7603N機巷掘進作業規程
作者：秦建國
2011-11-19 00:17
來源：本站原創
一、地質說明書
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況
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煤層
名稱
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水平
名稱
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采區
名稱
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工作麵
名稱
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地麵標高
（m）
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工作麵標高（m）
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6#
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+300m水平
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北一區
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+300m北抽放巷
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+300m
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地麵
位置
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該工作麵對應地表為老鷹岩以北，楊柳井一帶。
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井下位置及四鄰采掘情況
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該工作麵位於北一區南翼，並布置在4#煤層和6#煤層之間。以南為一區+300m一石門，以北鄰北三區南翼，上部為4#煤層上邊界煤柱，與4#煤層的法線距離為 m，下部為1601N1段工作麵（未布置）6#煤層上邊界煤柱，與6#煤層的法線距離為 m。
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走向長（m）
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240
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傾斜長（m）
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201～205
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斜麵積（m2）
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71862
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岩層情況
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岩層總厚度（m）
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2.35
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岩層結構
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簡單
賦存穩定
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岩層傾角（°）
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41～43
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岩層頂底板情況
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頂、底板
名稱
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岩石名稱
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厚度（m）
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岩性特征
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直接頂
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鈣質頁岩
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1.9
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深灰色鈣質頁岩，含黃鐵礦結核。
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本岩層
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砂質頁岩
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2.35
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直接底
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鋁土頁岩
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2.1
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灰白色鋁土頁岩，富含植物根部化石。
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地
質
構
造
情
況
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根據上水平溜子道揭露資料，預計該工作麵構造中等， 其中f1、f2兩條斷層對下水平風巷掘進影響較大。預計風巷在-200三石門以北160m遇斷層f1 ：125°∠45°H：1.3m； 176m遇斷層f2 ：20°∠75°H：0.7m。
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構造名稱
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走向
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傾向（度）
