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1、目 录目 录- 1 -第一章 概 况- 3 -第一节 工程概况- 3 -第二节 编写依据- 4 -第二章 巷道布置及支护说明- 4 -第一节 巷道布置- 4 -第二节 支护设计- 4 -第三章 施工工艺- 5 -第一节 施工方法- 5 -第二节 凿 岩- 6 -第三节 爆破作业- 6 -第四节 支护- 8 -第五节 装载与运输- 11 -第六节 管线及轨道敷设- 12 -第七节 设备及工具配备- 14 -第四章 生产系统- 16 -第一节 通风系统- 16 -第二节 压风系统- 18 -第三节 防灭火- 18 -第四节 供电系统- 18 -第五节 排水系统- 24 -第六节 运输系统- 24
2、-第七节 照明、通信和信号- 24 -第五章 劳动组织及主要技术经济指标- 25 -第一节 劳动组织- 25 -第二节 作业循环- 26 -第三节 主要技术经济指标- 26 -第六章 安全技术措施- 28 -第一节 一通三防- 28 -第二节 顶 板- 30 -第三节 爆 破- 36 -第四节 防治水- 38 -第五节 机 电- 42 -第六节 运 输- 51 -第七节 其他- 53 -第七章 灾害应急措施及避灾路线- 60 -第一章 概 况第一节 工程概况一、 工程地质及水文地质1、岩石情况1）据风井筒已揭露资料显示，巷道将依次穿过细砂岩、泥质粉砂岩、粉砂岩。2）巷道无断层、褶曲。3）巷道开
3、口位置为泥质粉砂岩，岩石较破碎，节理较发育。2、水文地质情况根据风井筒实测资料显示，巷道开口时揭露的细砂岩为7含水层，涌水量不明，所以要加强探水工作。附图1：主风井联络斜巷地质预想剖面图二、瓦斯条件及地热(一）瓦斯条件本巷道未穿煤层及地址构造带，故瓦斯含量较小。 （二）地热 该巷道施工区域属正常低温区域。三、巷道概况表1-1 巷道概况表巷道名称充电硐室回风斜巷施工长度73.4m开口坐标X:4261751.000，Y:3637898853.991方位角315坡度-23巷道用途通风、提升运输施工工艺炮掘施工时间2014年5月第二节 编写依据一、 主风井联络巷地质说明书，批准时间为：2014年6月。
4、二、 红四煤矿+280m水平井底车场图。三、矿山井巷工程施工及验收规范、煤矿井巷工程质量检验评定标准、煤炭工业建设工程质量技术资料管理规定、煤矿安全规程等与本工程有关的国家部颁及公司现行有效的各种技术规范、规程、规定。第二章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置 附图2：巷道平面布置图附图3：巷道断面布置图第二节 支护设计一、支护流程前探梁临时支护迎头锚网支护初喷50mm砼复喷砼永久支护至设计喷砼厚度。二、临时支护设计临时支护采用金属前探梁支护。前探梁由两根573800mm长的钢管，前端焊接30400mm的圆钢加工而成，每根前探梁需两副吊环，吊环采用16mm圆钢制成。吊环挂在锚杆上，即用吊环固定
5、两点（两点分别距前探梁外端0.5m、1.9m）、一端穿入工作面预先打好的钻孔内，穿入深度不小于400mm。临时支护紧跟掘进工作面，顶板破碎处，必须4cm厚用木板接顶并背实背牢，严禁空顶作业。当采用前探梁临时支护方式不能保证作业安全时，必须立即汇报矿相关科室及领导，并采取架设临时支架、超前管棚、工作面预注浆加固等其他的支护方式确保施工作业安全。 附图4：临时支护示意图三、永久支护设计 1、充电硐室回风斜巷（12-12）断面参数断面名称断面形式巷道净宽巷道净高掘进宽掘进高净断面 积掘进面积支护形式支护参数锚杆喷浆厚度主风井联络巷直墙半圆拱3.0m2.9m3.2m3.0m7.78.5锚网喷70070
