7603N机巷掘进作业规程
作者：秦建国
2011-11-19 00:17
来源：本站原创
一、地质说明书
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况
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煤层
名称
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水平
名称
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采区
名称
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工作面
名称
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地面标高
（m）
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工作面标高（m）
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6#
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+300m水平
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北一区
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+300m北抽放巷
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+300m
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地面
位置
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该工作面对应地表为老鹰岩以北，杨柳井一带。
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井下位置及四邻采掘情况
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该工作面位于北一区南翼，并布置在4#煤层和6#煤层之间。以南为一区+300m一石门，以北邻北三区南翼，上部为4#煤层上边界煤柱，与4#煤层的法线距离为 m，下部为1601N1段工作面（未布置）6#煤层上边界煤柱，与6#煤层的法线距离为 m。
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走向长（m）
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240
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倾斜长（m）
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201～205
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斜面积（m2）
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71862
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岩层情况
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岩层总厚度（m）
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2.35
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岩层结构
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简单
赋存稳定
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岩层倾角（°）
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41～43
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岩层顶底板情况
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顶、底板
名称
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岩石名称
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厚度（m）
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岩性特征
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直接顶
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钙质页岩
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1.9
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深灰色钙质页岩，含黄铁矿结核。
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本岩层
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砂质页岩
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2.35
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直接底
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铝土页岩
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2.1
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灰白色铝土页岩，富含植物根部化石。
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地
质
构
造
情
况