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傾角（度）
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性質
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落差（m）
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對掘進的影響程度
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f1
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125°
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∠45°
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正
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±1.3
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較大
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f1
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20°
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∠75°
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正
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±0.7
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較大
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水文
地質
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該工作麵水文簡單，無突水威脅。
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問
題
及
建
議
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根據上水平已揭露的資料來看，預計該采區構造中等，上水平溜子道揭露的f1、f2斷層壓薄帶，對機巷掘進將造成一定的影響。
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影響掘進的其它地質情況
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最大湧水量
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（m3/h）
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正常湧水量
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（m3/h）
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瓦斯
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該工作麵可能受裂隙瓦斯的影響，應加強瓦斯管理。
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岩塵
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機掘時有一定揚塵，要加強防塵管理。
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岩層裂隙
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岩石原生裂隙較為發育，有可能出現卡釺，頂板離層破碎，故應加強操作質量
巷道支護。
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第二章巷道布置及用途
該巷是繼前期在底板灰岩中距一區+300m一石門300m處經頂板轉層掘進進入本岩層（砂質頁岩層）的，巷道標高+300m，巷道沿砂質頁岩層走向，按頂、幫中腰線掘進，方位角為°。
用於1401N1段回采工作麵回采前預抽4#煤層瓦斯之用。
該綜掘巷為異形斷麵，其斷麵規格為：巷淨寬2.8m，巷淨中高2.8m，下幫高度不低於1.8 m，水溝0.3×0.2m。
第三章巷道支護
根據7603N工作麵地質說明書提供資料，煤層傾角為38°，掘進時在頂底板正常情況下，頂板及上幫采用短木支柱和螺紋鋼筋錨杆支護，其規格為：杆體公稱直徑Φ16mm –M18-1800m和Φ20mm –M22-2400mm，拱型高強度托板規格為120×120×10mm，配有調心球；頂板及上幫錨杆走向間距為800mm±100m，頂板每排4根錨杆，上幫木柱每排1根，上幫每排2～3根錨杆，下幫為全煤裸體支護，頂板及上幫支護空頭不大於400mm。
掘進期間，如底板破碎、鬆軟，木支柱支護困難時，頂板及上幫采用螺紋鋼筋錨杆支護，其規格為：杆體公稱直徑Φ16mm –M18-1800m和Φ20mm –M22-2400mm，拱型高強度托板規格為120×120×10mm，配有調心球；頂板及上幫錨杆走向間距為800mm±100m，頂板每排4根錨杆，上幫每排2～3根錨杆，下幫為全煤裸體支護，頂板及上幫支護空頭不大於400mm。
在斷層及破碎帶掘進期間，采用螺紋鋼筋錨杆配拱型高強度托板加錨網支護，在巷中頂板中間打一根3000㎜長的錨索加強支護，間距5000mm。
巷道質量標準
附7603N機巷支護斷麵圖（見附圖）
第二節支護材料
根據我礦的半煤巷錨杆支護的設計，采用Φ16mm –M18-1800mm和Φ20mm –M22-2400mm螺紋鋼筋錨杆、木支柱、3000mm長錨索、錨網為1000mm×2000mm、拱型高強度托板規格為120×120×10mm、礦自製錨帶等支護材料。
頂板1＃、2＃、3＃錨杆垂直於巷道頂板,角度不小於75°，頂板4＃錨杆角度不小於65°，錨杆間排距偏差不超過±100mm，錨杆外露長度不大於100mm，並用氣扳機擰緊螺母；上幫煤層采用背壁木支柱配草鞋板加排花、笆片支護，支柱柱距800±100mm，排花間距不大於250mm，笆片搭頭不小於100mm；煤層以下底板岩石采用2～3根螺紋鋼筋錨杆加鐵托板、錨網、錨帶支護，頂板3＃錨杆采用Φ20mm –M22-2400mm。
掘進期間，如底板破碎、鬆軟，木支柱支護困難時，則采用錨杆加鐵托板、錨網、錨帶支護，頂板1＃、2＃錨杆垂直於巷道頂板,角度不小於75°（肩窩處除外），頂板3＃錨杆角度不小於65°，上幫采用2～3根螺紋鋼筋錨杆加鐵托板、錨網、錨帶支護，錨杆間排距偏差不超過±100mm,錨杆外露長度不大於100mm，並用氣扳機擰緊螺母，頂板2＃錨杆采用Φ20mm –M22-2400mm。
