胶带顺槽施工作业规程.doc

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1、目 录第一章 地质概况-1第二章 工程概况-2第三章 巷道断面及支护说明-8第四章 掘进方式-14第五章 运输方式及管理-19第六章 通风管理-22第七章 机电管理-30第八章 劳动组织及主要技术经济指标-37第九章 煤质管理-39第十章 质量标准化-40第十一章 安全技术措施-46第十二章 防治水-60第十三章 五大灾害预防措施及避灾路线-65附件-70第一章 地质概况概况煤层名称2#下煤水平名称620水平采区名称一采区掘进工作面名称2104胶带顺槽地面标高（m）940982工作面标高（m）567634地面位置2104工作面地面位于李家庄的东面，杨村的北面，地表大部分被第四系黄土层覆盖，沟坡

2、处有部分上、下石盒子组地层出露。尤家庄背斜位于2104工作面中部，F3断层经过切眼位置。21-7钻孔孔位于工作面内靠近2104切眼。井下位置及四邻采掘情况本工作面井下位于一采区开拓大巷的南部，2104胶带顺槽西面为2103回采工作面和2#煤尖灭区，2104轨道顺槽东面为一采区设计工作面，切眼外侧为杨村红保护煤柱和F3断层，切眼距离F3断层最近距离为143米。工程概况2104胶带顺槽现已从一采区回风巷开口施工33米，继续沿方位角180，坡度16上山，进入2#煤后沿2#煤顶板继续掘进1053米至切眼位置。煤层情况煤层总厚（m）0.95煤层结构0.95稳定程度较稳定本工作面开采煤层为二叠系山西组2#

3、下煤。该煤层以亮煤为主，其次为暗煤，呈透镜状，镜煤呈条带状或线型状，其宏观煤岩类型以半暗型煤为主，少量半亮型煤。节理、内生裂隙发育，断口参差状、棱角状、条带状结构，局部充填方解石系脉，块状构造。2#下煤层视密度为1.38kg/m3。煤 层 顶 底 板 情 况顶板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特 征老 顶粉砂岩2.5粉砂岩,灰色,中厚层状,平行层理,参差状断口，斜裂隙发育。直接顶泥岩6.2泥岩，灰黑色，厚层状，层理均匀，中部部分为砂岩。伪 顶直接底泥灰岩0.8泥岩,灰黑色,薄层状，水平纹理平坦状断口，含少量植物根茎化石。老 底粉砂岩2.6粉砂岩,灰色,中厚层状,波状纹理,参差状断口。预测地质情况

4、本工作面煤（岩）层总体上受尤家庄背斜影响，为中间高两边低的背斜构造，煤岩层倾角2-7，煤层盖山厚度在348-373之间，2#煤层直接顶为泥岩黑灰色，厚层状，层理均匀，平均厚度为6.2m，在局部岩层较为破碎，在掘进过程中必须加强对顶板的管理。2#与3#煤层间距平均为8.7m；由灰黑色泥岩和灰色粉砂岩组成，斜裂隙和垂裂隙发育。依据现有地质调资料分析，预计工作面在尤家庄背斜轴部附近煤岩层破碎。受F3断层影响，在切眼附近应严格执行探放水措施。构造名称走 向倾 向倾 角性 质落差（m）对掘进影响程度褶曲名称性 质轴向两翼煤底板产状对掘进的影响程度尤家庄背斜103北缓南陡，倾角38对掘进影响不大水文地质情

5、况2104掘进工作面的水文地质条件简单，矿井涌水量主要来自二叠系下统 山西组及下石盒子组碎屑岩裂隙含水层，属弱富水性含水层，根据已有地质资料，预计掘进期间正常涌水量为1-2m/h，最大涌水量可达3-5m/h。古窑积水情况及采区探放水措施附近无古窑，但必须严格坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的探放水工作原则，查清该区域水情水害，应提前做好水仓，完善相应的排水系统。其它影响掘进影响最大涌水量0.08（m /min）正常用水量0.03（m /min）瓦 斯瓦斯成分以N2、CH4为主，属大气沼气带，处于瓦斯风化带，含量在0.23-1.25毫升/克，可燃质。煤（矿）尘本工作面煤尘具有爆炸危

