煤矿101瓦斯抽采联络巷作业规程.doc

编号：ZJGMK-2014-08-03 左鸠嘎煤矿101瓦斯抽采联络巷作业规程 编 制 人： 审 核: 施工负责人： 编制日期: 2014年 08 月 02日 目 录审批意见- 4 -学习和考试记录- 5 -学习和考试记录- 6 -第一章 概 况- 7 -第一节 概 述- 7 -第二节 编写依据- 7 -第二章 地面相对位置及地质水文情况- 7 -第一节 地面相对位置及临近采区开采情况- 7 -第二节 煤（岩）层赋存特征- 8 -第三节 地质构造- 8 -第四节 水文地质- 11 -第三章 巷道布置及支护说明- 11 -第一节 巷道布置- 11 -第二节 矿压观测- 13 -第三节 支护设计- 14 -第四节 支护工艺- 19 -第四章 施工工艺- 23 -第一节 施工方法- 23 -第二节 凿岩方式- 24 -第三节 爆破作业- 24 -第四节 装载与运输- 29 -第五节 管线及轨道敷设- 29 -第六节 设备及工具配备- 31 -第五章 生产系统- 31 -第一节 通风系统- 31 -第二节 压风系统- 35 -第三节 瓦斯抽放系统- 35 -第四节 综合防尘- 35 -第五节 防灭火- 35 -第六节 安全监测- 36 -第七节 供电系统- 36 -第八节 排水系统- 38 -第九节 运输系统- 38 -第十节 通迅系统- 38 -第六章劳动组织及主要技术经济指标- 38 -第一节 劳动组织- 38 -第二节 循环作业图表- 39 -第三节 主要技术经济指标- 41 -第七章 瓦斯防治、煤与瓦斯防突专项措施- 41 -第一节 瓦斯治理- 41 -第二节 防治煤与瓦斯突出- 43 -第三节 监测监控系统- 44 -第八章 安全技术措施- 47 -第一节 施工准备- 47 -第二节 “一通三防”管理- 47 -第三节 顶板管理- 49 -第四节 爆破管理- 50 -第五节 防治水管理- 54 -第六节 机电管理- 54 -第七节 耙装和运输管理- 57 -第八节 开门透窝- 67 -第九节 其它- 70 -第九章 灾害预防及避灾路线- 71 -审 批 意 见会审单位及人员签字：工程科： 年 月 日机电科： 年 月 日通防科： 年 月 日安全科： 年 月 日副总工程师： 年 月 日总工程师： 年 月 日作业规程学习和考试记录负责人： 传达人： 班次：贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓 名成绩签字年月日姓 名成绩签字负责人： 传达人： 班次：贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓 名成绩签字年月日姓 名成绩签字作业规程学习和考试记录负责人： 传达人： 班次：贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓 名成绩签字年月日姓 名成绩签字负责人： 传达人： 班次：贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓 名成绩签字年月日姓 名成绩签字第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称本作业规程施工的巷道名称为101瓦斯抽采联络巷。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为首采工作面预抽瓦斯。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度120m，目前余88.8m掘进到位。巷道服务到采区结束报废。第二节 编写依据1、贵州纳雍县左鸠嘎煤矿安全专篇。2、贵州纳雍县左鸠嘎煤矿开采设计方案。3、本掘进头施工图纸及相关资料。4、煤矿安全规程（2012 年）。5、地质报告及部分勘探资料。第二章 地面相对位置及地质水文情况第一节 地面相对位置及临近采区开采情况水平名称巷道名称101瓦斯抽采联络巷地面标高2007.62046.6井下标高1748.5041759.788地面相对位置本掘进巷道位于矿工业广场的东侧。地面对应地表为高山，山坡处局部有梯田。井下相对位置及掘进巷道的影响位于矿井田北部东翼邻近采区、煤层、巷道对掘进巷道的影响西侧为三条上山，回风上山、轨道上山已掘进到位，运输上山正在掘进，对本巷道掘进无影响。