托板及金屬網鋪設要緊貼岩麵，不得空鼓翹邊，網與網之間搭接采用12＃鐵絲穿連或勾連。
正式錨杆支護距磧頭的距離（空頂距）不大2 m。待掘進機停止截割後，磧頭未打錨杆部分采取臨時支護。
一、錨杆的施工工藝
1．施工錨杆眼及安設錨杆有關要求
⑴．打錨杆眼前，必須按照由外向裏、先頂後幫的順序進行敲幫問頂，將活矸危岩處理掉，在確認無安全威脅後，方可作業。在施工過程中要注意觀察圍岩變化情況，並須進行經常性的敲幫問頂工作。
⑵．打錨杆眼應按照由外向裏、先頂後幫的順序依次進行，錨杆眼深度應與錨杆長度相匹配，打眼前應在鑽杆上做好標記，嚴格按規定的錨杆長度打眼。
⑶．頂板使用的螺紋鋼筋錨杆杆體直徑為Φ16mm、長度為1800mm，杆尾螺紋為M18mm和杆體直徑為Φ20mm、長度為2400mm，杆尾螺紋為M22mm，螺紋鋼筋錨杆采用樹脂錨固劑對錨杆進行錨固，每根錨杆用1支型號為K2335（直徑23mm，長度350mm，固化時間為快速）和1支型號為Z2360（直徑23mm，長度600mm，固化時間為中速）的樹脂錨固劑。裝填時，先裝填K2335，再裝填Z2360。
⑷．螺紋鋼筋錨杆的安裝
A．先用螺紋鋼錨杆頭部頂住樹脂藥卷並送入眼底，然後用氣扳機或風動煤鑽帶動杆體攪拌樹脂藥卷至規定時間（根據樹脂藥卷使用說明書，K2335藥卷攪拌時間為20~35秒，Z2360藥卷攪拌時間為25~40秒）。同時要求攪拌過程連續進行，中途不得間斷。停止攪拌後等待規定時間（根據樹脂藥卷使用說明書，K2335藥卷等待時間為90~180秒，Z2360藥卷等待時間為480秒）。注：樹脂藥卷攪拌、等待時間以說明書為準。
B．在等待時間內不得使杆體移動，否則將影響錨固強度。
C．在規定的等待時間後即可上托板用氣扳機或風動煤鑽擰緊螺母。
⑸．錨杆角度嚴格按巷道斷麵圖的要求進行施工。
⑹．頂板錨杆眼可用錨杆鑽機打眼與攪拌。
⑺．打錨杆眼前，必須準備一套長短配套的鑽杆，采用7655型或YT-29型風錘配中空鋼、Φ16mm –M18-1800mm螺紋鋼筋錨杆采用Ф28mm岩石鑽頭、Φ20mm –M22-2400mm螺紋鋼筋錨杆可采用Ф32mm岩石鑽頭濕式打眼，若遇煤層鬆軟易抽冒時可采用幹式打眼，確保錨杆施工質量。
2．擴能科組織人員定期對錨支巷進行錨固力試驗，頂板螺紋鋼錨杆錨固力不小於70KN/根，不合格的應在其周圍200mm內及時進行補打。
二、錨索的施工工藝
1、采用ZQT-130/3.2氣動錨杆(錨索)鑽機、7655型或YT-29型風錘、中空鋼六方接長式鑽杆、Ø28mm鑽頭濕式打眼，錨索孔深誤差控製在±30mm，為保證孔深準確，可在起始鑽杆上用白色或黃色油漆標出終孔位置，孔深比錨索長度短200 mm ，錨索外露長度控製在200 mm±20mm。
2、錨索錨固，采用K2335藥卷、Z2360藥卷兩根樹脂錨固劑進行錨固；插入樹脂藥卷前應先檢查其質量（以手感柔軟為合格），並注意藥卷的快凝端在上，緩凝端在下。
3、錨索下端裝上專用攪拌驅動器，二人配合使用錨索頂住錨固劑緩緩送入鑽孔（注意：不能反複抽拉錨索），確保錨固劑全部送入孔底。
4、將專用攪拌驅動器尾部六方頭插入錨杆機上，一人扶住機頭，一人操作錨杆機，邊推進邊攪拌，前半程用慢速旋轉，後半程用快速旋轉，錨索攪拌樹脂藥卷過程中不能停頓，攪拌時間控製在20～30s，嚴禁反複攪拌，導致錨固失效。
5、停止攪拌，但繼續保持錨杆機的推力約3min，然後可縮下錨杆機並移開，10min後，先卸下專用攪拌驅動器，裝上托板、托盤、錨具，並將其托到緊貼頂板的位置。待攪拌樹脂藥卷後10～15min張拉錨索，張拉時並注意觀察壓力表讀數，張拉預緊力控製在20MPa時，液壓泵停止張拉，將換向閥手把轉向卸載，一人用雙手托住張拉千斤頂，一人將液壓泵卸載將張拉千斤頂退出錨索。
6、錨索安裝48h後，如發現預緊力下降，必須及時補拉。錨索錨固力應不低於20MPa。
7、張拉時發現錨固不合格的錨索，必須立即在其附近補打合格的錨索，或者用張拉器將不合格的錨索拔出，然後用鑽機將原來的鑽孔清洗一遍，重新安裝錨索。
掘進後及時對磧頭未打錨杆部分采取臨時支護，必須將頂板空頭段每米用開塊料沿頂板傾斜方向打上一梁二～三柱臨時木支柱。在作業過程中，嚴禁人員進入未支護好的地段內作業。
備用支護材料不能過多，但至少備夠3天所用支護材料，為便於存放與管理，材料必須集中堆碼指定地點，所有材料必須上墩上架，不能上架的必須采用桶（或框）裝，並掛好牌板。
備用支護材料品種、數量、規格附表
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名稱
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樹脂
錨杆
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錨索
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藥
卷
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金屬錨網
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托板
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單位
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套
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根
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箱/各
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張
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塊
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規格
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Ø16×1800㎜
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3000 mm
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K2335
Z2360
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1000mm×2000mm
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120×120×10mm
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數量
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50
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10
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5
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50
|
50
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第四章施工工藝技術
