二采区一区段溜煤上山作业规程

1、.盘县西冲大湾祥兴煤矿60万吨/年新井建立二采区一区段溜煤上山作业规程目 录 TOC o 1-3 h z u HYPERLINK l _Toc290588769 第一部分 编制概要 PAGEREF _Toc290588769 h 4 HYPERLINK l _Toc290588770 第一节 编制要求 PAGEREF _Toc290588770 h 4 HYPERLINK l _Toc290588771 第二部分 规程编制 PAGEREF _Toc290588771 h 8 HYPERLINK l _Toc290588772 第一章 概 况 PAGEREF _Toc290588772 h 8

2、HYPERLINK l _Toc290588773 第一节 概 述 PAGEREF _Toc290588773 h 8 HYPERLINK l _Toc290588774 第二节 编写根据 PAGEREF _Toc290588774 h 9 HYPERLINK l _Toc290588775 第二章 地面相对位置及地质情况 PAGEREF _Toc290588775 h 11 HYPERLINK l _Toc290588776 第一节 地面相对位置及临近采区开采情况 PAGEREF _Toc290588776 h 11 HYPERLINK l _Toc290588777 第二节 煤岩层赋存特征

3、 PAGEREF _Toc290588777 h 12 HYPERLINK l _Toc290588778 第三节 地质构造 PAGEREF _Toc290588778 h 13 HYPERLINK l _Toc290588779 第四节 水文地质 PAGEREF _Toc290588779 h 14 HYPERLINK l _Toc290588780 第三章 巷道布置及支护阐明 PAGEREF _Toc290588780 h 15 HYPERLINK l _Toc290588781 第一节 巷道布置 PAGEREF _Toc290588781 h 15 HYPERLINK l _Toc290

4、588782 第二节 矿压观测 PAGEREF _Toc290588782 h 15 HYPERLINK l _Toc290588783 第三节 支护设计 PAGEREF _Toc290588783 h 16 HYPERLINK l _Toc290588784 第四节 支护工艺 PAGEREF _Toc290588784 h 17 HYPERLINK l _Toc290588785 第四章 施工工艺 PAGEREF _Toc290588785 h 21 HYPERLINK l _Toc290588786 第一节 施工方法 PAGEREF _Toc290588786 h 21 HYPERLINK

5、 l _Toc290588787 第二节 凿岩方式 PAGEREF _Toc290588787 h 21 HYPERLINK l _Toc290588788 第三节 爆破作业 PAGEREF _Toc290588788 h 22 HYPERLINK l _Toc290588789 第四节 装载与运输 PAGEREF _Toc290588789 h 24 HYPERLINK l _Toc290588790 第五节 管线及轨道敷设 PAGEREF _Toc290588790 h 24 HYPERLINK l _Toc290588791 第六节 设备及工具配备 PAGEREF _Toc2905887

6、91 h 25 HYPERLINK l _Toc290588792 第五章 消费系统 PAGEREF _Toc290588792 h 26 HYPERLINK l _Toc290588793 第一节 通风 PAGEREF _Toc290588793 h 26 HYPERLINK l _Toc290588794 第二节 压风 PAGEREF _Toc290588794 h 33 HYPERLINK l _Toc290588795 第三节 瓦斯防治 PAGEREF _Toc290588795 h 34 HYPERLINK l _Toc290588796 第四节 综合防尘 PAGEREF _Toc2

7、90588796 h 34 HYPERLINK l _Toc290588797 第五节 防灭火 PAGEREF _Toc290588797 h 35 HYPERLINK l _Toc290588798 第六节 平安监控 PAGEREF _Toc290588798 h 36 HYPERLINK l _Toc290588799 第七节 供电 PAGEREF _Toc290588799 h 37 HYPERLINK l _Toc290588800 第八节 排水 PAGEREF _Toc290588800 h 37 HYPERLINK l _Toc290588801 第九节 运输 PAGEREF _T

8、oc290588801 h 37 HYPERLINK l _Toc290588802 第十节 照明、通讯和信号 PAGEREF _Toc290588802 h 37 HYPERLINK l _Toc290588803 第六章 劳动组织及主要技术经济目的 PAGEREF _Toc290588803 h 39 HYPERLINK l _Toc290588804 第一节 劳动组织 PAGEREF _Toc290588804 h 39 HYPERLINK l _Toc290588805 第二节 作业循环 PAGEREF _Toc290588805 h 40 HYPERLINK l _Toc290588

9、806 第三节 主要技术经济目的 PAGEREF _Toc290588806 h 41 HYPERLINK l _Toc290588807 第七章 平安技术措施 PAGEREF _Toc290588807 h 43 HYPERLINK l _Toc290588808 第一节 施工预备 PAGEREF _Toc290588808 h 43 HYPERLINK l _Toc290588809 第二节 一通三防 PAGEREF _Toc290588809 h 43 HYPERLINK l _Toc290588810 第三节 顶板 PAGEREF _Toc290588810 h 49 HYPERLIN

10、K l _Toc290588811 第四节 爆破 PAGEREF _Toc290588811 h 52 HYPERLINK l _Toc290588812 第五节 防治水 PAGEREF _Toc290588812 h 56 HYPERLINK l _Toc290588813 第六节 机电 PAGEREF _Toc290588813 h 57 HYPERLINK l _Toc290588814 第七节 运输 PAGEREF _Toc290588814 h 59 HYPERLINK l _Toc290588815 第八节 其他 PAGEREF _Toc290588815 h 61 HYPERLI

