煤仓作业规程

贵州华电安顺华荣投资有限公司

纳雍县王家寨煤矿

11煤仓作业规程

编制：罗义

日期：二零一三年十二月

会审栏

会审时间：年月日会审地点：

主持人：

参会人员

生产副矿长

安全副矿长

机电副矿长

地测副总工程师

总工程师

矿长

会审意见：

目录

第一章工程概况.................................................3

第一节概述...............................................3

第二节编写依据.............................................3

第二章地质水文情况.............................................4

第一节岩层赋存特性地质构造及其柱状图.......................4

第二节矿区地层及地质构造...................................7

第三章施工工艺................................................14

第一节施工方案............................................14

第二节施工方法............................................15

第三节施工工艺............................................15

第四节施工生产辅助系统....................................19

第三章施工组织及主要技术经济指标..............................22

第一节劳动组织............................................22

第二节主要技术经济指标表..................................23

第三节正规循环作业图表....................................23

第四章施工安全技术措施........................................24

第一节一般要求............................................24

第二节凿岩爆破安全措施....................................25

第三节爆破安全措施........................................26

第四节装岩安全措施........................................30

第五节提升运输安全措施....................................30

第六节防坠安全措施...........................................30

第七节综合防尘................................................31

第八节文明施工................................................31

2

第一章工程概况

第一节概述

一、巷道名称

11煤仓

二、掘进目的、用途以及位置

1、作为生产系统必不可少的主要组成部分；

2、服务于首采面及开采M15煤层时运输、储存煤炭；

3、位于11运输斜巷右面，主斜井左面（面向井筒延伸方向）。

三、巷道设计长度及服务年限

规格开拓支护厚度

名称形状坡度方位

（长X宽）(m)量5）方式(mm)

漏斗锥形2.5416.91锚喷30090°

仓身R3.0m圆形20171锚喷30062°217°

锁口R3.0m圆形2.017.1锚喷30062°217°

放煤嘴0.7x0.7m矩形0.460.33锚喷30090°217°

设计长度：25米；服务年限：5年

四、预计开、竣工时间

预计从二零一四年元月初开工，二零一四年三月中旬竣工。

第二节编写依据

一、设计说明书

1、设计文本：经贵州省发展和改革委员会批复的《纳雍县王家寨煤矿初

3

步设计》及贵州省煤矿安全监察局毕节分局批复的《纳雍县王家寨煤矿安全

专篇》

2、设计文本：《纳雍县王家寨煤矿施工组织设计》、《纳雍县王家寨煤矿

安全规程》及《纳雍县王家寨煤矿作业规程》

3、设计文本：《纳雍县王家寨煤矿地质勘探报告》

4、设计图纸：《纳雍县王家寨煤矿井上下对照图》

5、设计图纸：《纳雍县王家寨煤矿初步设计采区巷道布置图及机械设备

平、剖面图》

二、相关规程及规定

1、《煤矿安全规程》（2011年3月1日执行）。

2、《煤矿安全技术操作规程》。

3、《煤矿井巷工程质量验收规范》（GB50213-2010）。

4、《防治煤与瓦斯突出规定》（2009年版）和《煤矿防治水规定》。

5、《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028-2006）

三、有关安全管理制度

《煤矿井巷工程质量检验评定标准》。

第二章地质水文情况

第一节岩层赋存特性地质构造及其柱状图

一、地层概况

（-）区域地层

区域出露地层从老至新有震旦系、寒武系、石炭系、二叠系、三叠系，

缺失奥陶系、志留系和泥盆系，第四系零星覆盖在各时代地层之上。区域地

层见表1—2—1。

表1—2—1区域地层简表

地层单位厚度（m）岩性及矿产简述

第四系（Q）0-50亚粘土、砂土、角砾

4

表1—2—1区域地层简表

地层单位厚度（m）岩性及矿产简述

侏罗

粉砂质泥岩、泥岩平少量粉砂岩（未

系下统下禄丰组第二段（W）51-78

见顶）。

（J）

上统岩屑石英砂岩。底部夹炭质页岩和

须家河组（Tzx）146-300

（TJ煤线。

法朗组（“力0-92灰岩夹泥质灰岩及白云岩。

白云岩夹灰质白云岩、白云质灰

第三段（Tz/）194-319

UJ

中统>6TO

关岭组

(T2)第二段（T/）157—369灰岩夹灰质白云岩、白云质灰岩。

（W

白云质泥岩、泥质白云岩、白云岩、

第•段（W）121-172

灰岩。

第四段(T.y/21)51-128泥质白云岩、溶塌角砾岩。

第三段（丁向）43-218灰岩夹泥质臼云岩、白云质灰岩。

叠永宁镇组

泥岩、含白云质泥岩夹泥灰岩、灰

系（Tiyz?）第二段（「yd）41-85

UJ

4Efo

(T)