掘進采用EBZ132型綜掘機裝煤矸，人工支護。
第二節鑿岩方式
一、掘進機具：
使用EBZ132型綜掘機。
二、施工順序：
由北向南順序掘進。
三、工藝流程：
掘進準備、安全檢查→截割巷道上半部斷麵（進度1.60米）、出煤矸→臨時支護→正式支護上幫木支柱及頂板4＃、3＃、2＃錨杆（兩排錨杆）→截割巷道下半部斷麵（進度1.60米）、出煤矸→退掘進機→臨時支護→正式支護頂板1＃錨杆及上幫錨杆、錨網、錨帶（兩排錨杆）→收浮煤矸。(見附圖)
第三節進刀方式及路線
截割時，利用上下、左右截割，截割較軟煤壁時采用左右循環向上的截割路線截割斷麵；截割稍硬的岩石時采用由下而上的左右截割的截割路線；因該巷段麵較大支護困難時，截割時，先從巷道中部煤層處，利用上下、左右截割巷道上部斷麵拖底掘進，待支護完畢後，再截割巷道下部斷麵；如遇矸石硬度較大截割困難時，采用放鬆動炮的方式掘進。掘進機截割時，操作人員前方嚴禁有人。
掘進過程中可視具體情況采用拖底方式掘進，拖底高度小於1.2m，拖底高度以便於錨杆與上幫木支柱操作為宜。綜掘機進刀方式及拖底高度礦、科、隊跟班人員，可視現場進行調整。
第五章爆破作業
1、遇岩石硬度較大，掘進機截割困難時，采用7655型或YT-29A型風錘濕式打眼放鬆動炮方式掘進，打眼工嚴格按原局頒《風鑽打眼工技術01manbetx
01manbetx
》執行。各操作人員相互配合，彼此照應，防止斷釺傷人和因工序混亂誤傷人員。
2、打完炮眼，必須用壓風將眼內的岩粉和積水吹洗幹淨，方可裝藥。
3、放炮采用放鬆動炮的方式進行，每眼裝藥量應控製在正常掘進放炮裝藥量的一半，根據現場情況嚴格控製裝藥量，以達到岩石鬆動為宜。
4、放炮使用三級煤礦許用乳化炸藥，煤礦許用毫秒電雷管1～5段（若需要放小炮，炮眼個數少於5個則采用煤礦許用毫秒電雷管中的任何相鄰1～2段），正向裝藥，大串聯一次起爆。裝藥時，先將炸藥、引藥一次裝入，再裝1個水炮泥，最後再裝填不少於0.5m合格封泥，煤眼還必須裝不少於0.1m的底泥。
5、放炮前，必須將磧頭內所有設備、材料及附近瓦斯遙測探頭和工具展移到放炮打不到的安全地帶。
6、站崗、拉炮地點及搜索線路：
A．拉炮點：設在-325m板塘石門與變電所交叉口處。
B．站崗點：⑴.拉炮點；⑵. –325m板塘石門內下煤栽洞下口與-325m～-450m下煤上山交岔口處；⑶. -325m板塘石門與7503N風巷交叉口以南100m處。
C．搜索路線：4人磧頭→4人7603N機巷→7603N機巷與板塘石門交叉口處2人站臨時崗、另2人至-325m板塘石門與7503N風巷交叉口以南100m處1人站崗、另1人原路返回彙合後→3人至-325m板塘石門與下煤栽洞下口交叉口處1人站臨時崗，另2人至–325m板塘石門內下煤栽洞下口與-325m～-450m下煤上山交叉口處1人站崗、另1人原路返回彙合後→2人至拉炮點1人站崗、另1人電話請示調度站經同意放炮後，通知拉炮點拉炮並跟炮。
7、放炮時隻有在各處崗哨站好、回風係統內電器停電且局扇供風正常，瓦斯不超限的情況下，放炮後在放炮地點等足15分鍾，經請示調度站同意，由瓦檢員、放炮員、生產班組長一起進行查炮，確認無隱患後經請示調度站同意後，由調度站通知方可撤崗，並恢複工作，整個放炮全過程嚴格執行“一炮四檢”、“三人連鎖換牌放炮”和放炮請示製度。如遇瞎炮殘爆，須嚴格按《煤礦安全01manbetx
》342條的有關規定執行。
8、掘進放炮母線按規定分開布置，母線盒上鎖，嚴禁有明接頭和對接頭。炸藥運到位後，必須將炸藥裝入存放箱內並鎖好。
9、放小炮眼深度應大於0.6m，如確需淺眼放炮時，最小抵抗線和封泥長度均不少於0.3m，且封泥必須封滿填實。並使用好水炮泥。
10、裝藥前，必須首先檢查工作麵附近瓦斯濃度，爆破地點附近20m以內的風流中瓦斯濃度達到1.0%，不得裝藥放炮。
11、掘進放炮時，由調度站監控放炮全過程，放炮前必須請示調度站，並作好記錄備查。
12、放炮設置警戒時，必須牽好警戒繩，掛好站崗警戒牌和起爆地點放炮說明牌，防止人員在放炮期間進入禁區。
13、放炮時，綜掘及距放炮點不少於5m，必須對綜掘機及電氣設備進行掩護，采用板子、笆片鋪設在綜掘機上，並用錨網鋪設在放炮點岩石上，以防止放炮時矸石衝入損壞機器。
第二節爆破說明書
爆破說明書
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炮 眼
名 稱
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眼
號
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眼數
(個)
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眼深
(m)
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單眼裝藥
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小計
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起爆
順序
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聯線
方式
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||
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條
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kg
|
條
|
kg
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||||||
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周邊眼
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1～5
|
5
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1.6
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2
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0.4
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10
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2.0
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串聯
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合計
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1～5
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5
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1.6
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2
