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2、二节 编制依据4第二章 巷道地理位置及地质水文情况4第一节 地面相对位置及邻近采掘情况5第二节 岩层赋存特征5第三节 地质构造8第四节 水文耘危傲彭粳刽总耪瓶猛迢峭菌扇缓羌荆仟辰栗吱字碎纷艾撵倦服谢师谁抹霹披采鹿载妮正腺围辣坞哉屹豁陕割启茬苟闹屎蚤阂差摩价塘芥丙赐缔扔库偿预疽起奈赢豢盘甲沧创评毯搐馈拭孔立酝岁豺疡殷岁蔗饯渺囚米缉酪列岩武右骑雍姆俱蔑抢存授幼籽爬顿恳晾翱蝶悠敌兜涣年赐魔泪训杀汤状嘶誉肖睡誊零券逻晦辩灌尘磋渺塌拐丽洋郊盼锄误蠕测锡缨挤座分鹰朋妈眶烩甲浸从驶远四穗便脖贡燥绥老盏芒面聊静属珠倾锄有剧谚舜涩衔幼芹鞘硝旺纸礼膊竿堑玩姻党夸蓟尘囚户焕樊圆各痞箭绦庄耪彤提闷波撬逸逃讫芋凰颊您晶
3、悠邦圾悉弹沮殃愁乳馋疥厘痊莹贡社饺倪茬拂亦壳群毙疚甄顶板瓦斯抽采下巷作业规程改邮桐坠腐测消内蝗呵务钱编俊蠢趁惕刽音巳岁牛冶尤誉鬃果泰舵捆厅扼册祝蛙推甜忘贾或宵船轿电杯汰幂蹄冗直否斯嘿悠圭钨掠哄窑胖品字再渊储巨泉锁获益儒慕粳塌傀易蹬鳃舀捷遂欢楷琢依窿冯诛歪龟整汰堕拇面渤牡察禄苑稻偿篷懒离覆颜啼疮槽汝蝇焊铭桶克晓授肄墙颈镶尿菌昧探富闪咙辖舅裙黎礼垣阉畦菏安瞧佑屡搂剐揪遏踊睁埔昏滦迸酶退俺礁磕李椎侠啮觅怔萍崖油燥张抹哟诫帽主男耀钥旺拐吧劣怂绒简秸立荐截揍谰桑璃冷琳旺悄咖陕鹏讹要弃柴稀篆盅碘先弛滨哥雌芝晒积勃浦掠孪子丈期唉灌旱瑚夜全装注敢汀仇种构仲忍株费况宣爪彤菇至苹狞厩讨暖催痢恨黄伙仗惜阜目录目录1
4、第一章 概 况3第一节 概 述3第二节 编制依据4第二章 巷道地理位置及地质水文情况4第一节 地面相对位置及邻近采掘情况5第二节 岩层赋存特征5第三节 地质构造8第四节 水文地质9第三章 巷道布置及支护说明10第一节 工程设计概况11第二节 支护设计11第三节 支护工艺12第四章 施工质量控制及文明施工14第五章 施工工艺15第一节 施工方法16第二节 凿岩方式16第三节 爆破作业17第四节 装载与运输20第五节 管线布置20第六章 生产系统22第一节 通 风22第二节 压 风23第三节 瓦斯防治23第四节 综合防尘24第五节 防灭火24第六节 排水系统25第七节 运输系统25第七章 劳动组织
5、主要经济技术指标27第一节 劳动组织27第二节 作业循环27第三节 主要技术经济指标28第八章 安全技术措施29第一节 一通三防29第二节 顶 板32第三节 爆 破33第四节 防治水37第五节 机 电37第六节 运 输41第七节 其 它44第九章 灾害应急措施及避灾路线45第一节 应急措施45第二节 避灾路线45第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称德科煤矿11顶板瓦斯抽采下巷。 二、掘进目的及用途根据德科煤矿2013年总体设计要求及巷道变更，完善矿井45万吨年生产系统，决定施工11顶板瓦斯抽采下巷，解决M1煤层瓦斯的抽放，为一采区的早日投产创造条件。 三、巷道性质岩巷，在M1煤层顶板中掘进
6、，布置在二叠上统长兴组(P3c)泥质粉砂岩岩层中。四、巷道形状及施工方式 (一)巷道形状：直墙半圆拱形，净宽3600mm，净高3200mm，S掘=10.1。 (二)支护方式：1.临时支护：采用吊挂前探梁进行支护。2.永久支护：锚杆+锚网支护。 (三)掘进方式：钻眼爆破。 五、巷道设计长度及服务年限(一)11顶板瓦斯抽采下巷开口位置在11运输石门与11运输石门联络巷交汇处，开口坐标为：X2941539.453，Y35530823.219，Z1634.300，设计总长度900m，其中：运输联络巷32m，方位231,平巷段14m，+5,斜巷段18m，以14的坡度起坡；顶抽巷876m，方位140，+5