6、险煤的自燃（矿层裂隙）本煤层属于不自燃煤层地温地压块段号走向长（m）（游标值）倾斜长（m）（常数）斜面积（千）煤厚（m）容重（t/m）工业储量（万t）回收率（%）可采储量（万t）2#下950200190.00.951.3824.99724.2问题及建议 1、由于煤层顶底板岩层裂隙发育，掘进过程中注意加强顶板及两邦的支护，保证安全生产。2、2104工作面煤岩层总体为背斜构造，应提前考虑水仓的布置。在掘进过程中，接近断层或顶板破碎地段时，要密切注意巷道内涌水量的变化，严格执行“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则，并提前做好水仓，铺设相应的排水管路，保证安全生产。3、工作面切眼外侧为杨村

7、保护煤柱，工作面掘进至设计位置时注意及时标定，不得越界掘进。4、2104工作面胶带顺槽掘进至21-7钻孔时，对钻孔是否密闭良好进行探放水，确保安全生产。5、2104工作面两顺槽掘至F3断层探水线时，严格执行探放水制度，确保安全生产。附图一采区2104工作面2#下煤层底板等高线图 1:2000一采区2104工作面井上下对照图 1:5000一采区2104工作面综合地层柱状图 1:100一采区2104胶带顺槽2#下煤层预想地质剖面图 水平比例 1:2000 竖直比例 1:500一采区2104轨道顺槽2#下煤层预想地质剖面图 水平比例 1:2000 竖直比例 1:500一采区2104切眼2#下煤层预想

8、地质剖面图 1:2000竖直比例 1:500第二章 工程概况2.1巷道用途简述 2104胶带顺槽主要担负回采时的回风、出煤和运输等任务。2.2巷道布置 附图三：巷道平面布置2.3巷道工程量表2-1 巷道工程量表巷道名称岩性设计长度工程量备注2104胶带顺槽半煤岩1086m1053m已掘33m硐室半煤岩25m25m绕道81m已掘合计1078m2.4工程施工安排（1）2104胶带顺槽已施工33.0m,继续沿方位角180，坡度16上山施工82m，然后平掘进入2#煤层，之后沿2#煤顶板掘进至切眼位置。（2）2104胶带顺槽绕道开口位置位于一采区轨道巷CG12点前62.9m，方位角145，坡度20度上山

9、掘进施工71m后平掘施工10m与2104胶带顺槽贯通。（3）2104胶带顺槽在掘进期间每200米施工一个临时绞车硐或根据现场运输条件及地质情况合理布置，绞车硐布置在行人侧，规格为：深宽高=5m3.2m2.8m（净）。具体情况另编制技术措施。（4）2104胶带顺槽在掘进期间根据工作面及防治水需要施工水仓，硐室规格由实际的情况而定，布置在行人侧，具体情况另编制技术措施。（5）开口及硐室采用炮掘施工工艺，顺槽施工采用综掘机施工。2.5矿压观测2.5.1观测对象2104胶带顺槽的顶帮部锚杆及巷道顶板离层仪。2.5.2观测内容用锚杆拉力计、扭力矩扳手对帮锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测，用MS18-20

10、0/63型测力计观测锚索受力情况。用GYW300围岩移动传感器和GYW400锚杆应力传感器观察顶板位移量及顶板压力。具体观测内容见下表1-2表1-2 顶板离层仪观测表序号观察项目观察目的观察方法1浅部顶板移近量0-2m岩层变化量观察浅层离层仪读数2巷道深部顶板移近量顶层2-6m顶板变化情况观察浅层离层仪读数3锚索载荷是否达到设计要求使用MS18-200/63型涨拉器4顶帮锚杆锚固力是否达到设计要求使用MYC-16型锚杆拉力器2.5.3观测方法：（1） 测点布置正常情况下，在巷道交岔口处及巷道每50m在顶板安设一组，计划21组。在巷道掘进过程中，顶板压力较大及过构造时，在巷道顶板安设一组。（2）

