哪哈沟煤矿煤仓蹲霸仨鲜EM作业规程

1、作 业 规 程编 制：赵芳华项目负责人：杨晓荣施工单位：湖南核工业建设有限公司太原分公司哪哈沟工程项目部编制日期：二一三年四月二十五日目 录第一章 基本概况4一、矿井概述4二、工程名称4三、编制依据4第二章 地面相对位置及地质情况5一、地面相对位置及巷道所属区域地层情况5二、煤层赋存6三、煤层顶底板岩性特征表7四、水文地质8五、瓦斯、煤尘及自燃13第三章 巷道布置及支护说明13一、巷道布置13二、一次支护14三、永久支护15四、巷道平、断面图17第四章 施工方案18一、反井钻孔施工18二、煤仓施工19三、质量标准和要求22第五章 施工工艺29一、施工顺序29二、施工前的准备工作30三、炮掘施工

2、31四、锚网喷施工34五、混凝土浇注施工36六、爆破警戒设置37七、作业工序标准要求38第六章 一通三防49一、通风49二、防尘52三、防瓦斯54四、防火55第七章 其它生产系统57一、运输系统57二、供电系统57三、供水系统58四、排水系统58五、压风系统58六、搅拌砼系统59七、照明、通讯系统59八、安全监控59第八章 劳动组织与主要技术经济指标60一、劳动组织60二、正规循环作业图表63三、主要经济技术指标表65第九章 安全措施66一、煤仓施工安全管理总则66二、凿岩机打眼安全措施69三、锚杆施工安全措施70四、锚固力测试安全措施71五、风镐操作安全措施72六、爆破安全措施73七、脚手架

3、施工安全措施79八、喷射混凝土安全措施80九、钢筋施工安全措施82十、混凝土浇注安全措施83十一、物料下放安全措施85十二、人工扒矸安全措施86十三、开口前5m物料下放安全措施88十四、吊桶使用安全措施89十五、处理堵仓安全措施92十六、封口盘安装安全措施93十七、模板安装与拆除安全措施93十八、机电管理安全措施94十九、提升运输安全措施95第十章 灾害预防及避灾路线99一、灾害预防99二、灾害处理程序101三、避灾路线102附图：103第一章 基本概况一、矿井概述山西柳林联盛哪哈沟煤业有限公司矿井兼并重组整合项目由山西源通煤矿工程设计有限公司设计。矿井采用斜、立井混合开拓，以主斜井、副斜井、

4、回风立井共三个井筒开发井田未开采区域的储量。根据山西柳林联盛哪哈沟煤业有限公司号采矿许可证，该井田面积6.1321km2，由15个拐点坐标圈定，批准开采39号煤层，开采深度960-768m标高。设计可采储总量33100kt，按矿井0.9Mt/a 生产能力，取1.4的备用系数，服务年限为26.3a。二、工程名称本作业规程掘进的井巷为井底煤仓及装载硐室。用途是满足各采区生产原煤运输上井的缓冲、储存设施。井底煤仓及装载硐室总工程量为35m，信号硐室3m，圆形断面，装载硐室为矩形断面，信号硐室为直墙半圆拱形断面，全岩，由于煤仓掘进断面较大，设计增加临时支护，临时支护采用锚网喷方式，永久支护采用双层钢筋

5、混凝土+素混凝土+铁钢砂双层钢筋混凝土支护方式，预计2013年6月1日开工，2013年9月30日完工。三、编制依据1、根据山西柳林联盛哪哈沟煤业有限公司井底煤仓及装载硐室，图号为S1255-148-01，S1255-148-02，S1255-148-03。2、山西柳林联盛哪哈沟煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计书、山西柳林联盛哪哈沟煤业有限公司兼并重组整合地质报告、煤矿井巷工程质量验收规范、煤炭建设工程技术资料管理标准、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 地面相对位置及地质情况一、地面相对位置及巷道所属区域地层情况1、矿井地面位置山西柳

6、林联盛哪哈沟煤业有限公司煤矿位于柳林县县城140°方向直距约13km的陈家湾村一带，行政区划隶属于陈家湾乡管辖。其地理坐标为东经110°5831-111°0058，北纬37°2016-37°2200。2、巷道相对地面位置地面标高：+1086+1106；巷道标高：+825.581+860.581；地面的相对位置、建筑物及其它：待掘巷道地面相对位置位于庙墕山北部的荒山地，无民房及其它建筑物。3、巷道所处区域的地层情况区域含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。山西组含3-5层煤，其中4号煤层分布较稳定；太原组含6-9层煤，其中8-1、8-2、

7、9号煤层分布较稳定，其余为不稳定不可采煤层。石炭系上统太原组(C3t)，以砂岩与下伏本溪组整合接触，为本区主要含煤地层之一。本组地层厚度为81.02116.76m，平均为96.22m。本组可分为三段：下段(C3t)：由砂岩底至-1号煤层顶，本段地层厚度为37.3370.55m，平均52.70m。为一套灰、灰黑色细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成的碎屑岩段，夹02层不稳定的生物碎屑灰岩及薄层铝质泥岩，含煤35层，其中-1号煤层为大部可采煤层，-2号煤层为局部可采煤层，9号煤层为全区稳定可采煤层。中段(C3t2)：由L1灰岩底至L5灰岩顶，本段地层厚度为25.6657.76m，平均36.21m。岩

