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1、第一章 地质基本情况1、顶、底板岩石性质：盈盛矿井15#煤层位于太原组底部，井田内煤层厚1.903.16m，平均厚2.76m，为全井田稳定可采煤层。煤层结构简单复杂，含13层泥岩夹矸，煤层顶板为K2灰岩；底板为中厚层状泥岩、铝土质泥岩。2、涌水量近几年来该矿井下实际正常涌水量100m3/d，雨季可达260m3/d，采空区内有一定量的积水，但与本矿留设有矿界保安煤柱，无越界开采情况，现阶段对本矿的开采无影响。3、瓦斯涌出量情况在15#煤层生产阶段，矿井最大绝对瓦斯涌出量为13.63m3/min、最大相对瓦斯涌出量为10.80m3/t，属高瓦斯矿井。4、煤层自燃倾向性全硫St，d含量2.91%，煤
2、的吸氧量为1.30 cm3/g，自燃倾向性等级为，自燃倾向性为容易自燃。5、煤尘情况15号煤层煤尘无爆炸危险性。第二章 巷道布置及技术特征1、巷道位置、用途、服务年限与四邻采掘情况的关系：1.1 位置：地面位置：位于川底乡西南部。井下位置及四邻采掘情况的关系：东部为盈盛矿副斜井井筒，西为实体煤、南为实体煤、北为实体煤。1.2 巷道用途：担任矿井运输及行人任务。1.3 服务年限：该巷道为10年。 1.4 施工顺序：副斜井施工落底于15#煤底板后，在15#煤层落底点巷道南帮施工一个4m4m的信号硐室；信号硐室施工完成后向西平行施工井底车场53米，继续施工35米停下施工拐角（=335521 R=15
3、m T=4.575m KP=8.881m,拐点坐标X=3934045.223，Y=19648538.754 标高为597.761）；拐角施工完成后继续施工35.7米开始施工15#煤轨道大巷；以巷道中心线西北方向与巷道中心线成139326角方向施工33.7米；最后施工主、副井联络巷，以巷道中心线西南方向与巷道中心线成1015850角方向，施工34.5米，与主斜井胶带大巷贯通； 掘进施工过程中距工作面迎头50米处后方进行喷浆。1.5 施工期限：预计3个月。2、施工条件：2.1 本工作面沿巷道顶板掘进。2.2 本工作面有可能存在一些隐蔽地质构造，掘进过程中若遇到地质构造和煤层变薄的实际情况，应加强工
4、作面顶板管理。2.3 在掘进过程中，必须遵循“预测预报，有掘必探,有采必探，先探后掘，先探后采”原则，好排水工作。巷道在掘进过程中可在巷低洼处安设水泵等排水系统，排水管路要及时跟进，保证排水系统正常及时排出巷道内的积水。2.4 掘进过程中，顶板有裂隙时，必须将其找掉并沿裂隙两侧方向打注锚索进行补强（不得在裂隙中打眼），同时安装顶板离层仪进行监测。2.5 煤层顶板软岩厚度小于1.5m，按支护设计要求支护，若顶板软岩厚度大于1.5m时按照支护设计要求,顶锚杆排距由原来的1.5米缩小到1.2米，顶锚索排距由原来的4.5米缩小为3.6米，如减小排距仍无法控制时，立即停止施工，及时制定补充安全技术措施。
5、3、巷道技术特征、设计规格及支护形式：3.1该巷道为煤岩巷，沿煤层顶板掘进。3.2巷道设计规格：矩形3.3巷道技术特征表1-1巷道断面（井底车场）技术特征表项目数据名称断 面 尺 寸支护方式锚索排距（m）顶锚杆间排距（m）帮锚杆间排距（m）宽度（m）高度（m）面积（）间距排距间距排距掘进断面5.13.216.32锚、梁、锚索、喷浆联合支护4.51.51.51.2 1.2净断面4.83.0514.642-2巷道断面（轨道大巷、主副斜井联络巷）技术特征表项目数据名称断 面 尺 寸支护方式锚索排距（m）顶锚杆间排距（m）帮锚杆间排距（m）宽度（m）高度（m）面积（）间距排距间距排距掘进断面3.72.
