+21-1m南翼半岩运输巷掘进作业规程

1、长寿区凤城镇复元黄山煤矿掘进工作面掘进作业规程编号：黄山煤矿【 2011】掘第 01 号工作面名称：+21m 南翼半岩运输巷（ 21 半岩-1）编 制 人：施工负责人：技术负责人：矿（井）长：批准日期 : 2011 年 3 月 10 日执行日期 : 2011年 3月25日会审意见会审人职务会审人姓名签字年月日矿长技术负责人生产副矿长安全副矿长机电副矿长安全科科长掘进队长掘进班长运输班长计划和供应科科长同意本规程内容，并提出如下审批意见，请一并贯彻执行：一、在施工过程中，各级提升暗斜井“一坡三档”必须完善可靠。 二、掘进过程中，必须严格执行敲帮问顶制度，特别是放炮后， 进入掘进工作面开始工作前，

2、必须先行排矸；加强掘进工作面临时支护。防止发生顶板事故。三、加强局部通风管理和监控系统管理，确保不发生瓦斯窒息事故。四、斜井提升严格执行“行车不行人、 行人不行车”制度， 在确保无人员上下 时方能提、放车辆。五、贯彻本规程时要将和工作有关的安全技术操作规程 、煤矿安全规程 等内容一并传达执行。第一章 概况第一节 概述一、巷道名称+21m 南翼半岩运输巷，简称 21半岩-1。“21”代表+21m水平阶段，“1”代表 南翼。二、巷道的用途、设计长度、工程量、坡度、服务年限、开（竣）工时间按照矿井技术改造初步设计的要求及本矿的采掘布置，所掘巷道属矿井技术 改造井巷工程中 +21m水平的准备巷道（为

3、+50m+21m回采作准备）。 21半岩 -1其 主要用途是 : 承担起 +21m水平南翼运输、进风、排水、避灾线路、敷设管线等任 务。同时作为下一水平 0m生产的回风巷。巷道设计长度为 305m（至南翼井田边界保安煤柱） ，设计坡度 3，沿煤层半 岩掘进，支护方式为料石发碹。铺设单轨，轨型15kg/m，600mm轨距，木轨枕。每间隔 100m一双轨道汇车场，作为轻重车辆调车线。服务年限为矿井整个开采期间服务。按照本矿的采掘布置，所掘巷道于 2011年3月动工，预计在 2012年6月结束掘 进巷道的施工。三、巷道布置平面图21半岩-1 位于矿区南（S）翼，开口于 +21m 南翼运输巷 510m

4、处，向南掘进 至矿井井田边界。巷道开口标高为 +21m，以 3的正坡度、方位角 N230E 的方 向向南堀井。开口点的坐标为： X=3296563.644，Y=36415408.663，Z=+21m 。所 掘巷道布置平面图详见图 1-1-2。046920251460692045146图 1-1-2 设计 21 半岩 -1 布置平面图 1:2000005146第二节 编写依据一、设计及审批资料（ 1）重庆市长寿区凤城镇复元黄山煤矿扩建初步设计说明书 ；（ 2）重庆市长寿区凤城镇复元黄山煤矿扩建初步设计批复 。二、地质资料（ 1）重庆市长寿区凤城镇复元黄山煤矿划定矿区范围报告 ；（ 2）矿井建矿以

5、来开采揭露的地质资料。三、矿压观测资料 根据矿井开采以来的矿山压力观测结果， 矿井煤岩层无底鼓和冲击地压显现。四、其他技术规定（1）煤矿安全规程（2011年版）；（2）煤矿防治水规定；（3）煤矿井下粉尘综合防治技术规范 （AQ1020-2006）；（4）煤矿井下消防、洒水设计规范 （GB50383）；（5）矿井防灭火规范 （试行 ）；（6）煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范 （AQ1029-2007）；（7）煤矿安全监控系统通用技术要求 （AQ6201-2006）；（8）煤矿井工开采通风技术条件 （AQ10282006）；（9）关于发布 禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录（第一批）的通知（安

6、监总规划 2006146 号）；（10）禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录 （第二批）（安监总煤装 200849 号）；（11）禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录（第三批） （安监总煤装 2011 17号）；（12）关于所有煤矿必须立即安装和完善井下通讯、压风、防尘供水系统的 紧急通知（安监总煤行 2007167 号）；（13）国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局第5 号令煤矿安全生产基本条件规定；（14）重庆市煤矿安全监察局关于小煤矿安全生产的有关规定；（15）重庆市人民政府关于印发区县小煤矿和市属国有煤矿开展瓦斯集中整治遏制重特大安全事故的两个若干规定的通知 （渝府发 200552 号）

7、第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况一、巷道对应地面位置、标高，区域内水体和建（构）筑物对工程的影响 巷道对应的地面位置、标高、区域内的水体和建（构）筑物对工程的影响等 详见表 2-1-1。表 2-1-1 巷道相对位置及水体和建、构筑物对工程的影响水平+21m 水平巷道标高底板起点： +21m底板终点： +22.5m地面标高最低： +175m；最高： +310m井下标高+21m和地面的相对位置掘进工作面 （起掘点）标高为 +21m ，和地面相对映位置标高为 +310m ； 工作面终点标高为 +22.5m，对映地面位置标高为 +175m ，分别相差 289m、 152

8、.5m，对地面影响微弱，不会造成地面塌陷。对应区域内老窑及 其他水体和建、构 筑物对工程的影响该矿南邻长江水体，长江距井口位置距离 2000 多米，从 80 年代建矿以 来，未发现长江水对该矿的任何威胁。 矿井南翼相邻原铁厂村幸福煤矿， 幸福煤矿的最低采高为 +185m ，多年来，未发现有浸水，透水现象。对 应区域中没有建、构筑物，对工程没有影响。二、巷道毗邻关系、和相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系，附近已有的采掘情 况对工程的影响。21半岩-1 开口点和 +50m 南翼回风巷平行，垂直距离 29m，水平距离 101m， 对工程施工没有影响； 21 半岩-1 掘进区域无采空区， 不存在采空区