11、NK l _Toc290588816 第八章 灾祸应急措施及避灾道路 PAGEREF _Toc290588816 h 62 HYPERLINK l _Toc290588817 第一节 灾祸应急措施 PAGEREF _Toc290588817 h 62 HYPERLINK l _Toc290588818 第二节 避灾线路 PAGEREF _Toc290588818 h 64第一部分 编制概要第一节 编制要求巷道施工要求(一)二采区一区段溜煤上山作为二采区施工21031回风巷时的运输运用，井巷设计长度480m，采用钻爆法施工。(二)巷道位于祥兴煤矿二采区范围内，按中、腰线施工，设计方位209，坡度

12、为40，沿3#煤层前掘，属于顺煤层施工巷道。(三)相关部门提供的图纸有，井上下对照图、地质地形图、水文地质图。此作业规程附有以以下图纸(一)巷道布置平面图、剖面图。(二)地层综合柱状图。(三)地质平面图、剖面图。(四)巷道支护断面图。(五)暂时支护平面图、剖面图。(六) 设备布置表示图，供电系统表示图。(七) 炮眼布置正视图、侧视图、俯视图，装药构造表示图等。(八) 通风系统表示图。(九) 运输系统、排水系统、防尘系统表示图。(十) 抽放瓦斯系统、平安监测仪器仪表布置表示图。(十一) 避灾道路表示图。巷道布置原那么此巷道在设计布置时充分思索了工业广场、水文地质、经济等要素，并以平安、经济为原那

13、么来进展施工布置。掘进作业规程按章节附图表，并按顺序编号相关内容规定、中已有明确规定的，且又属于在作业规程中必需执行的条文，只在作业规程中写上该条文的条、款号，在学习作业规程时一并贯彻其条文内容;未明确规定的，而在作业规程中需求规定的内容，在作业规程或施工措施中已明确规定。其它专项平安技术措施编制要求(一)专项平安投术措施，由施工单位的工程技术人员根据施工现场消费条件发生变化的实践情况进展编写。(二)编写的专项平安技术措施要有预见性、针对性、可行性。编制前，编写人员必需先到现场勘察任务面的实践情况，掌握现场施工条件;要使平安技术专项措施符合工程设计文件的规定。(三)出现以下情况之一者，应编写专

14、项平安技术措施并报矿总工程师进展审核。1施工过程中忽然遇到地质构造，过较大的断层、褶曲构造、老空，瓦斯异常、透水等;2遇冲击地压、煤与瓦斯突出、冒顶区，应力集中区;3施工过程中遇松软的煤、岩层或流沙性地层;4在火区附近、注浆采区下分层要挟施工平安;5施工现场地质条件、施工方法、支护方式发生变化，与作业规程不符;6作业规程有关规定不详细或末包括的内容;7其他能够遭到危害或要挟的施工现场。(四)平安技术专项措施编制的内容:1施工方法、工艺、工序安排等;2支护方式和支护资料;3消费系统与原规程不同的，在措施中阐明;4工程的规格尺寸等，要有附图;5其他与措施有关的内容。巷道贯穿专项平安技术措施。(一)

15、必需符合 第一百零八条的规定。(二)工序安排，在掘进巷道贯穿前，综合机械化掘进巷道在相距50m前、其他巷道在相距20 m前，只准从一个掘进任务面向前贯穿，另一个任务面必需停顿作业等。(三)任务面加强顶板支护的支护方式。(四)贯穿前长探短掘，明确探眼的位置、角度、深度、数量，附三视图。(五)制定爆破制度，设定警戒位置，对有关设备采取维护措施。(六)水、火瓦斯及有害气体的检查和处置方法。(七)贯穿前通风，贯穿后调风的方法，附贯穿前后通风表示图。(八)有水患的巷道贯穿，制定探水、放水、排水的方法。预防瓦斯突出专项平安技术措施另行编制区域和部分防突措施，并包括以下内容(一)煤与瓦斯突出的预兆。(二)防

16、突措施的选定。(三)注水措施技术参数。(四)预测目的和临界值的选定。(五)预测方法。(六)操作要求。(七)平安防护措施及防止灾祸扩展的措施。出现以下情况之一时必需重新编写作业规程(一)地质条件和围岩有较大变化。(二)改动了原巷道规格和支护方式。(三)改动了原施工工艺和主要工序安排。(四)原作业规程与现场情况不符，失去可操作性。第二部分 规程编制第一章 概 况第一节 概 述巷道情况工程称号二采区一区段溜煤上山设计长度m480巷道与煤层位置简述该巷道在3#煤层内施工，按209方位施工，估计煤层倾角5575之间，应留意超前支护及防突任务。用途作为一采区备用任务面运输、通风煤岩别半煤巷施工要求误差中心

17、边线左100mm右100mm施工起点标高+1490.4m腰线上100mm下100mm中/腰线中线方位角209坡度小于17掘进工程量m34420支护方式锚网索净高2.8m净断面8.3m2装运方式任务面运用SGB40T型刮板运输机配合皮带及1.1 m3矿车净宽3.4m掘进断面9.2m2墙高1.1m效力年限2年估计开工时间2021.8.5估计开工时间2021.12.31通风方式2*30kw部分通风机压入式通风所需风量408.75所需设备风动凿岩机3台、刮板运输机1台、可伸缩皮带1台、风动防突钻机3台、风镐5台、液压锚杆机1台、气动锚杆机1台、部分通风机2台、潜水泵2台、开关4台。施工中的特殊技术要求

18、、需求重点阐明的问题在施工中如遇地质破碎带，巷道支护压力大的时候立刻汇报矿总工程师，采取其它加固措施或改换支护方式。在施工中严厉执行探放水以及防突任务，特别是上部原采空区积水应加强留意。巷道布置平面图附图一第二节 编写根据经过审批的设计及其同意时间等根据相关资料进展编写;根据相关资料进展编写;根据相关规定进展编写;根据相关内容进展编写;根据相关规定进展编写;根据相关规定进展编写;根据相关内容进展编写;根据相关内容进展编写;根据相关内容进展编写;根据相关内容进展编写。地质阐明书根据初步设计方案本巷道需穿越的地层为第四系Q、二叠系上统宣威组P3xn,所穿越地层,多为灰深灰色粉砂岩、细砂岩、泥岩及煤