11、观测时间在线监测系统完善后，每天读数一次。（3）锚杆拉拔力实验锚杆拉拔力试验巷道每200300根锚杆抽样检查一组，每组随机取样3根进行检查，拉拔力不小于锚杆设计值的90%。被抽查的3根锚杆都应符合要求，只要其中1根锚杆不合格，就再取样一组(3根)进行试验，如仍然不合格，应组织有关人员分析原因，并及时采取补救措施。每次拉拔试验，必须认真做好记录，记录内容包括拉拔地点、位置、人员、数值、问题及原因分析等。螺母扭矩检测施工队组每班派专人按不小于当日30%的比例进行锚杆螺母扭矩检测，按所查数量，符合要求的锚杆应不低于90%。否则，当班施工的锚杆都要重新紧固，并进行复查。检测要有记录，记录内容包括检查地

12、点、位置 、时间、人员、检测数量，有无问题及问题处理情况，处理问题责任人。2.5.4数据处理采取边施工，边观测，及时对量测的数据加以分析、判断，并把量测的结果反馈到设计单位和施工队组中去，从而不断修改设计，补充措施，指导施工。第三章 巷道断面及支护说明3.1巷道断面确定3.1.1巷道断面确定已知：1063胶带输送机宽1360mm，矿车宽1100mm胶带输送机与矿车之间留设490mm的安全距离。（皮带机头处扩帮）根据煤矿安全规程，皮带一侧留设500mm的安全间隙，轨道一侧可兼作人行道，取c=750mm，并严格执行“行人不行车，行车不行人”制度。故巷道基本净宽B1=750+1100+490+136

13、0+500=4200mm取预留可缩尺寸 b=200mm根据巷道用途、围岩性质及服务年限，综合考虑满足运输、通风、行人、大型设备运输及安装要求，本着安全、经济、合理的原则，2104胶带顺槽设计巷道断面形状为矩形，取净宽为4200mm，毛宽为4400mm，净高为2800mm，毛高为2500mm，具体参数见（表3.1）。3.1.2巷道断面特征 表3-1 巷道断面特征表项目单位2104胶带顺槽断面积m2掘12.32净10.5宽mm掘4400净4200高mm掘2800净25003.1.3风筒及各类管线布置（1）电缆吊挂质量要求：电缆吊挂在轨道侧，统一用钢丝绳挂在靠帮的专用锚杆上且绷紧拉直，专用锚杆每5m

14、施工一根，用塑料专用电缆钩将电缆挂在钢丝绳上，且每米吊挂一道，以轨道上平面为基准线，最下一股电缆距轨面不低于1.8m。（2）风筒、排水管、风管、静压水管吊挂质量要求：风筒、管路均布置于巷道胶带输送机侧，自上而下顺序为风筒、静压水管、压风管、排水管。风筒吊挂高度离底板不小于1.8m，做到逢环必挂，接头处不漏风。静压风管、静压水管、排水管路均为4寸，静压水管距底板为1.9m，压风管距底板为1.6m，排水管距底板为1.3m。采用在帮上打专用树脂铁锚杆（高度为2.0米，规格为:16mm 1.6m树脂铁锚杆）吊挂,采用专用挂钩每根管挂两道，间距为5.0米,吊挂需平直牢固。（3）轨道铺设：胶带输送机布置于

15、巷道前进方向右侧，巷道另一侧铺设轨道。（皮中线、轨中线分别位于巷中心线两侧）距巷中心线分别为：（掘进期间）皮中：920mm 轨中：800mm轨道一侧兼作人行道，人行道最小宽度不小于750mm。3.2支护设计3.2.1永久支护形式及材料（1）支护计算由于灵北井与曙光煤矿相邻，2 #下煤地质条件相近，支护设计具有可比性，现根据曙光煤矿支护经验、中国矿业大学曙光煤矿高地压力巷道支护技术研究验收报告、灵北井支护设计及灵北井2101胶带顺槽、2103材运两巷支护现状，确定灵北井2104胶带顺槽锚杆支护参数。锚杆长度确定：1）从锚杆的悬吊理论出发，锚杆的总长度应按下式计算： L=L1+LP+L2式中：L1