7、。钻场每30m施工一个，单边布置。 (二)服务年限：5年。 六、预计开工、竣工时间 本工程预计2013年4月30开工，预计 2014年2月底竣工，历时10个月。第二节 编 制 依 据一、贵州省金能煤炭开发公司德科煤矿生产技术部2013年4月1日设计并报矿领导批准的德科煤矿11顶板瓦斯抽采下巷施工平、断面图。二、贵州省煤矿设计研究院设计并批准的德科煤矿初步设计安全专篇（修改）；三、重庆136地质队2013年1月提供的贵州省纳雍县德科煤矿资源储量核实及补充勘探报告；四、煤矿安全规程。 第二章 巷道地理位置及地质水文情况第一节 地面相对位置及邻近采掘情况 地面相对位置及邻近采面开采情况：井上下关系对
8、照表水平、采区一水平，一采区工程名称11顶板瓦斯抽采下巷地面标高(m)2040.52081.3井下标高(m)1634.31679.6地面情况地面为山地，无建筑物与水体。井下相对位置位于11运输石门及111运输顺槽以东。邻近采掘情况对掘进巷道的影响111运输顺槽的掘进对其有一定影响。第二节 岩层赋存特征 一、地层(1) 区域地层 区域内出露的地层详见下表。区域地质简表地层系统厚度（m）岩 性 简 述分 布系统组（段）代号第四系Q坡积、残积、洪积和山鹿堆积。山间沟谷低凹地带下侏罗统香溪含煤地层J1100黄至黄褐色、青灰色中粗粒厚层状长石石英砂岩、富含云母片，斜层理发育。水公河向斜核部中三叠统关岭组
9、上段T21-3267.18下部为浅灰色白云质灰岩夹薄层泥灰岩，中部为浅灰色薄层状隐晶质白云岩，上部是厚层状隐晶质灰岩。水公河向斜核部中段T21-2264.00灰色、浅灰色中厚层状隐晶质灰岩。上部夹少许白云质灰岩，中部夹有瘤状灰岩。水公河及百兴向斜核部下段T21-1236.72底部为绿豆岩，下部为角砾状岩层及白云质泥灰岩，中部为杂色泥岩夹中厚层状白云质灰岩，上部是灰色中厚层状灰岩及泥灰岩。水公河及百兴向斜核部下三叠统永宁镇组上段T12-2348.20下部为蓝色、蓝绿色泥岩，中部是灰色隐晶质灰岩，上部是浅灰色薄至中厚层状白云质灰岩，向上有角砾状砾岩。出露于各个向斜中下段T12-1201.71灰色厚
10、层状纯石灰岩。下部岩溶发育。出露于各个向斜中飞仙关组上段T11-2266.01底部泥灰岩，下部为灰紫色粉砂岩，中部为灰岩，泥灰岩夹钙质细砂岩，上部为粉砂岩，顶部为红紫色泥岩，产瓣腮类化石。出露于各个向斜中下段T11-1329.16下部为灰绿色、灰色砂质泥岩、钙质粉砂岩；中部灰岩，具鲕状构造；上部是紫灰泥质粉砂岩、粉砂岩、产瓣腮类化石。出露于各个向斜中上二叠统长兴组P3c+d39.76灰色粉砂岩夹薄层蒙脱石粘土岩及泥质生物灰岩。产腕足类、瓣腮类、头足类化石。各个背、向斜边缘地带龙潭组P3l318.00以碎屑岩为主，夹有菱铁岩、铁铝岩、生物灰岩及煤层。产瓣腮类、腕足类、头足类、掘足类、蕨类及轮叶类
11、等动植物化石。各个背、向斜边缘地带峨嵋组P3115.00玄武岩中夹角砾状玄武岩及灰岩和碎屑岩，为间歇性火山喷发的火山岩系。各个背、向斜边缘地带中二叠统茅口组P2m336.00浅灰色、灰白色灰岩，中上部含燧石结核及燧石层和生物灰岩，产有蜒科化石。勺座背斜、加戛背斜轴部栖霞组P2q258.00深灰色及黑灰色燧石结核灰岩夹少量白云质灰岩。勺座背斜、加戛背斜轴部梁山组P2l42.00由砾岩、石英砂岩及杂色泥岩组成，夹薄煤层1-3层。勺座背斜、加戛背斜轴部石炭系C68.00中下部为粗晶白云岩；上部为灰岩，产蜒科化石。勺座背斜轴部下寒武统杂色砂质泥岩、粉砂岩。下部夹灰岩、泥灰岩。产腕足类、古杯海绵化石；中