19、层，巩固程度：极软岩较硬岩，根本质量等级为类。二叠系上统宣威组P3xn为矿区直接充水岩层，含裂隙水，为弱含水层。矿压观测资料根据初步设计方案相关内容，巷道在过煤层以及地质破碎带期间应加强对矿压的观测，主要观测手段为钢尺丈量巷道宽、高、拱距，巷道变形量达10%以上那么进展修复。其他技术规定根据巷道坡度、方位安装矿用激光指向仪，严厉按方位及坡度控制。在采用锚网索支护时托盘及锚网必需紧贴煤岩面，严禁出现空帮空顶景象，锚杆必需运用20mm右旋全螺纹等强度锚杆，不得运用其它型号类型的锚杆，严禁超挖及欠挖，假设超挖必需运用矸石背帮或喷填，严禁运用木质资料进展填充。第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面

20、相对位置及临近采区开采情况根据调查以及井上下对照图，巷道上方地面最高+1775m，最低+1745m，在整个二采区一区段溜煤上山上方无任何路桥、建筑及设备，地表为山地类型，有部分山地覆盖。在此巷道上方有1#，3#采空区，已开采至+1423m，比现掘进任务面低67m，各采空均已全部垮落，并设置密闭及反水池，根据钻孔资料分析，无采空积水情况。在巷道掘进范围内无地下承压水及地下泾流，仅断层导水以及裂隙水对施工影响较大，在雨季时降水量大，经过裂隙有部分地表水渗入井下，对施工影响较大的主要是探放水以及排水任务，但影响不大。在二采区一区段溜煤上山右侧60m平行位置3#已回采终了的巷道原3031任务面运输巷，

21、巷道在掘进至m左右会见断层F83，其断层断距约为30m根据原3#煤层进展推断，估计过断层长度为70m。 在施工至断层时应留意巷道暂时支护，加强找顶任务及工程质量，防止巷道因地压而变形严重。第二节 煤岩层赋存特征该煤层全区可采，煤层稳定，厚2.00m左右。煤层顶板为粉砂质泥岩，底板为粉砂岩。参照临近矿井盘江集团金佳矿相关数据我矿4#煤瓦斯含量为17.68 m3/t。根据AQ1025-2006单条掘进巷道在绝对瓦斯涌出量大于3 m3/min、定为高瓦斯矿井，但我矿井田曾经发生过突出，所以严厉按突出矿井、一切煤层均按突出煤层进展管理。井田内未发现高温异常区，煤系地层百米井温梯度小于3，因此，本矿地温

22、正常。由于二采区一区段溜煤上山在掘进期间只针对4#煤层，在解放层维护范围外我矿严厉执行先抽后掘的原那么，故不对其它煤岩层进展技术特征分析。地层综合柱状图附图二第三节 地质构造二采区一区段溜煤上山所经煤岩走向为211235，倾向为121145，倾角5575。在巷道掘进期间将会穿过F83断层，位于唐家沟以北，地表所见东端交于F86断层，推测该断层长650m，走向339，倾向北东，倾角25，地层断距15m左右，该巷道范围内无大型褶曲,主要是断层裂隙发育，但断层导水性差，根据在采空积水区及断层导水带，巷道维护间隔 已大于30m，能完全满足防治水需求。地质储量报告此井田内无陷落柱，只思索与原采空区积水与

23、附近几条巷道的维护间隔 。目前二采区一区段溜煤上山根据初步设计无冲击地压要挟，但在+1400m以下的巷道会随着采深的添加而日益突出，如在掘进期间发现有冲击地压景象，立刻采取相应的技术方案。由于该任务面是顺煤层施工巷道，必需运用经定期验证的地质资料进展参照。在掘进期间由工程部相关技术人员按相关规定按比例绘制地质平面图、剖面图，在采掘任务平面图上标明相应的断层、见煤点等详细资料，定期交矿总工程师进展分析以便指点下一步消费。第四节 水文地质在二采区一区段溜煤上山掘进区域的主要水源有雨季地表渗水、采空区积水渗水、裂隙水以及煤岩含水。根据轨道井掘进期间资料分析含水层厚度810m，涌水量不大，经实测，在雨

24、季裂隙涌水、断层导水、采空区渗水量最大为13m3/h左右，主要补给方式是地表降雨，随着雨季到来而添加，对掘进期间有一定的影响，在排水设备正常的情况下能及时排出任务面积水。该巷道的区域内的主要资料来源于地质钻孔以及地质储量报告，轨道井在掘进打钻进的相关资料。该巷道上方有原1#、3#采空区，无采空区积水、根据开工前钻孔资料及情况分析，钻孔涌水量不大，防治水方面对施工平安无较大影响。在井田范围内只需弱含水层，无承压水等。上部采空区无积水，不存在较大平安水患问题。探水相关措施及方案另附第三章 巷道布置及支护阐明第一节 巷道布置二采区一区段溜煤上山位于盘县西冲大湾祥兴煤矿井田一采区区域内，巷道开口在4#

25、煤层，开口标高+1490.3m，设计净断面8.3m2，掘进断面9.2m2。巷道掘进工程量4420m3，设计坡度小于17，腰线为底板往上1.1m，中线按激光指向仪间隔 顶板0.3m位置，巷道开口点坐标X:2850382.434，Y:456533.365，Z：+1490.3m设计方位209。我矿井田内未发现有冲击地压景象，巷道尽量布置在砂岩及粉砂岩中，巷道断面的设计按10%支护变形后进展设计。巷道开口施工:巷道开口处运用U型棚+锚网索喷加强支护，每掘进0.8m立刻进展支护。加强支护5m或岩性较好后立刻更改支护，运用锚网支护。开口前预备好一切打眼机具、风水管、各种开关设备，并备有管棚资料，防止冒顶。