8、性由35层灰色泥晶（微晶）石灰岩夹深灰灰黑色泥岩、砂质泥岩和少量薄层粉细砂岩和煤层组成。本段所含的煤层均为不可采煤层。上段(C3t3)：由L5灰岩顶界至K3砂岩底，本段地层厚度为0-13.93m，平均6.62m，为深灰黑灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，夹薄层铝质泥岩和不稳定的6-1薄煤层。二、煤层赋存井田内共含5层全区可采或大部可采煤层，自上而下依次为山西组的3、4号煤层(3号煤层在本井田内已全部采完)和太原组的8-1、8-2、9号煤层。现分述如下：1）、3号煤层位于山西组的中上部，上距K4砂岩19.08-28.36m，平均25.76m。煤层厚度为0.68-1.36m，平均0.97m，不含夹矸，是

9、结构简单、较稳定的大部可采煤层。其顶板岩性为泥岩；底板岩性为泥岩。已采空。2）、4号煤层位于山西组中下部，上距3号煤层9.30-23.71m，平均17.71m；下距K3砂岩9.18-20.26m，平均13.76mm，平均1.36m，偶含0-2层厚度为0-0.34m的夹矸，是结构简单、稳定的大部可采煤层。其顶板岩性为泥岩、细粒砂岩，局部有一层炭质泥岩伪顶，底板岩性为泥岩、砂质泥岩。井下开采揭露西北角局部煤层厚度低于0.7m，为不可采区。3）、8-1号煤层位于太原组的中下部，上距K3砂岩36.97-51.26m，平均42.31mm，平均0.91m，是结构简单、稳定的大部可采煤层，不含夹矸。其顶板岩

10、性为石灰岩；底板岩性为泥岩、炭质泥岩。因顶板灰岩岩溶裂隙发育，在ZK9-1孔处该层煤被冲刷，因是单孔现象，且井下未揭露、开采该煤层，未能确定冲刷带范围。4）、8-2号煤层位于太原组的中下部，上距8-1号煤层0.47-2.43m，平均1.11mm，平均0.82m，是结构简单、不稳定的局部可采煤层，不含夹矸。顶板岩性为泥岩及炭质泥岩；底板岩性主要为泥岩。可采范围位于井田的西南及东南部，北部ZK9-2孔附近为尖灭带。5）、9号煤层位于太原组中下部，上距8-2号煤层9.62-15.47m，平均12.30mm，平均4.69m，含1-3层厚度为0.05-0.55m的夹矸，是结构较简单复杂、稳定的全区可采煤

11、层。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩；底板岩性为泥岩、粘土岩。6）、综合柱状图：（附后）三、煤层顶底板岩性特征表9号煤顶板为泥岩，厚度在3.20-5.85m，平均4.70m，裂隙发育，岩芯破碎，其抗压强度变异范围在8.8-15.2MPa之间，平均11.9MPa，抗拉强度变异范围在0.31-0.83MPa之间，平均0.56MPa，单项抗剪强度平均3.13MPa；9号煤底板也是泥岩，厚度在0.87-5.29m，平均2.70m，裂隙发育，岩芯破碎，其抗压强度在5.6-13.0MPa之间，平均9.0MPa，抗拉强度为0.320.60MPa，平均为0.42MPa，单项抗剪强度平均3.160MPa。顶底板名称岩石

12、类别平均厚度/m岩性顶板砂质泥岩、泥岩4.7裂隙发育、岩心破碎底板泥岩2.7裂隙发育、岩心破碎四、水文地质井田内沟壑纵横，切割强烈，具典型的黄土地貌特征。在梁峁地带被第四系中上更新统黄土所覆盖，沟谷中广泛出露第三系上新统红土和第四系全新统冲积层。基岩未见裸露。区内地势总体南高北低，最高点位于井田东南部山梁上，海拔标高1200.0m，最低点位于西南部沟谷中，海拔为942.5m，最大相对高差为257.5m。1、地表水与气象井田内有哪哈沟和大沟两条季节性沟谷，由南向北汇入罗侯沟，沟中水量很小，多为间歇性小水流，只有在洪水期才有大的洪流通过。本区属大陆性半干旱气候，春季干旱无雨，夏季炎热多雨，秋季温度

13、适中，冬季寒冷干燥。最高气温32.5，最低气温-20.1，多年平均气温12.5。全年无霜期175天，每年11月底冻结，翌年月初解冻，最大冻土深度0.91m，降水量为374.4577.7mm，大多集中在78月份，年平均蒸发量1711mm，蒸发量大于降水量。2、主要含水层本次工作收集有陈家湾村井田ZK6-0、石盘上井田ZK11-5、金家庄井田ZK3-4三个水文钻孔资料，上述水文孔分别对各含水层做了抽水试验，计算了水文地质参数，这三个钻孔施工至上马家沟组地层上段，对奥陶系岩溶水做了水位观测，获得了奥灰水水位标高808.643m、812.77m和807.66m，为各个含水层的综合评价提供了依据。详见水

