PD2探硐掘进作业规程.doc

天民南矿PD2探硐掘进作业规程 天民昂州煤炭有限公司南矿PD2探硐掘进作业规程矿 长： 舒 启 田技术负责人： 赵 文 彬安全副矿长： 范 豪生产副矿长： 张 泽 林通风副矿长： 胡 远 洪机电副矿长： 戚 旺 雨编 制 人： 赵 文 彬编制日期：2014年4月2日天民昂州煤炭有限公司南矿PD2探硐掘进作业规程会审表会审人员（科室）会审意见签 字会审时间矿 长技术负责人（技术科）生产副矿长（生产科）安全副矿（安全管理科）通风副矿长（通风科）机电副矿长（机电科）驻矿安全生产副总贯彻学习记录学习地点组织学习人学习时间参加学习人员（签字）：目 录第一章 概 况1第一节 概 述1第二节 编写依据1第二章 矿区地质及水文情况简述2第一节 矿区地形地貌2第二节 矿区地层构造情况2第三节 煤（岩）层赋存特征3第四节 水文地质情况6第三章 巷道布置及支护说明7第一节 巷道布置7第二节 矿压观测8第三节 支护设计8第四节 支护工艺 10第四章 施工工艺.16第一节 施工方法.16第二节 凿岩施工方式.16第三节 爆破作业.16第四节 装载运输.19第五节 管线及轨道敷设.19第六节 施工及工具配备.20第五章 生产系统.20第一节 通 风.20第二节 压 风.22第三节 瓦斯防治.23第四节 综合防尘.24第五节 防灭火 25第六节 安全监测.26第七节 供 电.26第八节 排 水.26第九节 运 输.26第十节 照明、通信和信号.27第六章 劳动组织及主要技术经济指标.27第一节 劳动组织.27第二节 循环作业.28第三节 主要技术经济指标.28第七章 安全技术措施.29第一节 一般规定.29第二节 一通三防.30第三节 顶板管理措施 34第四节 爆破管理措施 37第五节 防治水管理措施 40第六节 机电管理措施 41第七节 运输管理措施 43第八节 质量标准化管理要求 46第八章 灾害应急措施及避灾路线.48第九章 其 它 49第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称及地理位置（一）巷道名称：PD2探硐。（二）地理位置：该巷道布置在矿区井田范围内蚂蟥沟中部之西，地面井筒开口地理坐标X:3323291.63,Y:34532213.15,Z：+2100m，a:32。（三）井筒走向相对位置：井筒走向与地面相对位置位于蚂蟥沟之西，平行井筒位置和走向上部没有建筑物、采空区,不存在老空积水、瓦斯等对工程的影响。该井筒与+2215m井筒标高为115m。二、巷道用途及服务年限（一）巷道用途：为了探明+2100m水平A、B、C煤层煤炭资源储量及煤层赋存状况，摸清煤岩产状，为下步井工设计提供可靠依据。（二）服务年限：该巷道服务于+2100m水平及以上煤炭资源勘探明为止。三、施工要求该巷道在施工过程中必须严格按矿测量人员所施放的中、腰线掘进。四、巷道工程量该巷道设计长度为1080m，坡度为3。五、开、竣工时间该工程从2014年4月6日开始施工，每月按25天计算，每天三班循环作业施工，班循环进尺1.2m，日循环进尺3.6m，月掘进为90m，计划12个月可竣工。第二节 编写依据一、根据2011版煤矿安全规程、国家安全监管总局 国家煤矿安监局关于印发煤矿地质工作规定的通知（安监总煤调2013135号）文件、煤矿防治水规定、四川省地质矿产勘查开发局二零七地质队设计编制的补充生产地质勘探设计，天全县国土资源局关于天民昂州煤炭有限公司昂州煤矿南矿补充生产地质勘探工程施工的批复（天国土资源函201425号），四川省煤矿安全质量标准化考核评级办法（川安监2013164号）文件；结合各工种操作规程、岗位责任制及相关安全法律法规。第二章 矿区地质及水文情况简述第一节 矿区地形地貌矿区地处强烈上升的高中山区，地貌属侵蚀构造地形。总体地形为北高、南低。区内最高海拔2760米，最低海拔2040米，相对高差720米。地形坡度一般在2550度间，局部地段有陡坡或悬崖存在。由于地形总体倾向为南，地形较陡，矿区内无大的地表水体，地表水系较发育，西清水沟、东清沟水、蚂蝗沟、大獐子沟、对水沟等溪沟为常年性溪沟，由北向南汇入白木河，在两岔河与新井沟汇合后折向东而后向南汇入天全河。天全河为青衣江上游支流，属岷江水系。在白木河和新井沟两岸地形陡峭，多为山坡、荒地，植被较发育，主要为灌木丛和树木。该区气候属亚热带湿润季风性气候，高山地带常年气温较低，年温差相对较小，日温差较大，多雾，全年雾天占三分之二。极端最高气温28，极端最低-18；区内雨量充沛，每年510月为雨季，降雨多集中于7、8、9月，常形成灾害性暴雨天气，最大日降雨量大于200mm，且每年降水均不小于200天，年降水量17402000mm；区内冬季寒冷，每年11月次年4月为冰冻期，夏季湿热，但无酷暑，常有7月降雪的特殊天气。