26、巷道施工顺序:巷道为分段定向施工，如需变向，方位控制在3以内，如要变坡必需控制在17以下。特殊地点的施工:如车场、硐室、溜煤眼、交叉点等，该巷道与其顶部或底部老巷道的岩层厚度，要将其空间位置、坡度和特殊要求描画清楚。特殊工程应按设计要求绘制大样图，标出开口的位置、转变点、起坡点，平、竖曲线等计算数据。各特殊地点施工见施工大样图。巷道剖面图附图四。第二节 矿压观测观测对象:矿压显现明显、跨度大的巷道，松软的煤、岩层或流沙性岩层中的巷道，破碎带的巷道，三软(顶板软、煤层软、底板软)及煤 (岩)与瓦斯突出煤层的巷道，不支护巷道，各类支护巷道等。观测内容:顶底板活动规律分析;不支护巷道外表位移量观测，

27、支护巷道顶板离层量、底板及两帮变形相对移近量监测，支护质量动态监测，锚杆锚索锚固力检测等。观测方法:主要运用钢尺进展不低于5次准确丈量，丈量点必需固定在两帮程度点以及顶底板固定点法线间隔 ，每次丈量误差加权平均值不超越2mm，每周进展一次矿压观测并做好记录。根据掘进巷道顶板压力显现情况，安设锚杆压力指示仪等，对锚杆受力及围岩位移进展适时观测。数据处置:监测数据与支护设计不符时，应重新计算，改良设计。第三节 支护设计根据巷道围岩性质，矿压观测资料，施工现场实践情况，在岩性较好时选择锚网喷设计，在煤体、破碎带中施工根据场情况采取U型棚喷浆的方式进展支护。巷道支护设计，根据祥兴煤矿初步设计方案内容进

28、展支护。巷道暂时支护的方式:巷道暂时支护采用锚杆，任务面与暂时支护的间隔 不大于0.3m，任务面与永久支护除喷浆外的间隔 不超越0.8m。 巩固稳定的煤、岩层中巷道不设支护的条件和要求:(一)巷道开凿后，岩体不发生明显的变形和位移。(二)巷道在整体均匀的岩层中，无冲击地压危险。(三)煤和半煤岩巷道中，煤层无自然发火危险。(四)岩体位移测定自然稳定，或有相邻矿井同类地质条件不设支护的巷道为根据。(五)制定不设支护的平安措施。注：但我矿设计二采区一区段溜煤上山全部均进展支护，如在全岩巷道中，岩石硬度较大，岩性为砂岩时那么可先对拱线以上顶部进展锚网支护，对拱线以下进展锚杆暂时支护，挂网可滞后10m，

29、故不思索不设支护的情况。复合顶板、软岩巷道或特殊地点需锚索时，施工8.3m长锚索，端锚，每组3根，施工在顶板正中与两侧，间距2.4m组，祥见附图。位于软岩中的巷道和受动压影响的巷道，采用U型棚+锚喷结合支护方式，有底鼓的应另形编制相应的技术方案进展施工。巷道支护平面图、断面图附图五。暂时支护平面图、剖面图附图六。第四节 支护工艺各类支护工艺及要求。(一)锚杆及结合支护。1锚杆运用等强度右旋全螺纹钢制锚杆,锚杆直径20mm,长度2.5m，间排距0.8m，锚固力不低于90KN，每根锚杆运用2节树脂锚固剂；锚索运用15.24mm，7股低松弛高强度钢绞线，间距1.2m、排距2.4m，每组三根，锚索长度

30、不得低于8.3m，锚固力不低于180KN，锚固剂型号为Z2422每根锚索运用4节树脂锚固剂;巷道岩性较好时运用端锚，锚杆锚固长度不得低于锚杆1/3长度，锚杆外露长度在30mm500mm之间，锚索锚固长度不得低于锚索全长的1/4，软岩运用锚杆支护时，必需全长锚固锚索外露长度在150mm300mm之间。一切锚杆及锚索施工后必需对其锚固力进展拉力测定，符合率不低于95%。在运用锚固剂时严厉按设计要求运用。2锚杆锚索的孔深必需与之匹配，孔径大于锚杆锚索610mm，并严厉按锚杆支护设计要求进展支护。3锚网采用6mm8mm间隔100mm钢筋网，锚网铺设必需紧贴煤岩面，锚网搭接长度不得低于100mm不得高于

31、300mm，网片之间运用不低于8#铁丝双股衔接，锚杆与锚索尽量布置在两网片搭接处。4在巷道内如发现有淋水及涌水地点必需在帮上运用打孔机具进展打眼，安装引流管将水引至水沟内再进展喷浆，严禁喷浆堵塞引流管。5在放炮后进展锚网支护，然后根据轮廓线位置根据巷道支护设计打眼，进展锚杆固定根据支护断面图进展角度、深度控制，固定完成之后如有空帮、顶采用不然性资料进展密实填充。(二)U型可伸缩金属支架支护如下：1在特殊地段运用U型棚可伸缩金属支架,金属支架型号必需与设计支护一致,严禁采用其它型号或材质的支架。采用支架必需构件齐全，撑 (拉)杆运用20mm金属双头螺纹圆钢，运用配套螺丝固定。垫板运用支架资料进展