14、文孔抽水试验成果表。(1)奥陶系岩溶裂隙含水层奥陶系灰岩在井田内属深埋型，据钻孔资料，区内南西部埋藏最深，北东部埋藏最浅，从区域资料总体分析，在垂直方向上峰峰组灰岩由白云质灰岩、泥灰岩及少量角砾状灰岩所组成，岩溶裂隙不甚发育，据本次施工的陈家湾村井田ZK6-0水文孔资料，由于矿区距排泄区距离较近，峰峰组地层中就有较好的含水层。但也属中等富水含水层。上、下马家沟组地层岩溶裂隙发育，是奥灰岩的主要含水层，一般为强富水含水层；在水平方向上，在构造发育部位和浅埋区一般富水性较强，否则较差。根据ZK3-4、ZK6-0和ZK11-5水文孔资料推测，井田内奥灰水水位标高在809.0-812.0m之间。(2)

15、石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸盐岩类岩溶裂隙含水层区内没有出露，根据ZK6-0水文孔资料，其主要含水层为灰岩和中粗粒砂岩，含水层共5层，总厚度6.0m，钻孔单位涌水量为0.033L/s·m。属弱富水含水层。但其含水层的富水性与奥灰水一样也有其不均一性，一般浅埋区、裂隙发育，补给条件较好富水性相对较强，否则，富水性相对较差。(3)二叠系山西组以及山西组以上碎屑岩裂隙含水层该组含水层以中粗砂岩为主。据ZK3-4水文孔资料，该含水层厚10.9m，钻孔单位涌水量为0.00034L/s·m，属弱富水含水层，水质类型为HCO3-·SO42-Na+型，矿化度0.62g/L。(4)

16、新生界松散岩类孔隙含水层该含水层包括上第三系上新统和第四系上更新统以及全新统地层。上第三系上新统地层广泛出露于本区内沟谷两侧，含水层为底部的半胶结状砾石层，由于其不整合于基岩面之上，与基岩风化裂隙构成较好的含水层，但由于其连续性较差，补给条件差，且厚度不稳定，故富水性差异较大，一般单井出水量10m3/d，属弱富水含水层，水质类型为HCO3-Na+型。第四系上更新统地层多分布在梁峁之上，但由于沟谷坡度大，降水多形成地表径流，对地下水补给有限，因此该含水层多为透水而不含水岩层，局部含上层滞水，水量微弱。第四系全新统地层分布在沟谷之中，含水层主要为砂砾石层，但由于含水层厚度小，单井出水量也不大，可供

17、生活和灌溉用水，属弱富水含水层，水质类型为HCO3-·SO42-Na+·Mg2+型，矿化度0.84g/L，水质较好。3、主要隔水层(1)石炭系中统本溪组泥岩隔水层据ZK11-5等5个延伸孔资料，本溪组地层平均厚15.75m，岩性以泥岩、粘土岩、铁铝岩为主，夹薄层石灰岩，隔水性能较好，区域稳定连续，加之9号煤下无煤段平均厚度达37.92m，合计53.67m，是主采9号煤与奥陶系岩溶水间重要的隔水层。(2)二叠系中统上、下石盒子组泥岩隔水层本组隔水层厚度较大，由数层泥岩和砂质泥岩组成，垂直分布呈平行复合式结构，裂隙不发育，为山西组顶部的隔水层，对松散岩类孔隙水与风化裂隙水的下渗

18、起着良好的隔水作用。4、地下水的补、径、排条件松散岩类孔隙含水层主要接受大气降水的补给，在雨后一定时间内，各民井水位有上升现象，其径流方向与地表水基本一致，向沟谷下游径流。地面蒸发和人工开采是主要的排泄方式。深部山西组砂岩裂隙含水层和太原组灰岩裂隙含水层主要是在其裸露区接受大气降水的补给。各含水层属于平行复合式结构，含、隔水层间均处于分散隔离状态，各含水层间的水力联系被其间隔水层所阻隔，它们之间存在着一定的水位差，若无构造沟通隔水层不遭破坏时，则各含水层间无互补关系。地下水主要以径流为主，径流方向一般沿岩层倾斜方向运动，排泄方式主要是矿坑排水。奥陶系岩溶水的补给主要是裸露区接受大气降水和地表水

19、的入渗补给，本区为岩溶水径流区，径流方向由南东流向北西，最终排向柳林群泉，近年来人工开采也是其主要排泄方式之一。(三)矿井充水因素分析及水害防治措施1、地表水对煤层开采的影响井田内没有大的地表水体，仅有数条季节性河流，其中以长尾沟沟最大，清水流量很小。一般来说河水通过基岩含水层渗透补给的水量是较弱的，但是，随着煤矿的开采，顶部岩层将遭到破坏，会使基岩裂隙加大、增多，特别是在北部及北东部煤层浅埋地段甚至形成地面塌陷，沟通断层以及其它构造形迹。2、构造对煤层开采的影响井田构造简单，未发现断层及陷落柱等构造。井田内煤层埋藏较深，主要充水水源为大气降水通过岩层裂隙、采空裂隙渗入井下。3、采空区积水情况

