前探梁，使其前控1.3—1.5m,及时支护空顶区。一般情况下，3根Φ100钢管可合力承载4—6吨，伸臂前探梁随工作面的推进而重复使用。

安装前探梁之前应先进行敲帮问顶，找尽危岩浮煤，然后在巷道顶部量好锚杆间排距进行安装锚杆和前探梁支撑顶板，正常情况下最大控顶距不超过两排锚杆排距，即1.4m。如顶板不太好，最小控顶距不超过一排锚杆，即700mm。 二、永久支护

永久支护的技术、质量要求： 1.锚网支护：

1.1锚网支护施工程序 ：安全检查（敲帮问顶）→临时支护（前探梁）→钻顶板锚杆孔→装树脂药卷→搅拌并及时打顶板锚杆→加锚杆托板上紧镙丝→刷帮出煤→打两帮锚杆→拆除临时支护（前探梁）。

1.2.巷道设计分中净宽为1.8m，考虑侧压影响分中可放大150mm，允许误差0－150mm，在煤层松软、遇构造片帮等情况，须首先施工护帮锚杆。对于片帮严重处，可利用长木板或圆木背帮加强支护。设计净高为2.6m，允许误差0－50mm。

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1.3.锚杆采用φ16ｍｍ31800mm的圆钢等强锚杆，锚杆铁托板规格为120mm3120mm35mm窝形托板，锚杆眼深为1800mm。钢带采用H型普通钢带，用φ12mm圆钢焊制成，金属锚网规格为7500mm31500mm。

1.4.锚杆排距700mm,允许误差±100mm。

1.5.相邻锚网之间采用插接方式进行搭接。搭接处每隔200 mm用10#铁丝双股绑扎，并在打前一排锚杆时，提前将后排的锚网压接好。钢带与钢带、锚网与锚网搭接长度不小于100mm，钢带必须压在锚网搭接处，钢带搭接处必须用打锚杆固定。

1.6.锚杆外露长度：露出托板25mm－50mm，锚杆必须穿层布置。托板要紧贴煤壁，螺帽要上紧。

1.7.顶板等强锚杆施工时，采用ф27mm钻头、锚索机打眼，顶帮锚杆每眼配2卷CK2350型树脂药卷。顶板树脂药卷用锚索机搅拌，搅拌时间为30－45S，待10分钟树脂凝固后，再用锚索机旋进螺帽。帮部用风煤钻打眼，ф27mm钻头、麻花钻杆，每眼配1卷CK2350型树脂药卷。搅拌时间为30－45S，待10分钟树脂凝固后，用锚索机拧紧螺帽。顶部锚杆锚固力不小于100KN/根，帮部锚杆锚固力不小于50KN/根。

1.8.锚网支护时，当煤帮片帮深度超过300mm时，必须先贴帮进行锚网支护（可不要钢带），再按设计尺寸、永久支护的要求进行永久支护，即采用双层支护方式，两层支护间严密填实，锚杆螺母必须拧紧，螺母扭矩达64KN及以上。

2. 锚索支护

2.1锚索支护：安全检查→准备→钻锚索孔→装树脂药卷→搅拌锚索→上托板加压。

2.2 锚索采用直径为15.24mm、长为6.3m的钢绞线施工。如锚索锚固端在煤体中，应及时加长锚索；顶板锚索按双排三花眼布置，单排锚索间距3000mm，每排距巷中750mm。

2.3 施工后的锚索外露长度不小于200mm，不大于300mm。 2.4施工锚索时采用锚索机配合φ27mm钻头打锚索孔，正常情况下孔深6米，当锚索不能锚固到坚固岩层中时，合理加长锚索，最长不超过8.3m，孔深8米,每个锚索孔采用3卷CK2350型树脂药卷，用锚索

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机充分搅拌30－45s，待半小时后，将锚索托板及锁头套在锚索上，采用YCD-180-1型液压千斤顶加压，使托板紧贴煤壁，施工锚索加压时，油泵压力达27－33Mpa,确保锚索预紧力在100KN以上。

2.5锚索托板采用正方形钢板加工而成，托板规格为300mm3300mm310mm。

2.6 在顶板较破碎时,锚索滞后迎头5m-10m。

2.7锚网支护时，当煤帮片帮深度超过300mm时，必须先贴帮进行锚网支护（可不要钢带），再按设计尺寸、永久支护的要求进行永久支护，即采用双层支护方式，两层锚网支间利用装满煤炭的编织袋填实，锚杆螺母必须拧紧，螺母扭矩达64KN及以上。