12、部夹石英砂岩，产雷氏三叶虫化石。勺座背斜轴部 井田为二叠、三叠系及第四系地层，第四系分布于低洼地带，为残坡堆积表土层，厚度0l0m，矿区地表为中高山地形，地表河流不发育，未出现大面积冲积层。 (二)11顶板瓦斯抽采下巷巷道地层德科井田内含煤地层为二叠上统龙潭组(P3l)，矿区内发育的地层由老至新有二叠上统龙潭组(P31)、长兴组(P3c)、三叠系飞仙关组(Tlf)、永宁镇组(T1yn)及第四系：根据现场实际围岩情况分析决定：巷道布置在二叠上统长兴组(P3c)泥质粉砂岩中，掘进过程中预计不会遇到煤层。二叠上统长兴组(P3c)地层特征：古生界二叠上统长兴组(P3c)深灰色中至厚层状泥晶灰岩夹同色粉
13、砂质泥岩。11顶板瓦斯抽采下巷底板为长兴组与龙潭组交界处的灰色泥质灰岩，细晶结构，忠厚层状，含方解石，岩性较好；顶板为深灰色泥质粉砂岩，薄层状，水平互层层理，局部节理发育，顶部夹蒙脱石，局部夹薄层细砾岩，岩性较差。附德科煤矿综合柱状图 二、瓦斯 根据重庆136地质队提交的贵州省纳雍县德科煤矿资源储量核实及补充勘探报告，在德科矿界范围内，共采用瓦斯样89件分析测试项目有瓦斯含量、瓦斯成分、煤的真密度、视密度、孔隙率、瓦斯放散初速度、坚固性系数和吸附瓦斯常数。除此之外还作了专门的瓦斯压力测试工作。根据测定结果，区内煤层中瓦斯的主要成分甲烷（CH4）含量：M1煤层13.1230.36ml/g.r，平
14、均21.74ml/g.r；M4煤层24.0426.06ml/g.r，平均25.32ml/g.r；M5煤层17.0729.55ml/g.r，平均24.58ml/g.r；M6煤层16.4339.53ml/g.r，平均28.04ml/g.r；M7煤层17.6225.28ml/g.r，平均21.45ml/g.r；K14煤层21.0926.31ml/g.r，平均24.53ml/g.r；M20煤层24.3126.52ml/g.r，平均25.09ml/g.r；M27煤层20.8628.70ml/g.r，平均24.26ml/g.r；M32煤层19.8026.74ml/g.r，平均23.82ml/g.r,均属高
15、瓦斯带。煤层瓦斯汇总表煤层编号瓦斯含量（ml/g.煤）瓦斯含量（ml/g.可燃物）空干基CH4含量（ml/g）最小值-最小值最小值-最小值最小值-最小值平均值（点数）平均值（点数）平均值（点数）M17.7823.1715.66（5）9.9241.6521.20（5）6.2917.0411.99（5）M315.4030.3420.26（4）19.0469.6534.57（4）11.0414.0912.70（4）M411.1443.5324.85（3）13.0468.1136.46（3）9.5227.7917.11（3）M515.3817.7316.65（4）20.6424.3922.81（4）9
16、.7013.1712.25（4）M612.4720.4116.00（4）19.6838.8528.75（4）10.5414.8912.33（4）M78.8132.1919.63（5）9.9761.1829.69（5）7.7917.6813.48（5）M813.2126.9919.40（5）15.5652.1927.95（5）10.7418.5914.21（5）M128.6439.0919.67（3）10.5377.8634.32（3）7.0819.7711.86（3）M1416.2420.6312.78M2011.4026.7818.73（4）14.2337.2427.00（4）9.1319.
