井巷工程课程设计

井巷工程课程设计

东兴煤矿1680水平运输大巷

作业规程的编制

设 计：张文龙 学 号：1100001105 班级：采煤1114班

指导教师：刘仁路、杨建中

昆明冶金高等专科学校矿业学院

2013年6月

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矿业学院《井巷设计与施工》课程设计任务书

系 部 姓 名 指导教师 设计题目 设计任务： 东兴煤矿1680水平运输大巷布置在M9底板岩层中，服务年限为15年。大巷采用5吨蓄电池机车，采用MF0.7－6A型翻斗式矿车运输，巷道成巷速度为70 m/月，设计运输大巷巷道断面，并编制运输大巷施工的作业规程 基础资料： 1.东兴煤矿初步设计说明书 2.东兴煤矿开拓系统平面图、开拓系统平面图 资源工程系 张文龙 杨建中 刘仁路 东兴煤矿1680水平运输大巷作业规程的编制 专业 学号 煤矿开采技术 1100001105 班级 日期 采煤1114班 2013年6月8日 提交成果： 1.东兴煤矿1680水平运输大巷作业规程说明书 2.东兴煤矿1680水平运输巷道断面图 3.东兴煤矿1680水平运输巷道爆破作业图表 4.东兴煤矿1680水平运输巷道施工作业循环图表 5.东兴煤矿1680水平运输巷道掘进、运输平面布置示意图 日程安排： 2011年6月17～6月28日 教研室主任审核 刘仁路 年 月 日 主管院长审核 邱阳 年 月 日 昆明冶金高等专科学校矿业学院制h

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第一章 概述

一、工程概况

东兴煤矿+1680m水平运输大巷掘进，大巷位于M7底板岩层中，巷道穿过岩层为砂质泥岩，坚固性系数f＝6－8，巷道服务年限为15年，大巷采用5吨蓄电池机车，采用MF0.7－6A型翻斗式矿车运输，该大巷用于运送材料、运煤、通风,巷道成巷速度为70m∕月。设计运输大巷巷道断面，并编制运输大巷施工的作业规程。

二、设计依据

1、地质部门提供的东兴煤矿普查地质报告 2、经过审批的东兴煤矿的初步设计 3、矿井设计手册 4、井巷工程教材 5、矿山机械设备

5、煤矿安全规程及其他相关规范

第二章 地质与水文地质条件

巷道穿过上二叠统龙潭组（P2L）裂隙含水层，仅出露于矿区东部边缘，厚120~135.6米，岩性主要为细砂岩，粉砂岩及泥岩，夹煤层，其中粉、细砂岩组成含水层，泥岩及煤为隔水层。浅部风化裂隙发育，含裂隙潜水。据邻区资料，钻孔单位涌水量0.256~0.9升/秒·米，渗透系数0.0876~1.534米/天，地下水迳流模数0.8~1.2升/秒·平方公里。向深部延伸，节理裂隙较浅部小，原生节理裂隙及构造破碎带多被方解石及泥质物充填，深部富水性较浅部弱，与相邻矿井排水实际情况相似，符合地下

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水

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向深部运移的规律。该含水层是矿井涌水的直接充水含水层。

第三章 巷道断面设计及支护

第—节 巷道断面形状的选择

由于该巷道服务期为15年，全矿主要运输巷道，根据穿过岩层的性质f=6-8，确定采用半圆拱断面。

第二节 巷道断面净尺寸的确定（井巷工程课本p60~p72）

一、巷道净宽度(B)的确定

根据初步设计选用CDXT-5型蓄电池机车和MF0.7—6A型翻斗式矿车。查《井巷工程》教材表3-2可知CDXT-5型蓄电池机车宽A1=1030mm、高h=1550mm; MF0.7—6A型翻斗式矿车宽A2=880mm、高h′=1150mm。

根据《煤矿安全规程》取巷道人行道宽C1=840mm；非人行一侧宽a1=400mm；又根据《井巷工程》教材表3-3可知巷道双轨中心距b=1300mm。

两机车之间距离为：

T1300(1030/21030/2)270mm200mm 故巷道净宽度：

Ba1bc1t4001030/213008401030/23570mm

式中：B—巷道净宽度；

a1—非人行一侧宽度； b—巷道轨道中心线间距

c1—行人一侧宽度

t—机车的宽度

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为施工的方便和设计的简单化，将巷道净宽度取为3600mm。 二、巷道净高度的确定 （一）、半圆拱形巷道拱高

h0B/23600/21800mm （二）、巷道壁高h3的确定 1、按管道安装要求确定h3 h3h5h7hbR2A1/2m1D/2b2 2式中：h5—碴面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取h51800mm；

h7—管子悬吊件总高度，取h7900mm； A1—电机车顶部宽度,A11030mm m1—电机车与管子间距，取m1300mm； D—压气管法兰盘直径，D335mm； b2—轨道中线与巷道中线间距；

b2B/2C13600/21355445mm 故h31800900180180021030/2300335/244521739mm 2、按人行高度要求确定h3 h31800hbR2Rj 2式中:j为距巷道壁的距离。距壁j处的巷道有效高度不小于1800mm。j100mm，一般取j=200mm。

故h3180018018002180020021155mm 综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h31800mm。 三、巷道净断面面积和净周长

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SB0.39Bh2 式中：h2为道砟面以上巷道壁高，h2h3hb18001801620mm，故S36000.393600162010.88m210.9m2 巷道净周长：

P2.57B2h22.5736002162012.492m12.5m 四、巷道净断面面积的风速校核

查《井巷工程》教材表3-9知主要进、回风巷的umax8m/s。通过该巷道的风量为Q20m3/s uQ201.838m/s S10.9设计的大巷净断面面积，经风速校核未超过规定值，所以合格，可以使用。