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根据上水平溜子道揭露资料，预计该工作面构造中等， 其中f1、f2两条断层对下水平风巷掘进影响较大。预计风巷在-200三石门以北160m遇断层f1 ：125°∠45°H：1.3m； 176m遇断层f2 ：20°∠75°H：0.7m。
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构造名称
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走向
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倾向（度）
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倾角（度）
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性质
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落差（m）
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对掘进的影响程度
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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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较大
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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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较大
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水文
地质
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该工作面水文简单，无突水威胁。
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问
题
及
建
议
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根据上水平已揭露的资料来看，预计该采区构造中等，上水平溜子道揭露的f1、f2断层压薄带，对机巷掘进将造成一定的影响。
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影响掘进的其它地质情况
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最大涌水量
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（m3/h）
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正常涌水量
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（m3/h）
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瓦 斯
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该工作面可能受裂隙瓦斯的影响，应加强瓦斯管理。
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岩 尘
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机掘时有一定扬尘，要加强防尘管理。
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岩层裂隙
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岩石原生裂隙较为发育，有可能出现卡钎，顶板离层破碎，故应加强操作质量
巷道支护。
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第二章 巷道布置及用途
该巷是继前期在底板灰岩中距一区+300m一石门300m处经顶板转层掘进进入本岩层（砂质页岩层）的，巷道标高+300m，巷道沿砂质页岩层走向，按顶、帮中腰线掘进，方位角为 °。
用于1401N1段回采工作面回采前预抽4#煤层瓦斯之用。
该综掘巷为异形断面，其断面规格为：巷净宽2.8m，巷净中高2.8m，下帮高度不低于1.8 m，水沟0.3×0.2m。
第三章 巷道支护
根据7603N工作面地质说明书提供资料，煤层倾角为38°，掘进时在顶底板正常情况下，顶板及上帮采用短木支柱和螺纹钢筋锚杆支护，其规格为：杆体公称直径Φ16mm –M18-1800m和Φ20mm –M22-2400mm，拱型高强度托板规格为120×120×10mm，配有调心球；顶板及上帮锚杆走向间距为800mm±100m，顶板每排4根锚杆，上帮木柱每排1根，上帮每排2～3根锚杆，下帮为全煤裸体支护，顶板及上帮支护空头不大于400mm。
掘进期间，如底板破碎、松软，木支柱支护困难时，顶板及上帮采用螺纹钢筋锚杆支护，其规格为：杆体公称直径Φ16mm –M18-1800m和Φ20mm –M22-2400mm，拱型高强度托板规格为120×120×10mm，配有调心球；顶板及上帮锚杆走向间距为800mm±100m，顶板每排4根锚杆，上帮每排2～3根锚杆，下帮为全煤裸体支护，顶板及上帮支护空头不大于400mm。
在断层及破碎带掘进期间，采用螺纹钢筋锚杆配拱型高强度托板加锚网支护，在巷中顶板中间打一根3000㎜长的锚索加强支护，间距5000mm。
巷道质量标准
附7603N机巷支护断面图（见附图）
第二节 支护材料
根据我矿的半煤巷锚杆支护的设计，采用Φ16mm –M18-1800mm和Φ20mm –M22-2400mm螺纹钢筋锚杆、木支柱、3000mm长锚索、锚网为1000mm×2000mm、拱型高强度托板规格为120×120×10mm、矿自制锚带等支护材料。
顶板1＃、2＃、3＃锚杆垂直于巷道顶板,角度不小于75°，顶板4＃锚杆角度不小于65°，锚杆间排距偏差不超过±100mm，锚杆外露长度不大于100mm，并用气扳机拧紧螺母；上帮煤层采用背壁木支柱配草鞋板加排花、笆片支护，支柱柱距800±100mm，排花间距不大于250mm，笆片搭头不小于100mm；煤层以下底板岩石采用2～3根螺纹钢筋锚杆加铁托板、锚网、锚带支护，顶板3＃锚杆采用Φ20mm –M22-2400mm。