9、对巷道施工的 影响。三、老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响 掘进施工区域不穿过采空区，且巷道距采空区的距离较大，最小垂直距离 29m，水平距离 101m，不存在采空区水、火、瓦斯对施工的影响。第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层赋存特征 区域出露地层主要有第四系全新统、侏罗系下统珍珠冲组（ J1zh）、三叠系上统须 家河组（T3xj ）（见图 2-3），现由新到老简述如下：（ 1）第四系全新统（ Q4）主要为第四系残坡积粉质粘土。零星分布于斜坡中下部地形较缓地带，厚度 02m。（2）侏罗系下统珍珠冲组（ J1zh）区内出露厚度约 240m，主要岩性为泥岩、砂质泥岩，夹石英砂岩。（ 3）三叠

10、系上统须家河组（ T3xj ） 和上覆统珍珠冲组呈整合接触。本组地层在矿区内出露不完整，仅在黄草峡 背斜轴部出露上部地层， 地层厚度约 226m。根据黄草峡背斜西翼普查地质报告 、 长寿县东山煤矿延深地质报告 ，须家河组分为上、 下两个亚组，下亚组（T3xj 1） 也称为“下煤组”，相当于邻区划分的一、二、三段；上亚组（ T3xj 2）也称为“上 煤组”，相当于邻区划分的四、五、六段。上亚组（T3xj 2）：区内厚度平均 54m。根据岩性和含煤性， 分为两个岩性段。 上段： 上部为浅灰、灰白色，风化后呈黄色的中厚层状中粗粒长石石英砂 岩，中下部含菱铁矿结核及煤屑，厚度一般为 40 米左右。下段

11、： 岩性为灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩，夹细砂岩、炭质泥岩和薄煤层， 厚度 13.0 5.5m，含薄煤层 37层。正连煤层位于其底部， 煤层厚度一般为 0.18 0.35m，平均厚约 0.30m，为矿井的主要可采煤层。中连（二连）煤层位于中部， 下距正连煤层 4.60m，煤层厚度一般为 0 0.15m，不可采；上连煤层位于本段顶部，煤层厚度一般为 0.10 0.40m，平均约 0.25m，局部可采。矿井占用和开采正 连、上连煤层。下亚组（ T3xj 1）： 平均厚度 172m。矿区内出露不完整，仅有少部分出露。岩 性为灰白、浅灰白色中粗粒石英砂岩，呈中厚层状，间夹有透镜状砂质泥岩。 底部有厚约

12、5m的黄灰、灰黑色页岩，含煤线 0 2 层，煤厚 00.15m，不可采。 根据岩性分为两个岩性段：上段： 厚度约 169.0m。灰白、灰绿、灰白色中粗粒长石石英砂岩，夹少许 透镜状薄层浅灰色砂质泥岩，偶含菱铁矿结核。下段： 厚度约 3.0m。岩性为灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩，含薄煤层或煤线02 层，煤厚 0.10 0.20m，当地俗称“烧炭” ，无开采利用价值。详见黄山煤矿煤系地层综合柱状图（插图 2-3 ）。（4）三叠系中统雷口坡组（ T2l ） 上部为黄灰色泥质灰岩，下部为青灰色灰岩、泥质灰岩。雷口坡组和须家河 组之间呈假整合接触。但矿区内未出露。二、煤层及煤质1、煤层矿区内可采煤层均位于

13、三叠系须家河组上亚组（上煤组） ，含有上连、中连、 正连共 3 层煤层，均属于极薄煤层。在本矿开采范围内仅正连煤层可采，上连煤 层局部可采，中连煤层一般不可采。矿井占用和开采 +3040m标高之间须家河组内的正连和上连煤层，煤层赋存 层位较为稳定，总体来讲厚度变化不大。现将煤层特征简要叙述如下：上连煤层： 煤层位于须家河组上亚组下段顶部。上部直接和巨厚层中粗粒长石石英砂岩 顶板接触，下距正连煤层约 9m。上连煤层为局部可采的极薄煤层，煤层厚度一般为0.10 0.40m。煤层结构0.10简单，为单一煤层。可采区域主要位于井筒附近的浅部和南翼，煤层厚度0.40m，平均厚度约 0.25m。 顶板：灰

14、白色巨厚层状中粒长石石英砂岩，质地坚硬，厚度大于30m。底板：灰黑色泥质砂岩，顶部夹煤线。厚度 4.0m 左右。在矿井北翼（主要为 C-C剖面以南的区域） ，经矿井揭露煤层厚度变薄至0.10m 左右，大面积薄化不可采（也为原占用储量报告圈定的不可采区域） 。 正连煤层：正连煤层赋存于三叠系上统须家河组上亚组（ T3xj 2）底部，上距上连煤层约9m。正连煤层为矿井主采煤层，煤层厚度 0.18 0.35m，平均厚约 0.30m。煤层厚 度较稳定，结构简单，为单一煤层。直接顶：灰黑色泥岩，厚 0.250.7m，工程稳定性较好，易于管理。局部地 段变薄为 0.1m 左右厚的炭质泥岩伪顶，随煤层的开采

15、而垮落。老顶：深灰色泥质砂岩或砂质泥岩、细砂岩，厚 2.254.7m，较坚固、稳定。 底板：直接底为灰黑色泥岩及炭质泥岩，夹煤线厚 0.130.05m。老底为深灰 色细砂岩及泥质砂岩，质地坚硬稳定。矿井开采范围内正连煤层基本全区可采，但局部仍存在薄化不可采区域。2、煤质 正连、上连煤层均呈黑色，玻璃光泽和油脂光泽，断口呈参差状，条痕为黑 色，硬度 1-3 ，性脆。具条带状结构，层状构造。煤层中有少量的黄铁矿结核及黄 铁矿晶粒，偶见有方解石细脉穿插其间。煤岩类型为亮暗煤型。呈灰黑色，变质 程度高，以亮煤为主，暗煤次之，条带状构造。正连煤为中灰中硫中热值煤，上连煤为高灰中高硫中热值煤。煤种：正连煤