第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距井田内含煤地层为二叠系上统龙潭组（P3l），其厚度为234.6281.61m，平均厚度259.2m，由一套粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩为主，并以泥岩、碳质泥岩、细砂岩、煤层组成的韵律组合，属海陆交互相沉积。含煤2133层，煤层总厚度20.9521.91m，含煤系数8.08%8.45%；可采煤层8层，其编号为M3、M5、M6、M7、M16、M28、M31、M34煤层。其中上煤组（P3l2）5层，即M3、M5、M6、M7、M16，下煤组（P3l1）3层，即M28、M31、M32。可采煤层总厚度8.9115.03m，含可采煤层系数3.44%5.80%。煤层特征见表231。表231 左鸠戛煤矿煤层特征表煤层编号煤层厚度（m）煤层间距（m）煤层倾角（°）煤层结构煤层稳定性顶 底板岩性平均厚度（m）顶板底板M30.412.0722.671235局部含夹矸0.1m较稳定粘土质粉砂岩粘土质粉砂岩1.09M50.742.771235无夹矸稳定粘土质粉砂岩粘土质粉砂岩1.436.68M60.873.41235无夹矸较稳定粘土质粉砂岩、细砂岩炭质、粉砂质粘土岩2.3811.33）煤质特征井田内各可采煤层均为无烟煤，属于中灰分、特低中高硫、特低低挥发分、高热值煤。本矿井是纳雍电厂的配套供煤矿井，所产原煤主要用于电厂用煤及民用。二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数 （1）瓦斯本矿井瓦斯含量高，为高瓦斯矿井，未做煤与瓦斯突出危险性鉴定，按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。（2）煤尘爆炸性根据地质勘探报告提供的测试结果，区内M3、M5、M6、M7四层主采煤煤尘爆试验火焰长度均为5，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为525，有煤尘爆炸危险。M28、M31、M34三层主采煤煤尘爆炸试验火焰长度均为05，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为0，无煤尘爆炸危险。（3）煤层自燃性根据地质勘探报告提供的资料， M3、M5煤层自燃倾向级，为自燃不易自燃煤。M6、M16、M28、M31、M34五层煤自燃倾向均为级，为不易自燃煤。（4）煤与瓦斯突出本矿未作煤与瓦斯突出鉴定，按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。（5）地温：本井田属地温正常区。（6）冲击地压地质报告未提供冲击地压的相关资料，本区从未有发生冲击地压的情况。暂按无冲击地压考虑。 第三节 地质构造101瓦斯抽采联络巷掘进层位为M7煤层底板，本掘进区段内岩性以砂岩、粉砂岩、泥岩为主。其中砂岩呈灰色、深灰色，性较硬，含植物化石碎片，局部夹砂质泥岩。本区段内地质构造简单，煤岩层产状较稳定，总体形态为单斜倾向，155220°，倾角1822°，结构较简单。根据勘探提供的地质资料和构造发育规律综合分析，预计本巷道构造较简单，但掘进过程中可能会揭露一系列小断层，受断层影响，节理、裂隙也可能较发育，围岩较破碎，会给施工带来一定的困难。第四节 水文地质本巷道为东翼新掘进巷道，地质结构简单，主要为顶底板砂岩赋水，水量较小,在超前钻探过程中可能有少量出水，但主要为净储量，很快就会出干；施工过程中严格执行“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则，进行探放水工作。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置在101瓦斯抽采进风巷Gs11点开门，坡度+15°，方位角15°0000，施工长度为120m，上山掘进31.2m（目前剩余88.8m)。第二节 矿压观测一、观测对象：101瓦斯抽采联络巷。二、观测内容：锚杆的预紧力及锚固力、锚索的预紧力、巷道帮部位移量。三、观测方法：1、使用力矩扳手检测锚杆的预紧力。2、使用LDZ-200型锚杆拉力计（额定压力63MPa，额定张拉力200kN）检测顶、帮锚杆锚固力。平均每300根锚杆至少设置一组检测点，每组检测点至少检测顶板锚杆1根，帮部锚杆2根（安全科为主，工程科参加测定并做好实验记录）。