第三节 巷道支护设计 一、巷道支护形式的选择

该巷道服务期为15年，且是全矿主要运输巷道，根据穿过岩层的性质f=6-8，为坚固性岩石，所以采用锚喷支护。 二、巷道支护参数的设计

该大巷采用锚喷支护。根据巷道净宽度3600mm，穿过坚固性岩层，属Ⅲ类岩石，服务年限15年。由经验法确定锚喷支护参数如下： 锚杆长度为2.0m,锚深1800mm，锚杆间距a=800mm，排距a800mm，锚杆直径18mm，喷射混凝土厚度T=T1=100mm，锚杆外露长度T2=50mm。 第四节 道床参数的选择

根据本巷道通过运输设备，已选用15kg/m钢轨，其道床参数hc、hb分h

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别为

320mm和

180mm,道渣面至轨面高度

hahchb320mm180mm140mm。采用钢筋混凝土轨枕。

第五节 巷道掘进断面尺寸的确定

（一）设计尺寸 巷道设计掘进宽度:

B1B2T360021003800mm 巷道设计掘进高度:

H1HhbT34201801003700mm Hh3hbh0180018018003420mm 巷道设计掘进断面面积: 12.47m212.5m2S1B10.39B1h338000.3938001800 （二）考虑超挖量 巷道计算掘进宽度:

B2B1238002753950mm δ——计算掘进超挖量，取75mm 巷道计算掘进高度:

H2H13700753775mm 巷道计算掘进断面面积: 13.194m213.2m2S2B20.39B2h339500.3939501800 第六节 巷道内水沟和管线的布置

已知通过该巷道的水量为16.5m3/h（矿井最大涌水量为33m3/h），现采用水沟坡度为0.3%，查《井巷工程》教材表3-12得：水沟深350mm、h

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水沟宽

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300mm,水沟净断面积0.105m2；水沟掘进断面面积0.144m2，每米水沟

盖板用钢筋1.336kg、混凝土0.0226m3，水沟用混凝土0.114m3。

管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通信电缆挂在管子上方。

管道通常设置在人行道一侧，也可设在非人行道侧。管道架设可采用管墩架设、托架固定或锚杆悬挂等方式。若架设在人行道上方，管道下部距道碴或水沟盖板的垂高不应小于1.8m，若架设在水沟上方，应以不妨碍清理水沟为原则。

通信电缆和电力电缆不宜设在同一侧。如受条件设在同一侧时，通信电缆应设在动力电缆上方0.1m以上的距离处，以防电磁场作用干扰通讯信号。

高压电缆和低压电缆在巷道同侧敷设时，相互之间距离应不大于0.1m以上；同时高压电缆之间，低压电缆之间的距离不得小于50mm，以便摘挂方便。

电缆与管道在同一侧敷设时，电缆要悬挂在管道上方并保持0.3m以上距离。

电缆悬挂高度应保证当矿车掉道时不会撞击电缆，或者电缆发生坠落时，不会落在轨道上或运输设备上。所以电缆悬挂高度一般为1.5~1.9m；电缆两个悬挂点的距离不应大于3.0m；电缆与运输设备之间距离不应小于0.25m。

第七节 巷道掘进工程量

每米巷道拱与墙计算掘进体积：

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3VS113.2m12 每米巷道墙脚计算掘进体积：

V30.2T10.20.10.07510.04m3 每米巷道拱与墙喷射材料消耗：

V21.57B2TT12h3T11.573.950.10.121.80.110.96m3 每米巷道墙脚喷射材料消耗: V40.2T10.20.110.02m3 每米巷道喷射材料消耗（不包括损耗量）:

3VVV0.960.020.98m24 每米巷道锚杆消耗: NP10.5a a•a式中: P1-计算锚杆消耗周长，P11.57B22h31.573.9521.89.80m; a0.8m a0.8m N折合重量为:

9.80.50.814.69根 0.80.82d20.01814.69lπp14.752.003.14785058.90kg 22式中 l-锚杆长度，l2.0m

d-锚杆直径，d18mm p-锚杆材料密度，p7850kg/m3 由于每根锚杆安装2个树脂药卷，则每米巷道树脂药卷消耗：

M2N29.4支 h

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每排锚杆数为：N0.814.690.811根 每排树脂药卷数：M0.829.40.824支 每米巷道粉刷面积：Sn1.57B32h2 式中B3计算净宽，B3B22T3.9520.103.75m 故Sn1.573.7521.629.1m2 汇表：

表1

围岩类型 Ⅲ 净面积 10.9 断面面积∕㎡ 设计掘进面积 12.5 3800 宽 高 设计掘进尺寸∕㎜ 喷射厚度∕㎜ 3700 100 12.5 螺纹钢树脂锚杆 净周长∕m 型式 排列方式 间距 排距 锚杆长 直径 锚杆∕㎜ 方形 800 800 2000 18

运输大巷每米工程量及材料消耗

表2

围岩类型 Ⅲ 13.2 0.04 14.69 0.98 巷道 墙角 计算掘进工程量∕立方米 锚杆数量 材料消耗∕㎜ 锚喷材料∕立方米 钢筋∕㎏ 58.9 锚杆 树脂药卷∕支 29.4 9.1 粉刷面积∕㎡

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运输大巷断面设计图

第四章 爆破图表(爆破说明书)的编制

第—节 工作面炮眼布置 第一节 工作面炮眼布置

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一、炮眼数目估算：

NqSm aPqSm1.4813.20.20.8536.937（个） aP0.50.18N式中：N—为炮眼数目；

q—为单位炸药消耗量，单位kg/m

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，根据《井巷工程》表4-4取q为1.48kg/m3；

S—为巷道掘进断面面积，单位m2，取为13.2m2；

m—为每个药卷长度，取为0.18m；

—为炮眼利用率，取为0.85 a—为装药系数，即装药长度与炮眼长度之比，一般取0.5-0.7,取为0.5；

P—为每个药卷的质量，单位kg，取为0.20kg。 二、掏槽眼的布置

根据岩层的f=6-8，巷道断面为13.2m2等条件。掏槽方式选用为斜眼掏槽，掏槽眼数为6个，两两对称地布置在巷道断面偏下的位置，装药系数为0.7. 各对掏槽眼在同一个水平面上，两眼底距离为200mm左右，眼深要比一般炮眼深200mm，炮眼向巷道中线方向偏移75。 三、周边眼的布置 1、顶眼及帮眼的布置