|
0.4
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10
|
2.0
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第六章裝載與運輸
第一節裝載與運輸方式
一、材料、設備運輸係統
地麵--→Φ2.5m、Φ3.0m斜坡 --→-325m北大巷--→-325m板塘石門--→7603N上段機巷--→磧頭。
二、煤矸運輸係統
未安裝皮帶輸送機前掘進：綜掘機裝入半邊車--→經人工推車--→7603N機巷--→-325m板塘石門--→人工翻入-325m～-450m下煤上山--→-450m板塘石門裝載車場--→-450m大巷--→-450m 矸石倉--→-200m～-450mΦ2m斜坡提升-200m矸石倉--→-200m～地麵二級、一級矸石箕鬥井--→地麵。
安裝皮帶輸送機後掘進：綜掘機卸入皮帶輸送機--→7603N機巷--→-325m板塘石門--→-325m～-450m下煤上山--→-450m板塘石門裝載車場--→-450m大巷--→-450m 矸石倉--→-200m～-450mΦ2m斜坡提升-200m矸石倉--→-200m～地麵二級、一級矸石箕鬥井--→地麵。
采用局部通風機壓入式通風。
一、風量計算
⑴風量配置：
①按瓦斯湧出量計算：Q1=100×q瓦掘×K掘通=100×0.18×2=36 m3/min
②按局扇JBT52- 11kw實際風量計算：Q2=270m3/min
③按人數計算：Q3=4×N=4×10=40 m3/min
④風量配置Qmax=｛Q1，Q2，Q3，｝=270m3/min
⑵風速驗算：
①按最低風速0.25m/s計算Q低=0.25×9.54×60=143 m3/min
②按最高風速4m/s計算Q高=4×9.54×60=2290m3/min
③驗算結果：Q低﹤Qmax﹤Q高，該巷掘進配風270m3/min是可行的。
上列各式中，q瓦掘為掘進巷道瓦斯湧出量，預計為0.18 m3/min；K掘通為掘進工作麵備風量係數，一般取2；N為掘進巷人數；巷道淨斷麵為9.54m2。
一、局部通風機的選型及布置
根據以上計算結果和驗算結果，該巷掘進采用JBT52-11KW局扇供風，局扇安裝在-325m板塘石門與-325m茅口大巷交岔口處，最大供風長度400m，風筒出口距磧頭不大於5m，出口風量不小於143m3/min，風筒吊掛平直，逢環必掛。
新風：–325m板塘石門內的新風通過局部通風機和風筒壓入磧頭。
回風：風筒出口→-325m7603N機巷→-325m板塘補套石門→-325m板塘石門繞道、風橋→-325m～-200m板塘回風上山→補套平巷→-200m5-1石門回風上山→-200~-100m5-1回風上山→±0~-100m5-1回風上山→±0m總回風大巷。
瓦斯隊分別在工作麵和回風流中各安設一台瓦斯自動監測報警斷電儀，工作麵的探頭吊掛在距工作麵5m內，其報警瓦斯濃度1.0%，斷電瓦斯濃度1.5%，回風探頭吊掛在-325m板塘補套石門以南10~15m的6＃煤層掘進平巷內，其報警、斷電瓦斯濃度1.0%。監測主機與所有電器設備電源實行“瓦斯、電閉鎖”，局扇與所有電器設備電源實行“風、電閉鎖”，局扇電源實行“三專”。人工複電瓦斯濃度必須小於1.0﹪。
掘進一五三隊每周不少於一次對電器設備的防爆檢查，瓦斯隊對該區域瓦斯電閉鎖裝置進行認真檢查調試，每5天必須調試一次，並有記錄可查，保證靈敏可靠。
一、瓦斯檢查
二、瓦檢員履職管理
1、瓦檢員必須經過專門機構培訓合格，持有效證件上崗。
2、瓦檢員必須堅持手上交接班製度，巡回檢查瓦斯，不得空班漏檢和假檢，加強工作麵的瓦斯檢查，瓦斯濃度超過1%嚴禁作業。
3、瓦檢員負責風筒的接續和修補，保證風筒完好，逢環必掛，吊掛平直，距磧頭距離不得超過5m。
4、施工隊班長負責磧頭瓦斯監測探頭移設。
5、當瓦斯濃度超限時，瓦檢員有權責令現場工作人員停止工作，沿避災路線撤到安全地點，並及時向調度站彙報。
一、防塵水管布置
地麵--→-325m大巷--→-325m板塘石門--→7603N機巷。
第二節防塵設施個數及位置（含淨化設施、隔爆水袋）
1、在輸送機轉載點和皮帶機頭及下煤上山上口各安設自動或手動噴霧防塵裝置1個。
2、巷道內按規定安設移動水幕1組，距磧頭距離不大於50m左右，隔爆水槽水量按200L/㎡計算，每個水袋不少於20 L，隔爆水槽安裝在-325m板塘補套石門或回風繞道平巷內。
3、衝塵設施沿巷道每50m設置一個三通，風水管距綜掘機必須保持10m。
1、加強個體防護，佩帶好口罩。
2、必須堅持濕式打眼，嚴禁打幹眼。
3、放炮前後以及裝煤矸前必須灑水降塵，放炮時使用風水噴霧。
1、嚴禁在井下采用可燃性材料搭設臨時操作間、休息間，磧頭附近嚴禁堆放易燃性材料、嚴禁在井下存放易爆性物品。
2、為防止皮帶溫度過高引起火災，在皮帶機頭、機尾分別配備兩台合格幹式滅火器和不少於200kg的防火砂，並用30m以上的4分橡膠管接在防塵管網上。
3、堅持皮帶綜合保護器正常使用。
4、井下使用的煤油、汽變壓器油必須裝入蓋嚴的鐵桶內，並有專人押運至使用地點，剩餘的必須及時運回地麵，嚴禁在井下存放。嚴禁將剩油、廢油潑灑在井巷或硐室內。
5、井下使用的潤滑油、棉紗、布頭和紙等，必須存放在蓋嚴的鐵桶內，用過的棉紗、布頭和紙也必須放在蓋嚴的鐵桶內，並有專人定期送到地麵處理。
1、任何人發現井下火災時，應視火災性質、災區通風和瓦斯濃度情況，立即采取一切可能的方法直接滅火，控製火勢，並迅速報告調度(室)站，調度(室)站在接到井下火災報告後，應立即按災害預防和處理計劃通知有關人員組織搶救災區人員和實施滅火工作。
3、電氣設備著火時，應首先切斷電源；在切斷電源前，隻準使用不導電的滅火器材進行滅火。
4、滅火過程中必須指定專人檢查瓦斯、一氧化碳、煤塵、其它有毒有害氣體和風向、風量的變化，防止瓦斯、煤塵爆炸和人員中毒窒息02manbetx.com
。
根據地質說明書提供資料，預計在掘進期間無突水威脅。
地質資料顯示掘進期間無水，隻是打錨杆的水，通過煤炭吸收。
為保證巷道實現快速掘進，作業時各工種之間必須相互協助，消除各工種工作的不均衡現象。采用一崗多能，一人多證的複合工種。
第三節主要經濟技術指標
7603N機巷施工時為實現快速、優質、高效、低耗和安全的生產方針。
第十三章供電設計
一、7603掘進工作麵供電設計的原始資料
1、巷道及其設備布置
7603機巷總長354m，采用綜掘機從北翼-325m5-1板塘石門開始由北向南掘進。綜掘機掘出的煤矸采用DSJ-800帶式輸送機裝運。
2、電壓等級及主要電氣設備
井下采區變電所電壓為6KV，掘進機、DSJ-800帶式輸送機、回柱絞車采用1140V電壓，煤鑽、信號及照明采用127V電壓。
3、煤矸的運輸係統
掘進機掘出的煤矸經掘進機——DSJ-800輸送機——板塘石門溜煤上山——-450m裝車由蓄電池機車運到底卸式煤倉——主提煤斜井——豎井至地麵
二、采區變電所及掘進工作麵配電點位置的確定
原-325m水平5-1設有采區變電所，不需新增變電所。由於該機巷較短，所以將移動變電站安裝在5-1石門內分別向各負載供電。
按照風、電、沼氣閉鎖要求，采用專用變壓器向工作麵的局部扇風機供電。
三、工作麵負荷統計及變壓器容量、台數的確定
1、掘進工作麵負荷統計
|
設備名稱
|
規格型號
|
台數
|
額定功率(KW)
|
額定電壓
|
備注
|
|
掘進機截割電機
|
|
1
|
132
|
1140/660V
|
|
|
掘進機油泵電機
|
|
1
|
75
|
1140/660V
|
|
|
掘進機二運電滾筒