3、使用MS18180/60型锚索张拉机具（压力表指示数据达到35MPa时即为合格）检测锚索的预紧力（工程部和区队技术人员现场测定并做好实验记录）。4、巷道帮部位移量采用“十字测点”法监测，每隔50m设置一个观测点，在观测点附近必须悬挂标志牌，标志牌应标明观测点编号、观测时间、初始读数、观测读数等内容，每间隔10天由验收员负责观测一次，并将观测读数填写在标志牌上。观测数据每月上报工程部一次，出现特殊情况，及时向工程部汇报。四、数据处理：1、使用扭矩扳手检测锚杆预紧力时，顶板螺纹钢锚杆读数小于150N·m，帮部螺纹钢锚杆读数小于120N·m，必须及时进行紧固。如果锚杆失效，必须及时进行补打相同规格的锚杆进行支护。2、使用锚杆拉力计检测锚杆锚固力，如果检测顶板螺纹钢锚杆时压力表读数小于28MPa，检测帮部螺纹钢锚杆时压力表读数小于15MPa，必须及时进行补打相同规格的锚杆进行支护。3、使用锚索张拉机具检测锚索预紧力时，如果压力表读数小于35MPa，必须及时进行预紧，如果发现失效（锚索有被拔出迹象），应立即补打相同规格的锚索进行支护。4、观测数据异常时，应立即向矿有关部门汇报，分析原因，采取针对性措施加强巷道支护，改进设计。 五、锚杆抗拔力试验安全注意事项 锚杆抗拔力试验主要用来检验锚杆的安装质量，评估锚杆的锚固能力，为确保做试验时人员的安全，现场施工人员应注意以下几点：1、使用前首先把手压泵加满油，关闭回油阀即可加压。2、在使用千斤顶活塞复位前，可将回油阀松开，活塞自动复位。3、必须始终保持液压油的清洁，高压油管拆卸时更应该注意。4、安装抗拔设备时，应使千斤顶和锚杆同心，避免偏心受拉。5、加载时应匀速加压，避免受力过猛而发生意外事件。6、试验时应由班组长或验收人员负责现场施工安全，前后至少5m范围内禁止人员走动。7、如无特殊需要，可不做破坏性试验，拉拔到设计拉力时即停止加载。六、软弱破碎顶板的识别：1、顶板高低不平、竖向裂隙发育、永久支护后48h顶板有明显开裂、下沉（下沉速度大于5mm/天）、坠网等现象。2、打锚杆眼时，有堵钎子水孔现象。3、打锚杆眼过程中发生钎杆向上猛跳现象（即顶板中出现空的现象）。4、直接顶为泥岩且打顶锚杆眼时钎杆上升速度快，出现黑水现象。5、直接顶为泥岩且顶板出现淋水现象。6、顶板为复合顶板，且锚杆机钻进阻力出现忽大忽小现象。第三节 支护设计一、巷道断面：1、101瓦斯抽采联络巷为直墙半圆拱断面，支护形式为锚网喷，巷道规格为：净宽：3000mm，净高：2900mm,毛宽：3100mm，毛高：3050mm，附巷道断面图 2、正常掘进断面如揭露围岩较差，则补打锚索加强支护，锚索采用三花眼布置（即单双排布置）排距1800mm，间距1400mm，锚索有效锚固长度不小于6000mm，每根锚索使用5卷2335树脂锚固剂进行锚固。二、支护方式（一）临时支护：采用吊挂前探梁作为临时支护，前探梁用3根3寸钢管制作，长度3.5m，间距不大于0.9m，用螺纹锚杆和吊环固定。吊环用4寸钢管制作，长度100mm，环上焊锚杆螺母。前探梁最大控顶距离1.6m，前探梁上方用4块规格为:长×宽×厚=1500×200×150mm小板梁和木板接顶。附图3：临时支护示意图（二）永久支护1、采用锚网喷作为永久支护，锚杆采用20×2000mm右旋全螺纹锚杆，钢筋网为直径6.5mm钢筋加工而成的经纬网，网格105*105mm，长度为2000*1000mm，锚杆间排距：1100*800mm，每根锚杆使用2卷2335型树脂锚固剂进行锚固，喷射混凝土厚度50mm。 喷射混凝土强度等级为C20，喷射混凝土配比为（重量比）水泥:河沙=1:2.6，水泥标号不低于425#，严禁使用过期水泥， 2、如巷道围岩条件较差，则补充锚索加强支护，锚索采用五花布置（即单双排布置，间距1.8m,排拒1.4m）补打2排锚索加强支护，锚索有效长度不低于6米，每根锚索使用5卷2335型树脂锚固剂进行锚固，每两根锚索之间使用一根雁形托梁。 3、作业顺序为：敲邦问顶安装前探梁打锚杆眼安装锚杆挂网喷射砼。遇断层或地质破碎带应加强支护,届时另编补充措施。（三）按悬吊理论计算锚杆参数1、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中：L锚杆长度，m； H冒落拱高度，m； K安全系数，一般取K=2； L1锚杆锚入稳定岩层厚度，一般按经验取0.5m； L2锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.15m；其中：H=B/2f=3.0/(2×4)=0.375m式中：B巷道开掘宽度,取3m； f岩石坚固性系数，泥质砂岩取4； 则L2×0.375+0.5+0.15=1.4m2.0m2、锚杆间排距计算：a=Q/(KHr)式中：a锚杆间排距，m； Q锚杆设计锚固力，64KN/根； K-锚杆安全系数，一般取K1.52; H冒落拱高度，取0.45m； r被悬吊砂岩的密度，取25.48KN/m3; 则a64/（2×0.45×25.48）=1.67m。 