第二节 矿区地层构造情况一、地层根据四川省地质矿产勘查开发局四O三地质队2009年9月为我矿提供的资源储量核实报告，矿区内出露的地层，最老为中泥盆统、最新为上三叠统须家河组。其主要岩石类型为灰岩、细砾岩、砂岩、粉砂岩、页岩和少量有机岩。次有变层凝灰岩、蛇纹岩、闪长岩、辉绿岩等所组成的杂岩体。多分布于矿区外围数公里到数十公里外。区内主要泥质岩类，经轻微变质作用的影响，显现板状构造特征。其主要地层层序结构及岩性组合，主要有中泥盆统（D2）、上三叠系须家河组（T3xj）和下段（T3xj1）。矿区主要含煤地层为三叠系上统须家河组（T3xj2）中段。有A煤层、B煤层、C煤层、D煤层。二、构造矿区地处龙门山推覆构造南端与康滇地轴北端的交会部位，夹持于区域性逆断层F1与F7之间，为一紧密复式倒转向斜（昂州向斜），区内构造极其复杂，断层、褶曲发育。主要构造线走向NE，次级构造线走向NW。区内地层走向主要为20，倾向NWNNESE，倾角一般5070。F6逆断层：斜穿矿区中部，北东起下梁子，经正杠，南到白木沟，为斜交昂州河煤矿区南部的逆断层，延伸长度大于2500米。其走向北东，倾向北西，倾角7075，走向断距75米，地层断距约50米。该断层严重破坏了向斜南段东翼煤层、地层的连续性，其下盘地层产生牵引现象。矿井主要开采A、B、C煤层，均赋存于三叠系上统须家河组第二段地层中，煤层严格受地层层位控制，与地层产状一致。矿区内主要煤层出露长度约1300米，宽约450米左右。A、B、C、煤层虽厚度变化较大、但质量和层位不稳定。第三节 煤（岩）层赋存特征一、含煤岩系我矿区主要含煤地层为三叠系上统须家河组（T3xj2）中段，见：矿区地层综合柱状图。该段为一套由粉砂岩、砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩、页岩为主，次为中粒砂岩、细粒砂岩和煤组成，属内陆山间小型湖盆沼泽相含煤沉积。由于其空间上泥炭沼泽发育不甚稳定，地面抬升与沉降变化频繁，因此，区内煤层结构较为复杂，夹矸层数较多，但在平面上由于沉积环境较为稳定，因此可采和局部可采煤层以及煤层间距均相对稳定，局部地段仅因为上覆盖层古河床的沉积冲刷破坏，造成含煤性的局部差异。砂体总体发育规律性较强，便于煤层对比。区内含煤地层总厚500560米，其主要含煤地层为三叠系上统须家河组（T3xj2）中段地层，含煤多层，其中A、B（主要可采煤层）、C（可采煤层）、D煤层可采或局部可采。根据四川省地质矿产局川西北地质大队1986年2月提交的四川省天全县昂州河煤矿区详查地质报告中施工的勘探钻孔、昂州煤矿北矿井巷揭露煤层厚度情况，范围内原主采的B煤层厚度有由南向北逐渐变薄的趋势。二、B煤层结构及顶底板因为该工程巷道布置穿B煤层施工，为此，只对B煤层结构及顶底板作如下介绍。（一）B煤层1、该煤层位于须家河组中段中部，形成于第旋回上部泥炭沼泽环境中，是昂州煤矿南矿的主要开采对象，也是本次工作的重点，B煤层上距C煤层层间距25.6543.89米，平均层间距32.36米，层位稳定。煤层总厚度1.157.31米；东翼：纯煤厚1.156.52米，平均厚度3.20米；西翼：纯煤厚1.252.20米，平均厚度1.61米；矿区平均厚度2.41米，全区可采。煤层厚度由南向北发生波状起伏，一般中段厚度小，南北两端厚度大。煤层结构复杂，含夹矸07层，一般含夹矸25层，薄化地带一般则不含矸石，煤层进度表越大，夹矸层数越多。夹矸单层厚度一般0.10.3米，最大厚度0.55米。夹矸多呈短轴透镜体产出，少数呈长透镜体产出。夹矸主要分布于煤层的中下部，上部分布较少，一般煤层下部夹矸延伸长度大，上部夹矸延伸长度小。夹矸岩性主要为页岩、炭质页岩、含粉砂炭质泥岩及含炭粉砂质泥岩，偶见少量含炭粉砂岩。该煤层受构造影响严重，属较稳定不稳定的特厚煤层。（二）B煤层顶、底板煤层顶板岩性在矿区北段主要为炭质页岩和页岩，少数为含粉砂炭质页岩；在矿区南段以粉砂质页岩、粉砂岩和含炭泥质粉砂岩为主，少数为炭质页岩和含粉砂炭质页岩；底板岩性主要为炭质页岩和页岩组成，含少量粉砂岩，局部为细粒砂岩。三、瓦斯、煤尘、自燃及地温（一）瓦斯等级鉴定根据雅安雷丰安全技术培训有限公司于2012年8月，对我矿+2215m巷探进行瓦斯等级鉴定，鉴定的结果是矿井CH4绝对涌出量为4.033 m3/min，掘进工作面最大CH4绝对涌出量为0.629 m3/min。瓦斯等级为高瓦斯。（二）煤尘爆炸性和自燃倾向等级鉴定根据煤炭科学研究总院重庆分院2004年2月11日对我矿B煤层的煤尘爆炸性危险性鉴定报告和自燃倾向等级鉴定报告，该矿井的B煤层火焰长度为0mm，均无煤尘爆炸性。