6、0mm100 mm14.29根/m表2-1：12-12断面参数 附图5：充电硐室回风斜巷断面支护图第三章 施工工艺第一节 施工方法一、施工方法采用全断面一次成巷正规循环作业。二、工艺流程瓦检、安检延中腰线、定拱部眼位打拱部眼出矸打下部眼、墙部支护装药、联线、放炮通风、检查瓦斯敲帮问顶前探梁临时支护拱部支护开始下一循环。第二节 凿 岩钻眼采用2-3台YT-28型气腿式凿岩机同时作业，钻眼严格按照爆破图表进行钻眼，钻杆选用B22中空六角钢2.5m长钻杆，钻头选用42mm合金钢钻头，炮眼深度为2.5m（掏槽眼深度2.7m），采用斜眼掏槽光面爆破技术全断面一次起爆。按准、平、直、齐操作要领进行打眼，实
7、行“五定”，即定人、定钻、定眼位、定时间和质量。掏槽眼眼口间距及眼底间距误差均不大于50mm，辅助眼眼口间、排距误差均不大于50mm，周边眼沿巷道断面轮廓线上的间距不得大350mm，眼底超出开挖断面轮廓线不得大于100mm，力求使除掏槽眼外的全部炮眼眼底在同一垂直面上，不得出现台阶误差。第三节 爆破作业一、爆破材料及器材炸药选用2#岩石乳化炸药，药卷规格为32200mm/150g；雷管选用毫秒延期电雷管，脚线长2.5m，段别为1、2、3、4、5段；发爆器型号为FD-500D；放炮母线种类为爆破二芯铜芯母线。二、装药方式、连线方式、起爆方式装药方式：反向装药；连线方式：串联联线；起爆方式：发爆器
8、起爆。三、炮眼布置图及爆破说明书1、计算总装药量Q=qslnq-单位炸药消耗量，取1.6kg/ms-巷道断面面积，根据12-12断面掘进断面积s=8.5l-炮眼深度，取2mn-炮眼利用率0.8-0.9，取0.8Q=qsln=1.68.520.8=21.7kg实际通过炮眼布置后算得24kg2、计算炮眼数量N=qsmn/(xp)m-每节药卷长度0.2mx-炮眼装药系数,取0.4p-每节药卷重量150gN=qsmn/(xp)=1.58.50.20.8/（0.40.15）=34 以此为依据根据实际设计，取N=483、炮眼布置图及爆破说明书附图6：炮眼布置图附图7:装药结构图四、西翼回风石门巷道爆破说明
9、书表3-1爆破原始条件表单 位数 量名 称单 位数 量净 断 面m27.7炮眼个数个48掘进断面m28.5雷管个数个48岩石硬度f4-6炸药用量Kg24炮眼深度m2.2；2.0掏槽方式斜眼掏槽表3-2 钻眼爆破说明书编号炮眼名称眼深(m)眼数(个)眼距（mm)装药量（Kg） 爆破 顺序条/眼总条数总重量15掏槽眼2.256006304.51615辅助眼2.0105504406.021640周边眼2.0253001257.534147底 眼2.075305355.25448水沟眼2.01550.754合计24单 位数 量名 称单 位数 量炮眼利用率%80每立方炸药耗量Kg/m32.8循 环 进
10、尺m2每立方雷管耗量发/m32.8循环破岩量m317炮眼密度个/m25.6循环炸药耗量Kg24循环炮眼长度m71.5循环雷管耗量发48月 进 尺m75表3-3 预期破效果表第四节 支护一、临时支护(一)前探梁施工工艺：1、顶板完好情况下临时支护最大控顶距不得大于2200mm，顶板破碎时最大控顶距不得大于1500mm，临时支护必须在爆破后、永久支护前及时使用。2、安装前探梁时，必须设专人观察顶板变化情况，爆破完毕后将前探梁前端移到工作面迎头，保证空顶范围巷道顶板全部在两根前探梁临时支护下，然后用两个前探梁吊环按规定尺寸固定在锚杆上。3、敲帮问顶清除顶帮隐患后，施工人员在永久支护下用长2200mm