KEWh

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WE600858mm K0.7式中：K — 为炮眼密集系数，一般为0.6—1.0，岩石坚硬时取大值，较软

时取小值，取0.7；

E — 为周边眼间距，一般取0.4—0.6m，取600mm； W — 为最小抵抗线。

根据光面爆破要求，眼底应稍向轮廓线外偏斜100mm，以使下一循环打眼时凿岩机有足够的工作空间，同时还要尽量减少超挖量。装药系数为0.5。

2、底眼的布置

底眼负责控制底板标高。眼距一般为500-700mm，装药系数一般为0.6。为了给钻眼与装岩平行作业创造条件，需要采用抛碴爆破，且将底眼眼距定为400mm,眼深加200mm左右。底眼眼口应比巷道底板高出200mm，以利于钻眼和防止灌水，但眼底应低于底板标高150mm，以避免底板漂高。

四、辅助眼的布置

辅助眼要均匀布置在掏槽眼与周边眼之间，其间距为600mm，炮眼方向与工作面垂直，装药系数为0.5。且创造一个大于周边眼的最小抵抗线的光面层。

五、工作面实际炮眼数目 1、掏槽眼

掏槽方式选用为斜眼掏槽，掏槽眼数为6个。 2、周边眼 帮眼，顶眼：

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N1C EN13.1418501620214个

600式中：N1为炮眼数目，个；

C—为巷道掘进轮廓线的周长的周长,m； E—为周边眼间距，一般取0.4—0.6m，取600mm； 底眼 ： N238007个 6003、辅助眼

N2S WEN213.2(3.141.800.9291.620.92920.51)10个 0.60.929式中：N2—辅助眼数目，个；

S—为整个巷道掘进断面积-掏槽眼和周边眼负担破碎面积； W—为最小抵抗线； E—为辅助眼间距,取600mm。 总炮眼数为 N615710139个 第二节 钻眼机具及爆破器材的选择

一、钻眼机具的选择

根据《建井工程手册》工作面凿岩机台数，主要取决于岩石性质、施

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工速度、工人技术水平、压

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风供应能力和整个掘进循环中劳动力平衡等因素。

快速掘进时凿岩多用气腿式凿岩机。凿岩机台数可按巷道宽度确定，一般为0.5~0.7m宽配备一台；也可按巷道断面面积确定凿岩机台数，在坚硬岩层中，通常1.0~1.5m2配备一台，在中硬岩层中，可按1.5~2.0m2配备一台，一般情况下3~4m2配备一台，一般不超过8台为宜。

根据巷道断面13.2m2，确定配备4台YT-24型凿岩机（其中3台凿岩，1台备用）。钎头直径选38mm。

二、炸药和爆破器材的选择

因该煤矿为高瓦斯矿井、易产生煤尘，具有尘爆性，爆破延期不超过

130ms等条件。采用串联方式电雷管毫秒微差爆破，炸药选用三级煤矿许用乳化炸药，直径35mm,l180mm,m200g，雷管选用第1系列毫秒延期雷管，起爆器选用MFB-100型矿用电容式发爆器。 第三节 爆破参数的确定

一、炮眼直径

因为选用的炸药为三级煤矿许用乳化炸药，直径35mm,l180mm,m200g，所以炮眼直径取38mm。

二、炮眼深度

根据循环进尺为1.5m，炮眼利用率为85%，得炮眼深度为1.76m。掏槽眼、底眼、水沟眼的深度为1.96m。辅助眼、顶眼、帮眼的深度均为1.76m。

三、炸药消耗量

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由公式:

qQV Qqv1.4819.829.3kg 式中：q—为炸药消耗量，取1.48kg/m3。 Q—为工作面一次爆破所需的总炸药量；

V—为工作面一次爆下的实体岩石总体积，取19.8m3

单位炸药消耗量是一个很重要的参数，它将直接影响到岩石块度、钻眼和装岩的工作量、炮眼利用率、巷道轮廓的整齐程度、围岩稳定性以及爆破成本等。

影响单位炸药消耗量的主要因素是炸药性能、岩石的物理力学性质、自由面的大小和数目以及炮眼直径和炮眼深度等。到目前为止，还没有精确计算单位炸药消耗量的方法，计算数据一般仅作参考，所以多按定额选用，因为选用的炸药为三级煤矿许用乳化炸药，所以需根据爆力大小加以适当修正，即：

q320320q1.481.kg/m3 p251式中p所用炸药的爆力，查表取251ml 所以装药量Qqv1.19.837.4kg 但是在实际装炸药过程中，要考虑到乳化炸药不能散装，必须整卷装入炮孔，所以实际装药量可能要比理论装药量大。 四、爆破网路的设计和计算

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根据掘进工作面为有瓦斯和煤尘爆炸危险的巷道掘进工作面，并且串联联接简单，不易遗漏，便于操作和检查等优点。因而爆破网路选用串联形式联接。但串联网路易断路和产生丢炮。

电流计算：

IE NRR0 式中： I—通过串联网路的总电流，A； E—放炮电源电压，V； N—雷管总数，个； R—单个雷管电阻，Ω； R0—电源和母线电阻，Ω 五、装药结构与起爆

1、掏槽眼和辅助眼的装药结构

掏槽眼和辅助眼装药结构图为充分利用炸药的爆轰波、反射拉伸波破碎岩石、爆炸能量得到充分利用，因而采用反向不耦合装药。如下图所示

先将起爆药包装入眼底，然后再装被动药包，最后装满炮泥，并且雷管和药包的聚能穴一致朝向眼口。装药结构如附图

由掏槽眼的装药系数为0.63，炮眼长度为1.96m。得炮眼装药长度为1.23m。装7卷炸药，炸药量为1.40kg。h

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由辅助眼的装药系数为0.5，炮眼长度为1.76m。得炮眼装药长度为0.88m。装5卷炸药，炸药量为1.00kg。