该矿井的B煤层煤尘自燃倾向性属三类（不易自燃）。（三）地温情况本井田属地温正常区，无热害影响。第四节 水文地质情况根据矿井水文地质资料表明，裂隙发育程度及含水岩组的富水性，向深部逐渐减弱。除第四系与基岩有一定水力联系外，其余含水层（组）间水力联系不密切。在沟谷附近，岩石风化裂隙发育（深度一般小于80米），地表水对浅部有一定影响。矿区构造复杂，断层较多，但破碎带在煤系地层一般小于4米，富水程度一般较弱，导水性较差。在开采后期，顶板塌陷，大气降水、地表水及北西翼中泥盆统（D2）岩溶裂隙水，对矿坑有一定影响。然而由于地形陡峻，使得自然排水条件较好。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置PD2探硐布置在蚂蟥沟中部之西，从地面新开井筒，见巷道布置示意图。第二节 矿压观测一、观测对象PD2探硐巷道帮顶和底板。二、观察内容用锚杆拉力计、扭力扳手对顶帮锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测；用钢尺结合顶板离层仪观察数据，对巷道高度进行观测以分析顶、底板移近量，对巷道宽度进行测量以确定巷道两帮的移近量。三、观察方法测点布置：正常情况下每隔100m设一观察基点，每旬由技术员对顶板离层仪观察一次、巷道两帮移近量测量一次，观察测量数据记录清楚存档保存；对两帮支护的间、排距、锚固力、预紧力抽查，观察基点尽量选在顶板完好地段。用LY200型锚杆拉力计检测顶、帮锚杆锚固力，用力矩扳手检查扭力是否达到要求。每旬进行拉拔力测试，且每次抽查每组不少于3根，所测数据记录在册，并通报本施工队。四、数据处理：由本施工队组人员配合技术科测试，观察记录归技术科负责整理分析判断，上报分管矿领导，分析结果及时反馈施工队，从而不断修改支护设计，补充相关措施，有利于指导施工。第三节 支护设计一、巷道断面设计（一）该探硐巷道断面设计为三心拱形，掘进断面宽为4.70m、高为3.20m，断面为14；巷道净断面宽为4.50m、从轨枕面起高为3.0m，断面为12.3,见巷道断面布置图。（二）排水沟布置在巷道右边，水沟净断面为500mm400mm。水沟墙、底、盖板（加钢筋）采用混凝土浇筑，浇筑厚度为100mm。二、支护设计（一）锚杆支护与参数设计，见支护设计图。（二）可伸缩性“U”型钢支护与参数设计，见支护设计图。第四节 支护工艺一、锚杆支护工艺（一）支护材料及使用地点1、锚杆选取用181800mm左旋高强螺纹钢锚杆，均为端头锚固。树脂锚固剂规格：MSCK2335，每眼药卷为2卷。岩石破碎地段采用金属网6mm钢筋焊接而成的网片，网格为100mm，网片长宽=12001000mm；在遇破碎岩层时另加梯子锚梁，采用14mm圆钢焊制而成。2、使用地点：巷道围岩稳定岩层、破碎岩层。（二）支护技术要求1、打锚杆眼技术要求锚杆眼的方向、角度必须与岩石的层理面垂直；当层理面不明显时，锚杆眼的方向应与巷道周边截面垂直。2、锚杆支护排、间距为800800mm（从轨道平面起1m处的巷道两帮进行支护），每排锚杆支护共计为10根。3、锚杆必须跟拢碛头，间、排距允许偏差100mm，孔深允许偏差-50mm，锚杆外露不少于3个纹，不大于40mm；在岩石破碎地段必须实行挂网支护，网片接口连接搭头压边不得少于100mm。网片后面的空间采用块石轮形充填结实。保持巷道成形一致，巷道净宽误差范围0100mm。（三）支护工艺1、锚杆安装工艺（1）施工前要先“敲帮问顶”，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，前移前探梁支护至碛头，接顶工作完善确认安全后、方可开始施工。施工人员必须在前探支架的掩护下操作，严禁在空顶下作业。（2）打眼前首先按照中、腰线严格检查巷道断面尺寸规格，如不符合本作业规程要求的，必须先进行处理，确保巷道成形一致。（3）位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15。（4）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，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。（5）打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆和锚网工艺（1）安装前，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。（2）先把树脂药卷按规定的数量、规格逐条放进眼口，用锚杆顶住药卷，轻轻逐条送至眼底。