掘进期间，如底板破碎、松软，木支柱支护困难时，则采用锚杆加铁托板、锚网、锚带支护，顶板1＃、2＃锚杆垂直于巷道顶板,角度不小于75°（肩窝处除外），顶板3＃锚杆角度不小于65°，上帮采用2～3根螺纹钢筋锚杆加铁托板、锚网、锚带支护，锚杆间排距偏差不超过±100mm,锚杆外露长度不大于100mm，并用气扳机拧紧螺母，顶板2＃锚杆采用Φ20mm –M22-2400mm。
托板及金属网铺设要紧贴岩面，不得空鼓翘边，网与网之间搭接采用12＃铁丝穿连或勾连。
正式锚杆支护距碛头的距离（空顶距）不大2 m。待掘进机停止截割后，碛头未打锚杆部分采取临时支护。
一、锚杆的施工工艺
1．施工锚杆眼及安设锚杆有关要求
⑴．打锚杆眼前，必须按照由外向里、先顶后帮的顺序进行敲帮问顶，将活矸危岩处理掉，在确认无安全威胁后，方可作业。在施工过程中要注意观察围岩变化情况，并须进行经常性的敲帮问顶工作。
⑵．打锚杆眼应按照由外向里、先顶后帮的顺序依次进行，锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼前应在钻杆上做好标记，严格按规定的锚杆长度打眼。
⑶．顶板使用的螺纹钢筋锚杆杆体直径为Φ16mm、长度为1800mm，杆尾螺纹为M18mm和杆体直径为Φ20mm、长度为2400mm，杆尾螺纹为M22mm，螺纹钢筋锚杆采用树脂锚固剂对锚杆进行锚固，每根锚杆用1支型号为K2335（直径23mm，长度350mm，固化时间为快速）和1支型号为Z2360（直径23mm，长度600mm，固化时间为中速）的树脂锚固剂。装填时，先装填K2335，再装填Z2360。
⑷． 螺纹钢筋锚杆的安装
A．先用螺纹钢锚杆头部顶住树脂药卷并送入眼底，然后用气扳机或风动煤钻带动杆体搅拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药卷使用说明书，K2335药卷搅拌时间为20~35秒，Z2360药卷搅拌时间为25~40秒）。同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断。停止搅拌后等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，K2335药卷等待时间为90~180秒，Z2360药卷等待时间为480秒）。注：树脂药卷搅拌、等待时间以说明书为准。
B．在等待时间内不得使杆体移动，否则将影响锚固强度。
C．在规定的等待时间后即可上托板用气扳机或风动煤钻拧紧螺母。
⑸．锚杆角度严格按巷道断面图的要求进行施工。
⑹．顶板锚杆眼可用锚杆钻机打眼与搅拌。
⑺．打锚杆眼前，必须准备一套长短配套的钻杆，采用7655型或YT-29型风锤配中空钢、Φ16mm –M18-1800mm螺纹钢筋锚杆采用Ф28mm岩石钻头、Φ20mm –M22-2400mm螺纹钢筋锚杆可采用Ф32mm岩石钻头湿式打眼，若遇煤层松软易抽冒时可采用干式打眼，确保锚杆施工质量。
2．扩能科组织人员定期对锚支巷进行锚固力试验，顶板螺纹钢锚杆锚固力不小于70KN/根，不合格的应在其周围200mm内及时进行补打。
二、锚索的施工工艺
1、采用ZQT-130/3.2气动锚杆(锚索)钻机、7655型或YT-29型风锤、中空钢六方接长式钻杆、Ø28mm钻头湿式打眼，锚索孔深误差控制在±30mm，为保证孔深准确，可在起始钻杆上用白色或黄色油漆标出终孔位置，孔深比锚索长度短200 mm ，锚索外露长度控制在200 mm±20mm。
2、锚索锚固，采用K2335药卷、Z2360药卷两根树脂锚固剂进行锚固；插入树脂药卷前应先检查其质量（以手感柔软为合格），并注意药卷的快凝端在上，缓凝端在下。
3、锚索下端装上专用搅拌驱动器，二人配合使用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔（注意：不能反复抽拉锚索），确保锚固剂全部送入孔底。
4、将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆机上，一人扶住机头，一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速旋转，锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，搅拌时间控制在20～30s，严禁反复搅拌，导致锚固失效。
5、停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约3min，然后可缩下锚杆机并移开，10min后，先卸下专用搅拌驱动器，装上托板、托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。待搅拌树脂药卷后10～15min张拉锚索，张拉时并注意观察压力表读数，张拉预紧力控制在20MPa时，液压泵停止张拉，将换向阀手把转向卸载，一人用双手托住张拉千斤顶，一人将液压泵卸载将张拉千斤顶退出锚索。
6、锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。锚索锚固力应不低于20MPa。
7、张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用张拉器将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔清洗一遍，重新安装锚索。
掘进后及时对碛头未打锚杆部分采取临时支护，必须将顶板空头段每米用开块料沿顶板倾斜方向打上一梁二～三柱临时木支柱。在作业过程中，严禁人员进入未支护好的地段内作业。
备用支护材料不能过多，但至少备够3天所用支护材料，为便于存放与管理，材料必须集中堆码指定地点，所有材料必须上墩上架，不能上架的必须采用桶（或框）装，并挂好牌板。
备用支护材料品种、数量、规格附表
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名称
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树脂
锚杆
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锚索
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药
卷
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金属锚网
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托板