6、7610.212锚、梁、锚索喷浆联合支护4.51.51.51 1.2净断面3.52.669.313-3巷道断面（主副斜井联络巷）技术特征表项目数据名称断 面 尺 寸支护方式锚索排距（m）顶锚杆间排距（m）帮锚杆间排距（m）宽度（m）高度（m）面积（）间距排距间距排距掘进断面4.72.7612.972锚、梁、锚索喷浆联合支护4.51.51.51 1.2净断面4.52.6611.974、支护形式:：4.1、（1-1断面）巷道净高3050，毛高3200，净宽4800，毛宽5100采用锚网梁索联合支护，锚杆采用202000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆BHRB400专用钢材；锚固剂采用一卷K2335锚
7、固剂和一卷Z2360锚固剂锚固；锚杆托盘采用150mm150mm10mm拱形高强度托盘,钢材型号Q235;安装预紧扭力矩300Nm，顶间排距为15001500mm，帮间排距为12001200mm；锚索选用直径17.8mm，L=5300mm，布置如下所示；每根锚索使用K2335锚固剂一支、Z2360型锚固剂两支；锚索托盘采用300mm300mm20mm高强度可调心托板及配套锁具;锚索的安装预紧力不小于200KN，排距为：4500mm；金属梁采用16钢筋焊接而成;车场喷射混凝土厚度为150mm，混凝强度等级不低于C20。4.2、（2-2断面）巷道净高2660，毛高2760，净宽3500，毛宽370
8、0。采用锚网梁索联合支护，锚杆采用202000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆BHRB400专用钢材；锚固剂采用一卷K2335锚固剂和一卷Z2360锚固剂锚固；锚杆托盘采用150mm150mm10mm拱形高强度托盘,钢材型号Q235;安装预紧扭力矩300Nm，顶间排距为15001500mm，帮间排距为10001200mm；锚索选用直径17.8mm，L=5300mm，布置如下所示；每根锚索使用K2335锚固剂一支、Z2360型锚固剂两支；锚索托盘采用300mm300mm20mm高强度可调心托板及配套锁具;锚索的安装预紧力不小于200KN，排距为：4500mm；金属梁采用16钢筋焊接而成;喷射混凝土
9、厚度为100mm，混凝强度等级不低于C20。4.3、（3-3断面）采用锚网梁索联合支护，锚杆采用202000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆BHRB400专用钢材；锚固剂采用一卷K2335锚固剂和一卷Z2360锚固剂锚固；锚杆托盘采用150mm150mm10mm拱形高强度托盘,钢材型号Q235;安装预紧扭力矩300Nm，顶间排距为14001500mm，帮间排距为10001200mm；锚索选用直径17.8mm，L=5300mm，布置如下所示；每根锚索使用K2335锚固剂一支、Z2360型锚固剂两支；锚索托盘采用300mm300mm20mm高强度可调心托板及配套锁具;锚索的安装预紧力不小于200KN
10、，排距为：4500mm；金属梁采用16钢筋焊接而成;车场喷射混凝土厚度为150mm，混凝强度等级不低于C20。4.4、15号煤层大巷沿顶板掘进，若煤层顶板软岩厚度小于1.5m，按支护设计执行，若顶板软岩厚度大于1.5m时按照支护设计要求,顶锚杆排距缩小到1200mm，顶锚索排距缩为3600mm4.5锚杆安装角度：原则上顶锚杆都垂直顶板安设，帮锚杆都垂直巷帮安设，靠近巷帮的顶锚杆如安设不方便，最大允许与垂线夹角不得超过10，靠近顶、底板的帮锚杆如安设不方便，最大允许与水平线夹角不得超过10。4.6钢筋托梁：钢筋托梁采用f16mm的钢筋焊接而成，（1-1）断面帮钢带横向长筋间距为80mm，纵向短筋
11、间距为1200mm，长度2500mm。（2-2）断面帮钢带横向长筋间距为80mm，纵向短筋间距为1000mm，长度2100mm。（3-3）断面帮钢带横向长筋间距为80mm，纵向短筋间距为1000mm，长度2100mm。4.7支护要求：采用钢筋网护顶，网孔规格100100mm，网片规格28001600mm ，2000 mm1600mm，2500 mm1600mm，网片搭接长度为100mm，采用双股16#铁丝每隔200mm捆扎一道，扭结不少于3圈；采用菱形网护帮，网孔规格5050mm，网片规格30001300mm，网片搭接长度为100mm，采用双股16#铁丝每隔200mm捆扎一道，扭结不少于3圈。