32、焊接，尺寸不低于300mm见方。背板严禁运用木料，充填物必需运用矸石或水泥板。支架可缩量应与围岩的变形量相顺应。2备用支架放置在地面工业广场以不影响平安消费的地点堆放整齐。必需配备不低于20架/套支架。3支护时严厉按中腰线及支架的仰角、扭距进展支护，严禁超挖、欠挖面积在一个平方之内不得超、欠挖100mm以及支架前倾后仰，架间距严厉控制在50mm以内，中心严厉控制50mm以内，腰线20mm以内。4在光爆找顶后进展锚网暂时支护，再架支架，进展固定。第四章 施工工艺第一节 施工方法运用人工打眼，钻爆法施工，刮板运输机配合矿车出矸的施工方法。在巷道开口时首先加固开口附近10m范围内的巷道，撤除开口位置

33、的架腿时必需对原支架棚梁进展补打锚杆抬棚进展加固，加固终了后方进展开口处棚腿撤除任务。撤除终了后方可进展打眼放炮等任务，开口处采用少装药，放小炮、浅循环掘进工艺。等巷道进入到基岩段时按钻爆法进展施工。光爆后进展找顶，找顶任务完成之后搭设操作平台，平台面积不低于每人1平方米并且结实可靠，在平台上进展锚网暂时支护任务。待暂时支护任务完成之后将支架或U棚拱型段固定在上部锚杆及锚网上,再立下部的棚腿，上好卡子及螺丝，并将支架及槽钢棚固定即可进展喷浆任务，完成后进入下一循环。特殊条件下的施工方法如另编制相应平安技术措施:1过断层揭开煤层时的施工方法:远间隔 炮、打超前钻排放瓦斯等;2硐室的施工方法:硐室

34、位于岩性较好地段中宜采用全断面施工法，位于破碎围岩中宜采用分层施工法;3交岔点的施工方法:交叉点位于较好围岩中宜采用全断面施工法，位于破碎围岩中宜采用分部施工法，位于极为破碎围岩中宜采用导硐施工法;4倾斜巷道的施工方法:支架应有迎山角、支架防倒采用上、下撑拉杆，增设防滑、防跑车安装;掘进、扒装机械固定等。第二节 凿岩方式在巷道掘进时采用7655或YT28YT29型气动凿岩机进展湿式打眼。炮掘工艺如下：在任务面画出炮眼位置分上下层、炮眼类型进展打眼清洗炮眼装药接线起爆找危岩煤暂时支护出货正式支护画炮眼。在掘进至全岩巷及煤层较少时采用光爆一次性全断面起爆，设计见一次性爆破图。遇半煤岩巷时采用分次爆

35、破，设计见分次爆破图，首先对煤层进展中打眼放炮，放炮30分钟后对任务面的瓦斯、顶板进展全面检查，做好找掉任务，确保平安后将煤装运出去。再次在岩石中打眼放炮，炮后同上检查好任务面，确保平安后将矸石装运出去。采用分次爆破时煤及矸石必需分装分运在全煤巷中掘进时先起爆掏槽眼及辅助眼，后才起爆周边眼，一切运装均运用刮板机与绞车。打眼机具在打眼任务完成之后必需放置在作业点后方宽阔不影响平安地点摆放好。刮板机机头固定在任务面后方不超越20m位置，机尾与任务面不大于3m。刮板机开关与刮板机间隔 在后方5m左右，电缆必需顺帮顶布置，巷道通风机安设于三程度11运输石门内防突风门外。在有煤与瓦斯突出倾向的巷道掘进，

36、采取先抽后掘的施工方式等。对掘、斜交、正交巷道时，必需有准确的实测图及措施;当两个巷道接近时、斜巷与上部巷道贯穿时另行编制相关措施等。设备布置表示图附图七。第三节 爆破作业爆破条件:巷道断面为半圆拱、为半煤岩，多数时间在煤中掘进、采用压入式通风、煤巷中掘进估计绝对瓦斯涌出量在23 m3/min，采用多向楔形掏槽方式，周边眼与设计轮廓线边距0.1m，周边眼间距0.32m，每循环进度1.4m，运用矿用三级乳化炸药，雷管运用获得产品答应证的煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管，炮眼利用率为97%，每米耗费炸药11.7kg、雷管26个。掘进采用锚网支护钻爆法施工时，采用光面爆破。爆破参数，宜符合

37、以下规定:1炮眼的深度为1.83.5m;2周边炮眼的间距为350600mm;3周边炮眼的密集系数为0.51.0;4周边炮眼的药卷直径为2025mm。孔号炮眼性质深度(m)炸药量(kg)雷管装药构造封泥长度m连线方式起爆方式爆破顺序个数段号16掏槽眼1.75.461正向3.6串联大串联一次起爆17-15辅助眼1.55.4925.4串联21632周边眼1.52.5517310.2串联33337底眼1.53543串联4合计56.716.353722.2炮眼布置图附图八在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的掘进任务面，爆破应全断面一次起爆;不能全断面一次起爆的采取多次起爆的必需另行编制平安技术措施。光面爆破作业应

38、尽量采取以下措施细长药卷延续装药；小直径药卷空气间隔装药；规范直径药卷空气间隔装药；周边眼的起爆采用反向装药。应到达以下要求：岩面上周边眼眼痕保管率不少于75%，且均匀明晰，超挖量不超越150mm，欠挖量不超越相关质量规范规定，岩层上不能出现明显的炮震裂隙。装药构造表示图附图九第四节 装载与运输采用刮板运输机配皮带保送机，人力推矿车，绞车提升进展运输。刮板机运用SGB40T型，皮带运用630普通可伸缩皮带，矿车运用1.1m3固定侧翻式矿车,刮板机运用长度不得低于20m，机尾安设于任务面后方3m位置,机尾运用地锚锚固度不得低于1.5m及压柱直径不低于20cm的圆木固定，机头运用11#工字钢加工架