第一段（1％’）154-272灰岩。底部为泥质灰岩。

粉砂质泥岩、

下统九级63-329-粉砂质泥岩、泥岩

飞第二段泥岩夹粉砂

(T.)夜滩段388387夹粉砂岩。

仙岩。

郎

关玉龙78-灰岩、新粒灰

组泥岩、泥质粉砂岩

LU

组山段394石O

(Tiy114-夹少量粉砂岩，顶

（Ti/第一段泥岩、粉砂质

)沙堡9-275部4-60m为鲍粒

）泥岩夹粉砂

湾段163灰岩。

U-I

0

二上统大隆组（P：。1-32硅质泥岩夹凝灰岩。

5

表1—2—1区域地层简表

地层单位厚度（m）岩性及矿产简述

叠(R)长兴组（P3C）7-76钙质泥岩、白云质灰岩。

系龙潭组第二段已力94-443砂岩、粉砂岩、粉砂质粘土岩夹煤。

(P)第一段段？）

（P：）7）0-15粘土岩、凝灰质粘土岩及砾岩。

峨嵋山玄武岩组（Pa£）0-255玄武岩、凝灰岩、砂页岩。

灰岩、白云质灰岩、含燧石灰岩、硅

茅口组第二段（P4）0-300

中统质岩。

(P1/Z?)

第一段（P苏）

(P2)70-251白云质灰岩、泥质灰岩、白云岩。

柄霞组（Pzq）73-180灰岩、燧石灰岩、泥质条带灰岩。

下统

梁山组（P.7）13-67石英砂岩、炭质页岩、煤。

（PD

石上统马平组（C2的）0-73灰岩、白云质灰岩夹泥、页岩。

炭(C2)黄龙组&hn）0-62灰岩、白云质灰岩、瘤状灰岩。

系下统

摆佐组（G6）0-158白云岩、白云质灰岩、重结晶灰岩。

（C）(C1)

第二段（匕_

中上统0-515白云岩。

寒娄山关群

（G2-

武（G2-37S）第一段（S-白云岩、泥质白云岩、粉砂质白云

3）0-280

系,/.s"）石O

（e金顶山组（邑力0-141粉砂岩、泥质粉砂岩、页岩。

卜一统（e

）明心寺组（匕加）165-548砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩。

!）

牛蹄塘组（j加130-159泥岩、炭质页岩、硅质岩、磷块岩

震日.

上统

系灯影组（Zb而）<374白云岩、含燧石白云岩、夹磷块岩

(Zb)