12、每施工50米网片全断面搭接时断开200。4.8空顶距要求：最大空顶距1900mm，最小空顶距400mm。第三章 施工方法1、作业方式：采用掘支单行，一次成巷的作业方式。2、施工组织：采用“三八”制作业形式。3、掘进方式：采用炮掘全断面一次成巷，一个循环距离后，开始打注锚杆、锚索。4、循环方式：按照正规循环作业方式作业，每个班2个循环。5、循环进度：5.1循环进度1.5米。5.2如遇地质条件发生变化，顶板破碎根据现场条件应减小循环进度。6、副斜井施工落底于15#煤底板后，以1-1断面尺寸，向西平行施工井底车场53.013米平巷。施工完成后变2-2断面继续施工35.045米停下施工拐角，=3355
13、21 R=15m T=4.575m KP=8.881m。拐点坐标X=3934045.223，Y=19648538.754 标高为597.761，拐角施工完成后继续施工35.7米开始施工15#煤轨道大巷（2-2断面），以巷道中心线西北方向与巷道中心线成139326角方向施工33.746米. 最后施工主副井联络巷，以巷道中心线西南方向与巷道中心线成1015850角方向，以3-3断面施工平巷34.5米。与主斜井胶带大巷贯通。该段采用炮掘配合矿车提升出矸。主斜井施工队组和副斜井施工队组同时开始施工，施工至贯通距离20米时，主斜井施工队组停止向贯通方向掘进，由副斜井施工队组单独贯通主副斜井15#煤巷道。
14、届时制定专项贯通措施并严格按贯通措施执行7、施工前，由专业测量放线人员送施工中线，由副斜井施工队严格按中线尺寸施工。第四章 掘进施工作业一、临时支护1.1前探梁架设：临时支护方式采用金属吊环穿钢梁托板梁进行前探支护。 1.1.1架设： 巷道在完成一个循环进度，进行敲帮问顶，找掉顶帮的危岩、活块。然后人工将两组（4个）吊环分别固定在最前两排中部的顶锚杆上，再将钢管穿在两组吊环之间且前探1.8米。然后在钢管前横托两块板梁，钢管后横托一块板梁（板梁与顶板之间要用木楔打紧背牢），安设板梁时必须离开锚杆安装位置。穿管上梁时由三人协同操作，并且在上板梁时要一人站在铁凳上扶住板梁，一人扶好钢管，另一人穿管，
15、穿管时要先上钢筋托梁然后再穿钢管。三人要配合协调，以防误操作伤人。在临时支护架设好后，开始永久支护，打注锚杆时要由外向里逐排进行。先打注顶部除前探梁遮挡外的锚杆，待锚杆打注完毕后，然后将钢管后撤，由外向里逐排打注剩余的4根锚杆。当工作面由于地质条件或巷到高低过度阶段无法使用前探梁时，采用打临时锚杆进行临时支护。 1.1.2临时支护材料及规格：板梁规格：长宽厚=4300150100（mm）； 长宽厚=2900150100（mm）；长宽厚=3900150100（mm）。吊环：内圆直径=120mm；钢管：外圆直径=100mm；L=3500mm 1.2临时支护质量标准1.2.1支护过程中，必须使用临时
16、支护，要求临时支护有效可靠，严禁空顶下作业。1.2.2临时支护必须紧跟工作面迎头，严禁空顶作业，正规循环每次放炮后最大控顶距为1.9米，最小控顶距为0.4米。永久支护施工方法：2.2帮锚杆施工工艺流程：敲帮问顶钻孔、清孔安装树脂药卷和锚杆搅拌至规定时间（一般为4060秒）安装其它帮锚杆铺网上钢带上紧螺母用力矩扳手将锚杆螺母紧至设计要求。2.3锚索施工工艺：定锚索孔位置钻锚索孔清孔安装树脂药卷和锚索用锚杆机搅拌树脂药卷至规定时间停止搅拌并等待15min安装托盘和锚具张拉到设计预紧力。2.4操作要求：2.4.1安装顶锚杆：锚杆孔采用单体风动锚杆机完成。采用1.0m的短钎杆、27mm钻头。钻孔时锚杆
17、机升起,使钻头插入相应的钢筋网孔中，然后开动锚杆机进行钻孔。孔深要求为1910+30mm，并保证钻孔角度。钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。安装前，先吹净眼孔内的岩粉，然后检查锚杆、锚固剂与锚孔是否相符，并检查锚杆孔位置、深度（191030）、角度与方向是否符合设计要求。检查完毕后，锚杆杆体套上托盘及带上螺母，用杆体将锚固剂（要先放入一支MSK2335，后放入一支MSZ2360）送到眼底，杆尾通过安装器与锚杆机机头联接，杆端插入已装好树脂药卷的钻孔中，升起锚杆机，将孔口处的药卷送入孔底。开动锚杆钻机，随搅拌随进，直到将杆体推到眼底，搅拌时间为4060秒。搅拌完毕后，用锚杆