11、的钻杆在工作面迎头打两个前探梁安装孔（前探梁插入安装孔深度不小于400mm），然后摘下前探梁吊环穿好前探梁，将前探梁一端插入安装孔，并在空顶部分铺好金属网，将金属网置于前探梁上，接着前探梁后端用吊环分别挂在前后两根锚杆上，用锚杆螺母将前探梁吊环拧紧。每根前探梁吊环数量不得少于两个。4、临时支护质量标准和要求 临时支护架设要牢固，前探梁不得出现松动现象，吊环必须吊挂在锚杆上，两螺母满扣拧紧，最少要露出3扣，且吊环与螺母间加一平垫。严禁将吊环吊挂在金属网上。 前探孔位置、深度符合规定，前探梁必须伸入前探孔。严禁空顶作业。 两根前探梁间的距离为1.4m。 临时支护至迎头的距离：爆破前不大于0.6m，
12、爆破后不大于2.2m。二、永久支护1、锚网支护（1）螺纹钢锚杆：顶板采用右旋无肋螺纹钢锚杆锚固，锚杆采用端头锚固，锚固长度为700mm，锚固力不小于50kN，规格为22mm2400mm，紧固端螺纹长度100mm，每根锚杆使用一个螺母，螺母规格为M2252mm；铁托板采用10mm厚钢板加工成方形，规格120mm120mm，中部开孔24mm，锚杆间排拒为700700mm。要求锚杆角度垂直巷道轮廓，其夹角不小于75；锚杆外露长度不大于50mm；锚杆眼深不小于设计深度，且不大于设计深度50mm；锚杆锚固力不小于50kN；托板安装要紧贴岩面，螺帽用力矩扳手拧紧至100N.m。（2）钢筋网：采用6.5mm
13、钢筋加工而成，网孔规格100mm100mm。钢筋网规格1000mm2000mm，网片之间搭接100mm，要求必须用14#铁丝双股绑扎牢固，保证扣扣相连。（3）喷浆料：采用标号C20混凝土支护；水泥标号为P.O.42.5R；混凝土配合比为1:2.3:3.31（水泥：水洗粗砂：5-10mm碎石）；速凝剂选用782型，用量为水泥质量3-5；混合料在地面通过JS750混凝土搅拌机搅拌。搅拌好的喷砼干料用矿车送至工作面使用。搅拌机的上料由计量装置供给，根据不同的砼配比，严格进行计量，以确保砼质量。要求喷砼厚度不小于设计厚度的90%；喷砼强度不小于设计值的1.15倍；保护层厚度不小于20mm；表面平整度不
14、大于50mm。2、锚固剂：树脂药卷规格ZK2335、K2335，每根螺纹钢锚杆使用1节ZK2335树脂药卷、1节K2335树脂药卷。三、永久支护施工作业工作面爆破后，及时进行临时支护，检查巷道开挖断面，符合设计要求后，采用锚杆钻机打拱部锚杆眼，安装锚杆挂网。墙部锚杆及挂网在拱部支护结束并打好拱部眼后与下部打眼平行作业，锚杆形式及布置按设计要求进行施工。安装完成后先初喷，最后在初喷迎头后复喷后巷达到设计厚度。1、安装锚杆按设计要求确定锚杆眼位方向，层理清楚的岩层尽量垂直岩层面成较大角度，不准顺层或顺裂隙面布置。（1）检查锚杆眼合格后，按设计要求先将锚固剂药卷送入孔内;（2）将锚杆杆体套上托板及带
15、上螺母，杆尾通过联接套与锚杆机头联接；（3）将杆端插入已装好树脂药卷的岩孔内，升起锚杆机并利用锚杆杆体将药卷推送至孔内，使药卷接触到岩孔底为止；（4）搅拌药卷，快速的一般搅拌时间以205s为宜，中间不能停转；搅拌工作完成后等待30s再进行下一步的施工。（5）凝固后拧紧螺母，使托板紧贴岩面。必须根据所采用的机具、锚杆、锚固剂性能进行试验后适当调整施工工艺。2、喷砼作业喷砼前要清洗岩帮，喷浆机进行试运转，并检查输送管路，作业人员严格按操作规程作业，调整好风压，以减少回弹和降低粉尘浓度；喷头操作要先开水后开风，将喷头与受喷面垂直并距受喷面在0.81.2m以内，及时调节好水灰比，以达到最佳效果。喷射顺
16、序：先墙后拱，自下而上呈螺旋式一圈压半圈方式移动，分层分块喷射。喷砼完成后必须按规定养护不小于7天。第五节 装载与运输一、装载与运输 (一)出矸：充电硐室掘进工作面PB-60耙岩机1.5T矿车经斜巷绞车提升西翼回风石门风井马头门罐笼井口车场（东）矿翻矸平台。 (二)下料：喷砼料、轨道、机电设备等风井提升下放至井底西马头门矿车或平板车至主充电硐室回风斜巷充电硐室。 第六节 管线及轨道敷设一、管线及轨道敷设 1、风筒（600）悬挂在主风联络斜巷东侧巷道璧上，悬挂高度为2300mm，采用紧线器将8#铅丝拉紧后，将风筒吊挂在铅丝上，风筒固定间距为1000mm。 2、供水管路、压风管路悬挂在主风联络斜巷