3、锚杆杆体直径计算： d35.52Q/ó式中：d-锚杆杆体直径; Q-为锚固力,取64KN/根； ó-为杆体材料抗拉强度,取256Mpa； d35.52Q/ó35.52×64/256 17.76（ mm） 通过以上计算，顶板及两帮选用20mm×2000mm的等强度右旋螺纹钢锚杆，间排距800mm×800mm,满足支护要求。第四节 支护工艺一、锚网喷支护（一）、支护材料：1、锚杆及锚固剂：锚杆采用高强度右旋树脂螺纹钢锚杆，20mm×2000mm，每根锚杆均用2支树脂锚固剂固定，锚固长度不少于700mm，锚杆外露长度为3050mm，铁托盘为正方形，规格为长×宽=140 mm×140mm，用8mm厚钢板压制成弧形。树脂锚固剂的型号为2支2335型，锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚杆间排距为800mm，锚固力100KN，锚杆与岩面的夹角75°。2、金属网采用6.5mm的钢筋焊接网，网的规格为长×宽=2000 mm×1000mm，网格为长×宽=105 mm×105mm，三花形绑扎连接，每 300帮扎一道12铁丝，压茬长度为105(一个网格)。3、喷射混凝土标号为C20，砂为人工砂，石子粒径35mm，将粒径大于5mm的石子控制在20%以下，并用水冲洗干净，混凝土配比为水泥：砂：=1：2.6；速凝剂型号为J85型、掺入量一般为水泥重量的23.5%，喷拱取上限，喷淋水区时，可适当加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。（二）、锚杆安装工艺1、打锚杆眼 打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后，方可开始工作。打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理。锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度1.9 m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼按由外向里先顶后帮的顺序依次进行。严禁戴手套或袖口、领口未扎结实点眼，防止因钻杆旋转将手套、袖口、领口缠绕受伤。2、安装锚杆及挂网安装锚杆前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，吹扫时严禁人员进入。把2支2335树脂药卷送入眼内，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂药卷，外端头套上钢筋网、铁锚盘、螺帽、专用套筒，钢筋网要紧帖岩面，用锚杆钻机卡住套筒，开动钻机，使钻机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂内，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，搅拌旋转时间大于45秒后，方可撤锚杆安装机，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于140N·M。（三）、喷射混凝土工艺喷射砼作业：采用转子PZ-6型喷射机，喷射用水由地面供给，并应保持清洁。1、准备工作检查锚杆安装和钢筋网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮安设好喷厚标志。喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。2、喷射混凝土的工艺要求喷射顺序为：先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.81.0m为宜。