18、机紧紧顶住锚杆，待树脂锚固剂固化后收缩锚杆机取下连接头，固化前不要使杆体移动或晃动。一分钟后用锚杆机旋紧螺母，使其具有一定的预紧力。顶锚杆预紧力矩达到300N.M，顶锚杆锚固力不小于130KN,即可承载，检查锚杆预紧力必须使用力矩扳手。托盘必须紧贴岩面，不得点接触，螺母必须拧紧，尾部螺纹部分外露长度不得小于20mm，不大于50mm。锚杆排距误差不得超过设计值+100mm。2.4.2安装顶锚索：顶锚索应紧跟掘进工作面安装。采用单体风动锚索钻机，配B19中空六方接长钻杆和27mm双翼岩石钻头钻孔。孔深控制在5000-5100mm内。安装树脂药卷，先放入1支MSK2335快速树脂药卷，然后放入2支M
19、SZ2360中速树脂药卷。插入锚索将树脂药卷推至孔底。锚索下端用专用搅拌器与锚索钻机相连，开机搅拌。先慢后快，待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为40-60秒）。停止搅拌后等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟），收缩锚杆机，卸下搅拌器。张拉锚索。等待15分钟后装上托板、锚具，用MQ15-160/40型锚索张拉机具张拉锚索至设计预紧力 200kN，之后卸下千斤顶。锚索间距误差不得超过设计值+150mm。2.4.3安装帮锚杆：煤层锚杆孔采用MQS50/1.7型风动锚杆钻机打注煤层帮部锚杆；岩层锚杆孔采用之于7655风钻打锚杆孔， MQS50/
20、1.7型风动锚杆钻机注锚杆。孔深要达到设计要求，并保证钻孔角度。钻到预定孔深后停止钻进，同时清孔，清除煤粉和泥浆。锚杆钻孔打好后，用杆体将锚固剂（要先放入一支MSK2335，后放入一支MSZ2360）送到眼底，锚杆杆尾通过安装器与风动锚杆钻机机头联接，杆端插入已装好树脂药卷的钻孔中，将孔口处的药卷送入孔底。开动风动锚杆钻机，随搅拌随进，直到将杆体推到眼底，搅拌时间为4060秒（为达到固有的锚固效果，可24人同时向前推进）。搅拌完毕后，用风动锚杆机紧紧顶住锚杆，待树脂锚固剂固化后取下风动锚杆钻机及连接头，固化前不要使杆体移动或晃动。一分钟后用锚杆力矩扳手旋紧螺母，使其具有一定的预紧力，帮锚杆预紧
21、力矩达到300N.M，帮锚杆锚固力不小于130KN。检查锚杆预紧力必须使用力矩扳手。托盘必须紧贴岩面，不得点接触，螺母必须拧紧，尾部螺纹部分外露长度不得小于20 mm，不大于50 mm。锚杆排距误差不得超过设计值+100mm。3、喷浆、运输工艺:采用矿车输送喷浆料，喷浆前，对工作面拉尺上线，认真检查井筒规格，在确认全部合格情况下进行喷浆锚作业。喷浆前先将浮矸活岩找掉并用水冲刷洗岩帮，按设计规格尺寸放好边线，由后向前，先墙后顶进行喷浆，初喷厚度为5070mm。复喷至设计厚度，成巷后及时进行洒水养护工作。 混凝土喷射方法：3.1、喷射混凝土作业时首先进行安全检查然后进行准备工作，施工时一人握喷头、
22、一人照明、后面三人上料、一人过筛代上速凝剂，每次喷射混凝土前，要先开风水冲洗受喷面，再送点上料进行喷射，喷射作业应分段分片依次进行，先外后里，自下而上，每段不超过2m，每次喷射厚度不超过50,初喷厚间隔30-50分钟待前一层混凝土终凝后再进行喷浆。3.2、风压控制在0.18Mpa,水压控制在0.3Mpa。3.3、在对井巷断面锚杆支护质量验收合格并做拉拔力试验合格后，方可进行喷浆。3.4、用高压风水冲洗巷帮，撬掉浮矸，埋设检查喷厚的标桩并挂好线，检查设备、风压、水压与管路，检查照明，防尘、通讯联络设施后，自上而下，按合理划分的喷射区进行喷射，喷头与受喷面风量垂直，喷头与各喷面的距离以1m为宜。3
23、.5、喷射混凝土时，施工作业人员要做好面部的保护，佩戴防尘口罩及眼镜。 3.6、材料选择：采用P.O 42.5R普通硅酸盐水泥，中粗黄砂，粒径15碎石，水采用洁净水，不含酸、碱及油污。混凝土掺加BR-3型防水剂，防水剂的掺加用量为水泥重量的10%。砼配合比：按大堆材料到指定实验室做配比实验。 4、运输作业:4.1运料采用轨道运输至副斜井井底车场，由人工或矿车托运至工作面。4.1.1运料按以下运料路线进行运输: 运料路线：地面副斜井井底车场工作面。4.2运煤4.2.1运煤设备：装煤岩运输作业：装岩机装载机构转载刮板输送机再由人工配合矿车提升运输。4.2.2运煤路线：运煤路线：工作面井底车场副斜井