17、东侧巷道璧上，悬挂顺序自上而下依次为供水管路、压风管路，悬挂高度依次为800mm、600mm。 3、供水系统：截水槽内的水井筒内水管西翼井底车场水箱管道泵支水管充电室回风斜巷充电硐室。 4、排水系统：工作面涌水充电室临时水窝矿用风动潜水泵(FQW15-35/K)或矿用隔爆型潜水排沙(BQS20-50-7.5/N1140V/660)水沟井底临时水窝潜水泵西翼马头门水箱西翼马头MD50-8012型水泵井筒内127mm排水管地面矿指定的排放点。 5、在掘进施工中所敷设的电缆严格按照断面图中规定的位置要求进行悬挂牢固、整齐，电缆敷设在主风联络斜巷西侧，采用适当的电缆挂钩进行吊挂，电缆按动力、照明、信号
18、、通讯顺序自下而上分档吊挂，电缆垂度一致，信号电缆与动力电缆之间的距离不应小于50mm，电缆挂钩吊挂高度距底板为1700mm，采用充电式手枪钻进行打眼，后用M12150或M12120膨胀螺栓进行固定，电缆挂钩间距为1m，水平巷道电缆悬挂应有适度的弛度，并能在以外受力时自由坠落，其悬挂高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道上。 6、敷设轨道的型号，中心线距、轨距、轨枕等参数，临时轨道、道岔要求等。 （1）、临时轨道铺设：轨道铺设采用轨型为30Kg/m的钢轨，采用M24螺栓进行固定，轨距为900mm，中心线距：西翼巷道底板中心线，轨枕为木轨枕，轨枕长度为1.5m：轨道铺设要求：
19、轨距误差不大于5mm，不小于2mm；轨道接头间隙不超过5mm，内错差和高低差不大于2mm；轨枕间距不大于1m，轨道夹板、扣件、道钉、螺丝构件齐全有效，不松动，轨道要及时铺设至挖斗装岩机后。水平、左右两股钢轨顶面高差直线段不大于设计10mm，曲线部分目视圆滑，在平巷弯道处曲线外轨要适当加高，至少要保持水平，严禁出现外轨低于内轨的现象。道床、浮矸、浮煤不超过轨枕上平面，无淤泥和积水，不得有悬空吊板、浮粒、杂拌道等现象。（2） 、道岔铺设要求：道岔的岔盘钢板厚度应不小于6mm，并与自制的接岔钢轨焊接好，铺设应道钉齐全。尖道尖端与基本轨面密贴，间隙不大于2mm，无跳动，尖轨顶面与基本轨道高低差不大于5
20、mm，且灵活可靠，无倾侧现象，严禁打撑子或垫楔子。从岔尖处到岔盘尾部应使用不少于5根整根枕木，严禁使用短枕木对接使用，道岔前后基本轨枕木齐全有效，无浮枕、吊板现象。轨距：尖轨前端最大不超过920mm，最小不小于900mm，尖轨根部轨距同上。尖轨根部轨缝不大于20mm。接头平整度：尖轨根部接头轨面高低差及内错差不大于5mm，水平、误差不大于10mm，但尖轨处于曲线（即岔线）外侧时，尖轨要适当加高，至少要保持水平，严禁出现低于曲线（即岔线）内轨的现象。第七节 设备及工具配备表3-4 设备及工器具配备表序号设备、工具名称规格型号单位数量备注1矿用隔爆型真空馈电开关KBZ-400/1140V(660V
21、)台13矿用隔爆型真空电磁起动器QBZ-80/1140/660V台34矿用混凝土湿喷机PZ-5台15PB-60耙岩机ZWY-120/45台16气动手持钻机 ZQS-50/2.5S台27气动锚杆钻机MQT-130/3.0台28气腿式凿岩机(安全)YT-28台39G10风镐(常备)G10台210双卧轴混凝土搅拌机JS750台1地面安装11手动套筒扳手61件套 GB/T3390-2004套112成套梅花扳手26件套 660 QB/T3002-2008套113矿用隔爆型潜水排沙泵BQS20-50-7.5/N 1140V/660台114一字槽螺钉旋具一字槽螺钉旋具 6200把415十字槽螺钉旋具十字槽螺