20、及其对煤层开采的影响据调查，根据采煤方法、地层产状、顶底板岩性及其稳定性、返水孔情况，确定本区3号煤层存在3块采空积水区，4号煤层存在4块采空积水区，另外据调查采空区都有一定积气存在。采空区情况统计表五、瓦斯、煤尘及自燃1、瓦斯2、煤尘根据晋煤检20121703号“矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果表”可知，9号煤层具有煤尘爆炸性。3、煤的自燃根据晋煤检20121703号“矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果表”可知，9#煤层煤的自燃倾向性等级为级，为自燃煤层。4、地温、地压根据以往钻孔资料，地温梯度为0.95-1.73/100m，平均1.43/100m，属地温正常区。另据煤矿资料，本井田地

21、压正常。第三章 巷道布置及支护说明一、巷道布置X=4136279.535；Y=19499897.632；Z(上口)=+860.581；Z(下口)=+825.581，井底煤仓及装载硐室总工程量35井底煤仓采用复合支护，掘进时临时支护采用锚网喷支护，永久支护采用双层钢筋混凝土+素混凝土+铁钢砂双层钢筋混凝土联合支护方式。煤仓整体分为煤仓上口与仓帽、上口壁座与仓体、下口壁座、漏斗、装载硐室、附属硐室（信号硐室）六部分。1、上口部分2m的圆形小断面，小断面净直径4m，掘进直径5m；仓帽高2m为圆形变化断面，由上口小断面净直径4m逐渐刷大为仓体断面净直径7m；2、上口壁座长度为2.0m，仓体长度为15.

22、536m，圆形断面，净直径7m，掘进直径8m，掘进断面50.24m2，净断面38.47m2；3、下口壁座段2.018m，断面同仓体，壁座为三角形壁座，高1.3m，宽0.5m，斜长1.418m；4、漏斗高4.546m，由仓体净直径7m的圆断面自上而下变为1.55m×1.3m的矩形断面；5、装载硐室为刷扩巷道（原巷道为半圆拱巷道净宽为5m，净高为4.1m，拱高2.5m），刷扩长度为7.7m，刷扩宽度7.0m，刷扩高度为6.9m，刷扩高度最小处5.262m，刷扩高度最大处8.065mm，净高最小处4.944m，净高最大处7.346m；6、信号硐室净宽为3m，净高为2.7m，长度3.0m；二

23、、一次支护2、仓身锚网喷支护参数：锚杆：锚杆间排距800mm×800mm，矩形布置，每根锚杆使用一卷Z2360型锚固剂和一卷K2335型锚固剂，托盘抗拔力不小于108KN。金属网： 厚度为50mm，砼强度设计为C25。三、永久支护根据情况采用间隔布置。四、巷道平、断面图1、井底煤仓及装载硐室平面图、断面图：(附后)2、井底煤仓及装载硐室剖面图：(附后)3、井底煤仓及装载硐室配筋图及钢筋消耗表：(附后)第四章 施工方案一、反井钻孔施工二、煤仓施工前，地测科测量标定施工位置，技术科绘制详细施工断面变化图和参数表，施工队严格按图纸尺寸要求从上往下进行刷帮和挑顶。刷扩必须刷扩1m支护好1m，

24、严禁空顶空帮，严禁在刷扩后未进行支护而进行其它作业。三、质量标准和要求检查项目允许偏差（mm）1立井井筒净半径有提升0150无提升-50+1502斜井平硐巷道净宽中线至任一帮距离主要巷道0150一般巷道-50+150无中线测全宽一般巷道-50+200净高腰线至顶、底板距离主要巷道0150一般巷道-50+150无腰线测全高一般巷道-50+2003硐室净宽中线至任一帮距离机电硐室0100非机电硐室-20+150净高腰线至顶、底板距离机电硐室-30+100非机电硐室-30+150金属网、塑料网喷射混凝土所用的水泥、水、骨料、外加剂的质量应符合施工组织设计的要求。喷射混凝土的配合比和外加剂掺量应符合现

25、行国家标准锚杆喷射混凝土支护技术规范GB 50086的有关规定。喷射混凝土的抗压强度应符合设计要求，其强度的检验应符合本规范规定。检查项目允许偏差（mm）1立井井筒净半径有提升0150无提升-50+1502斜井平硐巷道净宽中线至任一帮距离主要巷道0150一般巷道-50+150无中线测全宽一般巷道-50+200净高腰线至顶、底板距离主要巷道0150一般巷道-50+150无腰线测全高一般巷道-50+2003硐室净宽中线至任一帮距离机电硐室0100非机电硐室-20+150净高腰线至顶、底板距离机电硐室-30+100非机电硐室-30+150金属网、塑料网喷射混凝土的支护厚度不应小于设计值90%。检查项

26、目允许偏差检验方法1表面平整度50mm用1m靠尺和塞尺量检查点上1内的最大值2基础深度10%尺量检查点两墙基础深度第五章 施工工艺一、施工顺序二、施工前的准备工作三、炮掘施工 爆破条件四、锚网喷施工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部所有灰浆和材料。五、混凝土浇注施工配合比按照图纸要求在施工前进行砼配比试验，严格按照砼配比试验单进行施工。1、绑扎钢筋：根据设计图纸进行绑扎钢筋，内外层环筋均为16300mm，内层竖筋为16205mm，外层竖筋为18237mm；内外层钢筋之间采用8600的联系筋拉连；钢筋搭接方式为绑扎，搭接长度为600mm，搭接头要错开，避免在同一断面上。2、