39、子机电科出具图纸固定，一切设备必需结实。提升运用矿用JTP-1.61.2绞车，安设在间隔 井口40m位置的井筒中心线上，运用砼根底与地锚进展固定，并完善绞车相关维护。一切煤、矸、资料、设备等匀运用绞车进展运输，但长型资料设备必需运用资料车进展提放，如需提放异型、大件设备必需另外加工公用资料车。人员进、出任务面时必需停顿刮板机及皮带运转，人员必需走水沟侧，与刮板机平安间隔 不得小于1.2m，一切皮带相关维护安装必需齐全可靠。刮板保送机固定、防滑、防出槽、采用轨道卡以及刮板链在轨道固定以及后方运用地锚(不低于1.5m)双固定方式、刮板运输机机头上方平安地点必需安装矿用照明灯，在司机操作侧必需安装照

40、明灯，刮板机至任务面光线强度必需到达关掉矿灯能清楚任务。运输系统表示图附图十。第五节 管线及轨道敷设风筒在巷道右侧距轨面1.6m位置靠帮安设，与任务面间隔 不得超越6m，风管、水管安设在左侧距轨面0.8m位置靠帮安设、间距0.2m，缆线吊挂在巷道右侧间隔 水沟顶1.5m位置，采用矿用电缆挂钩吊挂。一切管缆线间隔 任务面不过超越10m，以放炮不崩坏为宜。第六节 设备及工具配备序号称号型号规格单位数量备注1刮板保送机SGB420-40T40KW台12固定式矿车MFC 1.1-61.1m3台83矿用提升绞车JTP-1.61.2台14风动凿岩机YT28YT29、7655台35液压锚杆机MYT-130/

41、350台16风动锚杆机MT120台17风镐G10把58风机FBD N06.330KW2台29开关QBZ-120 台2KBZ-200台1QBZ-480台110喷浆机PCSI(V)台111防突钻机ZDJ-30套212探水钻机ZY-750台113激光指向仪YBJ-1500套114皮带保送机500m台1第五章 消费系统第一节 通风采用压入式通风，在高瓦斯区域必需进展先抽后掘，如需施工排放孔时必需添加有效风量，减少漏风量，风机安设在三程度11运输石门进风巷内，风筒吊挂方式详见第四章第五节第一条，压风机安设在地面，通入4吋压风管送入井下，隔爆水袋安设在任务面后方60100m位置，按每平方不少于200m3水

42、量规范安装。监控探头T1安设在任务面后方风筒另一侧5m位置,T2探头安设在间隔 12公用回风石门口20m处，T3探头安设在交岔口回风汇流10m处，均按监控设备安装要求进展安设，采用800mm阻燃风筒。我矿属于突出矿井，曾经按规定装设三专 (公用变压器、公用开关、公用线路)、两闭锁 (风电、瓦斯电闭锁)，配备“双风机、双电源，并能自动切换、具有自动分风的功能。掘进任务面风量计算。(一)掘进任务面实践需求风量，应按我矿企业的“一通三防规定或根据瓦斯、二氧化碳涌出量，炸药用量，同时任务的最多人数，部分通风机的实践吸风量等要素分别计算，并选取其中最大值。按瓦斯或二氧化碳涌出量计算。Qj100q掘Kj

43、1001.181.8 212.4式中 Qj掘进任务面需求风量，m3/min; q掘掘进任务面绝对瓦斯涌出量，m3/min，我矿在2021年瓦斯等级鉴定，矿井绝对瓦斯涌出量2.79m3/min，但根参照当时瓦斯鉴定3033运输巷+1483m煤巷掘进任务面最大绝对瓦斯涌出量为0.91 m3/min，按1.3倍涌出量进展计算。 k掘进任务面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实践观测的结果确定 (掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比)。通常机掘任务面k=1.52.0;炮掘任务面k=1.82.0。低瓦斯高二氧化碳矿井还必需按二氧化碳涌出量计算，可参照按瓦斯涌出量的计算方法。(二)按炸药运

44、用量计算:Q=25A=2516.35408.75式中 Q掘进任务面实践需求风量，m3/min;25每千克炸药爆炸不低于25m3的配风量;A掘进任务面一次爆破所用的最大炸药用量，kg。(三)按任务人员数量计算:Q=4n41144式中 Q掘进任务面实践需求风量，m3/min;4每人每分钟应供应的最低风量m3/min;n掘进任务面同时任务的最多人数。(四)按部分通风机的实践吸风量计算:Q=Q局Ikf=200+6200.86/211.3=533式中 Q掘进任务面实践需求风量，m3/min;Q局掘进任务面部分通风机的额定风量，m3/min;I掘进任务面同时运转的部分通风机台数，台;kf为防止部分通风机吸

45、循环风的风量备用系数，普通取1.21.3/进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。 Q大于或等于掘进任务面实践需求风量与风筒实践漏风量之和，需实测而定。根据上述计算的任务面需求风量要求，进展部分通风机、风筒规格选型。(五)部分通风机出口风量确实定Qf = Qj/c =533/0.84 =447.7式中Qf 部分通风机风量，m3/min;Qj掘进任务面需求风量，m3/min;c风筒的有效风量率，%。风筒有效风量率可采用以下公式计算:1有效风量率 (c)。这是指风筒送往掘进任务面的风量与部分通风机吸风量之比的百分数。c = Qa /Qf100% =(392/466.8) 100% =8