2、周边眼的装药结构

因巷道岩层中夹有煤层，且矿井为高瓦斯矿井。所以周边眼选用空气间隔分段装药。如下图所示：

周边眼空气间隔分节装药结构图 两药包的间隔距离一般不能大于该种炸药在炮眼内的殉爆距离。为了控制间隔距离，防止药包串动，药包之间还要有间隔物。

由帮眼的装药系数为0.5，炮眼长度为1.76m。得炮眼装药长度为0.88m。装5卷炸药，炸药量为1.00kg。

由顶眼的装药系数为0.5，炮眼长度为1.76m。得炮眼装药长度为0.88m。装5卷炸药，炸药量为1.00kg。

由底眼的装药系数为0.6，炮眼长度为1.96m。得炮眼装药长度为1.18m。装7卷炸药，炸药量为1.40kg。

由水沟眼的装药系数为0.6，炮眼长度为1.96m。得炮眼装药长度为1.18m。装7卷炸药，炸药量为1.40kg。

3、炮眼填塞

为了保质保量地做好装药工作，装药之前必须吹洗炮眼，将眼中的岩粉和水吹洗干净。炮眼的填塞质量对提高爆破效率和减少有害气体也有很大作用，因此，装药完毕必须充填以符合安全要求长度的炮泥并捣实。炮

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泥采用1：3的泥沙组合炮泥，湿度为18%—20%，这种炮泥既有良好的可塑性，又有较大的摩擦系数。

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掏槽眼深度为1.96m，装药长度为1.23m。填塞长度为0.73m。 辅助眼深度为1.76m，装药长度为0.88m。填塞长度为0.88m。 帮眼、顶眼的深度为1.76m, 装药长度为0.88m。填塞长度为0.88m。 底眼深度为1.96m，装药长度为1.18m。填塞长度为0.78m。 水沟眼深度为1.96m，装药长度为1.18m。填塞长度为0.78m。 第四节 对爆破工作的主要要求

一、总体要求

钻眼爆破工作必须严格按《煤矿安全规程》和《矿山井巷工程施工及验收规范》相关规定执行。

二、钻眼安全注意事项

1、开眼时必须使钎头落在实岩上，如有浮矸，应处理好后再开眼。 2、不允许在残眼内继续钻眼。

3、开眼时给风阀门不要突然开大，待钻进一段后，再开大风门。 4、为避免断钎伤人，推进凿岩机不要用力过猛，更不要横向用力；凿岩时钻工应站稳，应随时提防突然断钎。

5、一定要注意把胶皮风管与风钻接牢，以防脱落伤人。 6、缺水或停水时，应立即停止钻眼。

7、工作面全部炮眼钻完后，要把凿岩机具清理好，并撤至规定的存放地点。

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三、爆破安全注意事项

1、装药前应检查顶板情况，撤出设备与机具，并切断除照明以外的一切设备的电源。照明灯及导线也应撤离工作面一定距离。

2、放炮母线要妥善地挂在巷道的侧帮上，并且要和金属物体、电缆、电线离开一定距离；装药前要试一下放炮母线是否导通。

3、在规定的安全地点装配引药（起爆药卷）。

4、检查工作面20m范围内瓦斯含量，并按《煤炭安全规程》有关规定处理。

5、装药时要细心地将药卷送到眼底，防止擦破药卷，装错雷管段号，拉断脚线。有水的炮眼，尤其是底眼，必须使用防水药卷或药卷加防水套，以免受潮拒爆。

6、装药、联线后应由放炮员与班、组长进行技术检查，做好放炮前的安全布置。

7、放炮后要等工作面通风散烟后，放炮员率先进入工作面，检查认为安全后方能进行其他工作。

8、发现瞎跑应及时处理。如瞎跑是由联线不良或错联所造成，则可重新联线补爆，则应在距原炮眼0.3m外钻一个平行的炮眼，重新装药放炮。

第五节 爆破作业图表

表4-1 爆破原始条件

名称 单位 数量 名称 单位 数量 h

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巷道的掘进断面 m 213.2 炮眼数目 个 38 h

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岩石的坚固性系数 f 炮眼深度 f 6-8 1.76 雷管数目 个 38 m 总装药量（三级煤矿许用炸药） ㎏ 43.6

表4-2 炮眼布置及装药参数

装药量 眼号 炮眼眼数炮眼深眼 1-6 7-16 17-19、29-30 20-28 32-38 31 合计 装药结构 帮眼 顶眼 底眼 水沟眼 1 38 1.96 69.68 7 36 1.4 7.2 7 218 1.4 43.6 Ⅴ 5 9 7 1.76 1.76 1.96 5 5 7 1 1 1.4 25 45 49 5 9 9.8 Ⅲ Ⅳ Ⅴ 空眼 掏槽眼 辅助眼 10 1.76 5 1 50 10 Ⅱ 串联 6 1.96 7 1.4 42 8.4 Ⅰ 单孔 质量（kg） 小计 起爆顺序 卷（个） 质量（kg） 联线方式 名称 （个） 度（m） 卷/掏槽眼、辅助眼采用反向不耦合装药，周边眼采用空气间隔分段装药

表4-3 预期爆破效果

名 称 炮眼利用率 每循环工作面进尺 每循环爆破实体岩石 单位 % m 数量 85 1.5 名 称 每米巷道耗炸药量 每循环炮眼总长度 单位 kg/m m 数量 29.07 69.68 m 319.8 每立方岩石雷管消耗量 个/m3 1.91 炸药消耗量 kg/m3 1. 每米巷道雷管消耗量 h

个/m 25.3 h

掘进工作面炮眼布置图

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h

第五章 生产系统

第一节 通风

一、通风方式及供风距离

通风方式及供风距离，根据巷道长690m，掘进断面为13.2m2，巷道中有瓦斯涌出确定通风方式为压入式通风。供风距离为280m。

二、风量计算

（—）按瓦斯涌出量计算

Q1100qk 式中：Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min；

100—单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧

化碳浓度不超过1.5%的换算值；

q—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，取1.17 m3/min;

k—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观

测的结果确定（掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比）。通常，机掘工作面k=1.5~2.0；炮掘工作面k=1.8~2.0。