22、钉旋具 6200把416多功能紧线器6mm5米 把117矿用锚索张拉机具MS18-300/40台118兆欧表2500V 2G/100G 0.1-50G 5000V AC 5%rdg部119指针万用表MF500型部120八角锤8.1 QB/T1290.1-1991把221手拉葫芦HSZ5-6 JB/T7334-2007付222手拉葫芦HSZ2-6 JB/T7334-2007付123活动扳手(常备)GB/T4440-2008-250A把624活动扳手(常备)GB/T4440-2008-450A把225防爆电铃BAL-127A ExdCT6 GB3836.2-2000个226洋镐(常备)JBA 1.
23、5 QB/T2290-1997把227钢丝钳(常备)200mm QB/T2442.1-2007把128尖头锹把529尖嘴钳180mm QB/T2440.1-2007把430电工刀B2 QB/T2208-1996把231防爆管钳600把132数字抗噪声防爆电话机SKHJ-2 壁挂式聚酯 防护等级:IP65 防爆标志: ExibBT6部2 第四章 生产系统第一节 通风系统一、掘进工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算：Q=100qK=1000.51.3=65m/min式中：100单位瓦斯涌出量配风量m3/min，以回风流瓦斯浓度1%的换 算值。q掘掘进工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，m3/min；二
24、期工程主要工程为岩巷掘进，绝对瓦斯涌出量暂按0.5m3/min考虑，施工期间，根据实际涌出情况重新核算风量。k掘进工作面瓦斯或二氧化碳涌出不平衡系数，取1.3。2、按工作人员数量计算：Q掘=4n=420=80m3/min式中：n每班最多出勤人数，20人。3、按装药量计算：Q=7.8/t=67.3m/mint:排烟时间，取30minA:每循环炸药消耗量,取24kgS:掘进巷道净断面面积，取8.5L：从工作面至炮烟被稀释至安全浓度的距离L，取100m由以上计算结果，取数值最大值作该工作面的理论供风量QQ=80m/min二、局部通风机选型局部通风机满足工作面风量Q时应有的供风量为QfQf=Q/e=1
25、00m/mine:局部通风机的有效供风率,取0.8根据计算结果，局扇选用：局扇选用FBDN06.3/422KW,额定风量190-570m/min。三、掘进工作面风量验算1、按岩巷掘进工作面最低风速验算Q9Sm/min=76.5m/minQ:掘进工作面风量m/min9：岩巷掘进工作面最低风速换算系数m/minS:掘进工作面净断面积满足要求。2、按岩巷掘进工作面的最高风速验算Q240Sm/min=2040m/minQ：掘进工作面风量m/min240：掘进巷道最高风速换算系数S:掘进工作面净断面积满足要求。附图8：通风系统示意图第二节 压风系统一、掘进工作面风源，压风方式 充电硐室掘进工作面压风由矿
26、机运队压风机供风。二、压风设备的名称、型号、规格、管路长度、管径、风压、安装位置、敷设路线等 设备名称：回转式螺杆空气压缩机，型号：MM350-2S 额定排气压力：0.8MPa 工作压力范围：0.8-0.85MPa 外形尺寸：4650*1930*2146 容积流量：64.1m3/min 压风系统：压风机主压风管道159mm风井井筒159mm西翼回风马头门108mm掘进工作面 压风管路悬挂位置见管线及缆线悬挂断面图。 附图9：压风系统示意图第三节 防灭火一、巷道施工时，防灭火器材的存放方式和地点 充电硐室各配电点及掘进迎头各摆放2瓶8Kg干粉灭火器。第四节 供电系统一、供电 西翼回风石门总馈电充