46、3.98%式中c有效风量率，%;Qa风筒送往掘进任务面的实践风量，m3/min;Qf部分通风机 (吸)风量，m3/min。2漏风率 (L1)。这是指风筒的漏风量与部分通风机吸风量之比的百分数。L1=Q1/Qf100% =(40.4/466.8) 100% =8.7%式中L1漏风率，%;Q1整列风筒的总漏风量，m3/min;Qf部分通风机 (吸)风量，m3/min。 3.部分通风机选型FBD7.1/2*30，风压：900580Pa,风量200620m/min,电压：660/380，效率：80%。掘进任务面风量验算。 (一)按最低风速验算。 1岩巷掘进任务面的最低风量Q岩(单位: m3/min):

47、Q岩9S岩 98.3 74.7式中 9按岩巷掘进任务面最低风速的换算系数; S岩岩巷掘进任务面的断面积，m2。2煤巷掘进任务面的最低风量Q煤(单位: m3/min):Q煤15S煤 =158.3 =124.5式中 15 按煤巷掘进任务面最低风速的换算系数; S煤煤巷掘进任务面的断面积，m2。 (二)按最高风速验算。岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进任务面的最高风量Q(单位 m3/min)Q=240S =2408.3 =1992式中 240按掘进任务面最高风速4 m/s的换算系数; S 掘进任务面的断面积，m2。 (三)按掘进任务面温度和炸药量验算，见表1。表1掘进任务面温度和炸药量炸药量Kg20温度6以下

48、16-2223-2616以下16-2223-2616以下16-2223-26需求风量m3/min4050605060806080100(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越1%;其他有害气体浓度应符合中的有关规定。p瓦/Q掘1%1.18/212.4=0.005561%式中Q掘掘进任务面需求风量，m3/min;p瓦瓦斯绝对涌出量，m3/min。掘进任务面风量408.75 m3/min阅历算同时满足了以上4个条件，阅历算符合风机选型。安装部分通风机的地点在地面且间隔 回风口超越10m，全风压风量大于部分通风机吸风量，故风机安设位置合理符合相关要求。通风系统表示图附图十一。

49、第二节 压风此任务运用的风源为安设在地面的空压机，采用机械式紧缩空气。挪动压风机安设在地面，采用两台固定式螺杆空压机，压风机型号为JG110LA、正常任务风压0.7Mp、风量20.7m3/min ，电机功率110KW，敷设4吋钢管入井，管路长度最长估计515m，管路顺巷道左帮风水管路安设位置安设。 (一)空气紧缩机的选择，应符合以下要求: 总耗风量按下式计算: Q=nkq =0.121.151333 =3.726式中 Q总耗风量，m3/min;管路漏风系数，按每100m漏风率2%计算；风动机械磨损耗费风量添加的系数，宜为1.101.15;高原修正系数，海拔每添加100m，系数添加1%;n同型号

50、风动机具运用数量，台;K凿岩机、风镐同时运用系数;q风开工具耗风量，m3/min。注：我矿该任务面运用的压风机风量为20.7m3/min，能完全满足运用需求。 (二)当各个施工阶段的风量供应变化较大时，备用风量应为设计风量的20%30%。在任务面后方4060m平安位置安设第一组压风自救安装，按任务人最多操作人员并留有富有量，最少不低于6个，在爆破地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处安装压风自救安装。压风系统表示图附图十二。 第三节 瓦斯防治掘进任务面采用地面固定式2BE3 420-2BY4型瓦斯抽放泵，瓦斯管路在右帮靠帮0.1m，离地0.3m位置安设。敷设长度估计500m。管

51、路中的混合瓦斯浓度在抽放泵才干的全范围内。抽出瓦斯排放至空气中，待建立起瓦斯发电站后接至发电站利用。采用打钻孔埋管封孔接纳抽放测定浓度及负压的方式。我矿严禁在具有突出危险区域内进展采掘活动，必需进展区域消突后进展掘进作业，区域的预测方法为丈量煤层剩余瓦斯压力及剩余瓦斯含量WP-1，部分预测为钻屑瓦斯解吸目的WTC进展。突出危险区内掘进作业必需采取综合防治措施包括开采解放层、先抽后掘、预测预告、效果检验等，另行编制四位一体综合防突措施。运用重庆煤科院研制的高底浓度甲烷传感器进展瓦斯监测，安设方式运用四轴公用监控电缆，超限报警后立刻停顿任务面作业，撤出人员，按瓦斯超限处置预案进展处置。入井人员必需

52、按规定携带甲烷检测报警仪、自救器并随身携带。瓦斯抽放系统表示图附图十三。第四节 综合防尘任务面运用的水源在地面井口上方的防尘水池，容量150m3，水压0.8mpa3mpa，管路敷设4吋钢管入井，管路高度不低于1.8m，吊挂平直，每50m安设三通及阀门，管路上下间隔0.15m。在任务面刮板机头上方处安设一个喷雾，在任务面后方40m安设一组挪动全断面水幕、回风交汇点前50m位置安设一组全断面固定水幕，确保雾化效果好能覆盖全断面。水袋按辅助隔爆棚(200L/m2)安设规范进展安装，安设在任务后方60200m范围内，此巷道设计长度为480m，按规范应安设12个棚区。任务打眼采用湿式打眼，并每孔运用水炮

53、泥，放炮前后对任务面进展洒水降尘，装载时对煤岩进展洒水降尘，放炮前开启防尘水幕，打眼工配带公用防尘口罩。巷道内堆积煤尘长度小于5m，厚度不得超越0.01289mm。定期冲洗巷道，防止粉尘堆积，每周一次。防尘设备必需齐全有效，喷雾安装必需覆盖全断面且水压符合要求。防尘系统表示图附图十四，第五节 防灭火在容易自燃和自燃煤层中掘进巷道时，对砌碹或锚喷后的巷道空隙和冒落处必需用不燃性资料充填密实，巷道临近火区、老空前必需探明情况，采取预防性充填等措施。巷道施工时，消防供水管路系统每隔50m安设一消防三通，在绞车房、硐室、三台以上开关地点、刮板运输机附近方便地点摆放灭火器与沙箱不低于0.3m3、防火铲等