喷射时，喷浆机的供风压力为0.4MPa，水压应比风压低0.1MPa左右，加水量凭喷射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.40.5之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少，一次喷射混凝土厚度60mm，复喷前应用高压水重新冲洗受喷面，复喷厚度达到设计要求。3、操作喷浆机要遵守以下规定（1）开停机顺序:开机:开水-开风-送电-上料 停机:停料-停电- 停水-停风（2）喷射中突然发生堵塞故障时,应立即停机再关水,最后关风.4、喷射工作注意事项（1)当发生堵塞管子或突然停风停电时，要先停止加料，关闭喷头水阀门，喷头应向下放置，喷头前不准站人，逐段敲打，倒出堵塞物，不得加大风压硬吹。（2)喷浆机停放位置合理，当靠一帮停放时距轨道安全间隙不得小于0.5m，当喷浆机在平巷停放时，必须用绳径不小于15.5mm的留绳生根在巷道一帮对喷浆机进行固定。（3)喷浆料车要尽量停在平巷内将车稳住，斜巷停车时必须在车的下端用木道板打上“十”字形阻车装置，将车牢牢稳定，同时平巷料车不准摘钩头、保险绳，绞车司机要握紧闸把，刹紧车，坚守岗位，不准离岗。（4)开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。（5)喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次，一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理喷浆机内外部所有灰浆。5、喷射质量喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。初喷距迎头不大于3m，复喷距迎头不大于6m。6、其它施工中备用材料不少于2天的用量，并在专用料场中挂牌管理，码放整齐。锚网喷支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆距迎头超过800mm时及时按注锚杆，全断面挂网，在锚喷支护中，当围岩稳定性较好，采用先锚后喷的方式；当围岩稳定性较差时，锚杆间排距缩小为600×600mm，首先及时喷射不小于50mm厚的混凝土封闭围岩，紧接打锚杆挂网，复喷到设计厚度，初喷距迎头不得超过3m，复喷距迎头不得超过6m，初喷厚度为5070mm，复喷总厚度不低于100mm，洒水养护时间不少于28天。二、锚索加强支护（一）、支护材料根据巷道围岩变化情况，如巷道围岩变软或揭露地质构造，及时施工锚索加强支护，锚索使用17.8mm，长为6500mm，的钢绞线配合锁具、托梁制作；其中锚索有效长度为6000mm，外露部分为0.5m；每孔使用5支K2335型的树脂锚固剂固定，锚固力不低于30KN/根，托梁为长×宽×厚=1800×140×10mm的雁型托梁，分别在离两端200mm处钻直径不小于22mm的圆孔，锚索到迎头的距离不大于5m，锚索采用三花迈步布置，间距1400mm，排距1200mm.（二）、锚索安装工艺1、安装方法（1）、当巷道按设计要求支护合格以后，用MQT-130/3.2型气动锚杆钻机配合中空六方组合式钻杆，双翼钻头湿式打眼。为保证孔深准确，及时、准确记录打入钻杆数量，及外露钻杆长度，眼深6m，并用压风将眼内的残渣吹净。（2）、安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格者严禁使用。（3）、用棉纱将锚索锚固段的水、煤粉等擦干净，用塑料封箱胶带将树脂锚固剂与锚索粘接定位。（4）、两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保树脂锚固剂全部送到孔底，注意不要用力过猛和反复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。（5）、锚索下端装上专用搅拌驱动器，再将专用搅拌驱动器尾部插入锚杆钻机上。（6）、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，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在2030s，确保搅拌均匀。（7）、停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约3min，然后收回锚杆机。（8）、10min后先卸下专用搅拌驱动器，装上托梁、锁具，并将其托到紧贴顶板的位置。