16、 为肥焦煤或焦煤，上连煤为肥煤。但由于煤质较差，一般仅作动力用煤使用。矿 井主要煤质指标见表 3-1 。主要煤质指标表指标种类水分 Wad （%）灰分 Ad（%）挥发份 Vd（%）全硫 St.d （%）固定碳（FCd；%）胶质层厚度 Y （mm）发热量 Qgr.v.d（ MJ/kg ）正连煤层1.2826.422.891.2452.631824.480.76-1.7223.48-28.9219.96-29.80.95-1.7650.81-55.821539.523.38-25.9 0上连煤层0.732.9626.932.0940.4723.770.67-0.7413.28-48.9414.83

17、-31.161.15-3.3835.25-49.5529.137.2三、瓦斯、煤尘、煤的自燃性和地温1、矿井瓦斯等级根据重庆市经济和信息化委员会关于长寿区煤矿 2010 年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复（渝煤监管 201182 号）：黄山煤矿绝对瓦斯涌出量 0.39m3/min ， 相对瓦斯涌出量 6.5m3/t ，绝对二氧化碳涌出量 0.17m3/min ，相对二氧化碳涌出量 2.8m3/t ，属低瓦斯矿井。2、煤尘爆炸性 据 黄山煤矿提供的采样测试报告，矿井正连煤层有煤尘爆炸危险（上连煤层未 作煤尘爆炸危险性鉴定，建议及时补作） 。具体参数见下表。煤尘爆炸危险性和煤的自然发火倾向鉴定结果表3

18、、煤炭自燃倾向性据黄山煤矿提供的采样测试报告，矿井正连煤层自然发火倾向等 级为一级，属于易自燃煤层（上连煤层未作自然发火倾向等级鉴定， 建议及时补作）。具体参数见下表。煤尘爆炸危险性和煤的自然发火倾向鉴定结果表煤层名称自然发火倾向性煤尘爆炸危险性鉴定单位正连一级（易自燃煤）有爆炸危险原样（）375火焰长度（ mm）400氧化样（）336岩粉用量（ %）70重庆市煤炭质量监督检验站还原样（）3764、地温地层单位代号平均 累计珍珠冲组岩 性 描 述浅灰色中至厚层状岩屑石英砂岩。50根据重庆市相关矿井资料，常温度为 17.8 19.3 ，一般在 1温带34深2080mT 3xj401719叠温带，

19、其地温梯度 0.13 1.71 660m，经计算矿井采深为660m时左右0T 3xj245056m一段第下T 3xj1 温30 3T 2lm，恒温带深度在 20100m，和矿区年平均气温相近，往下为地温增该 灰色厚矿层状中粗粒长开石石英砂岩。采下限为 0m，距地表最大垂深区内地温正常，无地温异常为 灰色泥岩，夹粉砂岩2和炭质5泥岩，含.煤1线。 。区。煤系地层综合柱状图：图 2-1-3 掘进工作面煤系地层综合柱状图第三节 地质构造矿区位于黄草峡背斜西翼北段，区内无次级褶皱。地层产状一般为 313315 o1420o。一般在 +305m标高以上，煤层倾角由 20o逐渐变为直立。矿井东南为黄草峡断

20、层（ F1），该断层走向大致为北东 53o，倾向南东，倾角 70o左右，垂直断距约 180m，水平断距 70m，总位移约 210m，为逆断层。该断层出 露位置距矿区上部边界约 90m。矿井北西侧为中弯断层（ F2），为逆断层，该断层出露位置距矿区下部边界最 近处约 70m，断层总断距约 20m，水平断距 20m，垂直断距约 25m，走向和井田走 向基本平行，倾向北西 （330340o） ，倾角 5070o。从煤矿开采揭露情况看，上述断层在矿井内没有大的次生断层发现。地层中可见 2 组构造裂隙：产状 246o84o，裂隙间距 0.4 2.0m，闭合， 裂面较为平直，无充填物，贯通性好；产状 30

21、o65o，裂隙间距 0.5 2m，基 本闭合，裂面平直，贯通性一般。总体而言，矿井地质构造复杂程度属于中等。10600107003000武胜潼南嘉明家沟凰煤矿合川汤月内峡铜梁江陵倍温煤矿陪陵大足地斜山峡风南岸市背九龙坡桥背口区斜背斜斜斜背南川石龙斜场庙背洲斜南桐江斜州省贵古 佛 山 背 斜花果 背山 斜黄 庙 背黄瓜 山 背 斜西 山 背南 充30002000洞王背 大渡唐音铜 锣搂盛斜背峡鼻合江西泉温 背 斜斜山关螺荣昌背1060010700遂宁市泸县煤矿所在地比例 1:1000000详见插图 2-1-4 ：重庆市地质构造纲要图第四节 水文地质1. 水文地质条件含水层、隔水层 三叠系须家河组

22、内的厚层砂岩为含水层，其间的泥岩、砂质泥岩、泥岩和煤 层为相对隔水层，由于砂岩在矿区范围内地表出露面积不大，故富水性较弱。侏罗系下统珍珠冲组，区内出露厚度 240m，主要岩性为泥岩、砂质泥岩，夹 细粒砂岩、薄层灰岩和钙质泥岩，也为相对隔水层。矿井充水因素分析大气降雨矿区内无水库。有季节性冲沟数条，冲沟主要位于侏罗系珍珠冲组地层内， 矿区范围内主要出露地层为珍珠冲组地层，由于珍珠冲组泥岩隔水层的阻隔，地 表冲沟水、大气降水和矿井水的水力联系较小，对矿井充水影响小。老窑积水和采空区积水的补给矿井现为平面硐 +暗斜井开拓，井下各工作面及采空区的矿井水随采随排，老 采区的矿井水汇入平巷水沟后，经平巷自