（3）采用MQT-130C型锚杆钻机锚固，启动锚杆钻机将药卷边推进边搅拌。搅拌时间2530s。搅拌充分后，停止搅拌约30s待树脂药卷凝固时慢慢将锚杆钻机退下。（4）采用挂网支护时，网片接口连接搭头压边不得少于100mm。网片后面的空间采用块石轮充填。（5）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，用力矩扳手拧紧螺母，保证托盘压紧并紧贴巷道围岩表面，锚杆抗拔力不小于70KN。3、工艺流程：前移前探梁支护检查巷道断面尺寸规格定眼位打眼吹眼放药卷搅拌凝固紧固二、可伸缩性“U”型钢支护工艺（一）支护材料及使用地点1、支护材料采用可伸缩性25#“U”型钢。2、使用地点：巷道围岩条件较差、地质构造地段和见煤地段。（二）支护技术要求1、架棚间距为800mm，在遇煤层松软或地质构造地段可缩小支护间距；两支腿必须加焊脚板。2、支架不得前倾后仰；背接帮顶的背材采用50mm的木材加40mm钢管，每隔25cm敷设一根，每一架支护背材不得少于36根，在矿压大的地段可加密背材，背材搭头必须超出支架100mm，背材后面敷设网片，网片接口连接搭头压边不得少于100mm。网片后面的空间采用块石轮形充填，背接帮顶必须结实可靠。（三）支护工艺1、施工前要先“敲帮问顶”，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，前移前探梁支护至碛头，接顶工作完善确认安全后、方可开始施工。施工人员必须在前探支架的掩护下操作，严禁在空顶下作业。2、放线：按照中、腰线严格检查巷道断面尺寸规格，如不符合本作业规程要求的，必须先进行处理，确保巷道成形一致。3、支护材料准备：在地面检查支架规格是否一致，再备齐当班使用的支护材料及其附件，即25#“U”型钢支架、卡缆、螺栓、撑木、背材、网片等全部运放到施工现场5m外分类堆放整齐，以便施工使用。4、施工用具准备：大锤、手镐、钢卷尺、风镐、铁锹、活动板手、梅花板手、水平尺等。5、找准中腰线并做好标记，用线绳拉一条中线通过所要架设支架的地段，把腰线引至两旁做出记号。6、架设“U”型钢支架施工方法：（1）根据中线及设计棚距大小找出柱窝位置，再按中腰线把柱窝深度挖够。（2）在柱腿上画出腰线所在位置，把立柱放在柱窝内，使柱上腰线和帮上腰线一致。（3）用撑木固定立柱，以免倾斜。（4）在上顶梁时先画出中线位置，把顶梁架到立柱上，顶梁的两端插入和搭接在柱腿的弯曲部位，两腿的搭接长度一般为400500mm，即可缩性，该处用两个卡缆固定（每个卡箍包括一个“U”型螺杆和一块“U”型垫板，四个螺母），并保证顶梁上的中线记号与事先放好的中线一致，这时可把立柱临时稳住，以免顶梁左右摇摆。巷道净宽误差范围0100mm。（5）检查棚梁平衡度、支架垂直度和扭斜度，超过质量标准规定的充许误差范围时必须进行调整。支架间距偏差50mm、梁水平度40mm、支架梁扭距50mm、立柱斜度1，水平巷道支架前倾后仰柱1。（6）支架与支架之间用撑木必须牢固，并加强支架沿巷道轴线方向的稳定性。（7）背帮接顶必须结实可靠，严禁空帮、空顶。7、工艺流程：前移前探梁支护检查巷道断面尺寸规格放中、腰线挖柱窝上棚梁加固背料（充填）（四）架设支架的工程质量要求：1、“U”型钢可缩性支架及其附件的材质和加工必须符合设计和有关标准规定。2、“U”型钢可缩性支架装配附件齐全，规格尺寸必须统一标准。3、“U”型钢支架棚距800mm，允许误差50mm。巷道净宽允许误差100mm。净高允许误差50mm。4、支架的前倾后仰规定，偏差50mm（1m垂线不大于9mm）5、临时掌安设位置要求必须受力可靠。6、柱窝挖到实底，柱窝深度低于水水沟底面100mm。7、搭接长度为450mm，允许误差-30+50mm。8、卡缆螺栓扭矩允许偏差5%，用扭矩扳手量测检查点前一架支架螺栓的扭矩。9、卡缆间距300mm，允许偏差30mm。10、棚梁平衡度允许偏差80mm。三、喷射混凝土工艺（一）准备工作1、检查锚杆安装和金属网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。2、清理喷射现场的矸石杂物、接好风、水管路，输料管要平直、不得有急弯，接头要严密、不得漏风。3、检查喷浆机是否完好，并送电空载运转，紧固好磨擦板，不得出现漏网现象。4、喷射前必须用高压水冲洗岩面。5、喷射人员要佩戴齐全劳保用品。（二）喷射混凝土的材料及工艺要求1、喷浆厚度为100mm。架棚支护巷道喷浆厚度完全遮蔽“U”型钢。2、喷射混凝土材料采用的水泥、砂子、石子、水、速凝剂必须符合设计要求，砂子为纯净的石沙、含水量为4%6%。