27、支模板：首先找中线固定碹箍，确保碹胎符合设计要求，然后铺设固定模板,碹箍之间用联系拉杆可靠连接。模板采用建筑钢模板，规格为1.5m×0.3m×0.05m。3、浇筑砼：采用边加设模板边浇筑的方法，砼每浇筑300mm便振捣一次。振捣要均匀，责任到人，遵守“快插慢提、分层浇筑、振捣均匀的原则”保证质量，消灭蜂窝、麻面。六、爆破警戒设置1）警戒的设置和撤除必须由班组长亲自安排专人执行，爆破前所有人员必须全部撤到警戒线以外的安全地点并清点确认后，班组长方可下达爆破命令。2）严格按照爆破图表和爆破说明书进行装药爆破，确保巷道成形符合标准要求。3）爆破前严格按照爆破警戒图设置好警戒，在警

28、戒未解除前，任何人不得进入警戒区内。4）严格执行“三人联锁放炮”制度。5）警戒处必须绳、牌、哨齐全、完好并规范使用。七、作业工序标准要求一）、交接班安全检查标准及要求：1、严格执行敲帮问顶制度，每班开工前及每次放炮后进入工作地点，首先要进行敲帮问顶，找掉危岩活矸。2、找帮人员应站在安全地点，并保持后路的安全畅通。3、找帮人员应先上部后下部依次进行，找帮地点不得进行其他作业。4、找帮由有经验的作业人员担任，作业时，班组长站其侧面观察围岩并辅助照明。5、每班班前、班中、班末，当班施工负责人应经常巡视后路，搞好顶板管理，发现问题及时汇报处理。6、下列情况不得进行交接班：饮酒后的接班人员；事故处理或正

29、在进行重要操作之中；接班人尚未到齐之前；非当班人员操作工交代情况可不接班。7、交接班应做到：十交：交任务、交安全、交指示、交操作情况、交质量、交技术资料、交仪器设备、交工具、交存在问题、交措施；五不交：操作不稳不交、记录不全不交、难整改的问题未整改不交、卫生不好不交、工具不全不交；五清：看清、讲清、问清、查清、点清；两交接：现场交接、实物交接。二）、打眼作业标准及要求：1、进入交接班地点检查打眼机具的使用情况，检查压风、供水管路、打眼机具零部件是否齐全、完好。2、作业前，首先进行敲帮问顶，检查工作面支护和矸石留存情况，矸石必须清楚干净。3、打眼前，先看好中心线，根据爆破作业图表要求，拉中心线，

30、标出炮眼位置。4、钻孔前先不装钻杆，升起、降下支腿三次。检查钻杆是否直，否则使钻机振动。钻杆是否堵塞，钻头是否锋利，钻头不锋利将会影响钻孔速度。操作人员要站稳，防止钻机扭矩载荷增大时失去平衡而发生意外。作业时注意气腿的供气不要太大，如果气腿升高过快，不仅顶弯钻杆，还会造成事故。钻机钻进后打开控制把，按岩石硬度调整转速和推进速度。完成钻孔后关闭供水开关，气腿缩回时慢转马达，挪开钻机后，再人工拔出钻杆。6、炮眼钻完后，用吹眼器把炮眼全部吹净。将打眼工具设备搬离迎头，将打眼设备、电缆或风带等用具及时提升至井口。7、坚持湿式打眼，搞好防尘工作。作业时要佩戴防尘口罩，搞好个人防护。8、爱护工具、设备，正

31、确使用机械设备，不违反操作规程。9、交接班时把打眼机具、风、水管路收起放好，向下一班交代清楚。10、打眼工有下列情况之一时，不得打眼：篦子未下放掩盖住反井钻孔；安全带等装置没固定好；工作面瞎炮未处理；装药时；有空帮现象；迎头安全条件不好或发生异常情况。三）、刷扩作业标准及要求：1、施工前，要掩护好风、水、电等管、线设施及主皮带机；施工设备要安放到规定的安全地点。2、严格按中、腰线检查巷道断面尺寸，严格按图纸要求进行刷帮、挑顶。3、刷扩施工过程中，要经常检查工作范围内的顶板情况，如发现支护不牢靠，必须立即按由外到里的顺序进行处理。4、刷扩时，高于2m的刷扩必须搭设工作台，工作台应固定可靠，并加设

32、防护栏杆。四）、爆破作业标准及要求：1、装药、连线与警戒：1）、装药前有下列情况之一的，严禁装药：、工作距离不符合作业规程的规定，或者支护设施有损坏、或者伞檐超过规定。、爆破地点20m以内，矿车、未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。、爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%。、炮眼内发现异状、温度骤低，有显著瓦斯涌出，煤岩松散，透老空区等情况。4）、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的当班班长协助爆破工（放炮员）进行，在所有雷管脚线连好后，才能连母线。爆破母线连接脚线，检查线路和通电工作，只准放炮员一人操作。5）、爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方可下达起爆命令。