23、流排至各水平水仓中，再由水泵抽排出 地面。据查，由于 +50m平巷和黄桷岩煤矿曾经连通，故矿井在 +50m平巷从井筒开始 向北 50m、200m和 550m处分别设立了隔水墙， 并在 +50+45m间留设了一定宽度的 隔水煤柱， +50m 以上采空区积水汇集至 +50m 水仓中，通过水泵排抽出地面，使 其不流入 0m水仓中。因此，矿井目前受老空区的水害影响不大。含水层的补给 三叠系须家河组第一、二段内的砂岩为含水层，其间的泥岩、砂质泥岩、泥 岩和煤层为相对隔水层，由于砂岩在矿区范围内地表出露面积不大，故富水性较 弱。充水方式矿井充水方式主要为采空区渗水、巷道棚顶及工作面滴水、淋水等 , 相邻断

24、层 未对矿井充水产生影响。矿井水文地质类型 矿区属孔隙、裂隙充水为主的煤矿床，矿井充水主要受大气降水补给，地表 排泄条件较好，补给条件较差，矿井涌水量不大，矿井水文地质条件简单。矿井涌水量预计根据 2007年 10月重庆一三六地质队编制的重庆市长寿区凤城镇复元黄山 煤矿矿井水害防治方案 ，预计矿井正常涌水量 71m3/h，最大涌水量 142m3/h。综 上所述，根据煤矿防治水规定 ，矿井水文地质条件简单。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置1、21半岩-121半岩-1位于矿区南（ S）翼，开口于 +21m 南翼运输巷 510m处，向南掘进 至矿井井田边界。巷道开口标高为 +2

25、1m，以 3的正坡度、方位角 N230E 的方 向向南堀井。开口点的坐标为： X=3296563.644，Y=36415408.663，Z=+21m（ 1）断面形状：圆弧拱形；（2）基本尺寸：毛宽 2800mm; 侧墙高度：1800mm； 弧高： 800mm；总高度： 2400mm；人行侧宽度： 850mm；非人行侧宽度： 550mm；水沟尺寸：上宽： 400mm、下宽： 300mm、深度： 400mm；（ 3）巷道净断 面积： 6.72m2；（4）坡度： 3。巷道施工断面示意图详见图 3-1-1 。21 半岩 -1 巷道施工断面示意图 3-1-1 1 ： 502、汇车场21半岩-1 运输巷每

26、间隔 100m作一双轨道汇车场， 作为轻重车辆调车线。 施工断面图见 3-1-2 。汇车场施工断面图 3-1-2 1：50二、巷道开口大样图巷道开口标高为 +21. m，以 3的正坡度、方位角 N230E 的方向向南堀井。开口点的坐标为： X=3296563.644，Y=36415408.663， Z=+21m 巷道开口大样图详见图 3-1-3。08692落山下(山下升提级三05+)S(道绕巷风回山上风回、人行36.80451463=Y46.3656923=X5206046920251460692045146005146图 3-1-3 巷道开口大样图 比例 1：2000第二节 矿压观测、观测对

27、象巷道掘进过程中应加强巷道顶部和侧帮岩层位移观测。二、观测内容巷道顶底板活动规律分析；巷道顶板离层量、底板及两帮变形相对移近量监测 等。三、观测方法主要包括矿压观测仪器、 仪表的选型、安设位置，矿压观测方式、 观测时段等。 根据掘进巷道顶板压力显现状况，安设顶板离层仪，对巷道受力及围岩位移进行 适时观测。四、数据处理 监测数据和支护设计不符时，应重新计算，改进设计。第三节 支护设计一、支护形式根据巷道岩层性质， 21 半岩 -1 运输巷采用石料砌碹的支护形式。二、支护选型设计1、墙体石料：采用长石石英砂岩，长 800mm宽 300mm厚 300mm2、拱体石料：采用长石石英砂岩，长 400mm

28、宽 200（150）mm厚 250mm 的楔形石料。拱体石料规格尺寸详见图 3-3-1拱体石料规格尺寸图 3-3-1三、巷道支护断面图： 详见巷道支护断面图 3-3-2巷道支护断面图 3-3-2四、临时支护巷道施工过程中遇到地质破粹带时石料砌碹端头到掘进工作面之间根据实际 情况选用木料戴帽点柱支护。如果岩层稳定完好，也可以选择不支护；但必须在 施工过程中随时检查巷道顶部和两侧帮岩层的完好情况，并对离层岩石进行排矸 处理，以确保施工安全作业。第四节 支护工艺一、支护参数1、支护密度：巷道满卷，依次向掘进碛头跟进。2、每架卷之间 保持平整、无错口或台阶。二、施工机具配备砌碹施工机具配备详见表 3-

29、4-1。表 3-4-1 砌碹施工机具配备序号机具名 称单位数量说明1手锤把32 把工作， 1 把备用2钎子根42 根工作， 1 根备用3碹胎付2一付工作，一付备用三、支护工艺准备 敲帮问顶 处理悬矸 监时支护 挖边墙基础 砌边墙 架设碹胎 砌拱体 充填 卸碹胎 清理路面。四、支护 工艺安全技术措施1、临时支护 砌碹巷道在掘进后先由外向里支设支柱，点柱间距 1 米，临时支护间距一 般为 3m,在围岩稳定，侧压小的情况下，采用吊梁钩配合圆木梁支护，反之采用木 棚临时支护。然后进行砌碹作业。工艺流程：支点柱 - 支圆木梁（木棚） - 回点柱 - 砌碹（1）临时支护作业前，人员站在有支护地点，用长柄工

30、具将活矸，活碴撬 落，防止或矸，落碴掉落伤人。（2）临时支护要支在实底上，支牢支实，不得松动，采用吊梁钩临时支护 时，吊梁钩必须置入稳定围岩石，不得松动。插入岩体深度不得小和70cm，外露长度不得大于 10cm，吊梁钩用不小于 25mm的圆钢制成。圆木直径不小于 16cm。（3）临时支护：炮掘最大控顶距 1.2m，最小控顶距 0.2m，循环进度炮掘 1.8m。（4）临时支护严格执行先支后回，敲邦问顶制度，开炮崩倒的临时支架， 要及时扶起支牢。（5）要根据实际情况打好带帽点柱或特殊支护，施工人员必须在掩护下作 业。2、砌墙 拆除临时支护：采用吊梁钩支护时，应在砌器墙后，在拆除临时支护，采 用木棚