故：Q11001.171.9222.3m3/min （二）按炸药使用量计算

Q225Ah

h

式中：Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min; 25—每千克炸药爆炸不低于25m3的配风量；

A—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取43.6kg。 故：Q22543.61090m3/min （三）按人数计算

Q34n

式中：Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min； 4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； n—掘进工作面同时工作的最多人数。19 故：Q34n41976 （四）按局部通风机的实际吸风量计算

Q4Q局Ikf m/min

3

式中：Q4—掘进工作面实际需要风量，m3/min；

Q局—掘进工作面局部通风机的额定风量，450m3/min； I—掘进工作面同时运转的局部通风机台数，1台；

kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2~1.3，进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。 故：Q4Q局Ikf45011.3585m3/min （五）确定需要的风量

Q585m3/min 三、风量验算 （一)按最低风速验算

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1.岩巷掘进工作面的最低风量(Q岩)：

Q岩9S岩913.2118.8m3/min 2.煤巷掘进工作面的最低风量(Q煤)：

Q煤15S煤1513.2198m3/min （二）按最高风速验算

岩巷、煤巷或半煤岩甚掘进上作面的最高风量

Q240S24013.23168m3/min (三）按掘进工作面温度和炸药量验算

按炸药量大于20kg，温度24℃左右。所需风量为100m3/min。

(四)按有害气体的浓度验算

回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%，其他有害气体符合《煤矿安全规程》中有关规定。

QQ瓦斯/1%1.17/1%117m3/min 式中Q瓦斯—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，取1.17m3/min; 经上述计算，掘进工作面所需的风量为Q585m3/min 四、局部通风机的选型及安装地点

局部通风机选用BKJ6611NO6.3型对旋式轴流式局部通风机，局部通风机及其启动装置安装在离掘进巷道口10m以外的进风侧，把新鲜风流经风筒送到掘进工作面，污风沿掘进巷道排出。

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第二节 岩石的装载与转运 一、装载

巷道掘进施工，查《井巷工程》表4-12选用P-15B型耙斗装岩机装岩。 1、耙斗装岩机必须固定牢固，上齐卡轨器、底地锚、腿子、斜撑点柱、护绳栏杆及护身点柱。

2、导向轮钩挂在固定楔上，固定楔长度为600-800mm以上，固定楔的孔深度不小于800mm，眼距不小于1m。装岩机身上方装岩槽上两侧应当安设可伸缩、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，网络间隙不超过200mm。装岩机距工作面最大距离为20m，最小距离为6m。

二、转运

选用装岩机装岩，采用CDXT-5型蓄电池机车，采用MF0.7—6A型翻斗式矿车运输。采用固定错车场调车法。

装载与运输设备配备表 序 设备名号 1 标 装岩机 P-15B 型 号 数 安装位量 置 固定方式 运输方式 运输距离 备 注 2台 离工作卡轨 面6-20m 器 2 蓄电池CDXT-5 机车 2台 h

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3 翻斗式MF0.7—矿车 6A 10 与装岩 机配用 h

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第三节 支护（井巷工程第六章）

巷道采用锚喷支护：

一、按悬吊理论计算锚杆参数

悬吊理论认为锚杆的作用是将下部不稳定的岩层悬吊在上部稳定的岩层中，阻止软弱破碎岩层垮落。悬吊理论只考虑锚杆的被动抗拉作用，根据不稳定岩层厚度计算锚杆长度，根据锚杆悬吊的不稳定岩层重量计算直径和间排距。

1、锚杆长度计算：

BLN1.1 103.95L11.11.5m 10式中：L—锚杆长度，m； N—围岩为Ⅲ类，取N=1; B—巷道跨度，取3.95m，

2、锚杆间、排距计算，间、排距相等：

S0.5~0.7L S0.81.51.2m 式中：S—锚杆间排距,一般为0.6~1.0m，最大不超过1.5m；取0.8m. L—锚杆长度，m；

3、锚杆直径

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d1L 100d11.50.015m 100式中：d—锚杆直径，m; L—锚杆长度，m。

。

通过以上计算，选用直径18mm的螺纹钢树脂锚杆长2m，锚杆的间、排距为0.8m。采用先及时喷射混凝土不小于30mm厚的混凝土封闭围岩，然后打锚杆，重复喷射达到设计厚度100mm。

锚喷支护质量要求

(1)巷道净宽、净高允许误差为0~+150mm；

（2）锚杆间、排距800mm800m，允许误差为100mm； （3）锚杆方向垂直于岩层面，最小不小于75°； （4）锚杆托板紧贴岩壁，不得松动； （5）锚杆外露不超过50mm； （6）锚固力不得低于50kN； （7）基础深度不得小于100mm；

（8）表面基本平整，喷射均匀，无裂缝，在1m2范围内凹凸不平不得大于50mm。

二、支护材料

1、锚杆及锚固剂：锚杆采用直径18mm的树脂锚杆，长度为2m。每根锚杆使用2根树脂药卷，锚杆的外露长度为50mm；托板由厚10mm、150mm

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h

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150mm的正方形钢板制成。 树脂锚固剂型号为K2335型。

2、混凝土：喷射混凝土必须使用纯净的河沙和粒度不大于10mm的石子，按配比为水泥：砂：石子=1：2：2均匀搅拌而成。混凝土标号150号。

3、速凝剂型号为J85型，掺入量为水泥质量的4%。速凝剂必须在喷浆的上料口随喷随掺入，不得提前掺入混凝土内。

4、对所用的水泥、砂、石子和速凝剂要分类存放。

三、锚杆安装工艺 1、打锚杆眼

（1）首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找到危岩，确认安全后方可进行工作。打眼时必须站在临时支护下进行作业。