16、-松动圈外锚杆锚固长度，一般取300-400mm，围岩强度较小时取较大值，反之取较小值；L2-锚杆的外露长度，为100mm；Lp-锚杆的有效长度（松动圈厚度值），取实测值的最大值,取1.5m。将有关数据代入上式，可得到L=2000mm。为了确保安全，本设计中顶锚杆长度取2200mm。2）按加固拱原理计算 式中W-巷道跨度，米N-围岩影响系数，结合实际情况，取1.2；将有关数据代入上式，可得到L=1848mm。为了确保安全，本设计中顶锚杆长度取2200mm。锚杆间排距确定：如果采用等间排距布置，每根锚杆所负担的岩体重量即为其所承受的载荷。1） 从锚杆的悬吊理论出发，锚杆间排距按下式计算：即： 式

17、中：砂岩的容重，取26.3KN/m3； Q实测锚固力，取110KN; P安全系数，取1.8 a锚杆间距。将有关数据代入上式，可得到a1027mm,实际间距取800mm,排距取900mm。2）按加固拱原理锚杆间排距按下式计算： M0.5L式中：M锚杆间（排）距 L锚杆长度，2200mm将有关数据代入上式，可得到M1100mm,实际间距取800mm,排距取900mm。 综上两种方法验算，本设计中顶锚杆长度取2200mm，锚杆间距取800mm,排距取900mm。根据支护参数计算确定：2104胶带顺槽施工顶锚杆使用202200mm的左旋螺纹钢锚杆，帮锚使用161800mm麻花式圆钢锚杆。（2）巷道永久

18、支护形式2104胶带顺槽顶板采用挂镀锌金属网、钢带、打螺纹钢锚杆、锚索进行联合支护，两帮采用挂镀锌金属网，钢带、打麻花式圆钢锚杆进行护帮。巷道顶板采用20mm2.2m的螺纹钢锚杆，1.04.6m的镀锌金属网，14-80-4200mm的钢带进行支护，全锚树脂锚杆配套使用MSCK2355、MSK2355树脂锚固剂各一卷；装锚固剂时先装MSCK2355一卷，再装MSK2355一卷。顶部锚杆呈矩形布置，均垂直于顶板布置。顶锚杆间排距分别为800900mm，每排布置6根。锚索采用17.87300mm的钢绞线，锚索托板30030016mm，及配套锁具，采用一卷MSCK2355、二卷MSK2355树脂药卷锚

19、固；装锚固剂时先装MSCK2355一卷，再装MSK2355二卷。钻孔直径28mm，锚索眼深为6.0米。锚索每隔1.8m在巷中两侧800mm处分别布置一根。锚索必须紧跟工作面进行支护并保证有效长度，不得剪切，外露长度不大于300mm。所有的锚索必须垂直顶板布置。2104胶带顺槽两帮使用161600mm麻花式圆钢锚杆，1.02.3m 的金属网和 14-80-2000mm的钢带进行支护，采用一支锚固剂，规格为MSK2355。钻孔直径为28mm。帮锚杆布置方式为每排四根平行布置，间排距为900900mm。金属网采用12#铁丝编织的镀锌菱形网，网格为5050mm，铺网时，网片要铺设平整,联网时相互搭接,

20、 搭接长度100mmm，采用14#双股联网丝联接，联网间距150mm，两帮网片铺设距底板不得超过0.6米。锚杆冲压托板规格为24*10mm及17*10mm托盘，配合高强螺母，力学性能与锚杆杆体配套。特殊条件下，巷道每超宽500mm时，补打一根单体锚杆，超宽1000mm时，补打一根锚索。当巷道超高10001200mm时，应该在距正常巷帮底部位置补打一根单体锚杆。如遇巷道顶板和两帮不平、巷道淋水以及其它简单地质构造时，适当缩小锚杆锚索排距，并保证施工质量；如遇巷道条件变化较大，应及时根据现场实际情况确定此段巷道的支护方式及支护参数。表3-2 支护材料规格及消耗表项目规格指 标单位数量全锚树脂锚杆2