31、临时支护，顶板压力较大或两帮岩石破碎是，应在顶梁下打临时支柱，然后在拆架腿（ 1）、砌墙：掘出基础后，挂好中，腰线，基础要做在实底上，将沟内碎矸， 积水清理干净，在茬处要用水冲净，在硬底上铺不小于50cm，无水沟一侧基础深度不小于 30cm，宽度不小于 50cm。A、砌墙时要将料石垂直缝错开，横缝要水平，灰缝要均匀饱满，根据边线拉 水平浅，并用水平尺或水准仪检查墙的垂直度和水平度。墙壁后使用毛石砂浆将 壁后充填密实，料石尾部要用支石垫平支稳。B、砌好墙后要详细勾蜂，灰缝不饱满，局部有蜂窝麻面等，应砂浆勾缝或抹 平。C、砌体厚度须满足设计要求，厚度不得小于 350mm，充满厚度不小于 50mm。

32、3、砌拱。拆除临时支架， 搭工作台， 碹胎，砌拱，采用金属碹胎和金属模板， 碹胎有 14 16 号槽钢或 15 18Kg/m钢轨弯制而成。摸板用 25x25mm的角钢 拼焊或用 810 好槽钢制作。碹胎采用有腿碹胎。腿长低于墙高 20cm。碹胎立好，测量校正其位置并稳固后，开始砌拱。砌拱必须从拱基想拱顶对 称进行，使两侧受力均匀，以防碹胎想一侧歪斜，砌拱的同时，应及时拱后充填。 封顶时，最后的砌块必须位于正中，并有内向外砌筑，拱 , 墙砌筑每告一段落，都 应留有台阶式咬合茬，以便下次砌筑接茬。具体操作方法如下：、砌筑时要观察顶板压力和围岩情况，支好临时支护，作业人员必须在有掩 护下作业。、按腰

33、线支设立木和横木，先挖至基础实底，埋稳立木，和上次立木的中心 距为一喧板长，两帮相互对称。然后放置横木，横木一头搭在新埋好的立木上， 另一头搭在上一碹头立木上，另一头搭在上一架碹头立木上，用扒钉钉牢，并用 拉木钉死。立木和方木应选用优质松木，规格 20cm。立木和方支设时，上、下 山巷道施工要根据实际情况确定迎山角角度。立木和方木之间还要支设斜撑。用 长刹杆搭设工作台，将刹杆放在横木上，放好一端在放另一端，两端要有足够的 搭接长度，但不能超过横木的边缘，之后用扒钉将刹和横木钉牢。立碹胎必须在有过顶梁的保护下，架设碹胎，必须严格检查碹胎的中心线、 高度，碹胎是否放平，相邻两碹胎之间距离符合设计要

34、求，为保证碹胎的稳定性，严禁使用变形或损坏的碹胎，并立好撑木和拉杆，且打设压顶柱将碹拱稳定好、在两碹拱中间放置碹板。碹板要对齐无缝隙，厚度、长度一致，严禁使 用损坏和未修理的碹板。砌拱时，用毛石将壁后充填密实，各行砌块间如有缝隙 要用填片塞紧捣实。、砌拱有拱基两侧想拱顶对称进行，料石拱的砌块应垂直于拱的辐射线， 楔形砌块的大块头必须向上，各行砌块必须错缝，拱顶基均应充填密实。砌拱时， 工作台上不得有过多的料石或其它东西，且严禁在平台下逗留，要及时回撤临时 支护。、封顶时，最后的砌块必须位于正中，并有内向外进行砌筑，每一块料石要 扣紧，封严，灰缝要饱满。、砌碹完毕后，从上向下依次拆卸工作台。每砌

35、筑一段拱，应留有台阶式咬 合茬，且接茬应不小于砌块宽度 1/4 ，要严密接茬，砌拱不允许内错和外错，砌体 壁厚不得小于 350mm充, 填厚度不小于 50mm。4 、拆摸清理。砌筑完毕，待拱、墙达到一定强度后，方可拆除碹胎和摸板。 拆下的碹胎和摸板应洗刷、整理，损坏变形的要修理好，以便复用。（1）要待拱、墙达到一定强度后 （一般间隔两班时间） ，方可拆除碹胎和摸板。 被炮崩落的碹拱，要及时重新砌碹。（2）拆除碹胎时，有外往里依次逐架进行，人员要站在安全地点，退路要畅 通，拆掉碹胎后，要及时将碹板拆掉。（3）拆掉碹板后，对干、瞎缝或马蜂窝，麻面等要及时用砂浆勾缝或抹平。（4）拆下的碹胎，碹板应及

36、时洗刷、清理，并码放整齐，损坏变形的要修理 好，以便复用。三、其它（1）施工中如遇到顶板破碎时，要短掘短砌，并加强临时支护。（2）遇宽邦较大时应充填严实，高顶时砌筑厚度不小于 80cm，然后用松木打 木垛接顶。（3）特殊硐室及交岔点施工，严格按作业规程及设计要求执行。 严格执行“三大规程”及有关的安全制度，相关人员及特殊工作必须培训合格和 持证上岗。每天参加班前会，查隐患，定措施，作好交接班工作及记录，确保安全的基础上进行生产，带班长、安全员每班必须检查工作面沿巷支护及安全情况， 确认无安全隐患后，方可作业。第四章 施工工艺第一节 施工方法根据矿井目前巷道施工成熟的管理经验，巷道施工采用钻爆法

37、施工方法。一、巷道开口施工方法21半岩-1位于矿区南（ S）翼，开口于 +21m 南翼运输巷 510m处，向南掘进 至矿井井田边界。巷道开口标高为 +21m，以 3的正坡度、方位角 N230E 的方 向向南堀井。开口点的坐标为： X=3296563.644，Y=36415408.663，Z=+21m二、21 半岩-1 施工方法 采用一次成巷的施工方法由北向南掘进，按设计巷道的断面、循环深度布置炮 眼，一次爆破成巷。第二节 凿岩方式一、炮掘施工方式掘进采用 YT-24 型风动凿岩机钻眼。 其工艺为钻眼 爆破 除渣 延伸管线和施工隔间。二、扒装、运输方式掘进工作面采用人工除渣，人工装车，平巷人力推