水泥型号425#普通硅酸盐水泥，石子粒直径小于20mm，将粒径大于15mm的石子控制在20%以下，混凝土强度为C20，配比为水泥：砂子：石子：水=1：2：2：0.58。速凝剂掺入量一般为水泥量的2%3%，喷拱取上限，喷淋水区时可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。3、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8001000mm为宜。4、机器拌料时水泥、砂子、和石子应混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力为0.4Mpa，水压应大于风压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。喷射过程中应要根据出料量的变化，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、回弹量少，一次喷射混凝土厚度应为5070mm，复喷间隔时间不得超过2h。否则应用高压水重新冲洗受喷面。（三）喷射工作1、喷射工作开始前，应首先清理喷射地点的隧道，确保隧道面平整，以便收集回弹料，若喷射地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量，若出水点比较集中时，可设好排水管，然后再喷浆。喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班酒水1次，7天以后每天洒水1次，一次喷射工作结束后，应立即收集回弹料，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外所有灰浆或材料，喷射混凝土回弹率不得超过15%，回弹料要及时收集，可掺入料中继续使用，但掺入量不得超过30%。2、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，最后关风。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，并将喷口向下。（四）喷射质量喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，层面光洁，无裂隙，无“穿裙”、“赤脚”。第四章 施工工艺第一节 施工方法该巷道掘进采用钻孔爆破法施工。第二节 凿岩方式工作面打眼采用两台YT-28型气腿式凿岩机湿式打眼，配套中空六角钢长为2m钻杆，钻头直径42mm，一字型或十字型合金钻头打眼，放炮崩落岩体，欠挖部份采用手工处理。第三节 爆破作业采用一次装药全断面一次爆破成巷的作业方式。使用32mm的三级煤矿许用乳化炸药，煤矿许用毫秒电雷管（最后一段延期不超过130ms），14段毫秒电雷管起爆，正向装药，串联连线方式，起爆器采用MFB-200型电容式晶体管放炮器在井口外转弯20m处启爆。一、光面爆破技术为了确保掘进巷道成形一致，掘进工作面必须采用光面爆破法的技术布置炮眼，并使周边眼最后起爆。同时控制好周边眼的装药量。见巷道炮眼布置图。二、巷道炮眼布置图三、爆破原始条件序 号项 目单 位数 量序 号项 目单 位数 量1掘进断面m2145煤岩系数f6-82炮眼深度m1.21.46瓦斯等级低3炮眼数目个657涌水量m3/h/4雷管数目个658炸药用量kg29四、炮眼布置及装药量炮眼编号炮 眼名 称眼深(m)炮 眼 角 度()装 药 量雷管段数装药结构连线方式放炮顺序水 平垂 直孔数每 孔药 量（卷）重量(kg)左右仰零俯1-4掏槽眼1.4828284084443.21正向装药串联15-15辅掏眼1.4000001136.62216-191.200000432.4220-24一圈眼1.400000533.0225-33二圈眼1.200000935.43334-39帮 眼1.29595000611.2340-49底 眼1.20000981024.0350水沟眼1.2000094110.2351-65周边眼1.2959595001513.044合计6529五、预期爆破效果序 号项 目单 位数 量序 号项 目单 位数 量1炮眼利用率%955每米炸药消耗Kg/m24.22一次循环进尺m1.26一次循环炮眼总长度m823循环爆破岩石实体m316.87单位体积雷管消耗个/ m33.874单位体积炸药消耗Kg/m31.738每米雷管消耗个/m54.17六、爆破说明书（一）炮眼布置方式。按巷道断面的规格和要求布孔，炮眼布置采用光面爆破技术，在布眼施工时，结合地质条件及岩性坚硬系数进行增减。