21、0mm2.2m根/米6.67顶钢带14-80-4200mm根/米1.11麻花式圆钢锚杆16mm1.6m根/米6.67帮钢带14-80-2000mm根/米2.22锚索17.8mm7.3m套/米1.11锚固剂MSCK2355支/米1.78MSK2355支/米17.77锚索托板30030016mm块/米1.11顶金属网1.04.6m平方米/米5.11帮金属网1.02.3m平方米/米5.11备注表中耗量不包括绞车房等硐室消耗 表3-3 支护设计参数表名称单位参数顶锚杆间距mm800顶锚杆排距mm900帮锚杆间距mm900帮锚杆排距mm900锚索间距mm1600锚索排距mm1800顶锚杆锚固力KN105

22、顶锚杆紧固力N.M300帮圆钢锚杆锚固力KN48帮圆钢锚杆紧固力N.M120锚索预紧力T8-12锚索锚固力KN2003.2.2临时支护（1）每循环截割完毕后，在跟班队长的指挥下，用长柄工具将顶板松散的煤、矸挑落，根据掘进工作面实际情况，临时支护采用综掘机安装的机载临时支护临时支护。（2）永久支护距工作面最大控顶距为2.0米，最小控顶距为0.2m。附图四：巷道支护平面图附图五：巷道断面支护图附图六：最大、小控顶距平、剖面图第四章 掘进方式4.1施工方法2104胶带顺槽采用综合机械化掘进，使用EBZ230型掘进机与SSJ100/63/160型皮带输送机进行掘进、运输工作。硐室及水仓施工采用炮掘施工

23、。4.2工艺流程4.2.1综掘施工工艺（1）2104胶带顺槽掘进采用EBZ-230型综掘机沿煤层顶板截割并自行装煤，由胶带运输机运煤。（2）生产工艺流程：交接班安全检查探放水作业掘进机割、装、运煤临时支护永久支护下循环。（3）检修工艺流程：检修前准备工作检修掘进机各部位、加油、更换截齿，检修刮板运输机、胶带运输机及延伸，下料、其它工作正常掘进。（4）掘进机截割工艺：掘进机截割头从巷道下部切割,然后由下向上截割，截割时要求底板左右相平。截割完毕且永久支护完毕后，再进行下一循环。附图七：截割轨迹图4.2.2炮掘施工工艺交接班安全检查打眼检查瓦斯装药设警戒、检查瓦斯放炮检查瓦斯临时支护永久支护出货下

24、循环。4.3作业形式工作面割煤、运煤流水线作业，与运料、钉道平行作业。4.3.1准备工作（1）严格执行交接班制度，实行井下现场交接班，根据各工种各岗位按时对应交接，以质量标准化标准为准则，对工作面工程质量、顶板情况、支护情况、设备运行情况、任务完成情况，进行全面详细检查，认真交接，做到责任明确，共同协商处理遗留问题，做好施工的准备工作。（2）延长皮带时，两人在皮带机头松开张紧绞车钢丝绳，钢丝绳松够时，打信号通知机尾，拉延皮带。（3）退出掘进机，用钢丝绳将皮带机尾拴在掘进机尾部并检查钢丝绳完好情况，得到拉机尾的信号后，开始拉延皮带。（4）在拉延皮带过程中，看机尾人员需躲开钢丝绳的波及范围，防止断

25、绳伤人。同时负责信号传递，避免意外事故。（5）皮带拉延到预定位置后，皮带机尾上好皮带架、管梁、托辊，通知机头紧好皮带，并且调整皮带至正常运转。4.3.2割煤、出煤（1）顶板岩性好时，掘进机截割头从巷道左中下部切割中槽由左向右截割，截割深度0.9m，首次截割高度2.8米，然后由图示轨迹由下向上截割，截割时要求底板左右相平。 （2）掘进机司机根据实际情况，可采用先截割巷道断面周围的截割方法。（3）掘进机开机前，需提前三分钟发出开机信号，只有铲板前方和截割臂左右无人时，方可启动。（4）割煤时，掘进机司机必须严格按中线施工，将顶板、底板及煤帮割平、扫齐。严禁超欠挖和割破顶板。（5）切割过程中，需有掘进