附图：巷道支护示意图。

第四章 施工工艺

第一节 施工方法

一、施工顺序

安全检查→放炮掘进→敲帮问顶→临时支护（前探梁支护）→出煤→永久支护→清理巷道→管线安装吊挂。 二、施工方法

1.正常施工方法

1.1掘进方案：按生产技术科给定的中线，沿A7煤层顶板掘进施工。

1.2掘进方式：+795mA7顺槽采用打眼爆破、风镐配合掘进，刮板机运输配合皮带机运输，多工序平行、交叉作业，一次成巷的施工方法。

2.巷道开口施工方法

巷道开口施工，因该掘进巷道处为锚网+钢带支护，煤层破碎时可采用锚索和钢梁对顶板进行加固处理，故可直接开口，巷道开口后，须将巷道两帮拐角处用横向钢带及锚网支护好。

第二节 掘进方式

一、掘进方式 1、打眼机具：

采用风煤钻和锚杆机进行打眼、安装锚杆，风源来自地面空压机房。

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2、降尘方法

降尘方法采用湿式打眼、装渣前洒水、使用水炮泥、放炮前后冲刷巷道帮等。

3、施工设备器具配备及布置

配备MQT－110型气动锚索钻机，风镐，铁锤，铁锹，风煤钻等器具掘进，利用刮板机和皮带机联合运输煤矸。

工作面设备器具配备表

序号 1. 2. 3. 4. 5. 6. 7. 8. 9. 10. 11. 12. 13. 设备器材名称 真空馈电开关 局部通风机 局扇组合开关 空压机 规格/型号 KJZ-400/1140（660） 数 量 单位 1 台 2 2 1 2 1 2 3 3 10 2 2 2 台 台 台 台 台 台 台 根 把 把 台 个 备 注 总开关 1台备用 1台备用 1台备用 2根备用 6把备用 1把备用 1台备用 1个备用 FBD2315kw QBZ2-660(380) FHOG-120型 SGB-420/30型 HDD型 ZQS35/50型 MQT－110型 刮板输送机 瓦斯断电仪 风煤钻 锚杆机 钻 杆 铁锹 十字镐 风镐 铁锤 长2米 平口 10榜 二、工艺流程

1.临时支护：安全检查→延刮板机→打眼→装药→联线→放炮→安全检查→ 打临时支护（前探梁支护）→ 打顶板锚杆→刷帮出煤→打帮锚杆。

1. 锚网支护：安全检查→延刮板机→打眼→装药、联线→放炮→安全检查→出煤→ 安全检查临时支护→ 打顶板锚杆→刷帮出煤→打帮锚杆。

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2.锚索支护：安全检查→准备→钻孔→搅拌锚索→上托板加压(滞后迎头5～30m平行作业)。 三、 爆破作业

1、掏槽方式：采用楔式掏槽法。

2、炸药、雷管：使用煤矿许用的三级乳化炸药、瞬发电雷管。 3、装药结构：炮眼采用正向连续装药，用水炮泥和粘土炮泥封实。 4、起爆方式：起爆使用MFd-100型发爆器一次起爆，联线方式为串联。（详见装药结构示意图）

引药扎孔装置1药卷；2扎孔棍;3电雷管;4脚线雷管脚线炸药引爆药水泡泥封泥炮眼装药结构示意图5、炮眼布置及爆破说明： 5.1炮眼布置三视图

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2、炮眼布置及装药量：

眼 长 眼 深 装药量（kg） 倾角（度） 爆破 联线 眼 名 眼 号 小计 合计 水平 垂直 顺序 方法 (m) (m) 卷/眼 1—4 掏槽眼 1.7 1.5 5—10 辅助眼 1.5 1.5 11—16 周边眼 1.5 1.5 17—24 底 眼 1.5 1.5 25—31 顶 眼 1.5 1.5 3 2 2 2 2 12 2.4 82 12 2.4 90 12 2.4 90 16 3.2 90 14 2.8 90 90 90 90 90 90 Ⅰ Ⅱ Ⅲ 串联 串联 串联 串联 串联 正向 装药 装药 方式 合 计 66 13.2 说明 我矿使用的火工品是煤矿许用三级乳化炸药和顺发电雷管。 3、预期爆破效果： 名称 单位 数量 名称 炮眼利用率 % 98 每米巷道炸药消耗量 每循环进尺 m 1.5 每循环炮眼总长度 3每循环爆破实体量 m 18.63 每立方煤岩雷管用量 3每立方煤岩炸药消耗量 kg/m 1.4 每米巷道雷管消耗量