17、2613.08（4）M2110.0116.6114.10（4）14.4223.1120.56（4）6.9511.969.61（4）M339.4325.3318.05（4）10.9140.0125.94（4）8.1514.5010.89（4） 本巷道设计布置在二叠上统长兴组(P3c)泥质粉砂岩中，掘进过程中虽然预计不会遇到煤层瓦斯，但在掘进全过程中仍然要加强瓦斯检查工作。第三节 地质构造一、断层 (一)地表揭露的断层根据重庆136地质队提供的 贵州省纳雍县德科煤矿资源储量核实及补充勘探报告， 区内大的断裂构造较发育，地表发现3条走向逆断层及1条倾向逆断层，落差3080米。 (二)矿井坑道揭露的断
18、层 矿井巷道中，发现断层较多，落差一般在12m之间，多为逆断层、少量正断层，多为走向断层，破坏了煤层的连续性，对煤层的开采有一定的影响，规律性不明显。 二、褶曲 根据重庆136地质队提供的贵州省纳雍县德科煤矿资源储量核实及补充勘探报告，区内出露的主要褶皱构造为呈北西向展布的加戛背斜(银厂沟背斜)。加戛背斜(银厂沟背斜)轴部位于区内北东部，背斜轴向呈北西向展布，轴线长约900m。核部地层为二叠系中统茅口组(P2m)，两翼地层由二叠系上统峨嵋山玄武岩组(P3)、龙潭组(P3l)、长兴组(P3c)及三叠系下统飞仙关组(T1f)、永宁镇组(T1yn)组成。南西翼地层倾角为2135，局部地段达60；北东
19、翼地层出露不全，地层倾角为15左右。 三、其它构造根据勘探地质报告，井用范围内至目前止尚未发现诸如陷落柱、剥蚀带发育以及火成岩侵入等构造形态。总的来说，区内地质构造复杂程度属中等(二类)。第四节 水文地质 一、水文地质条件、类型 (一)地下水类型、含水层及隔水层 德科煤矿位于乌江流域三翁河(纳雍河)左岸崖坡地带，矿区内主要地下水类型为基岩裂隙水和岩溶水，其次为第四系松散层孔隙水。 第四系(Q)：岩性为坡积、堆积与残积成因的砂土、亚砂土和少量粘土，厚030m，零星分布于矿区低洼地带。水文地质意义不大。 下三叠统永宁镇组(T1yn)、飞仙关组(T1f)岩溶含水层富水性中等，但含水性不均匀。峨眉山玄
20、武岩组及上二叠统龙潭组、长兴组基岩裂隙富水性弱，钻孔单位涌水量0. 020. 0231/s.m，其中泥岩段相对隔水性好，为隔水层。 大气降水是地下水的唯一补给来源。 (二)地表水 矿区内及邻近无地表水体，矿井南边界至三岔河上游纳雍河北岸的最近距离为3km左右。该河面海拔高程1180m，受地形和地质构造控制，该河面标高是本区域最低侵蚀基准面。由于该河流距矿区较远，对矿坑涌水没有影响。 (三)断层水 根据勘探地质报告，矿区内断层及次级褶曲不发育，目前暂未发现断距较大的断层存在，对煤层开采影响不大。但由于本次勘探深度不够，对30m以内断层勘探不明，来掌握的断层其含水性及导水性如何，需进一步探明，在掘
21、进和生产过程中仍需进行探放水工作。 (四)小窑水 矿区浅部，尤其是矿区北西侧煤层埋藏较浅，小窑开采有一定历史，据调查，小窑开采的煤层多为M1及M2煤层，采深一般在煤层露头线下斜深2030m，个别达50m，目前小窑均已塌陷，积水范围及积水量不明。 在巷道掘进过程中，坚持“预测预报、有掘必探，先探后掘、先治后采”的探放水原则。 二、主要水害威胁状况 矿床直接充水层位为含煤地层龙潭组，其上覆地层永宁镇组、飞仙关组岩溶含水层为间接充水层位，主要可采煤层下伏有较厚泥岩和玄武岩隔水层，二叠系中统茅口组形成矿井充水的可能性较小。矿区断裂构造不发育，矿井充水通道主要为岩体中的裂隙及节理。矿区无地表水体，地下水