26、机副司机看好转载机跑道，防止转载机掉道或压坏电缆，同时负责向司机发出开停信号。（6）割煤过程中，司机工作时精力要集中，开机要平稳，看好方向线，听从指挥，前进时将铲板落下，后退时将铲板抬起，并需有一名副司机配合作业，负责观察掘进机运行情况及后方信号，有异常情况立即停机，切断电源。（7）割完煤后，底板留有0.6米左右的落煤，用于施工顶锚杆，待施工完成后，再将浮煤清理干净。4.3.3临时支护每循环首次截割完毕后，必须选带班长或副队长站在安全地点，进行敲帮问顶，将工作面的活矸、活石挑落，确定安全后，铺顶网，并在工作面迎头用单体支柱进行临时支护。4.3.4永久支护（1）掘进过程中，如够一循环进度，则必须

27、及时进行永久支护，不准滞后，顶、帮锚杆要保证质量。（2）锚杆施工工艺钻眼前，首先“敲帮问顶”，清除活煤、活石，校正激光中线，根据设计要求测量巷道规格，整修后定出眼位，并作出标记，然后严格按照设计的眼位、角度、深度进行钻眼。顶眼锚杆深2.1m，孔径与树脂锚杆类型、锚固剂规格相匹配，眼垂直于顶板。安装锚杆前，必须详细检查锚杆的眼孔位置、角度、孔深、间距、巷道规格、锚杆及其配件的规格质量是否符合要求，并用压风吹尽孔内的积水及岩粉。树脂锚杆的安装顺序为：经检查孔深合格后，用杆体将药卷轻轻送至119孔底（应注意适度用力，以免捅破药卷出现药卷失效或侧滑现象），然后将锚杆安装锚杆机上，进行搅拌，搅拌同时将杆

28、体缓缓推至眼底，搅拌时间不少于30s，确保搅拌均匀，搅拌完毕后，等一分钟，然后将杆、机分离，在孔口处用木楔或岩块挤住杆体，以防药卷固化前杆体因自重而下坠，至少等10min以后，再压钢筋托梁，上铁饼、螺帽，用风动扳手将螺母紧固到120N.M，该锚杆即安装完毕。锚杆的紧固可用专用套管，风动扳手进行紧固，紧固力不小于300N.m，紧固力用力矩板手检验，并对锚杆的质量进行记录。帮锚杆眼气动手提式钻机，眼深为1.5m，孔径28mm，眼角度垂直于两帮。打眼时，严格执行“敲帮问顶”制度，严格按打眼工操作标准操作，打眼后，应将孔内积水煤岩粉冲洗干净。（4）锚索安装工艺锚索孔采用S19中空六方接长式钻杆配28双

29、翼钻头，用锚杆钻机打眼。钻眼至规定深度后，退下钻杆前，先用压风及水清孔，退下钻杆后，把钢绞线（未上锚固剂）人工送入眼底，清理退钻杆时可能漏下碎石，至少捅三次，方可退出钢绞线。插入锚固剂前应先检查其质量（以手感柔软为合格）及型号（顶部1支CK2355型，下部2支K2355型），锚固剂应头尾相接，不得平行送入。锚索下端套上专用搅拌器，人工将钢绞线连同锚固剂轻送至眼底后，对树脂锚固剂进行预压缩处理。将专用搅拌器尾部六方型套具插入锚杆机六方孔上，一人扶住钢绞线，一人操作锚机钻机，一边推进，一边搅拌，搅拌时间不少于45秒。停止搅拌，继续保持锚杆钻机推力约1分钟后，退缩锚杆钻机。至少15分钟后，卸下专用搅