33、6）、爆破前，爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线与脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳、刮板输送机等导体相接触，爆破母线要随用随挂，不得使用固定爆破母线。7）、放炮员在放炮前必须最后离开爆破地点，并必须在75m以外安全地点起爆。8）、发爆器的钥匙，必须由放炮员随身携带，严禁转交他人。9）、爆破前，当班班长必须亲自布置专人担任警戒，警戒人员必须在安全地点警戒，警戒线处应设置警戒牌、或拉线，当班班长未通知解除警戒的，警戒人员不得擅自离岗。2、放炮1）、放炮员在拿到放炮牌、接到起爆命令后，必须先发出爆破警号：（1）吹三声哨子，警戒人员必须回三声哨。（2）看还有

34、无滞留人员。（3）再停5秒，方可起爆。2）、爆破后，待工作面的炮烟被吹散后，放炮员、瓦检员、当班班长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、拒残爆等情况，如有危险情况，必须立即处理。3）、严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度。4）、爆破前必须洒水。五）、敲帮问顶作业标准及要求：1、每班作业前及放炮后进入工作面，首先要进行铁篦子下方遮盖住反井钻孔，在进行找帮工作，将松动岩石清除掉。2、找顶工作应又有经验的人员担任，一人找帮，一人协助，班组长观察，班组长要站在找帮人的侧面，找帮地点不得同时进行其它工作。3、找帮时，帮部敲击发出“空空”的声音时，就立即找下，要顺着裂隙、层理慢慢找下，

35、不得硬刨。4、施工时要经常敲帮问顶，发现问题必须立即处理。敲帮问顶中，所撬危石有松动迹象，但又不容易被撬下的，要采取支护或隔离措施，并做好标记，提醒他人不要在此停留，进行监控，直至此隐患彻底消除。5、找帮人员应穿戴齐劳保防护用品，正确使用敲帮问顶工具。六）、锚杆支护作业标准及要求： 1、进行支护作业前，必须经敲帮问顶后确认安全，作业人员必须站在支护完好的环境下作业。2、必须采用湿式钻眼。钻好眼后，用压风吹净钻孔。3、钻眼时，操作者分腿站在钻机一侧，双手紧握操作手把，身体保持平衡，扶钻人员将钻杆尾部插入钻机口，用钎卡卡住，牢固后，缓送油和缸阀门，使钻机慢慢升起，对准眼位后，点动钻机，待眼位固定钻

36、进一定深度时，开水，扶钻人员退到安全地点，如眼孔设计较深，先用短钻杆钻进后再用长钻杆。4、换钻杆时，关水，停钻，将钻机慢慢缩回到位，松开钎卡，钻杆换后，用钎卡牢固卡住后继续钻进。钻眼过程中，注意观察钻杆的垂直、接头、钻头的完好情况，及钻机运行是否正常。5、严格控制钻眼角度，扶钻人员要扎紧袖口，严禁带手套。打眼或安装锚杆时，除操作者外，其他人均应站在钻机0.5m的半径以外。6、安装锚杆时，缓缓升起钻机，将药卷顶至孔底，开机搅拌，边搅拌边推直到锚杆顶端推到眼底，充分搅拌后，降下钻机，按规定时间等待树脂凝固，用钻机使其达到规定预紧力（锚杆预紧力为150N·m）。7、搅拌时，必须一次完成，中

37、途不得停机，并严格控制搅拌时间。坚持打一个孔安装一个锚杆。8、锚杆质量检测：1）、采用力矩扳手检查锚杆预紧力，将力矩扳手套筒套在锚杆螺母上，进行顺时针旋转，当指针只能达到规定预紧力时，为合格，不合格的应重新拧紧至规定拧紧力。2）、采用锚杆拉拔器检测锚杆抗拔力，将拉拔器套筒套在锚杆螺母上，将拉拔器头与套筒连接坚固后，进行打压拉拔，压力表指针达到规定时，为合格，不合格的应及时补打锚杆。七）、喷射砼作业标准及要求：1、认真检查帮部，发现危岩活石必须用长柄工具摘除掉，消除不安全因素。2、检查井巷掘进工程质量，使其符合设计要求，巷道欠挖超过规定的必须处理，用细铁丝在断面内均匀悬挂8-12根垂线，以便按线

38、喷浆，保证喷射质量。3、巷道两帮基底存矸，必须清除干净彻底。4、喷射段内障碍物必须拆除，不便移动的机电设备、电缆、管件必须掩盖好，以防误喷及回弹料掩埋覆盖。5、喷射前应对喷射机风、水、电管线进行全面检查和试运转，发现问题及时处理，保证做到喷射机各部件齐全完好，给料系统内无杂物、无堵塞，出料弯头完好无损，各联结装置及摩擦板紧固好，送电、送风检查喷浆机运转情况达到：机子密封严密，任何处无漏风现象，转子运转方向运转对头，正运转，转子运转时一周12个孔排气，“噗 、噗”声正常，无堵眼现象。6、喷射混凝土操作时，应先送风，再送电、后给水、最后给料，喷浆结束时，应先停料，待料喷净后停电，最后断水，停风。停