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单位 kg/m m 3个/m 个/m 数量 0.11 47.3 0.6 0.04 阜康市西沟煤焦有限责任公司煤矿 +795mA7西翼运输巷掘进作业规程

第三节 装载与运输

工作面的煤炭采用人工攉煤，其它环节采用刮板输送机和皮带运输机联合运输，主立井采用双箕斗提升；材料、设备采用矿车或材料车运输。

第五章 生产系统

第一节 通风系统

一、通风方式：采用压入式通风。 二、通风系统：

1.通风设施：FBD2330KW型对旋式局部通风机、风筒选用Φ800mm抗静电阻燃软质风筒。

2.通风路线：

地面→副斜井→+770水平井底车场→轨道上山→+795m中部车场→+795mA7西翼运输巷掘进工作面→+795m～+845水平通风眼→+845水平A7西翼回风巷→+845水平西翼回风巷→+845水平A2回风上山→+897水平A2集中回风巷→回风斜井→（风硐）地面。

3.局扇安设位置：+795mA7煤层西翼运输巷新鲜风流处，距+795～+845水平通风眼不得小于10～15m处安装，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0.25m/s 。 三、风量计算及验算

(一) 按瓦斯涌出量计算

Q掘 = 1002q瓦掘2k掘通 （m3/min）

式中：Q掘 —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，q=2.24m3/mim（2010年

矿井瓦斯鉴定结果）；

k掘通 —掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取k掘通 =2。

则 Q掘 = 10032.2432=448（m3/mim）

(二) 按炸药消耗量计算

Q掘 = 252A （m3/min）

式中：A —掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，取3.2Kg。

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25—以每公斤炸药用量为计算单位的供风标准，m3/min2㎏

Q掘 = 2533.2= 80(m3/min)

(三) 按人数计算

Q掘 = 42N （m3/min）

式中：N— 掘进工作面同时工作的最多人数，取10人。 4— 每人每分钟应供给的风量为4 m3/min

Q掘 = 4310=40 (m3/min)

(四) 按局部通风机的实际吸风量计算

Q掘 = Q局机 3I （m3/min）

式中：Q局机 —掘进工作面局部通风机的实际供风量448m3/min。

I —掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台。

按局部通风机的供风量计算：Q = Q局机 3I = 45031 = 450（m3/min）

Q掘 = 45031 =450（m3/min）

通过以上计算，拟选用FBD2330kw型对旋式局部通风机，局扇吸风量为410—630 m3/min。

二、掘进工作面风速验算 （一）按最低风速验算

Q煤掘≥153S煤掘 （m3/min）

式中：S煤掘 —掘进工作面的断面积，S=11.44m2 ； Q煤掘 —局部通风机实际供风量450m3/min

15—《规程》规定煤巷每分钟最低风速

450m3/min ≥ 15311.44 = 171.6(m3/min) （二）按最高风速验算

Q煤掘 ≤ 2403S煤掘 （m3/min）

式中：S煤掘 —掘进工作面的断面积，S=11.44m2

Q煤掘 —局部通风机供风量450m3/min

450m3/min ≤ 240311.44 = 2745.6（m3/min）

通过以上计算及验算，工作面供风量确定为450m3/min,选择FBD-2315KW对旋式型局部通风机供风，可满足掘进工作面的供风需求。

附：通风系统图附后

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第二节 压风系统

1、 风源：

地面压风机房FHOG-120型空压机。 2、压风方式：

地面机房通过FHOG-120型螺杆式空气压缩机，经过管径Φ100mm主供风管及风水分离器等辅助系统，到+795mA7顺槽掘进工作面分支风管（管径Φ50mm），向迎头供压风。 3、管径、风压：