30、拌驱动器，装上托梁、托盘、锚具、并将其托至紧贴顶板的位置。2人将张拉千斤顶套在锚索上，挂好安全链，开泵进行张拉预紧，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力8-12T时，迅速换向回程，卸下张拉千斤顶。（5）锚杆、锚索支护注意事项：过断层期间所有锚杆必须跟到工作面。锚杆的间距、排距由验收员负责验收。安装钢带时，应将巷顶或帮面整平，使钢带与岩面全部接触，使钢带受力均匀，增加锚杆承载能力。靠近工作面5m范围内安设的锚杆，在开工前必须将螺母全部紧固一次。10坚持打一个眼，锚一个眼，并做到及时可靠，支护顺序由外向迎头。严禁撬弯杆体，发现螺母松动要及时拧紧或重新补打，过期药卷不得使用。帮网联接必须长边搭接，每

31、0.15m用双股对折14#铁丝结一扣，每扣扭接不少于三圈，网要铺平拉直，紧贴岩面。 其它方面严格执行集团公司锚喷支护生产技术管理试行规定及有关规定。4.4硐室施工工艺硐室采用炮掘施工工艺（1）打眼采用ZMS-12B型手持气动钻机和2.1 m空心螺旋麻花钻杆，炸药选用集团公司化工厂生产的2号矿用乳化炸药和同厂生产的瞬发电雷管，爆破用FB-100（KB）型发爆器。（2）炮眼布置按爆破说明书布置，装药为正向装药，水炮泥和黄土炮泥封孔，封泥长度不小于0.5m。（3）放炮安全距离在有掩护的情况下，全煤巷道直线段不小于50m，半煤岩不小于75m，岩巷不小于100m。附图八：炮眼布置三视图及正向装药、爆破说

32、明书第五章 运输方式及管理5.1运输系统运煤（矸）系统工作面综掘机装载机构综掘机一运溜子综掘机二运皮带2104胶带顺槽1063皮带溜煤眼一采区胶带巷主斜井地面。材料设备运输系统地面副斜井（地面绞车）2#煤甩车场（电机车）2#煤轨道巷（电机车）一采区轨道巷（电机车）2104胶带顺槽绕道（绞车）2104胶带顺槽（绞车）工作面。沿途均为轨道运输。附图九：运输系统图5.2运输管理规定及措施5.2.1运输设备的铺设运输机机头、机尾距巷帮支护间距不小于700mm，中间部分不小于500mm。随着掘进巷道延伸，该巷的运输系统及设备也随之前移。表5-1装载设备运输方式表序号设备名称型号数量安装位置运输方式运输距

33、离备注1带式输送机SSJ100/63/1601巷道内皮带运输1056m/部随巷道及主运系统延伸而前移2绞车JD-25KW5绞车硐室内矿车运输200m/部胶带顺槽铺设22kg/m单轨，轨距600mm，轨道至人行道一侧不小于800mm，距两帮设备及管线不小于500mm。轨道铺设平直，扣件齐全、紧固有效，接头轨缝不大于10mm，内错差不大于5mm，轨距误差-5+10mm，水平误差不大于10mm，轨枕间距不大于1000mm，无空板、吊板。严禁不同型号钢轨混用。5.2.2带式输送机运输（1）胶带输送机铺设要平、稳、直、构件及托辊齐全有效，不跑偏。（2）胶带输送机最突出部位距轨道不小于500mm。（3）胶

34、带输送机各种保护齐全，声光信号齐全有效。（4）各转载点必须保证巷道的高度、宽度符合设计要求，确保设备及人员畅通无阻。（5）各转载点的行人过桥必须保证数量、质量、安全可靠。（6）胶带输送机电控装置选用一套可编程胶带电控成套装置，该系统具有胶带机跑偏、纵撕、超温、打滑（速度保护）、烟雾、堆煤、电机故障等保护功能，并具有自动洒水、故障报警和联网集控等功能。胶带机采用阻燃胶带，机架可靠接地，胶带机配有洒水系统和灭火系统。工作面胶带机机头20m范围内采用不燃性支护材料支护顶板及煤帮。并在机头处放置砂箱、灭火器及散砂工具。5.2.3轨道运输（1）小绞车必须入硐室，硐室规格为深宽高=5m3.2m2.8m（净