27、电室分馈电开关660V水泵、耙岩机、喷浆机等用电设备。二、设备选型、电流整定计算 1、PB-60耙岩机 18.5KW 2、矿用混凝土湿喷机（PS5I） 7.5Kw 3、矿用隔爆型潜水排沙泵(BQS20-50-7.5/N 1140V/660) 7.5Kw （一）电流整定计算： 1、矿用隔爆型真空馈电开关（充电室1台） 根据IyIn 故选择KBZ200/660（1140）型真空馈电开关，根据库房现场实际拥有设备选择KBZ400/660（1140）型真空馈电开关。 2、干线电缆选型及计算： 矿用移动橡套软电缆，电缆长度为100m，型号为：（MYP-0.66/1.14KV 325+116 MT818-
28、1999），经计算，载荷电流Iy=100A,根据IyIn，故此规格电缆符合要求。（二）PB-60耙岩机机负荷开关：根据IyIe，故选择QBZ-80/1140/660V矿用隔爆型真空电磁起动器。 支线电缆选型及计算：选择矿用橡套电缆，电缆长度为20m，型号为：MYP-0.66/1.14KV 316+110，经计算，载荷电流Iy=85A,根据IyIe，故此规格电缆符合要求。（三）矿用混凝土湿喷机（PZ-5）负荷开关： 根据IyIe，开关选择QBZ-20/660（380）V符合要求，因目前库房没有此规格开关，故选择QBZ-80/1140/660V矿用隔爆型真空电磁起动器。 支线电缆选型及计算：选择矿
29、用移动橡套软电缆，电缆长度为20m，型号为：MYP-0.66/1.14KV 34+11.5，经计算，载荷电流Iy=37A,根据IyIe，故此规格电缆符合要求。（四）矿用隔爆型潜水排沙泵(BQS20-50-7.5/N 1140V/660)负荷开关： 根据IyIe，开关选择QBZ-20/660（380）V符合要求，因目前库房没有此规格开关，故选择QBZ-80/1140/660V矿用隔爆型真空电磁起动器。 支线电缆选型及计算：选择矿用移动橡套软电缆，电缆长度为50m，型号为：MYP-0.66/1.14KV 34+11.5，经计算，载荷电流Iy=37A,根据IyIe，故此规格电缆符合要求。 支线电缆选
30、型及计算：选择矿用移动橡套软电缆，电缆长度为20m，型号为：MYP-0.66/1.14KV 34+11.5，经计算，载荷电流Iy=37A,根据IyIe，故此规格电缆符合要求。 支线电缆选型及计算：选择矿用橡套电缆，电缆长度为20m，型号为：MYP-0.66/1.14KV 316+110，经计算，载荷电流Iy=85A,根据IyIe，故此规格电缆符合要求。三、开关的保护整定计算1、KBZ-400/1140V(660V)矿用隔爆型真空馈电开关保护整定：（1）过负荷保护： 根据IdzIz，动作电流为35A,动作时限10S。（2） 短路保护： Iz =qIemax+Ie=841+51.4=379.4A
31、根据IdzIz，动作电流Idz=400A,动作时限0S。2、耙岩机负荷开关保护整定：（1）过负荷保护 根据IdzIe=25A，动作电流Idz=30A,t=6S。（2）短路保护 根据IdzqIe=8A=240A，动作电流Idz=240A,t=0S。3、矿用混凝土湿喷机（PZ-5）负荷开关保护整定：（1）过负荷保护 根据IdzIe=10.3A动作电流Idz=12A,t=6S。（2）短路保护 根据IdzqIe=810.3A=82.4A动作电流Idz=85A,t=0S。4、矿用隔爆型潜水排沙泵(BQS20-50-7.5/N 1140V/660) 负荷开关保护整定：（1）过负荷保护 根据IdzIe=10
32、.3A，动作电流Idz=12A,t=6S。（2）短路保护 根据IdzqIe =810.3A=82.4A 动作电流Idz=85A,t=0S。第五节 排水系统一、排水系统 排水系统工作面涌水掘进头临时水窝矿用风动潜水泵(FQW15-35/K)或矿用隔爆型潜水排沙泵(BQS20-50-7.5/N1140V/660)水沟井底临时水窝潜水泵X西翼马头门水箱东翼马头MD50-8012型水泵井筒内127mm排水管地面矿指定的排放点。附图11：排水系统示意图第六节 运输系统一、地面运输地面运输选用CTY5-9GB防爆特殊型蓄电池式电机车牵引KFU-1.5-9型矿车组至矿翻矸平台。二、井下运输矸石从工作面用矿车