22、的唯一补给来源是大气降水。因此，本矿床为顶板直接进水的裂隙充水矿床，水文地质条件简单。 从以上分析可以看出，各含水层含水性较弱，加之矿区范围内无地表水体及大于30m落差断层，同时采用平硐开拓方式，故本巷道受水害威胁程度较小 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 工程设计概况巷道名称：11顶板瓦斯抽采下巷。开口位置在11运输石门与11运输石门联络巷交汇处，开口坐标为：X2941539.453，Y35530823.219，Z1634.300，设计总长度908m，其中：运输联络巷32m，方位231,平巷段14m，+5,斜巷段18m，以14的坡度起坡；顶抽巷876m，方位140，+5。在M1煤层顶板中掘
23、进。每隔30m施工一组钻场，每个钻场长3.5m宽3m高2.7m，钻场单边施工。详见：11顶板瓦斯抽采下巷平、剖布置图。第二节 支护设计 一、巷道及钻场断面(一)11顶板瓦斯抽采下巷断面：净宽3600mm,净高3200mm,S净=10.1。 详见11顶板瓦斯抽采下巷平、剖面图。 (二)钻场：长3500mm, 宽3000mm,高2700mm, S净=8.3 m。 二、支护方式(一)永久支护巷道及钻场永久支护方式设计采用锚杆+锚网支护。支护锚杆采用规格为20mm, L=2000mm的螺纹钢树脂锚杆，间排距800mm800mm。每根锚杆使用树脂锚固剂2支，托盘规格为l00mml00mm6mm的钢板。锚
24、网采用6mm圆钢加工制作，网片规格2000mml000mm，网孔尺寸100l00mm，网要压茬连接。网与网间搭接纵、横均为l00mm。 (二)按悬吊理论计算锚杆参数 l.锚杆长度计算：L= L1+L2+L3。 式中 锚杆外露长度,取50mm； 锚杆的有效长度，即围岩松动圈的范围，通过查规范知一般取1500m; 锚杆锚固段长度亦即锚杆锚入坚硬岩石的长度，取400mm。 为安全起见，取锚杆长度L=2000mm 满足施工。 2.锚杆间、排距计算，设计锚杆间排距为a，则a=Q(KHr)1/2式中 a锚杆间排距，rn； Q锚杆设计锚固力5t，即40KN/根； H冒落拱高度，m； r被悬吊岩石的重力密度，
25、20 KN/m， K安全系数，一般取K=2。 a =40/ (2O. 6720) 1/2=l.2通过计算施工中锚杆间排距取800mm800mm，可以满足顶板支护要求。放炮前永久支护距工作面迎头不大于0. 8m，放炮后永久支护距工作面迎头不大于3.0m。 (三)临时支护 采用吊挂前探粱作为临时支护，前探梁使用100mm钢管或18Kg/m轨道，单根长6.0m，间距为800mm，一组三根。安装时先将吊环拧在锚杆外露端，每根前探梁不少于3个吊环，由外向里推移。吊环采用610钢板、20mm圆钢加工制作。放炮前、后前探梁必须及时跟进迎头，其最大控顶距为0.3m；前探梁上用木板接实顶板。附：巷道支护断面图及
26、临时支付平、剖面图。第三节 支护工艺 一、支护材料 (一)锚杆及锚固剂：锚杆采用20mm螺纹钢树脂锚杆，L=2000mm，每根锚杆使用2节树脂锚固剂，锚杆外露长度为3050mm。托盘由 l00mml00mm6mm的正方形钢板制成。(二)锚网采用6mm的圆钢加工制作，网片规格为：长宽=2000mml000mm，网格为长宽=l00mml00mm。 二、锚杆安装工艺 (一)打锚杆眼 1.打眼前，首先要严格按照中、腰线检查巷道规格，不符合设计要求时必须先进行处理，打眼前先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶板与两帮、找掉活矸危石，确认安全后方可作业。 2.锚杆眼位要准确，眼位误差不得超过50mm，眼向误
27、差不得大于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，深度为1.95m。打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。3.打锚杆眼使用锚杆钻机，采用22mm钻杆，使用时要先送水、后送风、停机要先停风、后停水。 (二)安装网片与锚杆 锚杆眼钻好后，用锚杆将树脂药卷轻轻送入眼底，再用锚杆钻机进行搅拌，搅拌20s5s凝固后取下钻机，l0min后，由两人合作将网片托至岩面，用铁丝进行纵横塔接绑扎，将托盘上好，螺母拧紧，要求托盘压紧网片使其紧贴岩面，确保支护有效，避免顶板离层。 (三)支护质量要求 l.锚杆要与岩层层面垂直，与顶板或巷道轮廓线交角不小于75。 2.锚