（2）打眼前，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。不符合要求时，必须处理。

（3）打锚杆眼前使用锚杆机、风钻打眼，锚杆机钻头直径为27mm；风钻钻头直径为32mm。使用锚杆机打眼时要先送水、后送风，停锚杆机时要先停风、后停水。

（4）打眼深度为1.95m，锚杆外露长度为50mm，与岩壁尽量垂直，夹角不小于75°。打完眼后，要用风压把眼内的集水、岩粉清理干净。

2、安装锚杆：

（1）装树脂药卷前，先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度，看孔深是

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否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止。

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（2）安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装入眼内，随后插入锚杆。此时安好连接套，插入风锚机，启动风锚机使之旋转，慢慢推进到眼底，搅拌20s，停钻，卸下风锚机，待5min后方可卸下连接套。20min后，上好托板，将螺母用气扳机拧紧。

（3）锚杆的托板要紧贴岩壁，如岩壁不平时，先用手镐找平，再安装锚杆。

（4）锚杆的锚固力不得低于50KN/根。

四、喷射混凝土

1、喷射混凝土前的准备工作：

（1）检查待喷巷道内所有锚杆是否合格，无问题时方可进行喷射工作。

（2）清理待喷巷道范围内的杂物、矸石等，接好风、水管路，输料管路要摆放平直不得有急弯，接头要严密不得漏风。

（3）检查喷浆机是否完好、摩擦板是否紧固、有无漏风等，无问题时方可进行喷射工作。

（4）检查风、水压是否符合要求，风压应控制再0.1~0.12Mpa，水压应控制在0.25Mpa。

2、在喷浆前，先检查待喷巷道的规格质量，必须符合设计要求后，方可进行喷射混凝土工作。

3、混凝土配比为水泥：沙子：石子=1：2：2，水泥标号不低于425号，石子粒度为10mm，速凝剂掺量为水泥重量的4%。

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4、人工搅拌料时要将料搅拌均匀，配比符合要求。

5、为保证喷浆厚度和表面光滑，必须挂线喷浆，即在巷道顶板和巷道两帮分别按巷道设计的净高、净宽挂好三条线，作为检查巷道规格和喷浆厚度的依据。

6、喷浆前要用风压与水将巷道顶帮冲刷干净，并将电缆和其他设备保护好，用木板盖严。

7喷射手在喷浆前必须戴上胶皮手套、防护口罩、防护眼镜、雨衣和雨裤。

8、喷射中，一人掌握喷，一人协同移动输料管，胶管不得出现直角弯。持者要一手紧握喷、掌握喷射方向，一手握住进水阀门、控制水量大小，严禁口对向其他工作人员，喷射时要用过调节水阀门控制合适的水灰比（0.4~0.5）。

9、喷与受喷面要基本垂直，最小不得小于75°，喷与受喷面的距离以1.0~1.2m为宜。

10、喷操作时，应使喷头沿螺旋形轨迹（1~1.5m）运行，一圈压半圈（圈径200mm）并均匀缓慢移动。

11、喷射顺序为先下后上、先墙后拱、先凹后凸。喷墙时一次喷厚60~80mm，喷拱时一次喷厚30~40mm，间歇时间15~30min。

12、加入速凝剂，必须随喷随掺，不得提前掺如料中。

13、喷射混凝土必须洒水养护，要求每班洒水1~2次，养护时间不少于28d。

14、两帮必须挖出不少于100mm深的基础，防止出现“穿裙子”现象。

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15、对于渗水或漏水地段，宜采用排、堵的方法来解决。用导水管把水集中导出，当混凝土形成强度后，再用砂浆封孔。

16、在松散破碎和膨胀性围岩中进行锚喷作业时，必须注意一下几点： （1）严禁用高压水冲洗围岩，必要时可用压风冲刷。 （2）放炮后立即喷混凝土50mm，水泥标号不低于500号。 （3）喷完混凝土后到下一循环放炮时间间隔不应小于4 h。 （4）可采用金属网、钢梁与喷锚进行联合支护。 （5）放炮前，预打超前锚杆，把顶板锚住防止顶板冒落。

17、正在喷浆的回弹料可回收后掺入新料中，但掺量不得超过30%，亦可灌注水沟、台阶等。

18、喷射混凝土的回弹率的规定：拱部不大于25%；两帮不大于15%。 19、为了减少喷射混凝土的收缩裂隙，应使用潮湿的中粗砂，控制水泥用量，严格掌握水灰比，喷层厚度不得低于50mm，并保证最少28d的潮湿养护。

20、严格执行开停机顺序，开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，必须先停料，后停机，再关水，最后停风。 附：平面示意图在上文中

第六章 施工组织及主要技术经济指标

第一节 施工组织

一、工作制度

工作制度有“四六制”和“三八制”，这里选用 “三八”工作制（即每天分为3个工作班，每班工作8个小时）。

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二、作业方式

作业方式为一次全断面成巷，掘进与永久支护顺序作业。

三、劳动组织

采用“三八”制作业方式，分为掘进班和支护班。

班 次 人 数 工 种 班长 安全员(记录) 打眼工 放炮员 支护工 机电工 检修工 耙斗装岩机司机 电机车司机 局部通风机司机 其他 合计 1 13 2 14 1 19 4 46 1 1 1 1 1 1 3 3 1 1 4 2 1 1 1 1 4 2 1 1 1 1 4 2 4 1 2 1 3 3 12 6 4 3 2 3 一 二 三 出勤 合计 在册 h

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第二节 循环图表 一、循环方式和循环进度

由于掘进断面稍大，巷道成巷速度为70m/月，所以采用一日三循环。日循环进度为

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2.5m。

采用掘进与支护平行作业，即第一班的支护巷道的工作由第二班的支护班负责支护，第二班的支护巷道的工作由第三班的支护班负责支护，第三班的支护巷道的工作由第一班的支护班负责支护。这样依次循环。

二、循环时间 1、掘进班循环时间

在确定了炮眼深度，也就知道了各主要工序的工作量，然后可根据设备情况、，扣除能够与其他工序平行作业的时间，便是一个循环所需要的时间T，即：工作定额（或实测数据）计算各工序所需要的作业时间。在所需的全部作业时间中

