=p10.5/（1÷3f）L2r×9.8
=304.2～359.5/（1÷0.9）×4.52×2.5×9.8
=0.55～0.65m
④棚距确定
为加大支护安全系数，并考虑我矿常用棚距，施工时棚距K取0.5m。
3、锚杆支护参数设计
①锚杆长度（依据加固拱原理）
L=N（1.1+B/10）
上式中，
L——锚杆长度，m；
N——围岩稳定性影响系数，取1.0；
B——巷道宽度，取4.5m；
L=1.0×（1.1+4.5/10）=1.55m
根据我矿锚杆应用情况，选取L=2.0m.（锚固长1.95m）
②锚杆间排距
D＜0.5L
上式中
D——锚杆间排距，m；
L——锚固长度，1.95m；
D＜0.5×1.95=0.975m。
根据我矿锚杆应用情况，选取排距800mm。
由于巷道净宽4.5m、净高3.75m，选择锚杆每排布置13根，间距800mm。
③锚杆直径（按杆体承载能力与锚固力强度原则）
d=1.13×[Q/σ]1/2
上式中，
d—锚杆直径，mm；
Q—锚固力，（Q=1.85f-1.2）〔f=5〕，t；
σ—锚杆材料抗拉强度，（MSGLD-335,σ=490Mpa=490N/mm）
d=1.13[（1.85×5－1.2）×9800/490]1/2=14.33（mm）
根据我矿锚杆应用情况，选择锚杆直径d=18mm。
④树脂药卷长度：
L孔（d孔2-d杆2）
L卷=——————————
2×d卷2
上式中：
L卷—树脂药卷长度，mm；
L孔—钻孔深度，取1950mm；
d孔—锚孔直径，取29mm；
d杆—锚杆直径，取18mm；
d卷—树脂药卷直径，取23mm。
1950×（292–182）
L卷=—————————=952.9（mm）
2×232
选取：
一卷K2333，二卷Z2333，共三卷φ23×330mm树脂药。
即树脂药卷总长990mm。
第六节、支护要求及验收标准
1、采用锚网喷射混凝土支护时：
⑴、临时支护：
使用Φ18×2000mm的锚杆，间排距0.8×0.8m。
锚杆布置在正顶，每排在横断面上不少于5根。
然后上托盘、拧紧螺帽。
最大临时控顶距不超过2m。
（2）、永久支护：
（临时支护做为永久支护的一部分）
1）锚杆+钢筋网+喷浆
其中锚杆支护参数：
a、锚杆：
Φ18×2000mm等强度螺纹钢，每排打13根锚杆，最下面一根锚杆距轨面不小于200mm。
b、间排距：
0.8×0.8m矩形布置。
c、树脂锚固剂：
快速Φ23×330mm1卷/眼和中速Φ23×330mm2卷/眼。
e、锚固力：
100kN
f、托板：
Φ120×12mm
2）钢筋网是用Ф6钢筋焊接的1.0×2.0m长方形网片，采用纵向、环向搭接形式，搭接不小于100mm。
安装相临钢筋网片间使用12#以上铅丝绑牢，绑扎点四个（铁背板三等份点和两端），四角用8#铅丝拴牢，然后用托盘压好、拧紧螺帽固定。
钢筋网按设计断面铺设，不能用托盘压的用8#铅丝吊好。
保证其与岩壁面间的喷射厚度不小于20mm，且保护层厚度不小于30mm。
钢筋网要为下一段留出搭接网茬，搭接量不少于150mm。
喷浆厚度：
150mm
巷道地脚深度：
100mm
水沟规格：
300×300mm
（3）、巷道验收标准（单位：
mm）
a、巷道净宽：
4500
b、巷道净高：
3750
项目
mm
净宽
允许误差
0～+100
净高
允许误差
-20～+100
c、锚杆间距：
800mm（-100～+100）
d、锚杆排距：
800mm（-100～+100）
e、锚杆角度：
与岩壁夹角不小于75度
两帮底根200mm处锚杆下扎15～20度
f、锚杆外露：
≤50mm
g、锚固力：
≥100kN
h、螺母紧固力矩≥100N·m