39、风前要开大压风阀门，将输料管内的存料吹净。7、喷射过程中，料要上得连续均匀，料半内应始终保持足够数量的存料。速凝剂要按比例均匀加入，应随料往料内洒入少许速凝剂。8、喷射顺序：喷射时自下而上进行，喷头按直径为200250mm螺旋形轨道顺时针方向运行一圈压半圈地均匀缓慢移动。进行复喷前，一定要先用水冲洗原喷层，然后进行复喷。9、喷射混凝土终凝后2小时开始进行洒水养护，每8小时左右喷水一次，养护不少于7天。10、喷射作业人员应佩带好必要的保护用品，做好个人防护，必须具备护眼罩、防尘口罩，长筒乳胶手套和必要的照明设备。施工中突然发生停电、停水、停风不能继续作业时，应将喷射机和输料管中的混合料及时清除干

40、净。八）、钢筋施工作业标准及要求：1、钢筋和钢筋制成品的品种、规格、性能应符合设计要求和国家现行有关标准的规定。2、钢筋加工的规格应符合设计要求。3、钢筋搭接长度应符合设计要求，搭接接头错开应符合国家有关标准的规定。分段施工的井筒井壁或巷道钢筋搭接接头错开难以做到时，全截面内的钢筋应保证搭接长度符合国家现行有关标准的规定。4、钢筋或钢筋网片的绑扎应符合下列规定：扎丝规格符合设计规定；缺扣、松扣的数量不得超过应绑扎量的20%，且不应连续。5、钢筋或钢筋网片的焊接应符合下列规定：骨架不漏焊、开焊，网片的漏焊、开焊点不得超过应焊点数的4%，且不应连接。6、钢筋位置的允许偏差的规定：钢筋位置的允许偏差

41、检 查 项 目允许偏差（mm）1受力钢筋距离±20排距±102箍筋、构造筋间距±303受力钢筋保护层±10九）、支模安装作业标准及要求：1、支碹胎前先检查巷道帮部安全情况，脚手架或操作台的稳固情况、碹胎规格、质量情况。2、安装顺序必须按碹箍的施工设计进行，严禁任意变动。3、安装时，超过2m高时，应搭设操作平台，不准在搭设好的模板上攀爬或行走。4、碹箍拉杆及撑柱应安装牢固，撑柱下的支撑面应平整垫实。5、支模应按施工工序进行，模板安装时，不允许上下交叉作业，模板没有固定前，不得进行下道工序。6、撑柱选材一定要合格，满足荷载需要，防止模板塌陷造成质量缺陷及安全

42、事故。7、碹胎的模板应随砌随放(双层钢筋混凝土碹除外)并摆放平整。外部不平整处，可用木楔垫平。模板厚度应一致，对接要齐，对缝应严密、平整，不准漏浆。8、碹箍、模板安装完毕，必须进行检查验收后，方可浇注砼。十）、浇注混凝土作业标准及要求：1、混凝土使用的各种原材料、外加剂等必须符合施工规范的有关规定，使用前检查出厂合格证、试验报告等。混凝土的各项技术参数必须符合要求。2、浇注混凝土前，模板表面残余骨料等杂物必须清理干净，模板表面脱模剂必须涂刷均匀，不得漏刷，以免拆模后混凝土表面有破损或麻面现象。3、保证混凝土振捣密实，以免气泡未排出而形成麻面。4、保证混凝土不出现离析现象、浇注时不漏浆。5、混凝

43、土一次下料不能过多，严格控制分层厚度，采用正确的振捣方法，振捣密实，不能漏振，以免造成蜂窝、孔洞等缺陷。6、模板应支设牢固、缝隙堵塞严密，以免造成烂根和蜂窝。7、混凝土施工缝的留置和处理必须符合设计要求和施工规范的规定。混凝土施工缝表面必须经剔凿、冲洗，并且在继续浇注时振捣密实，保证施工缝处混凝土结合质量，防止有缝隙或夹渣等，造成结构整体性不良。8、混凝土浇注后应由专人负责养护，保证混凝土强度在规定时间内达到要求。9、气温低于5时，不得喷水养护。气温高于5时，需喷水养护。10、冬季施工时混凝土应做好保温和测温工作。拆除模板和保温层时，应在混凝土温度冷却至+5以后。拆模后混凝土表面温度与环境温度

44、温差大于15时，混凝土表面应继续覆盖养护，使其慢慢冷却。十一）、模板拆除作业标准及要求：1、模板拆除前，必须确认砼强度是否达到规定，并经拆模申请批准后方可进行，砼强度未达到规定，严禁提前拆模。2、模板拆除前应向施工班组进行安全技术交底，在作业范围内设置安全警戒线并悬挂警示牌，拆除时派专人监护看守。3、模板拆除的顺序应按先支的后拆，后支的先拆，先拆撑柱及拉杆，后拆碹箍及模板，自上而下的原则进行。4、在拆除模板时，要有专人指挥和切实的安全措施。5、拆除模板要用长撬杠，严禁操作人员站在正拆除的模板下方逗留或进行其它作业。6、拆除2m以上的模板时，人员要站在工作台，工作台要固定可靠，并设防护栏杆。7、