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单位
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套
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根
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箱/各
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张
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块
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规格
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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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数量
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50
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10
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5
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50
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50
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第四章 施工工艺技术
掘进采用EBZ132型综掘机装煤矸，人工支护。
第二节 凿岩方式
一、掘进机具：
使用EBZ132型综掘机。
二、施工顺序：
由北向南顺序掘进。
三、工艺流程：
掘进准备、安全检查→截割巷道上半部断面（进度1.60米）、出煤矸→临时支护→正式支护上帮木支柱及顶板4＃、3＃、2＃锚杆（两排锚杆）→截割巷道下半部断面（进度1.60米）、出煤矸→退掘进机→临时支护→正式支护顶板1＃锚杆及上帮锚杆、锚网、锚带（两排锚杆）→收浮煤矸。(见附图)
第三节 进刀方式及路线
截割时，利用上下、左右截割，截割较软煤壁时采用左右循环向上的截割路线截割断面；截割稍硬的岩石时采用由下而上的左右截割的截割路线；因该巷段面较大支护困难时，截割时，先从巷道中部煤层处，利用上下、左右截割巷道上部断面拖底掘进，待支护完毕后，再截割巷道下部断面；如遇矸石硬度较大截割困难时，采用放松动炮的方式掘进。掘进机截割时，操作人员前方严禁有人。
掘进过程中可视具体情况采用拖底方式掘进，拖底高度小于1.2m，拖底高度以便于锚杆与上帮木支柱操作为宜。综掘机进刀方式及拖底高度矿、科、队跟班人员，可视现场进行调整。
第五章 爆破作业
1、遇岩石硬度较大，掘进机截割困难时，采用7655型或YT-29A型风锤湿式打眼放松动炮方式掘进，打眼工严格按原局颁《风钻打眼工技术操作规程》执行。各操作人员相互配合，彼此照应，防止断钎伤人和因工序混乱误伤人员。
2、打完炮眼，必须用压风将眼内的岩粉和积水吹洗干净，方可装药。
3、放炮采用放松动炮的方式进行，每眼装药量应控制在正常掘进放炮装药量的一半，根据现场情况严格控制装药量，以达到岩石松动为宜。
4、放炮使用三级煤矿许用乳化炸药，煤矿许用毫秒电雷管1～5段（若需要放小炮，炮眼个数少于5个则采用煤矿许用毫秒电雷管中的任何相邻1～2段），正向装药，大串联一次起爆。装药时，先将炸药、引药一次装入，再装1个水炮泥，最后再装填不少于0.5m合格封泥，煤眼还必须装不少于0.1m的底泥。
5、放炮前，必须将碛头内所有设备、材料及附近瓦斯遥测探头和工具展移到放炮打不到的安全地带。
6、站岗、拉炮地点及搜索线路：
A．拉炮点：设在-325m板塘石门与变电所交叉口处。
B．站岗点：⑴. 拉炮点； ⑵. –325m板塘石门内下煤栽洞下口与-325m～-450m下煤上山交岔口处；⑶. -325m板塘石门与7503N风巷交叉口以南100m处。
C．搜索路线：4人碛头→4人7603N机巷→7603N机巷与板塘石门交叉口处2人站临时岗、另2人至-325m板塘石门与7503N风巷交叉口以南100m处1人站岗、另1人原路返回汇合后→3人至-325m板塘石门与下煤栽洞下口交叉口处1人站临时岗，另2人至–325m板塘石门内下煤栽洞下口与-325m～-450m下煤上山交叉口处1人站岗、另1人原路返回汇合后→2人至拉炮点1人站岗、另1人电话请示调度站经同意放炮后，通知拉炮点拉炮并跟炮。
7、放炮时只有在各处岗哨站好、回风系统内电器停电且局扇供风正常，瓦斯不超限的情况下，放炮后在放炮地点等足15分钟，经请示调度站同意，由瓦检员、放炮员、生产班组长一起进行查炮，确认无隐患后经请示调度站同意后，由调度站通知方可撤岗，并恢复工作，整个放炮全过程严格执行“一炮四检”、 “三人连锁换牌放炮” 和放炮请示制度。如遇瞎炮残爆，须严格按《煤矿安全规程》342条的有关规定执行。
8、掘进放炮母线按规定分开布置，母线盒上锁，严禁有明接头和对接头。炸药运到位后，必须将炸药装入存放箱内并锁好。
9、放小炮眼深度应大于0.6m，如确需浅眼放炮时，最小抵抗线和封泥长度均不少于0.3m，且封泥必须封满填实。并使用好水炮泥。
10、装药前，必须首先检查工作面附近瓦斯浓度，爆破地点附近20m以内的风流中瓦斯浓度达到1.0%，不得装药放炮。
11、掘进放炮时，由调度站监控放炮全过程，放炮前必须请示调度站，并作好记录备查。
12、放炮设置警戒时，必须牵好警戒绳，挂好站岗警戒牌和起爆地点放炮说明牌，防止人员在放炮期间进入禁区。
13、放炮时，综掘及距放炮点不少于5m，必须对综掘机及电气设备进行掩护，采用板子、笆片铺设在综掘机上，并用锚网铺设在放炮点岩石上，以防止放炮时矸石冲入损坏机器。
第二节 爆破说明书
爆破说明书
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炮 眼
名 称
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眼
号
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眼数
(个)
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眼深
(m)