|
|
1
|
7.5
|
1140/660V
|
|
|
膠帶輸送機電機
|
|
2
|
40
|
1140/660V
|
|
|
膠帶輸送機張緊絞車電機
|
|
1
|
8
|
1140/660V
|
|
|
回柱絞車電機
|
|
1
|
17
|
1140/660V
|
|
|
煤電鑽
|
|
1
|
1.2
|
127V
|
|
|
總計
|
|
|
320.7
|
|
|
2、掘進工作麵變壓器（移變）容量、台數確定
7603機巷采用EBZ132掘進機掘進，采用移動變電站向掘進工作麵供電。按需用係數法計算移動變電站的容量和台數：
1、移動變電站的容量
式中
——掘進工作麵所有電動機額定功率之和
考慮以後要在該工作麵安裝綜采設備，故選KSGZY-500/6移動變電站一台向掘進工作麵供電。
2、專門向局部扇風機供電的變壓器容量
現在5-1變電所有一台100KVA“三專”變壓器，已能夠滿足要求。
四、掘進工作麵供電係統的確定
按照采區供電係統係統擬定原則確定綜掘工作麵供電係統圖，如圖1
五、綜掘工作麵低壓網路的計算
（一）電纜型號的確定
根據5-1采區變電所現在的供電電壓、電纜敷設情況及高低壓電纜型號確定原則，本供電係統各電纜型確定如下：
1）5-1變電所高開母線至移動變電站的高壓電纜選VLV型鋁芯電纜；
2）移動變電站向掘進工作麵綜掘機、帶式輸送機、回柱絞車供電使用屏蔽橡套電纜MCP-1200型；向煤鑽供電采用UZ-500型煤鑽專用電纜。
（二）電纜長度的確定
1、因移動變電站安裝在5-1變電所內所以至移變高壓電纜長度取5m
2、5-1變電所至綜掘機MCP-0.66/1.14電纜長度的確定
3、5-1變電所至膠帶輸送機MCP-0.66/1.14電纜長度的確定
4、膠帶輸送機張緊絞車MCP-0.66/1.14電纜長度的確定
5、回柱絞車MCP-0.66/1.14電纜長度的確定
（三）電纜截麵的計算
1、向移動變電站供電高壓電纜的選擇
由5-1變電所至移動變電站最大長時工作電流為：125.6 A，查表2-9《煤礦井下供電設計指導》，選擇聚氯乙烯絕緣VLV30-3×50高壓電纜載流量為112A，足以滿足要求。
2、支線電纜截麵的選擇
配電點至掘進機的供電電纜查表選用70㎜2的電纜，其長時允許電流為215A足以滿足要求，型號為MYP-0.66/1.14-3×70+1×35
其它各支線電纜截麵的選擇見供電係統圖。
3、幹線電纜截麵的選擇
（1）供給掘進機電纜的最大工作電流為（取
）
考慮到以後該工作麵是上綜采，電纜留給綜采使用，故查表選擇70㎜2的橡套電纜，長期允許負荷電流約為215A>125.6A，符合要求。
（2）按正常工作時的允許電壓損失校驗電纜截麵
①移動變電站電壓損失為
式中
=297.8KVA；
=0.7；
=0.71；
=4；
=2
②幹線電纜的電壓損失
=3.96V
③掘進機支線電纜電壓的損失
=7.89V
低壓電網的總電壓損失
1140V電網允許電壓損失為117V>41.97V，故電纜截麵滿足電壓損失的要求。
（3）按起動時允許的電壓損失校驗電纜截麵
①起動時掘進機支路電纜電壓的損失
掘進機的最小起動電壓
K——電動機最小允許起動轉矩與額定轉距之比值，取1.2
A——電動機在額定電壓下的起動轉矩與額定轉矩之比值，取2.5
此時掘進機的起動電流為
起動時掘進機支線的電壓損失為
掘進機控製箱處電壓為
滿足了起動器吸持電壓的要求。
②起動時幹線電纜中的電壓損失
起動時幹線中的電流
=423.9A
式中
(
取0.9，
取0.85)
起動時幹線電纜負荷功率因數
起動時幹線電纜的電壓損失
=12.1V
③起動時移動變電站中電壓損失
起動時變壓器的負荷電流
=454A
式中
(取0.7，取0.85)
起動時變壓器負荷的功率因數
起動時變壓器的電壓損失
起動時的總電壓損失
此時掘進機的端電壓為U2N。T－
=1200－106.6=1093.4V>
=790V，所選電纜截麵滿足起動條件的要求。
六、短路電流的計算
1、短路回路阻抗計算
中央變電所母線以前電源係統電抗
中央變電所到5-1變電所高壓電纜的阻抗
ZLQ20-60003×35 900m查表
R1=r0×L=1.03×0.9=0.927
X1=
5-1變電所到移動變電站高壓電纜的阻抗
VLV22-60003×50 50m查表
R2=r0×L=0.826×0.05=0.041
X2=
高壓係統的總阻抗
折算到移動變電站二次側後的阻抗
移動變電站的阻抗
低壓側電纜的阻抗
短路回路的總阻抗(考慮電弧電阻Rar=0.01
)
d3點的最小兩相相短路電流為
短路電流計算結果
|
短路點
|
電纜長度(m)
|
|
|
|
d1
|
0
|
3511
|
4038
|
|
d2
|
66
|
3466
|
3986
|
|
d3
|
495
|
1946
|
2238
|
七、電氣設備的選擇
高壓開關及各台低壓開關的選擇見供電係統圖
八、保護裝置的整定計算
移動變電站低壓側自動饋電開關的整定(按保護變壓器過負荷負荷整定)
短路保護的整定值為
靈敏度校驗
其它整定計算省略，整定值見下表：
|
開關編號
|
開關型號
|
保護方式
|
整定值
|
靈敏度校驗
|
|
1
|
QBZ-300/1140
|
電子綜合保護
|
過載保護：IZ=70A
短路保護：IZ＝400A
|
8.67＞1.5
|
|
2
|
QBZ83-120
|
電子綜合保護
|
過載保護：IZ=15A
短路保護：IZ＝60A
|
57.7＞1.5
|
|
3
|
QBZ83-80
|
電子綜合保護
|
過載保護：IZ=15A
短路保護：IZ＝60A
|
32.4＞1.5
|
|
4
|
ZZ－2.5/1140
|
熔斷器
|
|
|
附表
掘進工作麵設備配置(負荷統計)：
|
序號
|
設備配置
|
設備台數
|
單台設備電機數量(台)
|
電動機技術參數
|
支線電纜型號
|
||||||
|
設備名稱
|
電機型號
|
Pe(KW)
|
Ue(V)
|
Ie(A)
|
啟動電流
Iqe(A)
|
cosφe
|
ηe
|
|
|||
|
1
|
掘進機EBZ132
|
YBUS-132/75
|
1
|
1
|
132
|
1140
|
95
|
6×Ie
|
0.85
|
0.94
|
|
|
YBU-75
|
1
|
75
|
54
|
|
|||||||
|
2
|
皮帶機DSJ-80
|
JDSB-40
|
1
|
2
|
40
|
1140
|
30
|
6×Ie
|
0.85
|
0.92
|
|
|
3
|
皮帶張緊絞車JZH-4
|
YBO2
|
1
|
1
|
8
|
1140
|
4.6
|
6×Ie
|
0.85
|
|
|
|
4
|
二運電滾筒
|
YDB-11
|
1
|
1
|
11
|
1140
|
8
|
6×Ie
|
0.85
|
|
|
|
5
|
回柱絞車
|
YBO271-6
|
1
|
1
|
17
|
1140
|
12
|
6×Ie
|
0.85
|
|
|
|
|
煤電鑽
|
|
|
|
1.2
|
127
|
|
|
|
|
|
說明：
1、供電係統的擬定分為前期和後期，前期向掘進機供電的電纜長度為200m，供電係統的計算以後期的供電係統為準。
2、供電係統中煤鑽綜保在掘進工作麵需要使用電煤鑽的時候才進行安裝。
3、掘進工作麵回柱絞車主要是伸皮帶時用來拖皮帶機尾。
參考資料：
《煤礦井下供電設計指導》、《礦山供電》
第十四章作業01manbetx
有關圖表
一、工作麵掘進機截割順序圖(附圖一)
二、巷道位置、通風係統、避災路線示意圖(附圖二)
三、巷道支護平麵斷麵及炮眼布置圖(附圖三～五)
四、供電係統示意圖(附圖六)