24、地面。第五章 钻眼爆破作业1、施工方法：钻眼爆破施工方法：1.1、钻眼工作：采用专用风动锚杆钻机、锚索钻机，配43煤钻杆，按照打眼工操作规程，采用分区、定人、定眼位打眼；严格按照爆破图表进行，特别要注意掌握好井筒掘进的方向和坡度；掏槽眼深度为2m，辅助眼深度控制在1.8m，周边眼距控制在600mm左右。1.2、装药工作：打完眼后，要用吹风管将炮眼内的碎矸及岩粉吹净，严格按照爆破图表要求正向装药。同时切断工作面机械设备的全部电源。1.3、联线工作：炮眼全部装完药后，由放炮员采用串联的方式进行联线。联线前，远离工作面的端头母线应扭短接，同时无关人员应撤离工作面到安全警戒线以外的安全地带。1.4、爆
25、破工作：爆破前，班组长必须在指定的警戒线以外清点人员并设置岗哨；爆破工作只准爆破员一人进行，同时应严格执行本工种操作规程；放炮后，爆破员必须先将爆破母线从电源上取下，并将两股母线短接，通风15分钟后，经班长、炮工、安检员确认工作面炮烟吹散后，人员方可进行入工作面。若通电后未起爆，必须先摘下母线短接等15分钟以后，方可按照煤矿安全规程中有关处理拒爆的相关规定进行处理。1.5、排矸：工作面矸石由矿车提运装至1T矿斗内，利用提升机提至地面，利用翻矸装置，把碴翻到储矸仓中，储矸仓容积3040m3，储矸仓下部用汽车接矸，用汽车排至指定地点。1.6、 爆破说明书采用光面爆破。爆破采用三级煤矿乳化炸药，毫秒
26、延期电雷管起爆，采用起爆器起爆。炮眼深度2.0m，每炮循环进尺1.5m，炮眼利用率90%。2作业组织：2. 1由三人组成一个打眼小组，严格按照风钻打眼工操作规程操作。2. 2加强工序管理，打眼前必须严格执行“敲帮问顶”制度。2.3严格按中线和设计断面规格画好轮廓，标定眼位，方可开钻打眼。2.4打炮眼采用湿式打眼。2.5炮眼距自由面必须有最小抵抗线，最小抵抗线岩层不得小于300mm，煤层不得小于500mm。3、爆破：3.1采用炸药、雷管种类：爆破采用煤矿许用三级乳化炸药及煤矿许用毫秒延期电雷管。3.2放炮方式：正向装药，串连方式联线， FD200D（B）多功能发爆器起爆。3.3爆破必须执行如下措
27、施：3.3.1爆破工必须经过专门培训考试合格后，持证上岗，其它人员严禁爆破。3.3.2爆破作业时，必须坚持“一炮三检” 即装药前、爆破前、爆破后必须检查爆破地点附近20米范围内风流中的瓦斯浓度，若瓦斯浓度超过0.8%时，严禁装药爆破。3.3.3打眼和装药不准平行作业。装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉和岩粉，再用木质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内药卷必须彼此密接。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。3.3.4炮眼内发现异状，有显著瓦斯涌出、煤岩松散、温度骤高骤低等情况不准装药爆破。3.3.5装配起爆药卷必须在顶板完好、
28、支护完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。3.3.6.1装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层。3.3.6.2电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管斜插在药卷中部或捆在药卷上。3.3.6.3电雷管插入药卷后，雷管脚线必须缠在药卷上，并将脚线扭结成短路。3.3.7炮眼装药时，在距装药点5米处设置警戒，警戒内除班长、炮工、安检工、瓦检工其它人员不得进入。3.3.8爆破前，爆破母线必须扭结成短路。爆破后必须立即将钥匙拔出，并且扭
29、结短路。3.3.9爆破母线、电雷管之间接头必须互相扭紧并悬挂，不得与导电体接触。3.3.10每次爆破前必须加强对距爆破地点20米范围的所有工具、电缆、开关、瓦斯传感器等设备的保护，由当班班长亲自将工作面瓦斯探头撤至20米以外的支护完整的地点并进行安全保护，以防止爆破崩坏瓦斯探头，爆破后由当班班长将工作面瓦斯探头按照规定位置悬挂。3.3.11每次爆破作业时，将工作面一切非本质安全型电气设备的开关手把打到零位。3.3.12爆破时，装岩机机组后退20米，用废旧皮带将机组照明遮挡。3.3.13爆破时必须执行 “一炮三检制”， “三人连锁放炮制”， “四牌”交换制。“一炮三检制”是：装药前、爆破前、爆破