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单眼装药
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小计
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起爆
顺序
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联线
方式
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||
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条
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kg
|
条
|
kg
|
||||||
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周边眼
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1～5
|
5
|
1.6
|
2
|
0.4
|
10
|
2.0
|
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串联
|
|
合 计
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1～5
|
5
|
1.6
|
2
|
0.4
|
10
|
2.0
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第六章 装载与运输
第一节 装载与运输方式
一、材料、设备运输系统
地面--→Φ2.5m、Φ3.0m斜坡 --→-325m北大巷--→-325m板塘石门--→7603N上段机巷--→碛头。
二、煤矸运输系统
未安装皮带输送机前掘进：综掘机装入半边车--→经人工推车--→7603N机巷--→-325m板塘石门--→人工翻入-325m～-450m下煤上山--→-450m板塘石门装载车场--→-450m大巷--→-450m 矸石仓--→-200m～-450mΦ2m斜坡提升-200m矸石仓--→-200m～地面二级、一级矸石箕斗井--→地面。
安装皮带输送机后掘进：综掘机卸入皮带输送机--→7603N机巷--→-325m板塘石门--→-325m～-450m下煤上山--→-450m板塘石门装载车场--→-450m大巷--→-450m 矸石仓--→-200m～-450mΦ2m斜坡提升-200m矸石仓--→-200m～地面二级、一级矸石箕斗井--→地面。
采用局部通风机压入式通风。
一、 风量计算
⑴风量配置：
①按瓦斯涌出量计算：Q1 =100×q瓦掘×K掘通=100×0.18×2=36 m3/min
②按局扇JBT52- 11kw实际风量计算： Q2 =270 m3/min
③按人数计算：Q3 =4×N=4×10=40 m3/min
④风量配置Qmax =｛Q1，Q2，Q3，｝=270 m3/min
⑵风速验算：
①按最低风速0.25m/s计算 Q低=0.25×9.54×60=143 m3/min
②按最高风速4m/s计算 Q高=4×9.54×60=2290m3/min
③验算结果：Q低﹤Qmax﹤Q高，该巷掘进配风270 m3/min是可行的。
上列各式中，q瓦掘为掘进巷道瓦斯涌出量，预计为0.18 m3/min；K掘通为掘进工作面备风量系数，一般取2；N为掘进巷人数；巷道净断面为9.54m2。
一、局部通风机的选型及布置
根据以上计算结果和验算结果，该巷掘进采用JBT52-11KW局扇供风，局扇安装在-325m板塘石门与-325m茅口大巷交岔口处，最大供风长度400m，风筒出口距碛头不大于5m，出口风量不小于143m3/min，风筒吊挂平直，逢环必挂。
新风：–325m板塘石门内的新风通过局部通风机和风筒压入碛头。
回风：风筒出口→-325m7603N机巷→-325m板塘补套石门→-325m板塘石门绕道、风桥→-325m～-200m板塘回风上山→补套平巷→-200m5-1石门回风上山→-200~-100m5-1回风上山→±0 ~-100m5-1回风上山→±0m总回风大巷。
瓦斯队分别在工作面和回风流中各安设一台瓦斯自动监测报警断电仪，工作面的探头吊挂在距工作面5m内，其报警瓦斯浓度1.0%，断电瓦斯浓度1.5%，回风探头吊挂在-325m板塘补套石门以南10~15m的6＃煤层掘进平巷内，其报警、断电瓦斯浓度1.0%。监测主机与所有电器设备电源实行“瓦斯、电闭锁”，局扇与所有电器设备电源实行“风、电闭锁”，局扇电源实行“三专”。人工复电瓦斯浓度必须小于1.0﹪。
掘进一五三队每周不少于一次对电器设备的防爆检查，瓦斯队对该区域瓦斯电闭锁装置进行认真检查调试，每5天必须调试一次，并有记录可查，保证灵敏可靠。
一、瓦斯检查
二、瓦检员履职管理
1、瓦检员必须经过专门机构培训合格，持有效证件上岗。
2、瓦检员必须坚持手上交接班制度，巡回检查瓦斯，不得空班漏检和假检，加强工作面的瓦斯检查，瓦斯浓度超过1%严禁作业。
3、瓦检员负责风筒的接续和修补，保证风筒完好，逢环必挂，吊挂平直，距碛头距离不得超过5m。
4、施工队班长负责碛头瓦斯监测探头移设。
5、当瓦斯浓度超限时，瓦检员有权责令现场工作人员停止工作，沿避灾路线撤到安全地点，并及时向调度站汇报。
一、防尘水管布置
地面--→-325m大巷--→-325m板塘石门--→7603N机巷。
第二节 防尘设施个数及位置（含净化设施、隔爆水袋）
1、在输送机转载点和皮带机头及下煤上山上口各安设自动或手动喷雾防尘装置1个。
2、巷道内按规定安设移动水幕1组，距碛头距离不大于50m左右，隔爆水槽水量按200L/㎡计算，每个水袋不少于20 L，隔爆水槽安装在-325m板塘补套石门或回风绕道平巷内。
3、冲尘设施沿巷道每50m设置一个三通，风水管距综掘机必须保持10m。
1、加强个体防护，佩带好口罩。
2、必须坚持湿式打眼，严禁打干眼。
3、放炮前后以及装煤矸前必须洒水降尘，放炮时使用风水喷雾。
1、严禁在井下采用可燃性材料搭设临时操作间、休息间，碛头附近严禁堆放易燃性材料、严禁在井下存放易爆性物品。
2、为防止皮带温度过高引起火灾，在皮带机头、机尾分别配备两台合格干式灭火器和不少于200kg的防火砂，并用30m以上的4分橡胶管接在防尘管网上。
3、坚持皮带综合保护器正常使用。
4、井下使用的煤油、汽变压器油必须装入盖严的铁桶内，并有专人押运至使用地点，剩余的必须及时运回地面，严禁在井下存放。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。