具体布孔方法：中下部布置两对楔形掏槽眼，两边布置辅掏眼，左右帮布置帮眼，下部布置底眼，上部在三心拱内布置一圈眼、二圈眼和拱顶周边眼。（二）炮眼布置的基本要求1、实行近距离、密打眼，周边眼眼距为350400mm，软岩可适当变大，硬岩可适当变小。2、钻眼操作要规范，炮眼要打直，必须提高打眼工的技能水平。（三）装药。眼孔装药量根据本说明书进行，在实际操作过程中，结合岩石的松软情况可适当进行调整，在配置药卷时，按爆破顺序配置毫秒电雷管。（四）封孔。封孔时先装水炮泥，余孔部分采用黄泥封堵满。（五）连线。连接脚线必须由专职放炮员负责完成，联线均采用串联连接方式。（六）放炮。放炮由专职放炮员完成，放炮工作要严格遵守放炮工操作规程，并按作业规程要求做好装药前、放炮前和放炮后的各项工作。七、布眼、放炮作业流程检查安全、处理隐患画好巷道断面轮廓线打眼检查瓦斯（一炮三检）装药、联线检查安全及瓦斯情况撤人、布岗警戒、汇报放炮、排烟检查安全及瓦斯、处理隐患撤岗前移前探梁支护。第四节 装载与运输放炮后的矸石采用ZLZY-60/11.5T型液压装岩机装岩矸，使用型号为KTU0.75-6矿车，CTY5/6GB90V蓄电瓶机车串车运输到地面。第五节 管线及轨道敷设一、管线敷设（一）风筒吊挂在巷道左帮，吊挂高度大于1.4m。（二）风管布置在巷道左帮，距轨平面高度为0.3m。（三）水管布置在巷道右帮，距轨平面高度为0.3m。（四）装岩机电缆线吊挂在巷道左帮，吊挂高度大于2.2m。（五）监控线与信号线吊挂在巷道右帮，吊挂高度大于2.2m。二、轨道敷设使用22kg/m的轻轨配合木枕钉道，轨距600mm，轨枕间距800mm，轨道接头间隙不大于5mm，高低差不大于5mm，内外措距不得大于2mm，道夹板、螺栓、平垫、弹簧垫扣件齐全，并紧固有效。第六节 设备及工具配备机械设备及工具配备表序号名 称型号规格单位使用数备用数备注1螺杆式空压机JN132-8台12凿岩机YT-28台313液压装岩机ZLZY-60/11.5T台14蓄电瓶机车CTY5/6GB90V台15矿 车KTU0.75-6辆106局部通风机FBDNo6.0/222kw台217矿用气动锚杆钻机MQT-130C台18喷浆机PC51台19局扇开停传感器KGT15台1110瓦斯监控分站KJ101N-F1台111甲烷传感器KJ101-45B台212放炮器MFB100台11第五章 生产系统第一节 通 风一、通风方式在PD2井口外40m左侧安设2台左边安装两台FBDNo6.0/222kw局部通风机（其中一台备用），配合600mm阻燃抗静电胶质风筒，采用压入式通风。二、通风路线（一）进风：地面对旋式局部通风机600mm风筒该掘进工作面。（二）回风：该掘进工作面该巷道井口地面。见通风系统图。三、掘进工作面风量计算及风机选择（一）掘进工作面配风风量计算1、按人数计算：Q掘=4N=49=36m3/min式中：Q掘掘进工作面同时工作最多人数需要风量，m3/min4规程规定的以人数为单位的供风标准，m/（min人）N掘进工作面同时工作的最多人数，取9人。2、按每次放炮炸药量计算：Q掘= 25A=2529=725m3/min式中：25每公斤炸药的稀释风量A一次爆破炸药量，29kg（一次启爆）3、按瓦斯涌出量计算：Q掘=100q瓦掘K掘通=1000.021.5=3.0m3min式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3min； q瓦掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量， 0.02m3min； K掘通掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，一般取1.52.0。该工作面取K掘通=1.54、按最低排尘风速计算风量Q排尘=60SVmin=60140.15=126m3min；Q排尘掘进工作面最低排尘需要风量，m3/min;S碛头巷道的过风断面积，单位m；S=14m Vmin碛头巷道要求的最低排尘风速，可取0.150.5m/s，该巷道取V=0.15m/s。5、按局部通风机实际吸入风量计算：局部通风机2台FBDNo6.0/222kw型二级轴流式对旋式安装在地面，距该井口40m左侧，所以不再计算局部通风机实际吸入风量。6、按风速进行验算风速也不再进行验算。（二）风机选择选用FBDNo6.0/222kw型局部通风机压入式通风，功率为222kw，风量为307-580m3/min;实行双风机，根据煤矿安全规程第一百零一条规定，掘进中的岩巷最低风速0.15m/s,最低风速4m/s,所以按最低风速计算为0.36m/s，按最高风速计算为0.69m/s，符合规程风速要求。并实现双电源，风机自动倒台切换。