五、工作麵岩（煤）層綜合柱狀圖(附圖七)
六、勞動組織及勞動力配備表
七、正規作業循環圖表
八、技術經濟指標表
按照《礦井安全質量標準化標準及考核評級辦法》和集團公司安全質量標準化細化考核辦法的標準進行質量檢查和驗收。工程竣工時必須經礦職能部門進驗收後方能竣工。
一、質量控製：
1、為保證工程質量的目標實現，工程質量驗收和控製按集團公司工程質量管理辦法和驗收標準執行。
3、礦擴能科每隔2天必須對機巷的錨杆支護質量進行監測，如實填寫頂板離層儀監測數據，並對錨杆進行錨固力測試。
二、管理措施：
1、隊上成立質量管理小組，隊長任組長，書記、技術員任副組長，副隊長、跟班副隊長和班長為成員，負責施工巷道的工程質量標準化執行。
2、礦成立質量檢查驗收小組，負責日常工程質量監督。
第一節頂板管理措施
1、加強現場工作麵及零星維修地點的頂板管理，現場配齊找矸工具，嚴格敲幫問頂製度，杜絕現場空頂空幫作業；特別是過斷層、破碎帶等，不能滿足綜掘機掘進時，必須製定專門的安全技術措施。
2、降低支護強度必須報批專門的安全技術措施，經審批後才能執行。
3、整個施工過程中，必須堅持經常性的敲幫問頂找矸工作，發現懸矸及時處理，若有找不下的懸矸，應視其具體情況打上臨時支護或打眼放炮崩下。
4、該巷掘進為異形斷麵，頂板采用錨杆、鐵托板支護，其排距為0.8m±0.1m，每排4根錨杆，間距0.8m±0.1m，頂板及上幫錨杆為Ф16mm×1800mm和Ф20mm×2400mm的螺紋鋼錨杆；東幫不支護；上幫(西幫)采用短木支柱和螺紋鋼錨杆加托板、錨網、錨帶支護，其排距為0.8m±0.1m，每排2～3根錨杆，間距0.8m±0.1m。
5、上幫(西幫)采用錨網支護時，金屬錨網長為2000mm，寬為1000mm，其錨網網格為40 mm×40 mm。錨網鋪設為豎放，每兩排錨杆（共4～6根）鋪設1張錨網，且有0.1m錨網超巷道頂板肩窩的錨杆上。錨網必須緊貼煤、岩麵，錨網搭接長度不小於100mm，上幫錨杆位置的錨網必須加上廢舊電溜槽製成的錨帶（其規格為：長1.0m，寬0.15m）壓在錨網之上，所上錨帶與巷道走向一致，每2根錨杆加1根錨帶。錨帶、錨網、托板緊貼幫壁。上幫錨網支護空頭不大於0.4m。
6、頂板錨杆在頂板完整時，巷頂可留不大於0.4m的空頭，否則隻能實行磧頭錨杆，禁止留設空頭。
7、當班工作完畢後，必須將頂板空頭段用開塊料沿傾斜方向打上一梁二～三柱臨時支柱。
8、錨杆施工時，打好一個錨杆眼後及時錨固，且托板或錨網必須緊貼岩麵或煤麵，不合格或失效錨杆必須及時補打。采取錨網支護時，錨網搭頭處間隔300mm必須用12#圓絲進行扭結一道，將錨網連接成一體。
9、掘進過程中，如遇地質構造或局部頂板破碎，應加錨網、錨帶護頂。錨網的長邊沿頂板傾斜鋪設，錨網搭頭不小於0.1m。錨帶沿巷道走向布置，每2根錨杆加1根錨帶。並經常加強後方錨支巷的巡查工作，防止錨支巷受壓，偽頂脫層掉矸傷人。
10、該巷掘進因按中線施工，掘進過程中，嚴禁破煤層頂板，因下幫高度不足時，隻能破底板。
11、巷道掘出及時按每米打上一梁二～三柱臨時支柱，打錨杆眼必須在有臨時支護的情況下進行。在每組錨杆支護完畢有預應力後，才能拆除就近的臨時支柱。掘出二組錨杆位置，及時支護、背護。
12、上幫背壁支柱采用木支柱配草鞋板托頂支護，支柱走向間距0.8±0.1m，並用排花、笆片背護嚴實，排花間距不大於0.25m，笆片搭頭不少於0.1m。
木支柱必須打緊打牢，並有3～5°迎山角，木支柱距上幫的岩壁不少於0.2m，支柱應打在一條直線上，支柱必須有0.1m柱窩或麻麵，支柱必須緊貼煤壁，並背護嚴實。
13、磧頭後方50m內，備有足夠數量的臨時支護材料，以便應急時使用。
14、整個巷道施工過程中，必須隨時保證安全退路暢通，安全出口與退路範圍內支護可靠。
15、錨杆支護時，岩麵與托板間嚴禁加墊木充填。
16、錨杆支護嚴格按《南桐礦業公司關於加強錨噴支護管理若幹規定》執行。
第二節“一通三防”及安全監控措施
1、工作麵回風流中瓦斯濃度超過1.0%時，必須停止工作撤出人員，采取措施，進行處理。
2、工作麵及其他作業地點風流中、電機或其開關安設地點附近20m以內風流中的瓦斯濃度達到1.0%時，必須停止工作，切斷電源，撤出人員，進行處理。對因瓦斯濃度超過規定被切斷的電氣設備，必須在瓦斯濃度降到1%以下時，方可通電開動。
3、加強通風係統、通風設施管理。消滅不合理通風，保證工作麵及其它巷道所需風量，嚴禁打開風門不及時關閉和同時打開兩道風門，確保合理的通風係統。
4、局部通風機必須由指定的專人負責管理，保證正常運轉,通風隊嚴格有效風量測定,如磧頭有效風量達不到要求時,必須立即更換成28KW～30KN局扇,確保有效風量。
5、局部通風機和啟動裝置，必須安裝在進風巷道中，距掘進巷道回風口不得小於10m的全風壓供風的新鮮風流中；該處的供風量必須大於局部通風機的吸入風量。
6、工作麵必須采用Φ600mm抗靜電、阻燃風筒，風筒必須鋪設平、直，縫環必掛、環環緊扣。
7、因故停風的掘進工作麵，恢複通風前必須檢查瓦斯，隻有在局部通風機及其開關附近10m內風流中瓦斯濃度都不超過0.5%時，且停風區中最高瓦斯濃度不超過1.0%，最高二氧化碳濃度不超過1.5%時方可由瓦檢員開啟局部通風機。停風區域中瓦斯濃度超過1.0%或二氧化碳濃度超過1.5%，最高瓦斯濃度和二氧化碳濃度不超過3%時，必須停止作業，撤出人員采取安全措施進行處理，控製風流排放瓦斯。高瓦斯濃度和二氧化碳濃度超過3%時，必須製定安全排放瓦斯措施。
8、通風隊按規定安設一組壓風自救器(距磧頭50m範圍內)，不少於5個單體，隨掘進距離增長，壓風自救器按規定向前展移。施工隊在距工作麵50m範圍內配置足夠的壓縮氧自救器。
二、瓦斯檢查與監控措施
1、生產班班組長每班必須攜帶便攜式瓦斯檢測儀懸掛於磧頭後方5m範圍內的回風巷頂上，連續監測瓦斯濃度，綜掘機司機攜帶便攜式瓦斯檢測儀，每班開機前必須檢查機器附近20m範圍內的瓦斯濃度，隻有在不超過規定的前提下，才能開機掘進，嚴禁瓦斯濃度超限作業。
2、瓦檢員應按規定的次數檢查瓦斯濃度，因該巷掘進斷麵較大，每班必須采用長皮管檢查巷道上幫肩窩處瓦斯濃度，超限時立即停止作業，撤出人員，並向調度站彙報。
3、工作麵的瓦斯探頭必須控製工作麵及其進回風內全部非本質安全型電氣設備，其報警濃度為大於或等於1.0%，斷電濃度為大於或等於1.0%，複電濃度為小於1.0%。
三、綜合防塵措施
1、定期清掃、衝洗井下各類巷道中的積塵，采掘麵巷道按要求設置淨化風流的水幕，防止煤塵飛揚。
2、每天應對巷道內的粉塵（煤塵）進行清掃，防止堆積。每周徹底衝洗一次粉塵。
四、防滅火管理措施
1、井下皮帶機頭配備幹粉滅火器、河沙袋。滅火器材必須落實專門的人員維護管理，安監處定期對井下滅火器材進行檢查。
2、巷道每隔50m一個的三通閥門作為防塵與消防共用設施。
3、通瓦科、安監處負責定期進行檢查，建立相應的檢查記錄。消防器材除處理02manbetx.com
外不得挪作它用，消耗的材料必須及時補足備用足數量。
1、每班必須有跟班隊長現場跟班，負責當班的安全及工程質量的檢查驗收，無跟班隊長時，由隊幹跟班，堅持好“敲幫問頂”、“質量標準化驗收”，掛“允許工作牌”及“找矸工作責任牌”等製度，並組織開好班前會，跟班隊長嚴格執行“三抓”、“三彙報”。
2、礦地質部門經常到現場收集整理資料，出現構造時及時根據現場具體情況，提出施工方案，指導生產。
3、礦測量部門經常到現場檢查、校核巷道中線。
4、掘進過程中，水溝掉後綜掘機不大於5m。
5、風、水管安裝在上幫錨樁上，距軌麵1.7m，錨裝眼深0.3m，間距3.0m。動力電纜、遙測電纜設在下幫，異形斷麵在下幫距軌麵1.8m高處的頂板上打掛鉤眼一個，眼深0.3m，間距2.5m，掛鉤安裝必須牢固可靠。