（9）、两人一起张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。然后进行张拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力。或千斤顶行程结束时，迅速换向回程。（10）、卸下张拉千斤顶（注意用手接住，避免坠落），完成锚索的安装。2、技术要求：（1）、锚索应在迎头施工时与锚杆同时安装。（2）、锚索孔深误差控制在0+30mm。（3）、锚索外露长度控制在小于或等于350mm。（4）、锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。（5）、搅拌树脂药卷后1015min张拉锚索，张拉预紧力控制在6080KN。（6）、锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。（7）、锚索锚固力不低于300KN。（8）、张拉时发现不合格的锚索，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重新钻进一遍，用压风吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。第四章 施工工艺第一节 施工方法根据矿井设计，为保证工程安全如期完工，施工方案制定如下：巷道采用钻眼爆破掘进，耙斗装矸；喷浆支护：现场拌料，进行喷浆支护。放炮时在防突风门以外或永久避难硐定中，采用远距离爆破作业，做好放炮期间设岗工作，放炮期间严禁人员进入，放炮时受影响区域全部人员必须撤到防突风门以外或永久避难硐室中。掘进工艺：首先挂好中腰线（拱基线）找出圆心，由技术员画出轮廓线，然后打眼，按爆破图表装药，连线放炮，循环进尺1600mm，掘进的效果应达到光面爆破的要求。、打眼时，应在钎杆上做出打眼深度的标志，以便使所有的炮眼等深，使眼底（除掏槽眼）落在同一个平面上；打眼的角度应符合炮眼布置图的规定；打眼时，应先给水，后给风，点眼时风钻应以低转速运转，待钻头进入岩体50后，再以中、高钻速钻进；点眼人员点完眼以后应及时后撤至风钻后面，以确保安全；停钻时，应先关水、再停风，最后抽出钻杆。、打眼结束后，迎头人员应将迎头设备撤至耙装机以后，只留一路风管吹眼。吹眼时，吹眼人员应躲在待吹炮眼的一旁，及时关开吹眼器的开关，将眼内的岩粉吹出，其他人员躲至耙装机以后。、装药：装药时，必须按爆破说明书规定的各号炮眼装药量、起爆方式装药。装药要一手拉脚线，一手拿木制或竹制炮棍将药卷推入眼底，并将两角线末端扭结。引药必须在全部药卷的外端，不得将引药夹在两药卷中间。、封泥：炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。装填炮泥时，一手拉脚线，一手拿炮棍推填炮泥，用力轻轻捣实;封泥的装填顺序是：先紧靠药卷填上30-40的炮泥,然后再装填一块水炮泥,在水炮泥的外端再填塞炮泥；装填水炮泥不要用力过大，以防压破，装填水炮泥外端的炮泥时，先将炮泥贴紧在眼壁上，然后轻轻捣实。第二节 凿岩方式本规程所施工的巷道均采用打眼放炮的方法破岩。一、打眼机具： 采用YT-28型风钻打眼及安装锚杆，风源来自地面压风机房。 二、降尘方法降尘方法采用湿式打眼，水炮泥定炮、耙装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕。第三节 爆破作业采用光面爆破作业,掏槽方式为楔型掏槽法,正向装药结构,正向爆破。一、安全等级 使用三级煤矿许用乳化炸药、煤矿许用毫秒延期电雷管（、五个段号）,电雷管必须编号。二、装药结构 正向装药结构。三、起爆方式 起爆使用MFD-200型发爆器全断面一次起爆，联线方式为串并联。附图4：装药结构示意图。附图4： 附图5： 101瓦斯抽采联络巷1-1断面炮眼布置图、爆破说明书第四节 装载与运输一、装载1、选用P-30B17KW型耙斗装岩机装岩，工作时，将尾轮挂于距工作面6m以外，以便与凿岩平行作业。耙岩最佳距离为25m以内，耙装机尾轮的固定位置应高出岩堆8001000mm，尾轮钩挂在固定楔上，固定楔长度600800mm，固定楔孔深度不小于800mm，眼距不小于1m。耙装机机身上方装岩槽上两侧应正常安设可伸缩、封闭式挡绳栏杆，上沿与顶板相齐，且要固定，挡绳栏杆应用直径不小于20mm的钢筋焊制。耙装机距迎头最大距离为30m，最小距离为6m。耙装机机身上方悬挂一便携式瓦斯监测仪，瓦斯浓度超限报警时，立即停止耙装机运转，瓦斯浓度低于0.5，方可再次启动电气设备。