TT1T2(t1t2)T3T4 （1）

式中 T——一个循环的总时间，min。

T1——安全检查及准备工作时间，亦即交时间，一般约为 20

min。

T2——装岩时间，min。 t1——钻上部眼时间，min。 t2——钻下部眼时间，min。

——钻眼工作单行作业系数。钻眼装岩平行作业时，一般为

0.3~0.6；钻眼装岩顺序作业时，t10，1。

T3——装药联线时间，min。

T4——放炮通风时间，一般为 15~20min。h

h

1﹑装岩时间T2的计算

T260SLnP

式中 S——巷道掘进断面积，13.2m2； L——炮眼平均深度，1.76m；

η——炮眼利用率，一般为0.8~0.9，取0.85； n——同时工作的装岩机台数，取1台； P——装岩机实际生产率（实体岩石），15m3/h T260SL6013.21.760.8580min nP1152．装药联线时间T3的计算

装药联线时间与炮眼数目、炮眼深度、装药量及同时参加装药联线的工人组数有关，可用下式计算：

T3NtA

式中 N——工作面炮眼总数，38个；

t——平均一个炮眼装药联线所需时间，7min； A——在工作面同时装药的工人组数，3组。

T3Nt387min A33．钻眼总时间的计算

t1t2

NLmv

式中 t1t2——钻眼总时间，其中t1是钻上部眼的时间，min，t2是钻下部眼的时间，min；h

h

N——工作面炮眼总数，38个； L——炮眼平均深度，1.76m； m——同时工作的凿岩机台数，3台； v——每台凿岩机的实际平均钻速，10.5m/h。

t1t2NL381.762.1260127min mv310.．钻眼工作单行系数的计算

t1t1t2

式中符号意义同前。钻眼、装岩平行作业时，值一般为0.3～0.6；钻眼装岩顺序作业时，t10，1。

5．一个循环的总时间

将以上各式代入⑴式，同时，为防止实际工作中的其它问题占用时间，为了防止难以预见的工序延长，应考虑留有10%的备用时间，故一个循环的总时间为： T1.1(T160SLNLNtT4)1.1208012720370min nPmvA应当注意，由上式计算出的循环总时间，与每班的作业时间不相适应，还需要进行调整。

1.851160116min、检查及 调整后的时间如下：打锚杆眼的时间为10.5准备工作时间30min、装岩工作时间88min、装药联线时间min、钻眼（打炮眼）时间127min、通风排尘时间30min。

三、循环图表

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第三节 主要技术经济指标

一、设备配备

巷道施工过程中包括“破、装、运、支”等工艺过程的设备配备。

设备配备一览表

序号 1 2 3 4 5 设备名称 凿岩机 放炮器 装岩机 型号 YT24 MFB-100 P-15B 功率 >44J 11kW 22KW 电压 1800 380/660 使用数量 4 1 1 2 2 局部通风机 BKJ6611NO5.6 蓄电池机车 CDXT-5 h

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6 矿车 MF0.7—6A 10 h

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工作面长度、巷道掘进断面、净断面、巷道岩性、支护形式、工效、

月循环次数、月进尺、循环率、日出勤人数、日进尺及各种材料消耗等。

主要技术经济指标表

序号 1 2 3 巷道长度 掘进断面 净断面 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 m m2 m2 项目 单位 指标 备注 690 13.2 10.9 岩石坚固性系数f 6-8 1.17 16.5 锚喷 1.5 1.5 4.5 93 46 0.10 三级煤矿许用炸药，毫秒延期电雷管 工作面瓦斯情况 m3/min 工作面涌水情况 支护形式 循环进尺 班进尺 日进尺 正规循环率 日出勤人数 掘进工效 炸药和雷管类型 m3/h m m m % 人 m/工 h

h

15 16 炸药消耗 雷管消耗 kg/m3 1. 1.91 发/m3 h

h

17 18 锚杆消耗 混凝土（砂浆） 根/m m3/m 14.69 0.98

第七章 施工安全技术措施

一、顶板管理

矿井采、掘工作面，已掘出的巷道，已回采的采空区等场所发生的冒顶、片帮、掉矸等伤亡和非伤亡事故，统称为顶板事故。它是矿井中最常见也是最容易发生的事故，以“零敲碎打”的方式发生，在各类事故中占的比例较大，因此，预防顶板事故的发生，是矿井安全工作的重要任务。

顶板事故的预防，要做到：

1、根据顶底板条件和围岩的受力情况，合理选用回采工作面液压支架类型，保证工作面上有足够的支撑力；巷道的支护方式、支架的规格要结合实际；严格执行作业规程规定，保证支架的架设质量。

2、支护要及时，不空顶作业。采煤机割煤后，液压支架要及时移架跟上，尽量不出现或少出现空顶现象， 空顶距不能太大；采煤工作面上下出口、工作面上下顺槽要超前加强支护，以适应工作面围岩的移动变化规律。

3、要加强矿山压力现场观测，通过观测围岩移动与支架受载，了解矿井各煤层顶板的来压规律，老顶的初次来压和周期来压特点，顶板下沉和大面积垮落规律，使采取的顶板控制措施更有效、更具有针对性。

4、正确、合理地决定巷道在空间上的位置，使开掘的巷道尽量位于

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采动压力

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影响区之外，或把巷道开掘在采后岩层垮落压实的压力稳定区内，或者巷旁不留煤柱，而采用沿空留巷或沿空送巷技术。

5、掘进工作面巷道支护，要根据围岩硬度、类别，及早架设支架，以便抑制围岩强度弱化，充分利用其自承能力。根据围岩具有自承能力的特点，大力发展锚喷支护技术，发挥锚喷对围岩的积极支护作用，大幅度降低坑木消耗和原煤支护材料费，节约生产成本提高企业经济效益。根据矿山压力特点，推广使用既有较高支撑力，又有一定可缩性的金属可缩型支架。

6、结合防治水的措施，采取疏干排水方法，同时经常清理巷道水沟，保证其通畅，避免巷道底板受水浸泡，造成巷道底鼓膨胀，增加巷道的变形破坏。

7、掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须检查。

8、掘进中施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在打眼装药、安注锚杆过程中应清除危岩、排除隐患。