+795mA7顺槽掘进工作面分支风管采用管径Φ50mm钢管，工作面使用Φ25mm高压软管供风。 4、压风路线：

地面空压机房→副斜井→+845水平运输巷→轨道上山→+795m中部车场→+795mA7西翼运输巷→掘进工作面。

第三节 供水系统

1、水源：+845水平清水泵房。

2、供水方式： 通过水仓自然水位高差，经过主供水管道和分供水管道，由高水位向低水位供水。

3、管径、水压：管径选用Φ80mm供水管，到迎头水压不低于4MPa。 4、供水路线：

+845水平水泵房→+845水平运输巷→轨道上山→+795m中部车场→++795mA7西翼运输巷→掘进工作面。

第四节 综合防尘及隔爆设施

1、文字说明：

+795mA7西翼运输巷掘进面防尘管路与该工作面供水管路同属一趟管路，在施工地点回风侧30-50m巷道内设置两道能够覆盖全断面的喷雾装置（其中一道必须为净化水幕），两道喷雾间距为10～15m，各转载点设置喷雾头，放炮前、后及出煤时喷雾打开，没出没事时关闭。随着

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巷道向前掘进，每50m设一处风水闸阀以便于洒水灭尘和巷道维修。在掘巷道每天要洒水灭尘一次，迎头向后50m内及转载点前后20m内每小班要洒水一次；距迎头60～200m设一组隔爆水棚，总水量应确保不小于200 L/m2；施工人员必须戴好防尘口罩，做好个体防护。 2、防尘管路路线：

+845水平水泵房→+845水平运输巷→轨道上山→+795m中部车场→+795mA7西翼运输巷→掘进工作面。 附图：工作面消防灭尘、隔爆设施布置图

第五节 防灭火系统

1、 防灭火消防供水系统：

防尘供水管路兼作消防供水管路，各转载点尤其皮带头装备供水三通及闸阀。

2、防灭火器材及存放：

每处防灭火器材主要有手提式灭火器2台、沙箱一个、黄沙0.2m3、铲子2把等；存放在各转载点皮带头、电器设备点。 附图：工作面消防灭尘、隔爆设施布置图

第六节 瓦斯抽放

+795mA7西翼运输巷掘进施工前，于2010年7月在+845水平A7西翼回风巷本煤层布置下行钻孔进行“掘前预抽”至今，经检测后，现掘进区域内瓦斯绝对涌出量小于8m3/min,瓦斯压力小于0.74MPa,满足掘进需求。随着工作面向前掘进，+795mA7西翼运输巷内间隔40米布置一个钻场，每隔钻场扇形布置6个钻孔，孔长80米及以上且终孔位置超前掘面20米及以上；同时工作面每掘进60米，则在迎头顺层布置6个钻孔，孔长80米及以上，确保掘进面瓦斯抽采达标，满足掘进需求。

第七节 安全监控系统

1、监控装置的安装地点、数量及相关瓦斯浓度规定：

①甲烷传感器电缆悬挂在电缆钩上，距动力电缆不小于100mm。

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②T1瓦斯传感器悬挂在距迎头3～5m范围内，距顶板≤300mm，距帮≥200mm；T2瓦斯传感器悬挂在+795mA7顺槽掘进工作面回风口以内10～15m处。

③洒水灭尘时，必须妥善保护好各个传感器。

④断电点及复电、报警点的瓦斯浓度：T1断电点≥1.5%，报警点≥1%，复电点<1%；T2断电点≥1.5%，报警点≥1%，复电点<1%；T1和T2断电范围为+795mA7西翼运输巷及掘进面所有非本质安全型的电器设备（包括电缆），断电后必须待瓦斯浓度降到1%以下时，方可人工复电。 2、监控系统路线布置：

监测路线：+795mA7顺槽掘进面T1及掘面回风流T2→+795m中部车场（6号监控分站）→轨道上山→+845水平运输巷→副斜井→地面监测主机。

附图：工作面安全监控布置图

第八节 供电系统

1、 供电路线：

地面高压配电室（10KVA高压电源）→副斜井→+845水平变电所→+845水平运输巷→轨道上山→+795m中部车场→+795mA7西翼运输巷电器设备点（630KVA移动变压器）→+795mA7西翼运输巷及掘进面各种机电设备。