35、），绞车滚筒中心线与对轮中心线保持一致，绞车与导向轮间距不小于2m，绞车要用20mm2.2m的树脂锚杆锚固，锚杆必须上铁饼和双螺母，并锚在实底上，锚固力不小于105KN，导向轮稳固用4根 20mm 2.2m的树脂锚杆稳固且必须锚紧锚实。绞车或对轮最凸出部位距轨道不小于500mm，并安设可靠灵敏的双向声光信号，开关摆在绞车电机一侧，操作牌板，小型电器牌板，绞车管理牌板齐全,悬挂合理，以便司机操作。其它未涉及之处严格执行河东矿小绞车硐室的验收安装质量标准规定中的有关规定。（2）轨道铺设必须平、直，各种扣件齐全，紧固有效，轨道必须用油漆编号。轨道距工作面迎头不得大于50米。如果需要运输大型设备，必须

36、铺设轨道后再运输。1513（3）道床材质及厚度应符合标准，枕木不松动。道床应经常清理，无杂物、无浮煤，且道木必须放在实底上。（4）绞车司机必须持证上岗，开机前，必须认真检查绞车固定装置、绞车钢丝绳及各部件是否完好，信号装置是否灵敏，确定安全方可启动。（5）摘、挂勾时，要等车停稳并在闭合挡车器的情况下进行。挂勾前先检查钩头、销子、三联环的完好情况，确定安全后，进入安全地点发出开车信号。严禁超挂车，严禁站在轨道中间摘、挂勾。（6）绞车司机听清信号并经回铃确认正确后方可拉放车，严禁用晃灯代替信号。（7）临时轨道质量必须符合要求，跑车防护装置和防跑车设施必须齐全有效。矿车掉道要人工处理，严禁用绞车强拉

37、上道。山下平台掉道后，必须加设可靠的防跑车装置。（8）上、下山运输必须设置专人警戒，严格执行“行人不行车，行车不行人”制度。第六章 通风管理6.1风量计算及通风系统工作面采用压入式局部通风机进行通风。6.1.1风量计算及局扇选型（1）按掘进工作面沼气绝对涌出量计算Q掘=100q沼气K掘=1001.472=294m/min式中：q沼气沼气绝对涌出量 q沼气=1.47m/minK掘工作面沼气涌出的不均衡系数1.5-2,取 K掘=2（2）按工作面同时工作的最多人数计算Q掘=4NK=4302=240m/min式中：N工作面的最多人数，取交接班时N=30 K人员不均衡系数，取2（3）按半煤岩巷掘进工作面

38、允许最低风速计算需用风量Q掘=60SV=6010.50.25=157.5m/min式中：Q掘掘进工作面全风压供风量，m/minS巷道断面积mV最低风速，取0.25（4）风机选型根据以上数据及集团公司一通三防实施细则有关要求，结合矿实际情况，局扇实际供风量应大于294 m/min ，故采用双风机双电源轴流式对旋风机，选用FBD-NO.6.3/2*22压入式通风机，该风机供风量为310-525 m3/min，风筒选用 800mm的正反压边强力风筒,弯道地段必须使用负压风筒。（5）风速验算以风机最大风量进行风速验算： V=Q /（60S）=525/（6010.5）=0.833m/s 式中：V-风速，

39、m/s Q-风机最大供风量，m 3 /min S-掘进巷道净断面，m 2 经验算， 因0.25m/s0.833m/s4m/s，故选型合理。风速符合煤矿安全规程第101条规定。（6）局扇位置2104胶带顺槽局扇安装在一采区轨道巷内，距轨回二联巷口往外不小于10m处。6.1.2通风系统2104胶带顺槽通风系统：新鲜风：2104胶带顺槽（局扇）2104胶带顺槽（风筒）工作面。污风：工作面2104胶带顺槽一采区回风巷上组煤集中回风巷回风斜井地面。附图十：局部通风系统图6.2安全监测监控仪器仪表布置（1）仪器、仪表种类及数量：表6-1安全监控设备表序号名称单位数量1瓦斯传感器台22局部通风机开停传感器台23皮带开停传感器台14烟雾传感器台15CO传感器台16堆煤传感器台17风筒传感器台1（2）监测监控仪器、仪表的安设位