9、找顶工作必须遵守下列规则：

（1）找顶工作应有2名有经验的人员担任，1人找顶、1人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。

（2）找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里先顶部、后两帮依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。

（3）找顶工作人员应戴手套，用长把工具找顶时，应防止煤矸顺杆

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而下伤人。

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（4）顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强吃。

10、每次爆破后，工作面工作人员要等迎头炮烟被吹散、视线清楚后，必须由爆破工、瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板、锚杆（支架）等情况，经紧好锚杆（支架）后方可在有效支护的掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行正式支护。 二、凿岩放炮

1、开眼时必须使钎头落在实岩上，如有浮矸，应处理好后再开眼。 2、不允许在残眼内继续钻眼。

3、开眼时给风阀门不要突然开大，待钻进一段后，再开大风门。 4、为避免断钎伤人，推进凿岩机不要用力过猛，更不要横向用力；凿岩时钻工应站稳，应随时提防突然断钎。

5、一定要注意把胶皮风管与风钻接牢，以防脱落伤人。 6、缺水或停水时，应立即停止钻眼。

7、工作面全部炮眼钻完后，要把凿岩机具清理好，并撤至规定的存放地点。

8、装药前应检查顶板情况，撤出设备与机具，并切断除照明以外的一切设备的电源。照明灯及导线也应撤离工作面一定距离。

9、放炮母线要妥善地挂在巷道的侧帮上，并且要和金属物体、电缆、电线离开一定距离；装药前要试一下放炮母线是否导通。

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10、在规定的安全地点装配引药（起爆药卷）。

11、检查工作面20m范围内瓦斯含量，并按《煤炭安全规程》有关规定处理。

12、装药时要细心地将药卷送到眼底，防止擦破药卷，装错雷管段号，拉断脚线。有水的炮眼，尤其是底眼，必须使用防水药卷或药卷加防水套，以免受潮拒爆。

13、装药、联线后应由放炮员与班、组长进行技术检查，做好放炮前的安全布置。

14、放炮后要等工作面通风散烟后，放炮员率先进入工作面，检查认为安全后方能进行其他工作。

15、发现瞎跑应及时处理。如瞎跑是由联线不良或错联所造成，则可重新联线补爆，则应在距原炮眼0.3m外钻一个平行的炮眼，重新装药放炮。

三、岩石运输

1、各类司机必须由经过培训考试合格并持合格证上岗的专职或兼职人员担任，耙装机司机必须严格正规操作，要在无曲绳的情况下启动耙装机。

2、开耙装机时，司机要精力集中，注意耙斗运行过程中的情况，一定使其平行于机身来回运行。

3、耙装机在工作时，耙斗运行范围内不得有人站立停留或做其他工作。司机必须经常检查钢丝绳、导向轮子、

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卡轨器等安全设施的牢固情况，发现问题及时处理解决。操作按钮距耙装机操作位置不得超过0.5m并吊挂好，开关距耙装机不超过10m。耙装机工作时必须照明。

4、耙装机停止使用时，必须及时停电，取下操纵把手。耙装机操作一侧的安全间隙不少于0.7m，另一侧安全间隙不少于0.4m，高度应不低于1.8m，并且风筒要挂在0.4m宽的一侧。

5、当耙斗出绳方向与耙装机的中心线方向夹角超过15°时，司机应站在出绳对侧操作。

6、司机操作时应避免两个操作手柄同时拉紧。 7、严禁用手或工具碰撞运行中的钢丝绳和牵引绳。

8、耙装过程中如遇耙斗受阻或负载太大时，不应使耙斗强行牵引，应将耙斗稍稍后退减载后在前进。

9、工作过程中，如有人必须从耙装机人行道侧通过时，应通知司机停机断电才准进入，待进入的人撤出后才准开机。

10、耙装完毕，应将两个操纵手柄放在松闸位置，然后卸下手柄，并置于工作台上，以防爆破时损坏，开关停电且闭锁。

11、耙装机作业开始前，甲烷断电仪的传感器必须悬挂在耙斗作业段的上方。工作面瓦斯浓度超过0.5%时，不准使用耙斗机。

12、耙装机必须安装在顶板完整、支护完好、能够满足装岩高度的位置处；耙斗以上高度不小于200mm。

13、耙装机司机要严格正规操作，要在无曲绳的情况下启动耙装机。耙装机在工作时，机身两侧设护身栏杆，以防钢丝绳甩出伤人。耙装机作

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业时，必须照明。

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14、巷道的安全间隙必须符合《煤矿安全规程》的要求，设备安置及物料堆放要留有不小于0.7m的安全间隙。 四、通风防尘

矿井粉尘主要来自采煤、掘进工作面和煤炭运输的转载和装煤点，以及风速过大引起煤尘的飞扬等。

1．矿井必须建立完善的防尘供水系统，否则采掘工作面不得生产。 2．采、掘工作面必须采取综合防尘措施，实行湿式作业。炮掘面打眼时用湿式打眼；掘进工作面安装湿式除尘机除尘，装煤、装岩时洒水。

3．运输机转载点和煤仓装煤点设置洒水器降尘。

4．在运输大巷、煤层运输巷和回风巷、每隔100m设置一个三通和阀门，以便连接软管定期冲刷巷道。 五、水患预防

1．必须坚持 \"有掘必探，先探后掘\" 的探放水原则，采取“探、防、堵、截、排”的综合防治措施。

2．巷道掘进靠近小窑采空区时，必须打钻探放水，防止小窑采空区积水溃入。

3．加强地面和井下的观察，特别是雨季过后，以便及时发现水灾隐情，立即处理。

4．矿井在开采中，要加强防治水工作，注意防治水措施的制定和使用，防患于未然。

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5．留好各种防水煤(岩)柱，如有必要应超前预注浆封堵加固，必要时预先建筑防水闸门堵水。

6．主要巷道要掘于含水性小的地层中，尽量远离强含水层。

资料仅供参考!!!

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