38、车运输，斜井绞车提升。第三节 爆破作业一、21 半岩-1（一）爆破原始条件爆破原始条件详见表 4-3-1。表 4-3-1 爆破原始条件名称单位数量掘进断面积2 m6.72炮眼深度m2.0炮眼数目个21岩石坚固性系数f37预计掘进工作面瓦斯情况瓦斯绝对涌出量为 0.1m3/min（二）炮眼布置及爆破说明书1、炮眼布置图 炮眼布置图详见图 4-3-1。21眼布置图详见图 4-3-1 1： 502、炮眼布置及装药量 炮眼布置及装药量详见表 4-3-2。表 4-3-2 炮眼布置及装药量眼号炮 眼 名 称炮眼 深度 （m）炮眼 长度 （m）装药量倾角（ ）起 爆 顺 序联线 方法炸药 品种雷管 品种（卷

39、 / 眼）小计 （卷）水 平垂 直14掏 槽 眼2.0841682串 联次 启 爆煤 矿 许 用号 岩 石 乳 化 炸 药8 号 煤 矿 许 用 毫 秒 延 期 电 雷 管58辅 助 眼2.08312913底 眼2.01031521水 沟 眼2.02338214、15、19、20帮 眼2.0831216、17、18顶 眼2.0639共计42673、预期爆破效果 预期爆破效果详见表 4-3-3表 4-3-3 预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%90每米巷道药耗Kg/m5.58每循环工作面进度m1.8每米巷道管耗发/m11.16每循环爆破实体岩石m35.33每循环炮眼总长m/循环42炸

40、药消耗量Kg/m31.04每 m3 岩石管耗发/ m32.09、汇车场（一）爆破原始条件爆破原始条件详见表 4-3-7表 4-3-7 爆破原始条件名称单位数量掘进断面积2 m9.89炮眼深度m1.2炮眼数目个32岩石坚固性系数f610预计掘进工作面瓦斯情况瓦斯绝对涌出量为 0.1m3/min（二）炮眼布置及爆破说明书1、炮眼布置图 炮眼布置图详见图 4-3-8。图 4-3-8 21 半岩 -1 汇车场炮眼布置图 1:502、炮眼布置及装药量炮眼布置及装药量详见表 4-3-9表 4-3-9 炮眼布置及装药量眼号炮眼炮眼深度长度(m)(m)炮 眼 名 称卷/小计水眼）(卷)平垂 直起 爆联线炸药顺

41、方法品种序装药量 倾角（ ）雷管 品种18掏 槽 眼1.411.232473串 联次 启 爆煤 矿 许 用号 岩 石 乳 化 炸 药8 号 煤 矿 许 用 毫 秒 延 期 电 雷 管1320辅 助 眼1.29.62169 12、21、31底 眼1.27.221232水 沟 眼1.21.2228222、23、29、30帮 眼1.24.8282428顶 眼1.26.0210共计40723、预期爆破效果 预期爆破效果详见表 4-3-10表 4-3-10 预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%80每米巷道药耗Kg/m11.25每循环工作面进度m0.96每米巷道管耗发/m33.3每循环爆破实体

42、岩石m39.49每循环炮眼总长m/循环40炸药消耗量Kg/m31.18每 m3 岩石管耗发/ m33.51三、装药结构示意图掘进工作面炮眼均采用正向连续装药结构。采用 1：3 的泥沙混合炮泥充填炮眼剩余部分。装药结构示意图详见图 4-3-4脚线雷管炸药引药围岩表面图 4-3-4 装药结构示意图 第四节 装载和运输一、装矸方式掘进工作面的矸渣由人工装入矿车。二、调车方式巷道掘进过程中每隔 100m距离将巷道扩宽铺设简易道岔，形成调车线。调车线 长度确保 12m距离，可以停放 10 辆矿车。三、运输方式掘进工作面至汇车场的轻重车由人力推车运输。四、运输设备KFV1.0-6 型翻卸式标准矿车（ 10

43、台）； MC1-6A 型材料车（ 1台）。 运输设备技术特征详见表 4-4-1。表 4-4-1 矿车技术特征表矿车类型矿车型号载重（Kg）外形尺寸（mm）轨距（mm）轴距（mm）自重（Kg）名义最大长宽高1t 翻卸矿车KFV1.0 610001800200090011506005505951t 材料车MC1 6A1000200020009001150600550511第五节 工程质量标准及要求一、巷道质量及要求1、巷道设计断面形状为直墙圆弧拱形， 料石发碹支护， 支护后断面净宽 2.2m， 净高 2.2m，净断面积 4.33m2。2、巷道施工沿岩层走向顺层掘进， 巷道坡度 3，施工中、腰线方位

44、角 N230E， 腰线距轨面的垂直距离为 1200mm，由技术人员施测，由掘进工每班放线。 巷道要 严格按中腰线及断面尺寸进行施工，并每隔 20m 应由技术人员校验一次，任何人不得擅自更改中腰线方位及缩小断面尺寸。3、巷道顶部和两帮要平整光滑，超挖不超过 100mm，欠挖不超过 20mm。4、水沟宽度：上宽为 400mm，下宽为 300mm，深度为 400mm，深度欠挖不 超过 20mm，水沟应经常清理，保持沟内无杂物，流水畅通。5、成巷人行侧腰线上侧平行于腰线距离巷道底 800mm、1500mm 的位置分别 掘 1 个桩眼，作为悬挂缆线管道和悬挂风筒之用；且悬挂缆线管道的桩眼和悬挂 风筒的桩