第二节 压 风一、在PD2井口外40m左侧安设一台JN132-8型螺杆式的空压机，电机功率为132KW，压风管路采用160mm铁管将气压从空压机站输入到本掘进工作面作为打眼使用。二、压风管安装在巷道左帮底部，距轨平面高度为0.3m。三、压风管接至距掘进工作面不超过15m，每掘进50m压风管路安设一个三通阀门，以便使用方便。且全部采用铁锈红漆油漆，防止生锈，用黄漆刷面。第三节 瓦斯防治一、电气设备检查与安装1、局部通风机、液压装岩机必须经机电负责人检查合格后方可安装使用，液压装岩机防爆性能必须可靠。2、局部通风机必须实行“三专、两闭锁”、“双风机、双电源”，能够实现自动倒台切换。每天有专职电工试验一次，确保灵活可靠，并作好每天的试验记录。3、局部通风机实行挂牌管理，使用600mm抗静电、阻燃风筒，保证风机正常连续运转。二、通风瓦斯管理1、加强通风管理，风筒逢环必挂，吊挂平直。当班班长负责风筒延伸，保证风筒出风口距碛头不小于8m。在距风筒出口10m处的风筒上安设风筒传感器。风筒发现破口要及时修补或更换，风筒接头要双反压边，经常检查处理风筒脱节及破口，以减少风量损失。碛头10m临时风筒除外。2、工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5时、及其他作业地点风流中，电动机或其开关安设地点、掘进工作面附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，并及时汇报调度室。3、该探硐掘进80m时，安设甲烷传感器T2，悬挂在距井口1015m范围内；待该探硐掘进100m时，安设甲烷传感器T1，悬挂在距掘进工作面不大于5m范围内。甲烷传感器悬挂于距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，T1甲烷传感器并悬挂风筒出口的另一侧。4、如该探硐临时停工，不得停风；否则必须切断电源，在井口处设置栅栏，必须悬挂“禁止人员进入”警示牌，并向调度室报告。5、工作面必须有专职瓦检员检查工作面的通风、瓦斯情况，每班检查次数不少于3次，并告知现场作业人员；当瓦斯浓度超过规定时，瓦检员立即责令现场人员停止工作、并撤出井外。6、对因瓦斯浓度超过规定，被切断电源的电器设备（液压装岩机），必须在瓦斯浓度降到0.5以下时，方可人工手动复电。7、掘进工作面不得停风，因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须由瓦检工检查瓦斯。只有在巷道中瓦斯浓度低于1%，开关附近10米以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可由专职电工复电。当瓦斯浓度超过1%、低于3%时，通风队当班班长及专职电工采取控制风流进行排放。瓦斯浓度超过3%时，必须制定专项安全措施，经矿总工程师批准后，方可进行排放。8、装岩机运行时，瓦检员要检查装岩机附近20m范围内风流中瓦斯浓度，当瓦斯浓度达到1.0时，必须停止工作，并切断巷道内全部电源，只有巷道内当瓦斯浓度降到1以下，才能送电开机。通风设施不齐全或损坏，不准运行装岩机。9、爱护监控设备，不得损坏或随意移动甲烷传感器。10、当班班长必须携带便携式瓦斯报警仪，经常检查巷道内瓦斯浓度。第四节 综合防尘一、防尘供水水源取自于地面+2200m坑道静压水，地面敷设50mm塑胶管至该井口，井下敷设50mm铁管将水源输入到该掘进工作面作为打钻和防尘用水。二、防尘水管安装在巷道右帮底部，距轨平面高度为0.3m。三、压风管接至距掘进工作面不超过15m，每掘进50m压风管路安设一个三通阀门，以便使用方便，且管路必须吊挂平直。四、防尘设备应由掘进队长指定专人维护和管理，不准随意拆除。五、掘进工作面必须坚持湿式打眼，装岩洒水，作业人员必须佩戴个体防尘保护用品。 第五节 防灭火一、入井人员不得携带任何点火用具下井。二、井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作，如果必须在井下进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每次必须制定安全措施。三、井下维修机电设备用过的润滑油、塑料薄膜、棉纱、布头、纸等收集在一起，必须放在矿车内装运出井外，不得乱扔乱放。四、任何人发现井下有火灾时，应视其火灾性质、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，及时报告调度室，并立即将所有人撤出井外。