5、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，用过的棉纱、布头和纸也必须放在盖严的铁桶内，并有专人定期送到地面处理。
1、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯浓度情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告调度(室)站，调度(室)站在接到井下火灾报告后，应立即按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。
3、电气设备着火时，应首先切断电源；在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。
4、灭火过程中必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其它有毒有害气体和风向、风量的变化，防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒窒息事故。
根据地质说明书提供资料，预计在掘进期间无突水威胁。
地质资料显示掘进期间无水，只是打锚杆的水，通过煤炭吸收。
为保证巷道实现快速掘进，作业时各工种之间必须相互协助，消除各工种工作的不均衡现象。采用一岗多能，一人多证的复合工种。
第三节 主要经济技术指标
7603N机巷施工时为实现快速、优质、高效、低耗和安全的生产方针。
第十三章 供电设计
一、7603掘进工作面供电设计的原始资料
1、巷道及其设备布置
7603机巷总长354m，采用综掘机从北翼-325m5-1板塘石门开始由北向南掘进。综掘机掘出的煤矸采用DSJ-800带式输送机装运。
2、电压等级及主要电气设备
井下采区变电所电压为6KV，掘进机、DSJ-800带式输送机、回柱绞车采用1140V电压，煤钻、信号及照明采用127V电压。
3、煤矸的运输系统
掘进机掘出的煤矸经掘进机——DSJ-800输送机——板塘石门溜煤上山——-450m装车由蓄电池机车运到底卸式煤仓——主提煤斜井——竖井至地面
二、采区变电所及掘进工作面配电点位置的确定
原-325m水平5-1设有采区变电所，不需新增变电所。由于该机巷较短，所以将移动变电站安装在5-1石门内分别向各负载供电。
按照风、电、沼气闭锁要求，采用专用变压器向工作面的局部扇风机供电。
三、工作面负荷统计及变压器容量、台数的确定
1、掘进工作面负荷统计
|
设备名称
|
规格型号
|
台数
|
额定功率(KW)
|
额定电压
|
备注
|
|
掘进机截割电机
|
|
1
|
132
|
1140/660V
|
|
|
掘进机油泵电机
|
|
1
|
75
|
1140/660V
|
|
|
掘进机二运电滚筒
|
|
1
|
7.5
|
1140/660V
|
|
|
胶带输送机电机
|
|
2
|
40
|
1140/660V
|
|
|
胶带输送机张紧绞车电机
|
|
1
|
8
|
1140/660V
|
|
|
回柱绞车电机
|
|
1
|
17
|
1140/660V
|
|
|
煤电钻
|
|
1
|
1.2
|
127V
|
|
|
总计
|
|
|
320.7
|
|
|
2、掘进工作面变压器（移变）容量、台数确定
7603机巷采用EBZ132掘进机掘进，采用移动变电站向掘进工作面供电。按需用系数法计算移动变电站的容量和台数：
1、 移动变电站的容量
式中 
——掘进工作面所有电动机额定功率之和
考虑以后要在该工作面安装综采设备，故选KSGZY-500/6移动变电站一台向掘进工作面供电。
2、 专门向局部扇风机供电的变压器容量
现在5-1变电所有一台100KVA“三专”变压器，已能够满足要求。
四、掘进工作面供电系统的确定
按照采区供电系统系统拟定原则确定综掘工作面供电系统图，如图1
五、综掘工作面低压网路的计算
（一）电缆型号的确定
根据5-1采区变电所现在的供电电压、电缆敷设情况及高低压电缆型号确定原则，本供电系统各电缆型确定如下：
1）5-1变电所高开母线至移动变电站的高压电缆选VLV型铝芯电缆；
2）移动变电站向掘进工作面综掘机、带式输送机、回柱绞车供电使用屏蔽橡套电缆MCP-1200型；向煤钻供电采用UZ-500型煤钻专用电缆。
（二）电缆长度的确定
1、因移动变电站安装在5-1变电所内所以至移变高压电缆长度取5m
2、5-1变电所至综掘机MCP-0.66/1.14电缆长度的确定
3、5-1变电所至胶带输送机MCP-0.66/1.14电缆长度的确定
4、胶带输送机张紧绞车MCP-0.66/1.14电缆长度的确定
5、回柱绞车MCP-0.66/1.14电缆长度的确定
（三）电缆截面的计算
1、向移动变电站供电高压电缆的选择
由5-1变电所至移动变电站最大长时工作电流为：125.6 A，查表2-9《煤矿井下供电设计指导》，选择聚氯乙烯绝缘VLV30-3×50高压电缆载流量为112A，足以满足要求。
2、支线电缆截面的选择
配电点至掘进机的供电电缆查表选用70㎜2的电缆，其长时允许电流为215A足以满足要求，型号为MYP-0.66/1.14-3×70+1×35
其它各支线电缆截面的选择见供电系统图。
3、干线电缆截面的选择
（1）供给掘进机电缆的最大工作电流为（取
）
考虑到以后该工作面是上综采，电缆留给综采使用，故查表选择70㎜2的橡套电缆，长期允许负荷电流约为215A>125.6A，符合要求。
（2）按正常工作时的允许电压损失校验电缆截面
①移动变电站电压损失为
式中
=297.8KVA；
=0.7； 
=0.71；
=4；
=2
②干线电缆的电压损失
=3.96V
③掘进机支线电缆电压的损失
=7.89V
低压电网的总电压损失
1140V电网允许电压损失为117V>41.97V，故电缆截面满足电压损失的要求。
（3）按起动时允许的电压损失校验电缆截面
①起动时掘进机支路电缆电压的损失
掘进机的最小起动电压
K——电动机最小允许起动转矩与额定转距之比值，取1.2
A——电动机在额定电压下的起动转矩与额定转矩之比值，取2.5
此时掘进机的起动电流为
起动时掘进机支线的电压损失为
掘进机控制箱处电压为
满足了起动器吸持电压的要求。
②起动时干线电缆中的电压损失
起动时干线中的电流
=423.9A
式中
(
取0.9，
取0.85)
起动时干线电缆负荷功率因数
起动时干线电缆的电压损失
=12.1V
③起动时移动变电站中电压损失
起动时变压器的负荷电流
=454A
式中
(取0.7，取0.85)
起动时变压器负荷的功率因数
起动时变压器的电压损失
起动时的总电压损失
此时掘进机的端电压为U2N。T－
=1200－106.6=1093.4V>
=790V，所选电缆截面满足起动条件的要求。
六、短路电流的计算
1、短路回路阻抗计算
中央变电所母线以前电源系统电抗
中央变电所到5-1变电所高压电缆的阻抗