45、眼沿巷道倾斜方向错开布置，以满足同时行人和悬挂缆线的需要。所有 线钩、管钩钩间距按照巷道施工断面图制作。 缆线桩眼使用挂钩悬挂， 钩间距 2.5m 左右。巷道掘进期间缆线挂钩用于悬挂电话线、监控线、压风管、防尘管等。6、巷道要干净、整洁、无杂物，材料堆放整齐，管线风筒悬挂一致，不影响 行人、运输和通风。巷道顶帮无危岩悬矸。二、轨道铺设质量及要求（适用于敷设轨道时）1、铺设单轨， 15kg/m 钢轨， 600mm轨距，松木轨枕。轨道水平倾角 3。2、必须使用同一型号轻轨。轨道接头要平整，间隙不得大于5mm，高低差、左右差不超过 2mm，夹具必须齐全，联接牢固。3、巷道腰线距轨面距离为 1200m

46、m。4、轨距为 600mm，最大超宽不得大于 5mm 超窄不大于 2mm，轨枕距中对中 700mm。轨枕为木轨枕，厚度 10mm，长度 1.2m，宽度 100mm。轨枕埋入底板 的深度不小于其厚度的 2/3，并用道渣填实扎紧。5、施工中的临时轨道的铺设及要求和上述 1、2、3、4 相同。三、管线敷设质量及要求1、风筒必须吊挂在人行侧，吊挂整齐，逢环必挂，不得有漏风现象，距离巷 道底板不低于 1200mm，不得随意敷设和弃于巷道或水沟中。2、压风管、水管、电缆线、通讯线挂于巷道人行道侧，离巷道底板的距离 500m，且线、管间距离不小于 0.3m，通讯线、信号线应敷设在动力电缆线的 上方。高、低压

47、电力电缆敷设在巷道同一侧时，高、低压电缆之间的距离应大于 0.1m。高压电缆之间、低压电缆之间的距离不得小于 50mm。通信和监控信号电 缆应和电力电缆敷设在电力电缆上 0.1m 以上的地方。3、放炮母线应随用随收。严禁将放炮母线悬挂于巷道两侧或同侧。四、支护质量及要求掘进工作面质量要求详见第三章第四节：支护工艺第六节 设施设备及工具配备掘进工作面所需设施设备及工具配备布置图详见图 4-6-1序号设备名称符号型 号功率/电压（kW/V）单位数量主要技术参数使用备用合计1光学经纬仪苏J2台11详见表4-4-1 。2材料车MC1 6A辆112详见表4-4-1 。3发爆器MFB-100台112引爆能

48、力 100发。4局部通风机FBD5/2 5.525.5/380/660台112详见表3-4-1 。5凿岩机YT-24台112详见表3-4-1 。6防尘水管根112内径： 19mm。7胶管根112详见表3-4-1 。8气动扳手FBZQS30/2.5台112内径： 19mm； 工作压力： 0.5 19钻头颗426直径 32mm三颗；直径 40mm三颗。10钻杆根4261.5m三根、 2.0m三根。11便携式光学瓦斯检测仪AQG-1D台32512便携式瓦斯检测报警仪AZJ-85B台11213矿用隔爆馈电开关KBZ-200台22414矿用隔爆磁力启动器QBZ-30台22415矿用安全型防爆电话KTH-

49、33台11216甲烷传感器GJC4台112测量范围： 04.00 CH4。17局扇开停传感器GFK（A）台112输出信号制：电流： 15mA 5mA。18局扇开停传感器GFK（A）台112测量范围： 0100106CO。19矿用馈电状态传感器GKD(A)台112被测电缆电压（ 1271140）V.DC。20.2Mpa。掘进工作面设施设备配备表 4-6-1第五章 生产系统第一节 通风系统一、通风方式掘进工作面采用局扇压入式通。二、通风系统新风+260m 平硐井口308斜井 308斜井井底车场 二级提升下山+50m 井底 车场 +50m 南 翼大巷 三级提升下山+21m南翼运输大巷（ +21半岩-

50、1）距回风口 10m（局扇压入）掘进工作面；清洗掘进工作面的污风由掘进工作面 21 半岩 -1 运输巷 回风上山 +50m 南翼回风巷平巷 行人回风上山 总回风上山 总回风平 硐 风机 地面。详见通风系统图 5-1-1通风系统示意图 5-1-125四、风量计算1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算3Q 掘=100Q 瓦 K 通=1000.1 2.0=20m3min 式中 Q 掘-掘进工作面所需风量， m3/min；Q 瓦-掘进工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量， m3/min ；K 通 -掘进工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量不均匀的备用系数，即掘进1.82.0工作面瓦斯绝对涌出量的最大值和平均值之比。

51、对炮掘工作面取2、按炸药使用量计算3Q 掘=25A=2510.8=210m3 min式中 A- 掘进工作面一次性爆破使用的最大炸药量， kg。3、按工作人员人数计算3Q 掘=4n 掘= 4 6=24m min式中 n 掘- 掘进工作面同时工作的最多人员人数， kg。4、按局部通风机的实际吸风量计算3Q 掘=Q 局 If 通=19011.3=247m3min式中 Q 局-掘进工作面局部通风机的额定风量， m3/min；I-掘进工作面同时使用的局部通风机的台数，台；f 通- 防止局部通风机产生循环风的风量备用系数，一般取1.21.3。对无瓦斯时取 1.2，有瓦斯时取 1.3。5、确定掘进工作面需要

52、的配风量 根据计算，掘进工作面需风量取 210m3min 较为合适。五、风量验算（一）按照最低和最大风速验算Vm=Q 掘/（S掘60）=210/（7.1660）=0.63m/s式中 Vm 掘进工作面回风流中巷道的风速， m/s；S 掘 巷道的掘进断面积， m2。通过验算： 0.15m/sVm4m/s，符合煤矿安全规程第一百零一条的规定。（二）按掘进工作面温度和炸药量验算 按照掘进工作面温度和炸药验算风速详见表 5-1-1。表 5-1-1 掘进工作面温度和炸药量及需风量炸药量 kg20温度16 以 下1622232616以下1622232616 以 下16222326需要风量3 -1 m min