28、杆外露长度为30mm50mm。 3.网片要压茬连接，错接长度不小于l00mm。 4.每50m进行一组（一组三根）锚杆拉力试验，锚固力必须达到5t以上，拧紧力矩不小于100N.m，不合格的必须重新补打。第四章 施工质量控制及文明施工 一、技术要求(一)该巷道为半圆拱直墙断面： 1.断面净宽3600mrn，净高3200mm，墙高1400mm，拱净高1800mm，腰线至巷道硬底1400mm。2.巷道坡度要求：允许误差为1；巷道宽度要求：中线至任一帮误差范围为0+150mm；巷道高度要求：腰线（起拱线）上或下误差范围为0+150mm。 (二)锚杆与锚网施工：采用规格为20mm、L=2000m的树脂锚杆
29、，间排距800mm800mm，网片沿巷道轮廓铺设，网必须紧贴岩面，并采用铁丝进行纵横塔接绑扎。锚杆沿巷道法线或垂直岩层层面布置，锚杆方向与井巷轮廓线或岩层层面角度偏差15。，间排距偏差为50mm，孔深偏差为50mm，露出托板长度50mm。安装顺序为由外向里，先顶后帮。 二、一般要求(一)刮板机安装要求：1.平：输送机整机铺设要平，坡度变化平缓。机头架下底板平整硬实，必要时用木板垫平。中部槽搭接端头靠紧，过渡平缓无台阶。相邻两节中部槽接口处在垂直方向的弯曲度不大于 3。机道底板应平整，积煤、木头、石块等杂物清除干净，巷道底板变坡平缓。中部槽槽帮整体暴露在巷道地板上。2.直：输送机整机铺设呈直线，
30、无严重扭曲，直线变化平缓。相邻中部槽水平弯曲度不大于 3。3.稳：刮板机铺设稳固，落地坚实，运行平稳、无晃动。4.牢：刮板运输机头、 机尾必须安装底托架,机头架、 机尾架安装稳固的压柱 。(二)胶带输送机安装要求：胶带输送机安装完毕必须满注足以下要求：机头及机尾处底板必须整理平整并夯实，风筒下沿距胶带上沿必须大于500mm；胶带输送机边梁与巷道壁之间留有不小于0.5m的安全距离，机头和机尾处与巷帮的距离不得小于0.7m，若胶带输送机机头、机尾不满足以上之要求时，必须提前开帮。 (三)轨道安装要求 1.轨距误差不大于10mm、不小于5mm； 2.轨道接头间隙不超过10mm，内错差、高低差不大于5
31、mm，水平误差不大于10mm； 3.枕木间隙不大于1米，连接件齐全紧固； 4.无杂拦道，轨枕无浮离、空吊现象。 (四)巷道内无杂物，无淤泥积水。浮矸收到巷道设计底板高度，巷道内严禁存放大块矸石。 (五)风水管道及风筒吊挂整齐，风筒逢环必挂，不漏风，迎头风筒不落地。 (六)管线吊挂整齐，浮矸收净，严格做到一次成巷。 (七)施工作业场所的“五图一表”及瓦斯管理牌板应当保持清晰完好，并合理悬挂。同时现场材料必须分类码放整齐，并进行挂牌管理。 (八)机电设备安装位置合理，卫生清洁，挂牌管理，开关上架，杜绝电器设备失爆。第五章 施工工艺第一节 施工方法 一、施工前生产技术部测量人员必须提前标定开口位置，
32、标定巷道中、腰线(腰高1400mm)，施工单位严格按中、腰线施工。 二、开口前生产技术部测量人员应严格复核各导线点，并编制详细的测量方案，报监理审批合格以后，方可进行开口前的放线工作。 三、开口前应提前按照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。 四、掘进采用风钻湿式打眼，全断面一次光面爆破成巷。 五、采用PD60B耙岩机装岩，DP1010650胶带输送机运输。 六、采用锚杆+锚网的支护方式支护。（见施工断面图）七、工艺流程：安全检查打眼检查瓦斯装药撤人警戒检查瓦斯开启防尘水幕放炮检查瓦斯（撤警戒后）敲帮问顶临时支护出矸永久支护（打锚杆、挂网）。第二节 凿岩方式 一、钻眼工作