2、供电方式：采用+845变电所移动变压器集中供电。 3、电压等级：660V、127V。 附图：工作面供电系统图

第九节 排水系统

1、根据所揭露的+795mA7东翼运输巷和+845水平A7回风顺槽两巷实际情况和顶底板淋水情况，可确定+795mA7西翼运输巷无水害威胁，如在掘进过程中巷道内积水时，采用在+795mA7西翼运输巷内挖临时排水沟，水沟规格为宽300mm3深300mm；巷道低洼处必须挖临时水池，安设2.5KW风泵进行抽排水至临时水沟，排除工作面积水。

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2、排水路线：+795mA7西翼运输巷掘进面→+795mA7西翼运输巷（临时排水沟、风泵）→+795m中部车场（排水沟）→+770水平～+795m排水钻孔眼→+770水平皮带运输巷（排水沟）→+770水平水仓→+770水平中央泵房（排水泵）→主立井（排水管）→地面。

附图：+770水平排水系统图

第十节 运输系统

1、运料系统：

材料和设备通过副斜井放到+845水平车场后采用电瓶车的牵引下运到轨道上山，再通过+795m中部车场里铺设的22kg/m轨道作用下采用人工推车形式推到+795mA7西翼运输巷，然后通过人工搬运方式运到掘进面各个使用地点。

运输路线：地面→副斜井→+845水平车场→+845水平运输巷→轨道上山上部车场→轨道上山→+795m中部车场→+795mA7西翼运输巷→→掘进面使用地点。 2、运煤系统：

工作面采用人工攉煤，经+795mA7西翼运输巷内的SGB-420/30型刮板机和DSJ-650型皮带机，转载至+795m中部车场SGB-420/40型刮板机，经+770m～+795m溜煤眼自滑至+770水平皮带运输巷DSJ-80型皮带运输机运输至主立井井底煤仓，经主立井提升箕斗提升至地面煤场。

+795mA7西翼运输巷掘进面随工作面推进逐步延长和安装刮板机与皮带机。

运输路线：掘进面→+795mA7西翼运输巷（30型刮板机、650型皮带机）→+835m中部车场（40型刮板机）→+770水平～+795m溜煤眼→+770水平皮带运输巷（80型皮带机）→主立井井底煤仓→主立井（提升箕斗）→地面煤场。

附图：工作面运输系统图

第十一节 照明、通信和信号

1、照明

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在+795mA7西翼运输巷内各装载点和液压绞车硐室安装照明设施，配20W防爆照明灯，照明在常开状态；掘进必须使用前后照明灯。 2、通讯

2.1设施、位置：在+795mA7西翼运输巷掘进向后50m内和+795m中部车场分别安装一部直通调度室的防爆电话。

2.2通讯路线：地面调度室主机→副斜井→+845水平车场→+845水平运输巷→轨道上山上部车场→轨道上山→+795m中部车场→795mA7西翼运输巷→工作面。 3、信号

主提升绞车、液压绞车、皮带机、刮板机、电瓶车等设备信号全部采用矿用隔爆型声、光信号装置，各种保护齐全，应确保这些设备安全、可靠运行。

第六章 劳动组织及主要技术经济指标

第一节 劳动组织

一、作业制度：巷道掘进采用“三2八”制作业组织生产，每循环进尺1.5m，日进尺6m。 二、劳动组织图表：

劳 动 组 织 表

工 种 打眼工 班 长 瓦检员 安全员 刮板机司机 皮带机司机 合计 出 勤 人 数 早班 3 1 1 1 1 1 8 中班 3 1 1 1 1 1 8 夜班 3 1 1 1 1 1 8 合计 9 3 3 3 3 3 24 备 注 兼支护工 第二节 作业循环

采用正规循环作业，三班生产，早班兼具机电检修。 附：正规循环作业图表

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正规循环作业图表

工 序时间（分）备 注交接班安全检查打 眼装药连线放炮通风敲帮问顶洒水灭尘清渣运输支 护清理工作面第三节 主要技术经济指标

参见主要经济指标图表。

主要经济指标图表

序号 1. 2. 3. 4. 5. 6. 7. 10. 11.