ZLQ20-6000 3×35 900m查表
R1=r0×L=1.03×0.9=0.927
X1=
5-1变电所到移动变电站高压电缆的阻抗
VLV22-6000 3×50 50m查表
R2=r0×L=0.826×0.05=0.041
X2=
高压系统的总阻抗
折算到移动变电站二次侧后的阻抗
移动变电站的阻抗
低压侧电缆的阻抗
短路回路的总阻抗(考虑电弧电阻Rar=0.01
)
d3点的最小两相相短路电流为
短路电流计算结果
|
短路点
|
电缆长度(m)
|
|
|
|
d1
|
0
|
3511
|
4038
|
|
d2
|
66
|
3466
|
3986
|
|
d3
|
495
|
1946
|
2238
|
七、电气设备的选择
高压开关及各台低压开关的选择见供电系统图
八、保护装置的整定计算
移动变电站低压侧自动馈电开关的整定(按保护变压器过负荷负荷整定)
短路保护的整定值为
灵敏度校验
其它整定计算省略，整定值见下表：
|
开关编号
|
开关型号
|
保护方式
|
整定值
|
灵敏度校验
|
|
1
|
QBZ-300/1140
|
电子综合保护
|
过载保护：IZ=70A
短路保护：IZ＝400A
|
8.67＞1.5
|
|
2
|
QBZ83-120
|
电子综合保护
|
过载保护：IZ=15A
短路保护：IZ＝60A
|
57.7＞1.5
|
|
3
|
QBZ83-80
|
电子综合保护
|
过载保护：IZ=15A
短路保护：IZ＝60A
|
32.4＞1.5
|
|
4
|
ZZ－2.5/1140
|
熔断器
|
|
|
附表
掘进工作面设备配置(负荷统计)：
|
序号
|
设备配置
|
设备台数
|
单台设备电机数量(台)
|
电动机技术参数
|
支线电缆型号
|
||||||
|
设备名称
|
电机型号
|
Pe(KW)
|
Ue(V)
|
Ie(A)
|
启动电流
Iqe(A)
|
cosφe
|
ηe
|
|
|||
|
1
|
掘进机EBZ132
|
YBUS-132/75
|
1
|
1
|
132
|
1140
|
95
|
6×Ie
|
0.85
|
0.94
|
|
|
YBU-75
|
1
|
75
|
54
|
|
|||||||
|
2
|
皮带机DSJ-80
|
JDSB-40
|
1
|
2
|
40
|
1140
|
30
|
6×Ie
|
0.85
|
0.92
|
|
|
3
|
皮带张紧绞车JZH-4
|
YBO2
|
1
|
1
|
8
|
1140
|
4.6
|
6×Ie
|
0.85
|
|
|
|
4
|
二运电滚筒
|
YDB-11
|
1
|
1
|
11
|
1140
|
8
|
6×Ie
|
0.85
|
|
|
|
5
|
回柱绞车
|
YBO271-6
|
1
|
1
|
17
|
1140
|
12
|
6×Ie
|
0.85
|
|
|
|
|
煤电钻
|
|
|
|
1.2
|
127
|
|
|
|
|
|
说明：
1、供电系统的拟定 分为前期和后期，前期向掘进机供电的电缆长度为200m，供电系统的计算以后期的供电系统为准。
2、供电系统中煤钻综保在掘进工作面需要使用电煤钻的时候才进行安装。
3、掘进工作面回柱绞车主要是伸皮带时用来拖皮带机尾。
参考资料：
《煤矿井下供电设计指导》、《矿山供电》
第十四章 作业规程有关图表
一、工作面掘进机截割顺序图(附图一)
二、巷道位置、通风系统、避灾路线示意图(附图二)
三、巷道支护平面断面及炮眼布置图(附图三～五)
四、供电系统示意图(附图六)
五、工作面岩（煤）层综合柱状图(附图七)
六、劳动组织及劳动力配备表
七、正规作业循环图表
八、技术经济指标表
按照《矿井安全质量标准化标准及考核评级办法》和集团公司安全质量标准化细化考核办法的标准进行质量检查和验收。工程竣工时必须经矿职能部门进验收后方能竣工。
一、质量控制：
1、为保证工程质量的目标实现，工程质量验收和控制按集团公司工程质量管理办法和验收标准执行。
3、矿扩能科每隔2天必须对机巷的锚杆支护质量进行监测，如实填写顶板离层仪监测数据，并对锚杆进行锚固力测试。
二、管理措施：
1、队上成立质量管理小组，队长任组长，书记、技术员任副组长，副队长、跟班副队长和班长为成员，负责施工巷道的工程质量标准化执行。
2、矿成立质量检查验收小组，负责日常工程质量监督。
第一节 顶板管理措施
1、加强现场工作面及零星维修地点的顶板管理，现场配齐找矸工具，严格敲帮问顶制度，杜绝现场空顶空帮作业；特别是过断层、破碎带等，不能满足综掘机掘进时，必须制定专门的安全技术措施。
2、降低支护强度必须报批专门的安全技术措施，经审批后才能执行。
3、整个施工过程中，必须坚持经常性的敲帮问顶找矸工作，发现悬矸及时处理，若有找不下的悬矸，应视其具体情况打上临时支护或打眼放炮崩下。
4、该巷掘进为异形断面，顶板采用锚杆、铁托板支护，其排距为0.8m±0.1m，每排4根锚杆，间距0.8m±0.1m，顶板及上帮锚杆为Ф16mm×1800mm和Ф20mm×2400mm的螺纹钢锚杆；东帮不支护；上帮(西帮)采用短木支柱和螺纹钢锚杆加托板、锚网、锚带支护，其排距为0.8m±0.1m，每排2～3根锚杆，间距0.8m±0.1m。
5、上帮(西帮)采用锚网支护时，金属锚网长为2000mm，宽为1000mm，其锚网网格为40 mm×40 mm。锚网铺设为竖放，每两排锚杆（共4～6根）铺设1张锚网，且有0.1m锚网超巷道顶板肩窝的锚杆上。锚网必须紧贴煤、岩面，锚网搭接长度不小于100mm，上帮锚杆位置的锚网必须加上废旧电溜槽制成的锚带（其规格为：长1.0m，宽0.15m）压在锚网之上，所上锚带与巷道走向一致，每2根锚杆加1根锚带。锚带、锚网、托板紧贴帮壁。上帮锚网支护空头不大于0.4m。
6、顶板锚杆在顶板完整时，巷顶可留不大于0.4m的空头，否则只能实行碛头锚杆，禁止留设空头。
7、当班工作完毕后，必须将顶板空头段用开块料沿倾斜方向打上一梁二～三柱临时支柱。
8、锚杆施工时，打好一个锚杆眼后及时锚固，且托板或锚网必须紧贴岩面或煤面，不合格或失效锚杆必须及时补打。采取锚网支护时，锚网搭头处间隔300mm必须用12#圆丝进行扭结一道，将锚网连接成一体。
9、掘进过程中，如遇地质构造或局部顶板破碎，应加锚网、锚带护顶。锚网的长边沿顶板倾斜铺设，锚网搭头不小于0.1m。锚带沿巷道走向布置，每2根锚杆加1根锚带。并经常加强后方锚支巷的巡查工作，防止锚支巷受压，伪顶脱层掉矸伤人。
10、该巷掘进因按中线施工，掘进过程中，严禁破煤层顶板，因下帮高度不足时，只能破底板。
11、巷道掘出及时按每米打上一梁二～三柱临时支柱，打锚杆眼必须在有临时支护的情况下进行。在每组锚杆支护完毕有预应力后，才能拆除就近的临时支柱。掘出二组锚杆位置，及时支护、背护。
12、上帮背壁支柱采用木支柱配草鞋板托顶支护，支柱走向间距0.8±0.1m，并用排花、笆片背护严实，排花间距不大于0.25m，笆片搭头不少于0.1m。