2、采用锚棚支护时
1、临时支护
a、使用直径Φ18×2000mm的锚杆，间排距0.8×0.8m。
锚杆布置在正顶，每排在横断面上不少于5根。
然后上托盘、拧紧螺帽。
之后挂上菱形网、再上托盘、拧紧螺帽，并用12#铅丝绑牢。
使用金属前探梁，材料为两根长度不小于3m的矿用10#工字钢，4个长300mm的特制勾子（用φ20mm螺纹钢制作）。
具体使用方法：
将前探梁前串，用木楔戗实，然后把棚梁放到前探梁上，用撑子与架好的棚子固定好，插严背实后，进入下一个工作循环。
b、棚距为500mm。
2、巷道验收标准
1）用29U12.22m2金拱架棚支护，棚距500mm，插背采用木背板插背，木质背板与巷壁间用木料及岩块背实。
使用5道铁撑子，其中正顶一道，梁腿搭接上端各一道，梁腿搭接处下返1.4m各一道。
2）选取锚索间距4m（即每5排锚杆打一根锚萦）；锚索长6m。
锚索为15.24mm×6000mm（5mm×7股）钢绞线；要求孔径27mm，每眼使用6卷树脂药包，其中K2333二卷，Z2333四卷；锚索托板使用C40型槽钢，长400mm，托板孔径φ=20mm。
锚索锚固力应大于200kN。
3、质量要求（单位：
mm）
项目
棚距
搭接
卡距
净高
净宽
柱窝深
12.22m2
500
450
350
3200
4500
200
允许误差
-50～+50
-30
-20～+20
-20～+100
0～+100
-150～0
支架前倾后仰：
水平巷道允许偏差+1°（1m自然垂线不大于17mm）；倾斜巷道支架架设要迎山有劲（上下山6°～8°，出一度迎山角），迎山角允许偏差±1°，不得抢、退山。
支架梁扭向：
≤100mm。
耳间隙<15mm。
卡缆螺丝扭矩大于150N·m。
如果旧棚子，巷道净宽允许有200mm误差。
第三章、掘进方式及施工工序
第一节、掘进方式及施工工序
1、掘进方式为钻眼爆破：
（1）使用7655或YT28型凿岩机进行钻眼工作，工作面配备5台凿岩机，其中2台备用。
（2）采用煤矿用安全炸药、毫秒延期电雷管进行爆破，使用200发电容式起爆器进行起爆。
毫秒雷管最后一段的延期时间不超过130毫秒，采用正向起爆。
（3）采用垂直楔形掏槽方式进行掏槽。
（4）炮眼布置及装药量见爆破图表。
2、施工工序：
锚喷巷道：
进尺班：
打眼→响炮→通风→找掉→打顶部锚杆（临时支护）→打上部炮眼→出矸→打帮锚杆、挂网→迎头矸石出清
喷浆班：
找掉→检查处理巷道规格→清挖地脚→喷浆→清理回弹
锚棚巷道：
打眼→响炮→通风→找掉→打顶部锚杆、挂网、挂前探梁、挂棚梁、插背正顶（临时支护）→出矸→接棚腿插背两帮（永久支护）。
3、按“三八”制工作，锚网喷巷道为两掘一喷（8、4点班进尺，夜班喷浆），循环进尺3.2m；锚棚巷道为三班掘进，班循环进尺1.5m。
根据地质预报当遇到围岩破碎以及过断层时一炮一排，同时注意顶板控制。
第四章、掘进通风
第一节、通风方式
采用局部通风机压入式通风。
第二节、风量计算、验算及风车选型
一、风量计算：
1、按瓦斯涌出量计算
Qhf=100×qhg×khg＝100×0.32×1.2＝38.4m3/min
式中：
Qhf——掘进工作面需要风量，m3/min；
qhg——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.32m3/min；
khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2；
100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
2、按二氧化碳涌出量计算