技术经济指标 磁方位角 巷道长度 巷道净断面 巷道掘进断面 锚杆消耗 落煤（岩）方式 掘进工效 在册人数 日进尺 - 35 -

单位 度 米 米2 米2 根/米 米3/工日 个 米 数量 NE269.5° 845 11.44 12.42 15.4 爆破作业 3.1 24 6

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第七章：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）提前七天向区队管理人员、工人负责传达批准的《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、新工人下井前必须学习煤矿基础知识，接受安全教育和培训的时间不得少于72小时。经考核合格后，必须在有安全工作经验的老师带领下，并建立师徒合同，工作期满4个月，然后经再次考试合格，方可井下独立工作。对轮岗、换岗和采用新工艺作业的人员，必须进行重新培训。培训时间不得少于40小时，然后经考核合格后，方可上岗作业。特殊工种，如各类司机、爆破工、瓦斯检查员等必须经过专门培训、考试合格发给操作证，并持证上岗，否则，按违章作业处理。

3、施工前，测量人员必须提前给出开门位置，标定好中腰线，严格按中腰线施工。

4、开门前，必须对开门口左右各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、板梁等掩护好。

5、开门前，应提前按设计要求，安设好局部通风机，接好风筒，准备好各种支护材料。

6、开工前，班组长必须对工作地点进行详细检查，严格执行\敲帮问顶\制度。

7、掘进工作面所有巷道支护必须完好，畅通无阻，卫生清洁。 8、巷道贯通必须提前编制贯通措施。

9、认真开好班前会，交代清楚现场的不安全因素及应注意的问题。工人在工作中变换工作地点或工种，必须由安排工作的人员交代上述问题，并学习新地点（或工种）的作业规程（或操作规程）、施工措施等有关规定。

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第二节 “一通三防”管理

1、通风管理措施

1.1局扇指派专人管理，实行挂牌管理，风筒吊挂要平、直，逢环必挂，掘面风筒不落地，风筒距掘面距离为不得大于5m，风筒破口要及时修补。

1.2施工作业人员应爱护局扇、风筒等通风设施。

1.3局部通风机必供电必须形成“三转两闭锁”即专用变压器、专用开关、专用线路，掘进工作面的电器设备实现瓦斯电和风电闭锁；同时实行“双风机，双电源”。

1.4不准随意停局扇，因检修、停电等原因停局扇时，必须撤出人员，切断电源。

1.5安设局部通风机时，局扇吊挂高度离底板应大于0.3m。 1.6严禁在无风或微风下作业。 1.7该工作面必须形成独立的通风系统。

1.8局部通风机和启动装置（开关）必须安装在进风巷道中，必须距掘进巷道回风口不得小于10米。

1.9工作面停掘时，必须保持正常通风，正常检查风筒的完好状况和工作面瓦斯浓度，如瓦斯超限时必须立即处理。

1.10该工作面的风机不得随意停电。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。只有在风机和开关 10米范围内瓦斯浓度不能超过0.5％时，方可人工开启风机。 2、瓦斯管理措施

2.1在掘进工作面，工作面必须配备兼职安瓦员，安瓦员必须经专门培训、考核，并持证上岗（由通风科负责）。

2.2工作面及其回风流中瓦斯浓度≥1%时，必须停止工作；工作面及其回风流中瓦斯浓度≥1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，并通知矿调度室。待安通科采取有效措施处理，瓦斯浓度小于1%时才许进入工作面。

2.3加强局部通风，风筒吊挂以及距掘面的距离必须符合规程的要求，防止瓦斯积聚，当发生瓦斯积聚时，必须及时处理。

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2.4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%，风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开启局扇，恢复正常通风。

2.5当工作面的瓦斯浓度达到1%时，应停止工作，进行处理。当瓦斯浓度达到1.5%时，切断电源，撤出人员，进行处理。

2.6班队长及电钳工必须佩带便携式甲烷检测报警仪。电钳工打开电气设备前必须检查设备附近20米内的瓦斯情况，只有瓦斯浓度低于0.5%时，方可打开。

2.7爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁装药爆破。

2.8使用便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报调度检测人员：当两者读数误差大于允许误差时，以读大者为依据，采取安全措施并必须在8小时内对这两种设备调效完毕。