木支柱必须打紧打牢，并有3～5°迎山角，木支柱距上帮的岩壁不少于0.2m，支柱应打在一条直线上，支柱必须有0.1m柱窝或麻面，支柱必须紧贴煤壁，并背护严实。
13、碛头后方50m内，备有足够数量的临时支护材料，以便应急时使用。
14、整个巷道施工过程中，必须随时保证安全退路畅通，安全出口与退路范围内支护可靠。
15、锚杆支护时，岩面与托板间严禁加垫木充填。
16、锚杆支护严格按《南桐矿业公司关于加强锚喷支护管理若干规定》执行。
第二节 “一通三防”及安全监控措施
1、工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0%时，必须停止工作撤出人员，采取措施，进行处理。
2、工作面及其他作业地点风流中、电机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。对因瓦斯浓度超过规定被切断的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可通电开动。
3、加强通风系统、通风设施管理。消灭不合理通风，保证工作面及其它巷道所需风量，严禁打开风门不及时关闭和同时打开两道风门，确保合理的通风系统。
4、局部通风机必须由指定的专人负责管理，保证正常运转,通风队严格有效风量测定,如碛头有效风量达不到要求时,必须立即更换成28KW～30KN局扇,确保有效风量。
5、局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m的全风压供风的新鲜风流中；该处的供风量必须大于局部通风机的吸入风量。
6、工作面必须采用Φ600mm抗静电、阻燃风筒，风筒必须铺设平、直，缝环必挂、环环紧扣。
7、因故停风的掘进工作面，恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m内风流中瓦斯浓度都不超过0.5%时，且停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%，最高二氧化碳浓度不超过1.5%时方可由瓦检员开启局部通风机。停风区域中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3%时，必须停止作业，撤出人员采取安全措施进行处理，控制风流排放瓦斯。高瓦斯浓度和二氧化碳浓度超过3%时，必须制定安全排放瓦斯措施。
8、通风队按规定安设一组压风自救器(距碛头50m范围内)，不少于5个单体，随掘进距离增长，压风自救器按规定向前展移。施工队在距工作面50m范围内配置足够的压缩氧自救器。
二、瓦斯检查与监控措施
1、生产班班组长每班必须携带便携式瓦斯检测仪悬挂于碛头后方5m范围内的回风巷顶上，连续监测瓦斯浓度，综掘机司机携带便携式瓦斯检测仪，每班开机前必须检查机器附近20m范围内的瓦斯浓度，只有在不超过规定的前提下，才能开机掘进，严禁瓦斯浓度超限作业。
2、瓦检员应按规定的次数检查瓦斯浓度，因该巷掘进断面较大，每班必须采用长皮管检查巷道上帮肩窝处瓦斯浓度，超限时立即停止作业，撤出人员，并向调度站汇报。
3、工作面的瓦斯探头必须控制工作面及其进回风内全部非本质安全型电气设备，其报警浓度为大于或等于1.0%，断电浓度为大于或等于1.0%，复电浓度为小于1.0%。
三、综合防尘措施
1、定期清扫、冲洗井下各类巷道中的积尘，采掘面巷道按要求设置净化风流的水幕，防止煤尘飞扬。
2、每天应对巷道内的粉尘（煤尘）进行清扫，防止堆积。每周彻底冲洗一次粉尘。
四、防灭火管理措施
1、井下皮带机头配备干粉灭火器、河沙袋。灭火器材必须落实专门的人员维护管理，安监处定期对井下灭火器材进行检查。
2、巷道每隔50m一个的三通阀门作为防尘与消防共用设施。
3、通瓦科、安监处负责定期进行检查，建立相应的检查记录。消防器材除处理事故外不得挪作它用，消耗的材料必须及时补足备用足数量。
1、每班必须有跟班队长现场跟班，负责当班的安全及工程质量的检查验收，无跟班队长时，由队干跟班，坚持好 “敲帮问顶”、“质量标准化验收”，挂“允许工作牌”及“找矸工作责任牌”等制度，并组织开好班前会，跟班队长严格执行“三抓”、“三汇报”。
2、矿地质部门经常到现场收集整理资料，出现构造时及时根据现场具体情况，提出施工方案，指导生产。
3、矿测量部门经常到现场检查、校核巷道中线。
4、掘进过程中，水沟掉后综掘机不大于5m。
5、风、水管安装在上帮锚桩上，距轨面1.7m，锚装眼深0.3m，间距3.0m。动力电缆、遥测电缆设在下帮，异形断面在下帮距轨面1.8m高处的顶板上打挂钩眼一个，眼深0.3m，间距2.5m，挂钩安装必须牢固可靠。
6、矿电话班在距综掘机后方20m左右处安设一台电话机，必须备足够的电缆线，随掘进进度向前展移，放炮时及掘进过程由班组长负责展移。
7、综掘机操作规程，矿压观测实施技术方案及施工组织措施另拟报批。
9、巷道遇断层、破碎带等另行编制可行的安全技术措施。
10、本规程未尽事宜,在施工过程中,根据现场实作经验不断总结完善。
若发现有透水预兆或发生水灾时，所有人员应遵循“水往低处流，人往高处走”的原则撤退。不能撤退时，则应在上山、坡口等能通风、地势高的地点等待救援。
避灾路线：掘进工作面碛头→7603N机巷→-325m板塘石门→-325m大巷→-325m～-260m下煤上山→-260m～-200m放料回风上山→-200m板塘石门→-200m大巷→Φ3.0m、Φ2.5m人车坡→地面。
在工作面发生煤与瓦斯突出、煤尘爆炸、顶板及火灾等预兆或事故时，原则上所有人员立即按逆风流进风方向撤退，并向调度室汇报，调度室在接到汇报后，立即组织人员按救灾方案实施救灾。
避灾路线：掘进工作面碛头→7603N机巷→-325m板塘石门→-325m大巷→Φ3.0m、Φ2.5m人车坡→地面。
技术经济指标表
|
项目
|
单位
|
数量
|
|
断面
|
㎡
|
10.18
|
|
支护方式
|
|
锚网联合支护
|
|
循环进度
|
m
|
综掘1.6
|
|
日循环数
|
个
|
综掘6个
|
|
日进度
|
m
|
综掘9.6
|
|
循环落岩体积
|
m3
|
综掘16.29
|
|
顶网消耗
|
张/m
|
0.9
|
|
帮网消耗
|
张/m
|
1.4
|
|
工效
|
m/工.日
|
综掘0.29
|
劳动组织及劳动力配备表
|
工种
|
人员配备
|
||
|
早
|
中
|
夜
|
|
|
跟班队长
|
1
|
1
|
1
|
|
班长
|
1
|
1
|
1
|
|
打眼工、司机
|
2
|
2
|
2
|
|
皮带司机
|
2
|
2
|
2
|
|
溜子司机
|
1
|
1
|
1
|
|
放煤工
|
2
|
2
|
2
|
|
支护工
|
2
|
2
|
2
|
|
合计
|
11
|
11
|
11
|