Qhf=67×qhc×khc＝67×2.42×1.2=194.57m3/min
式中Qhf——掘进工作面需要风量，m3/min；
qhc——掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量，2.42m3/min；
khc——二氧化碳涌出不均衡通风系数，取1.2；
67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。
3、按炸药量计算
三级煤矿许用炸药
Qhf≥10×Aaf=10×23.85=238.5m3/min
式中Aaf——一次爆破炸药最大用量，（Kg）。
按爆破图表选用23.85kg。
根据计算结果，按二氧化碳涌出量计算风量为工作面风量（194.57m3/min），工作面选用2×11KW（风量为200～400m3/min；风压350～4000Pa）对旋风机进行供风满足要求。
选取风车实际吸风量Qaf=240m3/min。
二、风量验算：
1、按工作人员数量验算
Qaf≥4×NhfK
240m3/min≥4×14×1.25＝70m3/min
式中Qaf——最小风量，m3/min；
N——工作面同时工作最多人数，取14人；
4——每人每分钟供风标准，4m3/min；
K——人员流动不均衡系数，取1.25。
2、最小风量验算
Qaf＞60×0.25Shf
240m3/min＞60×0.25×10.42=156.3m3/min
式中Shf—掘进工作面有效平均断面积。
S=B（h-0.1075B）
式中B—巷道净宽度，取4.5m
h—巷道净高度，取3.75m
S=4.5×（3.75-0.1075×4.5）
≈14.7m2
3、最大风量验算
Qaf＜60×4.0Shf
240m3/min＜60×4.0×9.86＝2366.4m3/min
式中Shf—掘进工作面有效平均断面积（选10.5m2架棚支护断面面积）。
S=B（h-0.1075B）
式中B—巷道净宽度，取4.2m；
h—巷道净高度，取2.8m。
S=4.2（2.8-0.1075×4.2）
≈9.86m2
156.3m3/min＜240m3/min＜2366.4m3/min满足要求。
三、风车所在位置巷道配风量
Qhf=Qaf×I+60×0.15Shd
=240×1+60×0.15×10.42
＝333.78m3/min
式中：
Qaf——局部通风机实际吸风量，m3/min；
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1；
0.15——无瓦斯涌出的岩巷允许的最低风速；
Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，取10.42m2。
风车安装巷道3048大巷风量为1194m3/min＞333.78m3/min，满足要求。
第五章、生产系统
第一节、排矸系统
工作面→+850材料上山→+850甩车场→一采区轨道上山→+730辅助运输巷→副井→地面
第二节、运料系统
地面→副井→+730辅助运输巷→一采区轨道上山→+850甩车场→+850材料上山→工作面
第三节、通风系统
新鲜风：
地面→副井→+730辅助运输巷→一采区轨道上山→+850甩车场→+850材料上山→工作面
乏风流：
工作面→+850材料上山→+850甩车场→采区配电室→+820总回风巷→风井→地面
第四节、供水系统
地面→副井→+730辅助运输巷→一采区轨道上山→+850甩车场→+850材料上山→工作面
第五节、排水系统
工作面→+850材料上山→+850甩车场→一采区轨道上山→+730辅助运输巷→主副水仓
第六节、压风系统