6、礦電話班在距綜掘機後方20m左右處安設一台電話機，必須備足夠的電纜線，隨掘進進度向前展移，放炮時及掘進過程由班組長負責展移。
7、綜掘機01manbetx
，礦壓觀測實施技術方案及施工組織措施另擬報批。
9、巷道遇斷層、破碎帶等另行編製可行的安全技術措施。
10、本規程未盡事宜,在施工過程中,根據現場實作經驗不斷總結完善。
若發現有透水預兆或發生水災時，所有人員應遵循“水往低處流，人往高處走”的原則撤退。不能撤退時，則應在上山、坡口等能通風、地勢高的地點等待救援。
避災路線：掘進工作麵磧頭→7603N機巷→-325m板塘石門→-325m大巷→-325m～-260m下煤上山→-260m～-200m放料回風上山→-200m板塘石門→-200m大巷→Φ3.0m、Φ2.5m人車坡→地麵。
在工作麵發生煤與瓦斯突出、煤塵爆炸、頂板及火災等預兆或02manbetx.com
時，原則上所有人員立即按逆風流進風方向撤退，並向調度室彙報，調度室在接到彙報後，立即組織人員按救災方案實施救災。
避災路線：掘進工作麵磧頭→7603N機巷→-325m板塘石門→-325m大巷→Φ3.0m、Φ2.5m人車坡→地麵。
技術經濟指標表
|
項目
|
單位
|
數量
|
|
斷麵
|
㎡
|
10.18
|
|
支護方式
|
|
錨網聯合支護
|
|
循環進度
|
m
|
綜掘1.6
|
|
日循環數
|
個
|
綜掘6個
|
|
日進度
|
m
|
綜掘9.6
|
|
循環落岩體積
|
m3
|
綜掘16.29
|
|
頂網消耗
|
張/m
|
0.9
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幫網消耗
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張/m
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1.4
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工效
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m/工.日
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綜掘0.29
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勞動組織及勞動力配備表
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工種
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人員配備
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早
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中
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夜
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跟班隊長
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1
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1
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1
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班長
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1
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1
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1
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打眼工、司機
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2
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2
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2
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皮帶司機
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2
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2
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2
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溜子司機
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1
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1
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1
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放煤工
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2
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2
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2
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支護工
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2
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2
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2
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合計
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11
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11
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11
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濱湖煤礦回采工作麵回撤作業規程