二、运输排矸运输路线，使用皮带运输101瓦斯抽采进风巷轨道上山主斜井地面。 第五节 管线及轨道敷设在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、排水管路、风筒等均应按规定的位置敷设，要求吊挂牢固整齐，风、水、排水管路按照坡度平行安装。电缆钩每隔1.2m一个，电缆垂度不超过30mm。风管、水管要接口严密，不得出现漏风漏水现象，风水管路距迎头10m范围内使用高压胶管，风管使用19#高压胶管，水管使用10#高压胶管。10m以外使用钢管，风管采用108钢管，水管采用80钢管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用风用水。风筒要环环吊挂平直，不得使用铁质吊挂钩，风筒口距迎头不大于6m。永久水沟必须跟至耙矸机处。轨道一律使用22KG标准轨道，直道轨距600mm，曲线段轨距610mm,轨距误差不大于5mm，不小于2mm，轨道接头牢固、构件齐全、间隙不大于5mm，高低差不大于2mm，内外错不大于2mm，轨枕间距1m，轨道接头处采用悬接，道夹板两端有枕木。轨道铺设应平直，严格按中、腰线、设计尺寸铺设，接头平整。枕木要放平，要求道板两端齐，道板间距均匀，垂直于轨道，不合格道板不准使用。附图8：101瓦斯抽采联络巷管线、轨道布置示意图第六节 设备及工具配备附表1：设备及工具配备情况表序号设备工具名称型号规格额定功率（KW）单位数量备注1耙斗装岩机P30B17台12PZ-型喷浆机PZ-55.5台2备用1台3风动钻机YT-28部4备用2部4放炮器FD200D-AXINC型台2备用1台5局部通风机FBD6.3/2×222×22台2备用1台6锚索张拉机MQT-85J2台27锚杆机MJ-60部4备用2台8开关台39风镐G10部4备用2部10排水泵台2备用1台第五章 生产系统第一节 通风系统一、掘进工作面风量计算每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：Q掘=100×q瓦掘×K掘通（m3/min）式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，（m3/min）;q瓦掘掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）绝对涌出量，取1.5（m3/min）;K掘通瓦斯涌出不均衡通风系数（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值），取k掘通=1.8。Q掘=100×q瓦掘×k掘通100×1.5×1.8270（m3/min）；按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：Q掘=4×n(m3/min)式中：n掘进工作面同时工作的最多人数，取9人。Q掘=4×9=36(m3/min)按炸药量计算需要风量：Q掘=25×A(m3/min)全断面一次爆破装药用量，掘进工作面应首先根据炸药量计算的需要风量，选取大风量的局部通风机，局部通风机确实不能满足掘进工作面风量要求时，必须延长爆破后通风的时间，保证工作人员的安全。式中：A掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，18.45kg。（说明：掘进迎头一次爆破的最大炸药用量按爆破图表为18.45kg。）Q掘=25×18.45=461.25（m3/min）按局部通风机实际吸风量计算需要风量：Q掘=Q扇×I+60×0.15S（m3/min）=440×1+60×0.15×13.5237=561.7133（m3/min）式中：Q扇局部通风机实际吸风量，m3/min。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s，煤巷和半煤岩巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚。I掘进工作面同时通风的局部通风机台数。S局部通风机安装地点至掘进工作面回风流之间最大巷道断面，此处选取本巷道断面13.5237m2。通过以上计算，工作面需风量选取最大值561.7133（m3/min）二、掘进工作面风速验算按最低风速验算岩巷掘进工作面的最低风量Q掘9×S岩掘 (m3/min)式中：S掘岩巷掘进工作面断面积为13.5237；