33、运至东翼回风石门再运至罐笼提升至地面；物料从井筒经西翼回风石门运至掘进工作面。附图12：运输系统示意图第七节 照明、通信和信号 1、挖斗装岩机机前部必须装设一盏照明灯具。井底车场及其附近、机电设备硐室、回风巷交岔点必须有足够的照明。 2、西翼马头门南侧巷道距井筒8m处和距迎头20m处各安设一部数字抗噪声防爆电话机（型号：SKHJ-2 壁挂式聚酯防护等级:IP65 防爆标志: ExibBT6），并实现能与井口调度室、矿值班调度室等互相直接联系。 附图13：通信系统示意图第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织一、掘进作业方式及劳动组织本巷道采用“三八”制循环作业方式。每班工作八小时,按
34、顺序完成两个掘进循环一个喷浆循环；喷浆班每天完成迎头初喷和后巷的复喷工作。二、劳动力配备表表5-1 劳动力配备表 班次工种早班中班夜班值班班、队长222打眼工44支护、推车工44装岩机司机11电工、维修工222放炮员11搅拌机司机1地面下料工2运料、拌料工4喷浆手2合 计131414第二节 作业循环附图14：循环作业图表第三节 主要技术经济指标一、 主要技术经济指标表52 主要技术经济指标表序号项目单位指标备注1巷道掘进断面m8.52在册人数人483出勤人数人414出勤率855循环进度m 2.o6日进尺m2.07炸药定额Kg20.18雷管定额发479金属网消耗量Kg/m39.6210锚杆消耗量
35、根/m14.29二、进度保证措施 1、组织强有力的掘进施工队伍，不断提高掘进队全体员工的素质。 2、精心组织与管理协调，确保正规循环率。 3、按施工进度计划，确保施工机械设备、材料的及时供应。 4、月度生产计划按日分解，细化落实到每一个班组。 5、协调好运输、机电、技术等各生产辅助系统，保证各系统能正常高效运转，不影响掘进施工队，如保证矿车出碴需要，及时修理耙岩机、喷浆机等机电设备，及时测量定向等。 6、搞好光面爆破作业，减少超、欠挖，为喷浆支护作业创造良好条件。 7、根据岩石条件，及时调整、修正爆破参数。 8、运用经济杠杆，给各施工队下达每月的各项安全、生产指标，施工队的工资与进度、质量、安
36、全实行挂钩考核。三、质量保证措施 （一）掘进： 1、严格按爆破炮眼布置图，爆破说明书装药和放炮，当地质条件发生变化时，及时调整爆破参数，达到光爆要求。 2、钻眼前先按中、腰线，画出巷道轮廓线，点好眼位，按眼位开眼。 3、按设计的断面尺寸不准欠挖，局部超挖不大于200mm，基础深度达到设计要求。 4、掘进工作面的迎头要整齐，不准有“额头”或“伞岩”。 5、坚持正规循环作业，严格按爆破图表施工。 （二）爆破： 1、严格控制开挖断面。 2、选择合理的钻爆参数，选择最佳爆破器材，完善爆破工艺，提高爆破质量。 3、提高钻眼精度，特别是周边眼的精度，必须按照设计轮廓钻眼，减少超挖量。 4、保证周边眼装药质
37、量，严格控制炮眼药量；雷管不能混装，炮泥充填质量良好。 （三）锚杆安装： 1、锚杆眼孔深度应符合要求； 2、锚杆必须安装牢固，托盘紧贴壁面。 3、安设锚杆时控制好锚杆的间排距，必要时应先用红漆标定位置。4、打装锚杆时应密切合作，互检互查。第六章 安全技术措施第一节 一通三防一、综合防尘安全管理技术措施1、采用湿式钻眼、水炮泥、爆破喷雾、冲洗巷帮、装煤（岩）洒水、净化风流、个体防护等综合防尘措施。2、掘进迎头需备有20m软胶管，以便掘进洒水冲洗巷帮。3、加强个人防尘管理，工作面施工人员必须佩戴防尘口罩。二、防灭火安全管理技术措施1、严禁携带烟草及点火物品入井，井下严禁使用明火。2、加强电器设备管