53、4050605060806080100根据表 5-1-1 可知，掘进工作面配风量取 210m3/min 满足降低温度和稀释炮烟 的要求。（三）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 程规定。Q 瓦/Q 掘=0.1/210=0.37 10-5 1%3根据计算， 掘进工作面配风量取 210m3/min 满足稀释回风流中瓦斯或二氧化碳 浓度的要求。六、局部通风机的选型和安装地点掘进工作面作业选用 FBD 5/2 5.5 矿用隔爆型压入式对旋轴流式局部通风机 （2台：1台工作， 1台备用，吸入风量为： 280165m3/ min）配用 500mm胶质 柔

54、性双抗风筒压入式通风。 局扇安设在 +21半岩-1 运输巷，吸风口距掘进回风流回 风口的距离 10m；风筒出口距离掘进工作面的距离 5m。掘进工作面的有效风量3210m3/min 。第二节 压风系统一、空压机站根据安监总煤行 2007167 号文的要求，矿井在地面建有固定压风机站。在 距离平硐井口北侧 30m 处建机房（标高 +260m）安装空气压缩机，压风设备安在 室内，储气罐安装在室外，压缩空气用无缝钢管输送，在压风机出口装设截止阀 等附属设施。 +21 半岩-1运输巷施工使用的压风从该压风机站输出。二、压风管路 地面空压机站的压风（764 无缝钢管）沿308斜井（764 无缝钢管）+13

55、1m井底车场（764 无缝钢管）二级提升下山（764无缝钢管）+50m井底车场（ 764 无缝钢管）三级提升下山（ 764 无缝钢管）+21-1半岩运输巷（ 605 无缝钢管）掘进工作面（ 197高压胶管将压风送至掘进工作面）。为了分离压缩空气中的油水，在压风管路适当位置装设了油水 分离器。压风系统示意图见 5-2-18121m运输平巷 (S)变坡点行人、回风上山下 山 落平点+50三级 提升下山 (S)二级下山回风 巷绕 道(S)+50m回风巷 (S)第三绞车场+50m变坡点+50m水仓压风系统示意图 5-2-1第三节瓦斯防治和监控系统一、瓦斯检查(设点、次数)工作面设瓦斯检查员巡回检查,每

56、隔 35 小时检查一次 ,每班至少检查两次。瓦斯检查点分别设在 :距离工作面 5m 范围内风流、工作面回风流至回风口以及向工作面供风的局扇及其电器开关附近 10m 范围内瓦斯检查牌板应设置在局扇附近，检查结果要及时填写，并及时向有关人员 汇报。二、监控系统1、瓦斯监控施工中必须加强对工作面及其回风流中瓦斯浓度的监测。在距离工作面 5m 范围内、掘进工作面回风流距离专用回风巷入口 10m 处、绞车硐室内分别安设甲 烷传感器（型号 GJC4）, 甲烷传感器和矿井 KJ90NA 监控系统相连接，并布置在 巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于 300mm，距巷帮不得小于 200mm。甲烷 传感器瓦斯数

57、字电子显示应朝向人员进入掘进工作面方向，以便于及时观测瓦斯 监测浓度值。瓦斯报警浓度 1.0%、断电浓度 1.0%、复电浓度 1.0%，断电范围 为向工作面供电的非本质安全型电气设备。传感器每隔 7 天调校一次。监测系统 必须由专人进行维护 ,确保系统的灵敏可靠。当瓦斯超限或监控系统报警时，要按 规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。2、局扇开停监控为了及时掌握向掘进工作面供风的局扇运转的连续性， 分别在工作和备用局扇 安设开停传感器。掘进工作面传感器布置示意图详见图 5-3-1。图 5-3-1 掘进工作面监控系统各类传感器布置示意图 第四节 防尘洒水系统25一、防尘系统施工中凿岩要湿式作业

58、， 装渣要洒水。 掘进工作面的防尘用水由地面工业用水 水池 平硐井口 308 斜井 308 斜井井底车场 二级暗斜井+50m 井底车场 三级暗斜井 21 半岩 -1 运输巷 掘进工作面。 21半岩-1 供水管路选用直径 60mm的抗压胶管，每隔 50m设一个三通阀门，在 掘进工作面使用水管口处安装闸阀控水。二、防尘措施1、为保证防尘用水的清洁，在供水管路进入 21半岩-1 的地点给支管路安设过滤器2、综合防尘( 1)装岩洒水：工作面装岩前必须对岩堆洒水降尘。供水采用32mm的高压胶管。动作方式 :均采用闸门手动控制方式 ,实现对岩堆自动喷雾降尘。 喷嘴布置 : 工作面共设计一个喷嘴， 并随工作

59、面掘进而迁移。(2)个体防护 进入工作面和回风侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。(3)湿式作业 掘进工作面打炮时采用湿式凿岩。工作面防尘、洒水管路系统示意图详见图 5-4-1。+50m变坡点+50m车场变坡点+50m水仓下 山 落平点行人、回风上山+50三级回风 巷绕 道(S)+50m回风巷( S)第三绞车场25提升下山 (S)+21m运 输平 巷(S)图 5-4-1 工作面防尘、洒水管路系统示意图第五节 防灭火系统一、巷道施工防灭火的措施和要求 掘进工作面及其进回风巷道一旦发生火灾， 可以利用防尘洒水系统水源进行灭 火。二、消防供水管路系统、防灭火器材的存放方式和地点 掘进工作面供水管路系统

60、和防尘洒水管路系统共用水源和管路。掘进工作面 集中配电点存放 100kg 防火沙。第六节 供电系统一、供电方式局部通风机采用“双风机双电源”供电。为了确保供电电源的可靠性和连续性， 向掘进工作面供风的工作和备用局扇的电源分别取自地面馈电开关。二、电压等级掘进工作面供电电压等级为 660v。三、负荷统计掘进工作面电力负荷统计情况详见表 5-6-1。表 5-6-1 矿井电力负荷统计表序号负荷 名 称电 压 (kV)电动机额定容量 及台数（ kW/ 台）（容kW量）需 用 系 数 k功 率 因 数 costg 最大负荷全部工作全部工作有功 （kW）无功 （ kvar）视在（ kVA ）1局扇0.66