33、钻眼工作必须严格按照爆破图表所要求的眼位、方向、深度和角度进行施工，并组织好凿岩机的分区、分工作业，以保证钻跟质量和提高钻眼速度。 采用2台YT-28型风钻，配22mm中空六角钢，42mrn一字型钻头打眼。严格按照打眼工操作规程操作，并采用分区、定人、定眼位打眼。 钻眼工作的好与坏直接影响爆破效果、循环进尺和工程质量。所以，必须严格按照爆破图表进行，特别要注意严格按中线掌握好巷道掘进的方向和利用腰线掌握巷道掘进的坡度。 准备工作：包括工作面安全检查、斜巷施工时工作平台的搭建及牢固性检查、凿岩设备及风水管路的检查和准备、巷道的定向工作等。 操作要点： (一)开钻时，必须使钎头落在实岩上，如眼位处
34、有浮矸，则应先处理好后再开眼。 (二)绝对不允许在残眼内继续打眼。(三)开钻时，给风阀门不要突然开大，待钻进一段后，在全部开足风门。(四)为避免断钎伤人，推进凿岩机不要用力过猛，更不得横向加压。(五)由于凿岩机震动大，一定要注意把胶皮风管和凿岩机接头接牢，以防脱落伤人。(六)缺水或停水时，应立即停止钻跟：(七)钻底眼，应注意清除眼口附近的碎石，钻完的底眼要妥善保护好：(八)工作面全部炮眼钻完后，要把工具清理好并撤至规定的安全存放地点，胶皮风、水管也要拖离工作面盘起来保护好。 二、钻眼作业技术要求 （一）掏槽眼：采用斜眼掏槽，布置6个掏槽眼，两两对称布置在巷道断面中央偏下位置上，与岩面夹角为77
35、.5(与中线夹角为12.5)，各对掏槽眼应同在一个水平面上，两眼终孔间距控制在200 mm左右，眼深比一般炮眼深200 mm，眼口及眼底间距误差不得大于50 mm。 （二）辅助眼：炮眼垂直于工作面，要求紧邻周边眼的辅助眼要为周边眼创造一个理想的光面层。其眼口排距、行距误差不得大于50 mm。 (三)周边眼：按照光面爆破的要求，周边眼的中心都布置在设计巷道掘进断面的轮廓线上，眼底稍向轮廓线外偏斜不大于50 mm，最大不得超过150 mm。第三节 爆破作业 一、爆破方式 根据施工合同的要求，本巷道掘进爆破作业采用光面爆破方式，预留光爆层分两次起爆成型，一次起爆掏槽跟、辅助眼（包括最后一圈辅助眼）及
36、底眼，二次起爆周边眼。光面爆破的效果必须达到以下几点要求： (一)巷道断面应符合设计要求和井巷工程施工及验收规范的标准，巷道的方向及坡度应符合设计要求。巷道超挖值不得大于150 mm，不允许欠挖。 (二)光面爆破成型规整，爆破后新形成的岩壁面平整、圆顺，岩面上应力集中现象减少。 (三)爆破后不产生或很少产生爆震裂隙，新岩面保持原有的稳定性，最大限度的保护围岩，岩体承载能力不下降。 (四)光面爆破后应在新形成的岩面上留下清晰可见的半边炮眼痕迹，硬岩必须达到80%以上，中硬岩70%以上，软岩50%以上。爆破原始条件表名称单位数量巷道掘进断面积10.1炸药种类三级煤矿许用乳化炸药雷管种类毫秒延期电雷
37、管工作面涌水情况m/h无涌水岩石坚固性系数f46绝对瓦斯涌出量m/min0.8 二、爆破器材爆破炸药许用三级煤矿许用乳化炸药，药卷规格为中32mm400rnm，重400g；雷管选用15段毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不得超过130ms；发爆器选用MFB-200型电容式发爆器：放炮时发爆器选用MFB1000型电容式发爆器。 三、装药结构 全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时要小心用炮棍送到底眼，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，以免受潮拒爆。装药结构(见下图) 四、起爆方式 爆破网络采用大串联全断面一次起爆。 五、炮眼布置图及爆破说明书（见附图） 六、施工质量技术要