38、理，井下杜绝电器失爆，电缆严禁出现“鸡爪子、羊尾巴、明接头”，电缆破损要及时更换或修补。3、严禁在井下拆卸矿灯，作业人员不得穿化纤衣服入井。4、井下机械运转部位要及时添加润滑油，保持良好工作状态，防止磨擦生热引起火灾。5、井下任何人发现火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室。矿调度室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。现场的队、班长应依照红四煤矿2014年度灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员按避灾线路撤离至安全地点，并组织人员选用现场的一切工具和器材进
39、行灭火。电气设备着火时，必须首先切断电源，在电源切断前，只准用不导电的灭火器材进行灭火。三、瓦斯的综合防治安全技术措施1、建立瓦斯检查牌板，做好瓦斯检查“三对口”工作。2、加强通风系统管理、局部通风管理和供电管理，杜绝无计划停电停风现象，严格防止瓦斯超限和积聚。加强风筒管理，风筒接头必须使用“双反边”，吊挂做到平、直、齐、顺，风筒出口距工作面距离不大于10m。3、加强巷道贯通管理，巷道贯通必须严格遵守煤矿安全规程相关规定，认真做好通风系统调整、瓦斯检查等有关工作事项。4、工作面通风要按“四项装备”要求，使用低噪声对旋式局部通风机。坚持使用“三专、两闭锁”装置。5、加强放炮和爆破器材管理。放炮使
40、用水炮泥。坚持“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度。6、掘进工作面附近20米范围内瓦斯浓度超过1%，不得放炮。7、掘进工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%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电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可通电启动。8、掘进队长、工程技术人员、班长、流动电钳工等人员下井，必须携带便携式甲烷检测报警仪。瓦斯检查工必须携带光学甲烷检测仪检查瓦斯。9、加强人员培训，全面提高作业人员的“一通三防”技术水平。加强设备防爆管理。专人负责机电设备的防爆检查工作，做到非防爆设备严禁入井
41、。10、加强瓦斯地质工作。认真做好地质预测预报及其分析判断工作，为掘进施工提供可信度高的瓦斯地质资料。11、加强通风工作。定期进行通风测定，确保掘进工作面有足够的风量来吹散瓦斯，降低瓦斯浓度。12、掘进工作面设专职瓦检员检查瓦斯，每班检查次数不少于两次；在掘进巷道的回风流、工作面设瓦斯牌板，每次检查完瓦斯后，瓦检员将检测数据填写在瓦斯牌板上。四、通风管理措施1、建立健全通风管理制度，瓦斯检查报告制度，严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”，杜绝空班漏检。2、加强通风管理，及时将风筒延接至距离工作面不超过10米的位置。确保通风系统良好、稳定、风量符合规定，瓦斯浓度不超限。工作面出现微风、无风现象时必须立即停止作业。3、加强风筒的维护，吊挂平直，严禁出现脱节、拐死弯现象，发现风筒有破口必须及时进行修补。4、加强瓦斯的防治每班各工作面必须进行3次瓦斯检测，瓦斯探头必须紧跟工作面无风筒的一侧。5、管理人员下井要配戴便携式瓦检仪或袖珍式瓦检仪，随时掌握工作面瓦斯变化情况。6、井下电气设备、设施严禁失爆。配备专（兼）职人员检查防爆性能，消灭失爆现象。7、强化防尘管理，坚持湿式打眼和放炮使用水炮泥。8、井口、井筒和井下电焊、气割作业要编制专门措施，经报批准后由专人负责落实执