地面→副井→+730辅助运输巷→一采区轨道上山→+850甩车场→+850材料上山→工作面
第七节、供电系统
中央变电所→+730辅助运输巷→一采区轨道上山→850甩车场→850材料上山→工作面
第八节、避灾路线
发生煤尘、瓦斯爆炸及火灾时避灾路线：
工作面→+850材料上山→+850甩车场→一采区轨道上山→+730辅助运输巷→副井→地面
发生煤尘、瓦斯爆炸及火灾时，人员位于灾害进风区域直接按避灾路线撤离，位于灾害回风区域的人员要立即佩带自救器，按避灾路线选择最近联络巷，进入进风侧，迎风撤离。
发生水灾时避灾路线：
工作面→+850材料上山→+850甩车场→一采区轨道上山→+730辅助运输巷→副井→地面
发生上述灾害时，现场管理人员要亲自指挥按避灾路线撤人，清点人数，并及时、准确地向矿业公司调度室汇报，再向区值班室汇报。
如果发生伤亡事故，必须先向矿业公司调度室汇报，再向区值班室汇报，并在现场积极组织抢救。
第六章、安全技术措施
除严格执行《煤矿安全规程》、《各工种安全技术操作规程》、国家和集团公司矿业公司等上级相关规定外，还必须执行如下安全技术措施：
第一节、一般规定
1、各工种操作人员必须经过培训，考试合格后持证上岗。
2、开拓工作面，在大巷铺设两趟Ф108mm管路，一条压风管路，一条静压水管路。
3、施工时工作面安装电话，要求距迎头不大于100m。
4、上山施工时，在巷帮固定好扶手，每班开工前、施工中检查是否完好，否则不许开工。
5、上山施工时，在耙岩机以下钉好临时台阶。
6、施工中遇地质水文等其它变化时另行补充措施。
7、施工需要搭脚手时，使用φ12.5mm以上钢丝绳固定Ф108mm铁管子上铺75mm大板搭设脚手。
钢丝绳要用两道绳卡固定牢固。
或使用专用板凳，板凳使用200mm宽、75mm厚大板，配合Ф130mm以上的半圆搭设牢固的脚手，板凳腿钉拉条固定好，各处搭接用钉子钉实。
使用板凳时，板凳要四脚放平，落在实处。
第二节、找掉
1、找掉工作，要由两名有经验的人员担任，由班（队）长现场指挥。
2、每班必须坚持（开工前、爆破后、班中）三找掉制度,做到有掉必须找清。
找掉时，一人找掉，一人观山。
观山人员要站在找掉人员的侧面，找掉时应选好撤身步，并确保找掉人员后路畅通。
3、找掉时，现场班长、找掉人员和观山人员要站在有支护的安全地点，其他人员远离找掉地点。
4、找掉时，严禁两组人员在同一地点同时找掉。
5、找掉时，找掉人员必须带手套，超过头顶以上的掉，必须使用1.2m以上的专用找掉工具，严禁用镐找掉。
找掉时，如遇爬杆现象，要立即扔掉工具，迅速向后路安全地点撤离。
6、找掉顺序为先找上顶后找两帮。
7、遇到难于找下的大掉，应先在掉下打好稳定牢实的临时支柱托住，然后打眼响小炮处理好，响小炮另行补充安全技术措施。
柱脚应打在实茬上,如打在虚矸上，要在柱脚下穿200mm×200mm×50mm木鞋，爆破时临时支柱不准回拆。
第三节、开工及验收要求
现场无跟班班长、班长不到工作面不准开工，每班由班、队长负责班末工作质量验收，并做好记录。
第四节、巷道掘进措施
1、严格执行各工种岗位责任制，定机、定人、定位、定质量。
2、打眼前必须检查迎头安全及顶板情况，搞好安全确认，无问题后方可开工。
打眼前，必须先看线，轮尺确定好周边眼位。
必须按规定角度进行打眼。
3、安装风、水管路前要先将管内脏物吹、冲洗干净，再与凿岩机牢固联接，联接使用快速接头配专用销，专用销与风锤之间用双股8＃铅丝绑牢。
施工中随时检查联接情况，有问题及时处理。
4、打眼时要先开水后开风。
5、钻眼时，领钎人不准带手套，袖口必须扎紧。
开眼时要躲开凿岩正前方立于一侧，开眼后立即躲开，严禁骑锤作业。