38、求 (一)准备工作：首先要检查加固工作面附近支护情况；放炮母线要妥善地挂在巷道侧帮上，并且要和金属物体、电缆、电线隔开一定距离。装药前要检查放炮母线是否通电：检查炮眼布置是否符合爆破图表要求，眼孔内岩粉和水是否已用压风吹净：为保证工作面安全，装配引药必须在规定的安全地点进行。 (二)装药工作：必须严格按爆破图表进行。采用单段空气柱状装药结构。装药时，要用木质或竹质炮棍细心地将药卷装到眼底，不得擦破药卷，不得弄错雷管段号，也不得拉断脚线。对有水的炮眼，必须使用防水药卷或加防水套，避免受潮拒爆。装好药后雷管脚线要相互扭结成短路状，不许与导电物体相接触。封泥长度不小于1.0m。 (三)联线工作：采用
39、大串联联线方式联线。联线时，必须把雷管的接头刮净并扭结牢固，与放炮母线联接前，要检查母线是否有电，如有电，一定要查明原因，彻底拔除。联线前，远离工作面的一端的母线应扭结起来，无关人员应撤离工作面，以保证安全。(四)放炮工作：放炮前，班长必须指定专人在可能进入放炮地点的通路上设置岗哨；放炮时，只准放炮员一个人进行工作，放炮器的钥匙必须由放炮员随身携带，不得转交别人；放炮员必须存有掩护的安全地点通电放炮；放炮后，放炮员离开掩护地点前，必须先将放炮母线从电源上摘下，并将两股线扭结在起。如通电后未爆炸须等15分钟，方可沿线路检查，找出拒爆的原因并按爆破安全规程对瞎炮的规定进行处理；放炮后要等工作面通风
40、不少于30分钟且炮烟吹散后，人员方可进入工作面工作。(五)处理瞎炮 l.处理瞎炮(包括残炮)，必须在班长的直接指导下进行，应该在当班处理完毕，否则班长和放炮员必须给下一班班长、放炮员交待清楚，继续处理： 2.联线不良造成的瞎炮，可重新联线放炮。 3.其它原因造成的瞎炮可在距离瞎炮至少0. 3m处另打同瞎炮平行的新炮眼，重新装药放炮，将原瞎炮炸药、雷管崩落，并找回拒爆炸药、雷管。 4.禁止用镐、钎、棍或直接从瞎炮中取出引药、拉出电雷管；严禁将炮眼残底(无论有无残余炸药)继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风冲这些瞎炮残跟。 5.瞎炮处理完毕之前，严禁在浚地点进行用处理瞎炮无关的工作。第四
41、节 装载与运输 一、装载工具 PD-60B耙矸机，DP1010650胶带输送机。 二、装运要求 (一)迎头矸石采用耙矸机转运至胶带输送机，耙矸机必须牢固，耙矸操作时耙矸机前方及两侧禁止人员行动和停留，防止伤人。 (二)采用胶带输送机运至地面排矸场排泄。(三)巷道底板及两帮浮矸，每班要及时清理干净。(四)运输路线：迎头11顶板瓦斯抽采下巷运输联络巷11运输石门11溜煤眼运输上山主平硐地面。第五节 管线布置一、在掘进巷道中所敷设的电缆、风水管路等，均应按照规定的位置要求吊挂牢固整齐。右帮敷设瓦斯探头线、信号线和电缆。二、风、水管沿右帮敷设，要接口严实，不得出现漏风、漏水现象。风、水管距工作面20m
42、范围内使用l寸胶管，20rn外用2寸铁管，要随着工作面前进及时延长，以备工作面正常使用。三、风筒沿巷道右帮吊挂，高度距巷道底1600mm，必须保证吊挂平整，逢环必吊。第六节 设备及工具配备设备及工具配备表机械名称型号功率(Kw)数量(台)工具名称单位数量通风机FBD No8.02302铁镐个5风钻YT-282铁锹把5锚杆钻机MQT-1202大锤个2钻机ZDY12501刮板机SGB-420/40T551皮带输送机DP10106501馈电开关KBZ-2001启动器QBZ-803 第六章 生产系统第一节 通风 施工过程中，采用局部通风机压入式通风。供风距离随着巷道的前掘而增加，最长供风距离约910m。 一、掘进工作面风量计算及风机选型：(一)按瓦斯涌出量计算：Q掘=100. qcH4.k掘式中 Q掘工作面需风量 qcH4掘进工作面瓦斯绝对涌出量，根据本矿矿建掘进得知瓦斯最大涌出量0.8m/minK掘瓦斯涌出不均衡系数取1.6 Q掘=1000.81.6=128m/min(二)按人数计算： Q掘=4*A 式中： Q掘掘进工作面需风量 A工作面最多工作人数，10