30、后要认真检查爆破地点附近的瓦斯，瓦斯超过0.8%，不准爆破。 “三人连锁放炮制”是：班组长、爆破工和瓦检员三人共同完成联锁、爆破工作。 “四牌”交换制是：爆破工持警戒牌、班组长持放炮命令牌和起爆牌、瓦检员持放炮牌四人共同完成爆破交换程序。其交换方式是：爆破前，爆破工将警戒牌交给班组长，由班组长派人警戒，并检查顶板、支架、支护、监测探头、警戒等情况符合要求后，将自己携带的放炮命令牌交给瓦检员，瓦检员经检查顶板、通风、支护、瓦斯、防尘等合格并在爆破安全确认单上签字后，将自己携带的放炮牌交给爆破工，爆破工将脚线与爆破母线连结，最后离开爆破作业地点，撤至起爆地点。起爆地点要设在警戒线以外的安全地点，待
31、爆破工到达起爆地点，班组长确认爆破准备工作无误并在爆破安全确认单上签字后，将起爆牌交给爆破工，下达起爆命令；爆破工、跟班干部经再次确认警戒、爆破准备工作到位并都在爆破安全确认单上签字后，爆破工才能将扭结短路的母线解开，牢固的接在发爆器的接线柱上，爆破工发出爆破警号，做电爆网路全电阻检查，等5s 后方可起爆。3.3.14严禁放裸露炮，无封泥、封泥不足的炮眼严禁爆破。封泥应使用水炮泥，剩余部分应用粘土封实。严禁采用煤粉块状及其它可燃性材料作封泥。一次装的药必须一次爆破。3.3.15爆破15min后,待工作面的炮烟被吹散,爆破工、瓦检工和班长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒
32、爆、残爆等情况；无危险后，班长方可撤回警戒人员。当出现通电以后装药炮眼拒爆时，爆破工必须先取下钥匙和母线，并将母线扭结成短路，再等一定时间（至少15min后），才可沿线路检查，找出拒爆的原因，由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆，如是因雷管问题造成的拒爆、残爆等情况，应在距拒爆炮眼0.3米以外另打一与拒爆炮眼平行的新炮眼,重新装药爆破。装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况,当班有尚未爆破的装药炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。3.3.16领取和运送炸药、电雷管必须使用专用的炸药、电雷管箱。工作面爆炸材料箱
33、钥匙必须由爆破工随身携带。3.3.17爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放；爆炸材料箱必须放在顶板完好、支护完整、避开机械、电气设备、警戒线以外的安全地点。并且必须垫高300mm放置。3.3.18敲帮问顶：爆破完毕、待炮烟吹散、顶板稳定后，班长、安检工方可由外向里检查巷道顶板、煤帮、支护等。用找顶杆进行敲帮问顶，将松动的煤、矸石撬下，方可进行下一工序。3.3.19爆破后，要对爆破点10米范围内的顶、帮锚进行再次预紧。3.3.20班组长必须亲自布置专人在可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒（警戒距离直巷不小于120米，弯巷不
34、小于75米，拐弯后不小于15米）警戒线处必须挂警戒牌、拉警戒线警戒。第七章 顶板支护质量监测1、锚杆的锚固力、预紧力矩、几何参数、托盘安装的检测方法和要求：1.1采用值示力矩扳手对锚杆预紧力矩进行抽检。采用LDZ200型锚杆拉力计对锚杆进行锚固力抽检 ，抽检时只做非破坏性拉拔。1.2锚杆预紧力矩、锚固力要求：顶锚杆预紧力矩达到300Nm, 锚固力不小于130KN；帮锚杆预紧力矩达到300Nm，锚固力不小于130KN。1.3锚杆预紧力矩抽检：（1）每小班由验收员对锚杆预紧力矩专门进行抽检，对顶帮各抽样一组（3根）进行检查，每根锚杆螺母拧紧力矩应符合设计要求，每组中有一个螺母力矩不合格，就要再抽查