五、在灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、二氧化碳及其他有害气体和风量的变化。六、工作面消防管路（防尘管路）每隔约50m设一个三通阀门，管路的接头、三通不得有流线型漏水。七、装岩机必须配备不少于0.2m3的河沙和1个有效干粉灭火器。八、电气设备着火，应首先切断电源，在切断电源前，只准用干粉灭火器来灭火；油脂着火时，禁止直接用水灭火，必须使用沙或干粉灭火器进行灭火。第六节 安全监控一、井下安设的甲烷传感器、风筒传感器、设备开停传感器必须与矿地面监控室联网。二、掘进工作面巷道内安设甲烷传感器，T1悬挂在距掘进头不大于5m范围内，T2悬挂在机电设备的进风侧。甲烷传感器悬挂于距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，T1甲烷传感器并悬风筒出口的另一侧。三、掘进工作面必须悬挂瓦斯便携仪，距掘进头不大于5m，距顶板不大于400mm，距帮不小于300mm的地点。四、掘进工作面T1传感器由施工单位负责随掘进前移，严禁将传感器放在正对风筒出风口的位置。第七节 供 电根据该探硐井口的位置，井下只有装岩机电源，该电源来自地面馈电开关，电压为380V。装岩机电源：地面馈电开关井口工作面装岩机。第八节 排 水该探硐属平巷开拓，巷道和掘进工作面涌水从巷道水沟自排至地面。第九节 运 输一、材料运输路线：地面井口该碛头。二、运矸路线：该掘进碛头井口地面。第十节 照明、通信和信号一、照明：本掘进巷道和工作面不设计安装照明灯。二、通讯：利用矿部程控交换机型号为TC-2000，该施工地点安装一台本质安全型电话，与井口检身室、矿监控室和各科室连通。三、信号：该掘进工作面不计设安装信号。第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织一、施工准备1、施工前，由矿技术科负责组织编制作业规程，经矿级领导（科室部门）统一会审后，由安全、生产副矿长负责组织管理人员和施工队人员贯彻学习，并组织考试、签字,成绩合格方可下井作业，成绩不合格的人员必须补考，补考合格后方可下井作业。2、施工队长、班组长应组织好“三.八”作业制的施工人员。3、机电人员、瓦斯检查员按作业规程要求，安装局部通风机，接好风筒；矿后勤负责人和库管人员必须准备各种支护材料及施工用具。4、施工前，由地测科人员施放巷道走向方位线，施工队必须严格按方位线施工。二、劳动组织人员配备表工种早班八点中班四点夜班零点工作职责值班矿长111负责工程质量、安全检查及管理瓦检员111负责本班瓦斯检查、通风安全管理跟班班长111负责本班安全工作爆破工111负责本班的爆破工作电钳工111负责机电设备维修和管理装岩机司机111负责本班装矸工作机车司机111负责本班机车运输工作打眼工222负责本班打眼、支护运输工222负责本班矸石和材料运输工作合计人数111111注：掘、装、运人员按工种上班第二节 循环作业一、施工组织及拟定生产计划按劳动组织人员配备表的人员配备情况，单班配备人员为11人（含管理人员、特员和施工人员），采取“三八”制循环作业，班循环进尺1.2m，正规循环率取1.2（根据顶板条件而定），每月出勤率按25天计算，则拟定生产计划月进尺为：1.2325=90m/月。二、正规循环施工作业表 班 次时工 序 间早910111213141516备 注中1718192021222324夜12345678主持班前会30工作面作业前必须进行安全检查及处理、时间可随隐患大小调整各项操作时间。准备支护材料30工作面安全检查及处理40打 眼110装药、放炮40炮后安全检查及处理30装运矸石120支护、钉道60交 接 班20第三节 主要技术经济指标主要技术经济指标表序号项 目单 位指 标备 注1掘进断面142巷道总工程量 m2 485.2m10803施工期/天.月 天254班循环进尺m1.25日循环数个36日/月进尺m3.6/90每月按25天计算7锚 杆根/m12.58树脂锚固剂卷/m259钢网片张/m不定根据实际需要使用10炸药消耗量Kg/m24.17根据布眼情况增减11雷管消耗量发/m54.17根据布眼情况增减12掘进效率m/工0.24/工每班职工按5人计算13掘进矸石量T/m25.2计算1.8T/m3第七章 安全技术措施第一节 一般规定一、凡我矿管理人员和施工队人员要认真学习作业规程、操作规程、煤矿安全规程，并严格按照作业规程的有关要求和相关规定组织施工作业，坚持“安全第一，预防为主”的方针。二、分工明确，落实责任。做到责任到人，各司其职、各负其责。当班下班后，将各项工作详细交待给下一班组，否则追究上一班组的责任。三、入井前必须全员参加班前会，班前会由施工队长和单班班长组织召开，会议主要内容，讲解本