54、。第六节 平安监控此任务面运用多台高低浓度KG9701A型甲烷传感器,一氧化碳、温度传感器，开停传感器。甲烷传感器安设位置：水仓、机电硐室、任务面、回风。一氧化碳传感器安设位置：回风。温度传感器安设位置：机电硐室，水仓。任务面甲烷传感器报警浓度1.0%,断电浓度1.0%,复电浓度0.8%,温度报警值30,一氧化碳报警值24ppm。安设位置：探头安设在顶板完好无淋水地点回风侧5m处，间隔 顶板0.3m，间隔 巷道帮0.2m。掘进任务面巷道内及回风流中一切非本质平安型电气设备都必需同甲烷传感器实现瓦斯电闭锁，监测电工担任安设瓦斯电闭锁，施工单位担任断电器电源线和控制线的开关指定、接线端的日常维护，

55、严禁将瓦斯电闭锁风电闭锁甩开不用。因瓦斯超限断电的电气设备，都必需在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。掘进任务面T1传感器由施工单位担任随掘前移,严禁将传感器放在风筒处直吹或是风筒破口处，严禁故意挪移和遮挡传感器。开停传感器安设在风机电源线上，两趟线路均安装。监测电缆与其它电缆间隔不少于0.2m。瓦斯电、风电闭锁必需能在超限时断掉整个掘进巷道内的动力电源。各级管理人员、特殊工种下井时必需携带便携式甲烷报警仪，在其分管范围内进展不延续的监测，如发现瓦斯超限情况，必需进展处置。平安监测仪器仪表布置表示图附图十五。第七节 供电采用地面双电源供电方式，一趟引自农网，一趟引自老教场35变电站。构成可

56、靠的双电源双回路供电。井下电器设备电压等级为660/1140，采用地面变电所500KVA变压器供电,井下设备全用选用矿用防爆型，井下水泵负荷估计二级排水，水泵运用45kw多级泵两台，刮板机功率45kw，风机负荷30kw*2，皮带机功率45kw，其它负荷估计运用5kw，同时运用最大功率215kw，能完全满足供电要求。各台设备单独按每kw的1.2倍进展电气维护整定计算。供电系统表示图附图十六。第八节 排水根据11轨道石门实测涌水量估计掘进任务面最大涌水量13m3/h。在二采区一区段溜煤上山中施工暂时水沟，经过水沟排往11运输石门流至三程度水仓，运用125D 257多级泵，排水才干101m3/h，电

57、机功率90kw，最大扬程200m，运用6吋焊管直接排水至地面净化池。排水系统表示图附图十七。第九节 运输采用绞车配合固定侧卸式矿车运输，绞车型号JTP-1.6*1.2。运输线路为地面老主斜井三程度车场11运输石门任务面；任务面11运输石门三程度车场老主斜井地面。轨道运用暂时轨道。第十节 照明、通讯和信号井下掘进任务面与绞车房，调度室、监控室、车场、配电室等地点都有通讯联络，采用程控自动交换机，机型号为KTH13型号矿用本质平安型壁挂话机,调度室设置80门四位号调度交换台,经过通讯电缆敷设到井下各地点。掘进任务面提升、装载信号安装采用127V矿用防爆型组合声光往返铃信号安装，照明采用ZBZ-4.

58、0M型照明信号综合维护安装为电源，照明灯采用DG70-127B矿用隔爆型泛光灯。信号：一停、二提、三放、乱点为事故信号，岗位工人必需持证上岗，不能擅自离岗。照明、通讯、信号系统表示图(附图十八)。第六章 劳动组织及主要技术经济目的第一节 劳动组织采用钻爆法掘进，“三八任务制，一切职工必需执证上岗。劳动组织表工种出勤人数备注一二三合计队长11管理人员副队长11班长1113打眼支护工44412支护运料工1113刮板机司机1113特殊工种皮带机司机1113平安员1113瓦检员1113放炮员1113合计11111135第二节 作业循环为保证正规循环作业的完成，任务面施工必需根据劳动组织的人员配备，合理

59、安排任务时间，提高工时利用率。一、二、三班工序表工序时间/min 1 2 3 4 5 6 7 8交接班及平安检查15打眼120装药、放炮30吹炮烟30找顶暂时支护55出矸170正式支护60第三节 主要技术经济目的主要技术经济目的表。序号工程单位目的备注1任务面长度M4802巷道净断面M28.33在册人数人354出勤人数人345出勤率%976循环进度M1.47日进尺M4.28月进尺M92.49循环率%7410单位资料定额元11炸药定额Kg11.712雷管定额个2613坑木小板定额M30.114竹笆定额张15放炮线耗费M816钻杆耗费风锤钻杆M0.05煤钻杆M0.217钻头耗费一字钻头个4煤钻头个

60、118煤电钻耗费台0.0119风镐耗费台0.0520风锤耗费台0.0121水泥定额吨0.1522砂子石子定额M31.323支架定额架0.824锚索定额M6.225锚杆耗费M1426锚网定额M2827锚固剂节1827料石耗费M3第七章 平安技术措施第一节 施工预备巷道在开工前15天前必需编制造业规程及巷道开口报告，提早报请矿总工程师、原料部消费技术部、平安通风部进展审核。审核完成之后由以上部门现场进展中腰线、开口点、以及开口预备进展检查，待预备任务完成之后下达开口通知单。在开口前进展规程贯彻学习、签字。必需按照规程下发试卷，考试合格方可上岗作业，每月必需进展作业规程会审根据现场及时进展修正，每月