6、开眼后，待钎子钻进20-30mm后，再给全风钻进，且推力均匀，不准忽猛忽缓，防止折
钎、夹钎或卡钻头。
7、钻眼工作只能一人一台操作。
打眼人精神要集中，随时注意断钎后及时扶住凿岩机。
8、打眼过程中，发现钎子变形弯曲或不透气，钻头或合金片脱落，应及时更换。
突然停风时应将钎子拔出。
第五节、放炮部分
1、装药时，要严格按爆破图表规定的药量、封泥长度进行装药，必须使用水炮泥。
2、装药前测杂散电流，测量位置分别是炮眼对棚子、炮眼对风筒,杂散电流不大于30毫安时，才可以装药。
3、坚持“一炮三检制”、“三人连锁放炮制”、“炮机加箱上锁制”。
4、班长亲自布置截人工作，截人时将所有人员截至250m以外，并有遮挡（拐一直角弯100m以外），截人位置应设放炮截人牌和拉绳，截人每次每处去两人，一人截人一人汇报，截人人员要戴截人袖标，班组长收齐汇报下达放炮命令，爆破工吹口笛三声或大喊三声“放炮啦”5秒后响炮。
放炮截撤人地点由现场盯班区（队）长进行确认并挂牌标记。
当工作面遇有变化时，必须重新确认放炮截撤人地点，其他人不得变更其地点。
5、待炮烟吹净由瓦斯员、炮工和班组长进行验炮：
⑴检查通风、瓦斯、煤尘等情况，如有问题先行处理。
⑵检查支护情况，确认无问题后，方可站在支护完好的安全地点检查迎头是否留有瞎炮、残爆。
⑶在完成找掉和临时护顶工作才可进入迎头处理残留的雷管、炸药。
初步验炮完成后，在进行出煤矸作业过程中，炮工和现场操作人员要继续关注瞎炮、残爆和残留的雷管、炸药情况，边出煤矸边验炮，发现问题立即处理。
迎头煤矸出清以后，必须对全断面的瞎炮、残爆和残留的雷管、炸药情况进行一次全面检查。
确认无问题后方可进行其它工作。
6、不得在残眼和虚发眼上继续加深和装药。
7、处理拒爆时，由于连线不良造成的可以重新连线起爆，如果还没起爆，在距瞎炮眼300mm以外另打与瞎炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
严禁用其它方法处理瞎炮。
8、锚棚联合支护时，每次响炮前，对迎头10米范围内棚子的卡缆进行紧固。
9、坚持使用水炮泥，以减少炮烟量及煤、岩尘的在风流中悬浮量。
10、爆破操作严格按照下列要求进行：
⑴爆破母线每次爆破使用前，必须对爆破母线进行全电阻检查，并要进行安全确认，保证符合相关要求。
出现两个以上接头或出现三处以上破损的爆破母线不得使用。
每班使用后要对爆破母线进行烘干处理，烘干温度不得大于40℃。
⑵爆破连线工作，必须做到雷管脚线之间的连接、雷管脚线与爆破母线的连接牢靠结实，确保电爆网路全电阻值稳定，符合规定。
连线时要逐炮眼一一确认其连线是否符合要求，是否正确。
在母线没接入电爆网路前，再次对各爆破眼连线情况进行核验，防止丢炮现象的发生。
在爆破时先进行网络检查。
将条形闭锁钥匙插入钥匙孔内，将爆破网路的两根母线分别压在两个测试端子上，如果网路连接正确，显示窗数码管会显示整个爆破网路的阻值，网路连接合格后才可以爆破。
⑶爆破网路测试合格后，将爆破网路的母线从测试端子上拆下，再把爆破母线两端缠绕到发爆器发爆接线柱上不少于1圈，并将压线螺栓拧紧压实。
在《煤矿安全规程》规定的安全起爆条件下，首先在遥控距离内使用发爆器遥控器（该遥控器与发爆器配套具有唯一性，请妥善保管）向着发爆器连接按两下“开”键。
此时充电指示灯亮为红色指示，则说明闭锁开关已经打开，此时显示窗数码管显示熄灭，电路已经导通，仪器能够正常工作。
然后，把爆破钥匙开关转到“充电”位置，充电指示灯为绿色或橙色指示，经10-20秒后爆破指示灯亮且待其稳定，并不得小于20秒
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