35、一组（3根），若仍发现有不合格的，应将本班安装的所有螺母重新再紧一遍。1.4锚杆锚固力抽检：生产科矿压组或小班验收员按规定对施工锚杆的锚固力进行拉力试验，锚杆锚固力抽检抽样率为3%，每300根顶帮锚杆抽样一组（9根）进行检查，不足300根时按300根考虑，抽检其外移量不应超过20mm，超过规定视为失效锚杆，抽检中发现不合格的锚杆，必须在其托板上注明“补打”字样，应在其附近300mm范围内补打合格锚杆。1.5锚杆安装几何参数检测：1.5.1锚杆安装几何参数检测由当班验收员完成，检测范围为当班掘进巷道，几何参数检测内容包括锚杆间排距，锚杆安装角度，锚杆外露长度等。1.5.2锚杆间、排距检测：采用钢
36、卷尺测量测点处呈四边形布置的4根锚杆之间距离。1.5.3锚杆安装角度检测：采用半圆仪测量锚杆安装角度。1.5.4锚杆外露长度检测：采用钢板尺测量测点处一排锚杆外露长度最大值。1.6锚杆托盘安装质量检测：1.6.1锚杆托盘应安装牢固，与组合构件一同紧贴围岩表面，不松动。1.6.2锚杆托盘安装质量检测方法采用实地观察和现场搬动。1.6.3检测频度同锚杆几何参数，每个测点应以一排锚杆托盘为一组检测。2、锚索预应力的检测方法和要求：2.1采用MQ15-160/40型锚索张拉仪对锚索进行预紧力抽查。2.2要求锚索预紧力达到200KN。2.3巷道掘进施工过程中，对锚索预紧力进行抽查，张拉过程中一旦发现不合
37、格锚索，必须在其周围300mm范围内补打合格锚索，否则不得向前掘进，抽查时要现场做好记录。3、顶板离层仪的安设距离和位置、监测方法和管理制度：3.1顶板离层仪的安设距离：巷道开口处安设第一个顶板离层仪（顶板离层仪型号：LBY3型）巷道每掘50m安设一个顶板离层仪（如遇顶板破碎、交叉口、片帮严重等情况，应及时安设顶板离层仪）。3.2顶板离层仪安装方法:钻孔：采用B19中空六方接长钻杆和27的双翼钻头配合锚杆（索）钻机在巷道顶板中部位置钻孔，孔深控制在5000mm。安装：深部基点，用安装杆将深部基点锚固器推入孔中，直至孔底，抽出安装杆后，用手拉一下测绳，确认锚固器已固定住。浅部基点：用安装杆推入浅
38、部基点锚固器至2m处，抽出安装杆后，用手拉一下测绳，确认锚固器已固定住。孔口套管：安装孔口套管，对准刻度，新浅部基点刻度坠与孔套管下边缘对齐，将其绳卡卡死并截去多余钢绳，将深部基点刻度坠与浅部基点刻度下边缘对齐，将其绳卡卡死并截去多余钢绳。调整初读数，内、外测筒都调整到10mm。记录初始读数。3.3安装注意事项:3.3.1顶板离层仪安装位置距迎头不大于1.5m（工作面爆破时，安装位置距迎头可适当调大），否则无法捕捉顶板离层的全过程。3.3.2钢丝绳应事先盘好，推入锚固器要逐卷展开，以防纠缠打结。3.3.3推入锚固器时，安装杆不能回拉，否则锚固器双爪会从安装杆上端的槽中脱出。3.3.4安装后，两
39、个刻度坠均应处于自由悬垂状态，不得有任何卡阻现象。3.3.5由验收员对顶板离层仪的安装质量进行检查，发现不合格的立即处理。3.4观测方法:3.4.1顶板离层指示仪必须进行日常观察，观察数据必须由当班验收员（班长）记录在监测牌板上，验收员验收合格后负责将观察数据填写在顶板离层仪小班监测数据表和锚杆支护巷道顶板离层仪观测数据周检表上，在观察顶板离层仪读数时，应先触动一下顶板离层仪的读数杆，预防顶板离层仪的刻度杆卡死，200米以内每班一次，200米以外未发现异常情况一周一次。发现异常情况，及时汇报，采取措施。3.4.2其他人员观察顶板离层仪颜色变化（离层仪以红、黄、蓝三种颜色表示离层松动的严重程度，
40、蓝色表示顶板松动离层值较小，处于较稳定的状态；黄色表示离层松动已达到警戒值；红色表示顶板离层松动值较大，已进入危险状态），发现异常情况及时汇报，以便采取措施进行及时处理。3.5管理制度：3.5.1顶板离层仪安装在巷道顶板中部，顶板离层仪必须挂监测牌板，挂在巷道行人侧，高度距底板不低于1.4m。3.5.2如发现顶板离层严重，验收员及时向队值班长和生产技术部汇报，工作面要立即停止作业，撤出人员。验收员上井后及时将监测数据记录在离层仪记录表上，报交队技术员及生产技术部，及时分析原因，采取措施。3.5.3队技术员根据监测数据每七天进行一次顶板情况分析，发现异常情况，要及时上报生产技术部室并采以措施，确
41、保施工安全。4、综合监测：4.1由生产技术部现场确定综合监测站的位置，监测巷道掘进期间的表面位移状况。4.2巷道表面位移：采用十字布点法安设表面位移监测断面（如图）。4.3在顶底板中部垂直方向和两帮水平方向钻28mm、深400mm的孔，将29mm、长400mm的木桩打入孔中。顶板和上帮木桩端部安设弯形测钉，底板和下帮木桩端部安设平头测钉。观测方法为：在C、D之间拉紧测绳，A、B之间拉紧钢卷尺，测读AO、AB值；在A、B之间拉紧测绳，C、D之间拉紧钢卷尺，测读CO、CD值；测量精度要求达到1mm，并估计出0.5mm；采用皮卷尺测量监测断面距掘进工作面的距离。4.4测量频度：距掘进工作面50m之内