45、拆除模板应逐块拆卸，不得成片松动或撬落。8、及时清除模板上粘结的骨料杂物，变形、损坏的模板及时升井修理，完好的，在指定的地点堆放整齐。第六章 一通三防一、通风根据工程特性及井下实际，风筒端头设置在胶带机头硐室内，在煤仓上口进风行人平巷内安装两道风门，乏风经反井钻孔流向主斜井至地面。风门设置调节风窗，两道风门之间设联锁机构，两道门不得同时打开。1、通风系统使用FBDNO5.6/2×15型矿用隔爆型对旋轴流局部通风机、 Ø800mm阻燃胶质风筒压入式向工作面通风。通风路线：地面局部通风机风筒主斜井煤仓上口进风行人平巷工作面乏风主斜井井筒地面。通风系统示意图：（附后）2、风量计算

46、（说明：煤仓净断面积为38.47m2，计算时取38.47m2）掘进工作面的实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。1、按照瓦斯涌出量计算Qhf=100×qhg×khg=100×0.09×1.1=9.9m3/min式中：Qhf掘进工作面实际需要风量，m3/min；qhg掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.09m3/min；khg掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，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绝对瓦斯涌出量的比值，取1.1；100按掘进工作面回

47、风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。2、按照二氧化碳涌出量计算Qhf=67×qhc×khc=67×0.18×1.1=13.266m3/min式中：Qhf掘进工作面实际需要风量，m3/min；qhc掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.18m3/min；khc掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，取1.1；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、按炸药量计算二级煤矿许用炸药Qhf=10Ahf=10×30.4=

48、304m3/min式中：Ahf掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，30.4kg。4、按人数计算：Qhf=4Nhf=4×40=160m3/min式中：Qhf掘进工作面实际需要风量，m3/min；4每人每分钟供给的最小风量，m3/min；Nhf掘进工作面交接班时的最多人数，取40人。5、按良好的劳动气候条件所需风量计算：Qhf=60×V小S=60×0.15×38.47=346.23m3/min式中：Qhf掘进工作面供风量，m3/min；V小良好的气候条件所需要的最低风速，岩巷0.15m/s；S掘进巷道的净断面积，38.47m2；通过以上计算，取最大值，本工作

49、面实际需风量346.23m3/min，符合煤矿安全规程规定的范围，选用FBD5.6/2×15kw型矿用隔爆对旋轴流局部通风机为该工作面供风，该风机额定吸风量Q吸=270410 m3/min，满足使用要求。3、通风管理加强通风管理，局部通风机必须有专职人员留名挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其它人员不得随意停开。风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，矿车和支架不得磨擦挤压风筒，风筒口距迎头岩巷不大于10m，煤巷不大于5m，以保证迎头有足够的风量，漏风率不超过3。管理好为本工作面风筒及瓦斯牌板等设施，不准随意破坏。不得随意停开风机；因检修，停电等原因停风时，必须撤出人

50、员，切断电源。局部通风机必须使用风电闭锁、瓦斯电闭锁，使用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电或与采煤工作面分开供电。掘进工作面施工时，迎头必须悬挂便携式甲烷检测仪，工作面瓦斯浓度达到1%时，必须立即停止一切作业，查明原因，及时处理。掘进工作面风流二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止作业，切断电源，撤出人员，汇报调度室，查明原因，并采取措施进行处理。停风区域中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3%时，瓦斯检查工必须汇报调度室和通风负责人，撤出停风区域所有作业人员，切断电源。请示通风负责人，经同意后，方可启动局部通风机按汇风点瓦斯浓度不超过1%的限量原

51、则进行排放，排放时通风负责人必须现场指挥。排放期间，安排专人时时检查第一汇风点的瓦斯情况。风筒接头要严实、无破口、无反接头，接头要反压边，风筒吊挂要平直，逢环必挂，拐弯处必须设弯头，严禁拐死弯。因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降低到0.5%以下时，方可人工手动复电。二、防尘1、防尘设施巷道敷设一趟DN65静压水管，每50m一个三通阀门，外接25m长软管，用于巷道冲洗和消防备用。距工作面20m范围内安设一道净化水幕，喷嘴5个逆风流方向成15°角。防尘系统示意图：（附后）2、防尘管理必须采用湿式打眼，定期冲洗井巷岩帮，确保巷道无粉尘积聚现象。掘进作业时，应使用喷雾

52、防尘，并对掘进迎头含尘气流进行有效降尘控制。工作面设置喷头，配备喷雾洒水装置或设置捕尘器，保持喷雾洒水系统的完好性。掘进迎头的回风口混合风流处20m 内安设一道能封闭全断面的常开净化水幕，并在有效范围内挖出引水沟。加强通风管理、控制巷道风速，防止煤尘飞扬。采取有效措施防止引燃煤尘，杜绝非生产需要的火源，严格控制生产中可能发生的热源。加强个人防护，进入工作面作业人员应佩戴防尘口罩。三、防瓦斯1、瓦斯监测在距工作面5m范围内1号瓦斯传感器。传感器吊挂位置：距顶不大于300mm，距帮不小于200mm的回风侧。2号传感器安装在距井口1015m处，距顶板300mm。掘进工作面每班设置专职瓦斯员，配备光学瓦检仪和便携式瓦检仪检测巷道内的瓦斯。跟班队干、井下电钳工、安全员随身携带便携式瓦检仪，并正确使用。工作面迎头附近悬挂便