2.9对经常需要移动的甲烷传感器必须由班组长负责按规定移动，严禁擅自停用。

2.10甲烷传感器，断电仪及电缆等安全监测监控设备由所在的区队长，班组长负责保管和使用，如有损坏应及时向调度安全检测部门汇报。 3、防尘管理措施

3.1在掘进面向后30—50m巷道内设置两道能覆盖断面的水幕喷雾，喷雾间距3～5m，爆破前后及出煤时对掘面20m范围内巷道及煤堆洒水除尘，湿式装渣。

3.2掘面向后60～200m设置辅助隔爆水棚一组，水量不低于200升/m2。各转载点设置喷头，每隔50m设置一个水闸阀。

3.3必须坚持湿式打眼，干打眼必须有捕尘措施，放炮前后喷雾降尘，使用水炮泥。

3.4定期（每圆班）对整条巷道进行洒水灭尘，每小班对工作面及各转载点周边20米范围内进行洒水灭尘。

3.5加强个人防护，作业人员应戴防尘口罩等劳保用品。 4、防火管理措施

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4.1过破碎带时，若发生局部冒顶，冒顶区范围内现场要标明冒顶区的位置和高度，并及时通知安通科及掘进队，建立高冒台帐。采用编织袋装煤炭然后挂网密实处理。

4.2井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油泼洒在巷道内。

4.3皮带机头和刮板机头处要设置消防器材，灭火器不少于2个，沙箱含沙量不少于0.2m3，消防软管不少于50m，铁锹2把。

4.4电气设备着火时，应首先切断电源，在切断电源前，只许使用不导电的灭火器材灭火。

4.5严禁用水扑灭油类火灾。

4.6任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的措施直接灭火，控制火势，并迅速向矿调度汇报。如果灾害危及到人身安全且无法控制时，人员要戴好自救器，立即按避灾路线撤离灾区。

4.7若采用直接灭火时，人员应戴好自救器站在上风侧安全地点，采取有效措施进行。

第三节 顶板管理

1、一般规定

1.1加强对顶帮的观察和检查，严格执行“敲帮问顶”制度，及时找尽掘面危岩浮矸，松动的伪顶必须找掉。进行“敲帮问顶”作业时，一人找顶，一人监护，应采用长度不小于2m的钎子，按由外向里、从顶到帮的顺序进行。找顶时，找顶人员要时刻注意防止矸石顺杆滑落伤人。

1.2“敲帮问顶”后应首先进行临时支护，防止顶板松动离层和坠矸伤人，并及时进行永久支护。永久支护时，人员必须站在有支护的顶板下操作，严禁空顶作业。

1.3临时支护采用前探梁支护在支护过程中专门安排一人观测顶板情况如有意外情况时及时采取措施进行处理。

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1.4钢梁支护时必须把钢梁腿子埋在煤层底板里，埋深不得小于300mm，钢梁顶和两帮处每根钢梁采用两根锚杆两处固定。 2、锚网支护：

2.1最大控顶距不超过1.4m，顶部锚杆必须紧跟掘面，打顶部锚杆前，必须先在掘面空顶处打上锚杆作为临时支护，再由外向里、由中间向两帮逐排施工顶板锚杆。锚杆不得沿裂隙布置，必须穿层布置。

2.2顶板较破碎处可增加“H”型钢带加强支护，必要时可增加工字钢架棚加强支护，架棚应尽量垂直巷道顶板打足劲，棚腿要接到实底，虚底要穿木鞋，棚梁与顶板接触部分用木楔楔紧，棚腿应明暗一致。

2.3出现掉顶时，应将伪顶找净，如掉至稳定的坚固顶板，则密贴顶板打锚网支护，即掉到哪锚到哪；若掉顶后顶板依旧破碎，打锚杆困难，可采用喷浆加固顶板，然后再打锚网支护，必要时架棚打撞楔通过冒顶区。

2.4每施工30～50m做一次锚杆抗拔力试验，每隔100m—150m在巷道顶板设一组顶板离层观测仪。

第四节 爆破管理

1、应按爆破说明书布置雷管和炸药，炮眼布置可根据工作面实际情况做适当调整。全断面一次打眼，一次装药，一次爆破。严禁一次装药分次爆破。

2、爆破材料箱必须放在警戒线以外，顶板完好、无淋水、支护完整，避开机械、电气设备的地点。爆破材料箱由放炮员负责看管，放炮时由班长指定专人看管。

3、严禁在残余炮眼内继续打眼。

4、电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其他人员运送。领到爆破材料后，应直接送到工作地点，严禁途中逗留。

5、爆破材料必须装在耐压和抗撞冲、防震、防静电的非金属容器内。

6、炸药、电雷管必须分装分运，炸药装在工作面专用的炸药箱内，加锁后放置在警戒线以外顶板完好、无淋水处，并远离带电导体。

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