42、每天观测1次，其它时间每周观测12次。第八章 通风工作1、局扇安设位置 符合通风质量标准要求，局部通风机及其开关安装地点：副斜井延伸采用压入式通风，即在距井口20米处安装两台（一台备用）对旋式局部通风机，井筒内吊挂一趟800mm风筒向工作面供风，井筒内吊挂一趟800mm风筒向工作面供风，风机安装时必须吊高或垫高，距离巷道底板不小于0.3m。附图 ：通风示意图2、风筒规格压风筒：800mm10000mm胶质软风筒/800mm5000mm胶质伸缩式拐弯风筒3、风筒吊挂及风筒出(吸)风口距工作距离：3.1悬挂位置：风筒悬挂在巷道北帮，距顶板不小于300mm，距巷帮不小于500mm处。3.2连接方式：
43、采用双反压边法3.3压风筒出风口距工作面距离不大于10m。4、局部通风管理4.1风筒吊挂要平、直、紧、稳，避免车挂，做到逢环必挂。4.2风筒间接口严密（手距接头处0.1m感觉不到漏风），无破口(末端20m除外)，无反接头，软质风筒要采用反压边。 4.3风筒在拐弯处要设硬质风筒，不准拐死弯。4.4局部通风机必须专用风机架或木垛垫高，离地高度不小于0.3m。5、通风系统及风流方向 新鲜风流：井口副斜井井底车场15#煤轨道大巷主副井联络巷工作面。污风风流：工作面主副井联络巷15#煤轨道大巷井底车场副斜井地面。6、风量计算：按晋煤集通字（2011）第1178号文晋城煤业集团矿井风量计算方法执行。（1）
44、按瓦斯涌出量计算： 、Q掘=100qCH4KCH4=1003.091.2=370.8m3/min 式中：Q掘掘进工作面需风量，m3/min； QCH4掘进工作面回风流中瓦斯的平均绝对涌出量，取3.09m3/min； KCH4掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，KCH4取1.2。、Q掘=67qco2Kco2=670.31.2=24.12式中：Q掘掘进工作面需风量，m3/min； Qco2掘进工作面回风流中二氧化碳的平均绝对涌出量，取最大值0.3m3/min； Kco2掘进工作面二氧化碳涌出不均衡系数，KCH4取1.2。（2）按掘进工作面同时作业人数：按每人供风4m/min计算： Q掘4N（m/min）
45、=415=60m/min式中：N掘进工作面最多人数。（3）按炸药量计算需风量：煤矿许用炸药：Q掘25m/min： Q掘25A（m/min）=2517.4=435m/min式中：A一次爆破炸药最大用量，kg。25每千克煤矿许用炸药需要风量，m/min （4）按风速进行验算 岩巷掘进最低风量Q掘600.15S掘 (m3/min）496.8600.159.31=83.79m3/min岩巷掘进最高风量Q掘604.0S掘 (m3/min）496.8604.014.64=3513.6m3/minS掘为掘进井筒的净断面面积。以上计算时取（1-1）巷道最大断面，副斜井井底车场采用FBDN6.7/230型局部通
46、风机额定风量为400-640m3/min，主副安装(副风机备用)主风机向工作面供风可满足工作面供风需求。6、其它：6.1为保证通风的可靠性，本工作面采用“双风机双电源自动切换”，并实现“三专两闭锁”。6.2当1#风机停电停风后，可自动切换至2#风机，当1#风机来电后，由2#风机自动切换至1#风机运行。第九章 其他系统安全监测仪安设1、安全监测仪的种类、数量：安装2台瓦斯传感器、台开停传感器、一台断电器、一台馈电传感器，一台干线扩展器、一台区域控制器。2、安装位置WS1安设在距工作面迎头小于3m处(压风筒出风口另一侧)，WS2安设在出风口10-15m处。瓦斯传感器应垂直悬挂，距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm的位置。掘进过程中KT1、KT2卡在主风机开关负荷侧，KT3、KT4卡在副风机开关负荷侧；KD卡在53072巷巷内被控监测开关的负荷侧。WB断电仪放在闭锁开关的附近。 3、报警点、断电点、断电范围报警浓度：WS10.8%CH4，WS20.8%CH4，断电浓度：WS10.8%CH4，WS20.8%CH4，复电浓度：WS1