（Z）

（-）区域构造

6

区域构造上矿区位于扬子准地台黔北台隆遵义断拱贵阳复杂构造变形区

和毕节北东向构造变形区交汇部位，其主体构造为纳雍东西向构造带，矿区

所处具体构造部位为该构造带东段南侧。

第二节矿区地层及地质构造

(一)地层

矿区内出露的地层由老至新有二叠系中统茅口组，上统峨眉山玄武岩组、

龙潭组、长兴组、大隆组，三叠系下统夜郎组和第四系。现分述如下：

二叠系中统茅口组(P2加：出露于煤矿区东部外围的韩家冲至谭家丫口

一带。岩性为浅灰、灰色厚层至块状粉至细晶灰岩，产大量蜓科化石。出露

厚度大于80mo

二叠系上统峨眉山玄武岩组(Ps£)：出露于井田西、西南和东部外围，

岩性以灰、深灰色块状拉斑玄武岩为主，顶部3.3~6.8m为灰、浅灰色块状

沉凝灰岩、凝灰质玄武岩。厚度变化较大，整体呈东薄西厚，东部厚约50〜

80m,北西部厚约200〜250m。与下伏茅口组呈平行不整合接触。

二叠系上统龙潭组(Psi)：

分布于井田大部区域，但第四系覆盖严重，主要出露于井田南部、南东

部及东部化磋窝至垮岩脚一带，出露面积约2.2km2o龙潭组为一套海陆过渡

相含煤碎屑岩组合。由深灰色、灰色、黑灰色粉〜细粒砂岩、粉砂质泥岩、

泥质粉砂岩、泥岩、炭质泥岩、粘土岩、煤及少量石灰岩等组成。薄层状至

中厚层状构造为主。为区内含煤地层。该层厚度为240.38〜261.45m,平均

250.57m。其厚度变化不大。该地层与上覆、下伏岩层之间界线清楚，岩性较

稳定，对比性较好。根据其岩性组合、厚度、沉积旋回及含煤特征，分别以

M6煤层之顶和M15煤层之底为界将其划分为三段，自下而上为龙潭组一段

3

(P3/)>二段(P3/)>三段(P37)：

龙潭组一段(Ps/)：以龙潭组底至中部M15煤层底为界。岩性为薄层状

7

粉砂质泥岩、泥质粉砂岩及泥岩互层。夹黑色煤（线）层和炭质泥岩，底部

为浅灰色铝土质粘土岩。龙潭组一段厚度为134.92〜159.56m,平均138.84m。

其中含大部可采煤层M30和零星可采煤层M18、M28、M32。

龙潭组二段（Ps/）：以M15煤层底至M6煤层顶为界。岩性为薄至中厚层

泥质粉砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩及泥岩互层，夹薄至中厚层或透镜状生物

碎屑灰岩（上部）及黑色煤（层）线；粉砂岩为不等厚夹石主要分布于上部。

龙潭组二段厚度为63.84〜76.13m,平均66.36m。其中含全区可采煤层M6、

大部可采煤层M15、零星可采煤层M7、M8、M9、M13。

龙潭组三段（Ps/）：以M6煤层顶至龙潭组顶为界。岩性为薄层状粉砂质

泥岩、粉砂岩、泥质粉砂岩及泥岩互层，夹黑色煤（线）层、炭质泥岩、薄

至透镜状生物碎屑灰岩。厚度为38.57-46.11m,平均43.03m。含零星可采

煤层M3、M5o

二叠系上统长兴组（P：；c）：零星出露于井田东部大坡脚一长冲坡口一带,

岩性为中至厚层状细至中晶灰岩、含燧石结核灰岩。厚5.41~14.63m,平均

9.05m。该组与下伏龙潭组呈整合接触。

二叠系上统大隆组（PW）：仅出露于井田东部长冲娅口。整合覆盖于长

兴组之上，岩性为薄层硅质泥岩，顶部夹鲜黄绿色玻屑凝灰岩。厚3.53-

6.90m,平均4.78m。

三叠系下统夜郎组（T/）：出露于井田北部和北东部大白岩一猴子洞一

路分丫一化以岩一带。按岩性组合从下至上分为以下三段：

夜郎组沙堡湾段（V）：岩性为薄至中厚层粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、

钙质泥岩及泥质灰岩，由下向上钙质含量逐渐增多。厚187.85m。

夜郎组玉龙山段（W）：岩性为厚层夹块状细至中晶灰岩、鲍粒灰岩，

与下伏沙堡湾段泥岩呈渐变过渡。厚约129.05m。

夜郎组九级滩段（W）：岩性为薄至中厚层泥岩、粉砂岩夹泥灰岩、灰

岩及鲍粒灰岩。仅出露于井田北部路分丫一带和北东部大白岩山顶，厚度大

于70m。

该组与下伏大隆组呈平行不整合接触，以大隆组硅质泥岩夹凝灰岩结束,

8

该组沙堡湾产双壳类化石的泥岩出现为分界标志。

第四系（Q）：为浮土型、残积型、堆积滑塌型，不整合覆于各地层之上。

为粘土、亚粘土、砂砾、卵石、碎石等。厚。〜50m。

（二）地质构造

区域构造上矿区位于扬子准地台黔北台隆遵义断拱贵阳复杂构造变形区

和毕节北东向构造变形区交汇部位，其主体构造为纳雍东西向构造带，矿区

所处具体构造部位为该构造带东段南侧。位于井田北部的猴子洞断层（F,）为

该构造带的组成成分，以北东东向横跨井田，为井田北部边界构造。

褶皱：本矿井构造形态总体为一微型向斜构造。井田及邻区褶皱有桃园

向斜、化以岩向斜和大营坡向斜。对本矿井煤层赋存有影响的褶皱为桃园向

斜。

桃园向斜北起井田北部外围，北东起从猴子洞向南西经桃园一带，在井

田南西侧外围的大沟头汇于F2之上，总体呈北东向展布，区内长约2.5km。向

斜核部及两翼出露为T/中部至P3,地层,岩层产状平缓，倾角一般5。〜20°。

两翼岩层产状不甚对称，北西翼岩层产状不稳定，倾向一般为150°〜250。、

倾角5°〜30°,平均小于20°；南东翼岩层倾向250°〜320°、倾角5°〜

15°o除局部地段外，总体上岩层呈缓倾斜产出。

断层：井田内已查明的断层共有8条，其中除件、F2、F3断层断距较大以

外，其余位于井田以外或断距较小，现分述如下：

Fi断层:

位于井田北部及外围的龙头山境一大河沟一化以岩一猴子洞一线并延出

井田以外，井田内长约1500m。呈北东东一南西西向展露，为逆断层。断距由

北东向南西逐渐从约30〜50m增大至＞250m,断层倾角为60〜68°。为本矿

井北部边界断层，对煤层开采影响较小。

F2断层：

为一逆断层，位于井田西部及外围，北端交于B之上，南端延伸出井田

以外，井田内展布长度约1200m。呈北北东一南南西向展露。北西盘地层岩层

倾向由北向南逐渐从南西一南东过度为北西向，倾角一般为6~13°；南东盘

9

地层岩层倾向整体为北西向，倾角一般为6〜15°,断距约30〜50m。该断层

地表附近为居民区，设计已将其划在煤柱保护区内，因此对井下资源开采影

响较小。

F3断层

为逆断层，位于井田东南角及外围的柯家营一栅子门西侧一线，北端在

栅子门北西侧尖灭，展布长度约>2700m。断距约。〜30m。该断层为本井田东

南边界断层，在井田范围内对煤层开采影响较小。

%断层：

位于E断层以北，性质不明，对煤矿区内煤层没有影响。

F5>F6>F,、F'等断层

为井田内零星分布的一些次级小断层，产出于含煤岩系岩层中，断距一

般为2〜V10m,除F6为正断层性质外，其它均为逆断层。它们对煤矿区内含

煤岩系及煤层造成小规模的错断，但破坏性不大。对煤层开采基本没有影响。

本矿井资源主要赋存于桃园向斜东南，煤层沿走向起伏较小，呈单斜构

造。且储、F2、F3位于村寨煤柱范围内或井田边界，对煤层开采影响较小。3、

F5、F6>F7,F8断层断距较小，呈零星分布，规模较小。因此，桃园向斜东翼

构造简单.，桃园向斜西翼构造中等。

总之，本矿井构造复杂程度为中等。

（一）区域水文地质概况

1、气象水文

本区区域上地处黔西高原，属于浅〜中等切割的中低山高原地形。年最

高气温34.1℃,最低气温-9.6℃,年平均气温约13.6℃,年降雨量1000〜

1300mm。5~8月为雨季，降雨量占年降雨量的70%以上。

以猴子洞、大白岩、垮岩、榨子门一线为地表分水岭，地表水沿溪沟向

东和向西排泄，东部汇入彭家寨一带溪沟，西部汇入小河边一带溪沟，均属

于三岔河的源头水系，流量很小。

2、含（隔）水层的划分

矿区以倾向北西的单斜构造为主体，褶皱与断层构造皆不发育，出露地

,10

层有二叠系中统茅口组，二叠系上统峨眉山玄武岩、龙潭组、长兴组、大隆

组，三叠系下统夜郎组、永宁镇组与中统关岭组（T2gl下白云岩），由老至新对

含隔水层分述如下：

茅口组（PM）：出露厚度大于80m。无泉（井）调查资料•，推测为富水性中

等的岩溶裂隙含水层。

峨眉山玄武岩（P：,£）：厚50〜80m.°调查泉点16处，流量为0.01〜

0.20%，平均为0.04%,为富水性很弱的隔水层。

龙潭组（P37）：厚度39.50m（ZK407）-398.55m（ZK302-l）,平均厚度约

220.0m。含水弱的基岩裂隙与风化裂隙含水层。

长兴组CP3c）：厚3.53〜10.33m,平均厚5.70m,未见泉水出露，据抽水

试验资料，单位涌水量q=0.044/Zs.如为富水性弱的岩溶裂隙含水层。

大隆组行34：整合覆盖于长兴组之上，厚5.41〜14.63m,平均厚6.7m,

未见泉水出露，据抽水试验资料，单位涌水量q=0.0441/s.m,为富水性弱的

基岩裂隙含水层。

夜郎组（TM与永宁镇组（「/）：夜郎组为相对隔水层；永宁镇组富水性

中等的岩溶裂隙含水层。

关岭组Qg）：为富水性弱的基岩裂隙含水层。

第四系（Q）：为孔隙水弱含（透）水层。

（二）井田水文地质

1、地表水

煤矿区内无大的河流，但沟谷发育，且多呈树枝状分布，切割较深。区

内以猴子洞、大白岩、垮岩、榨子门一线为地表分水岭，地表水沿溪沟向东

和向西排泄，东部汇入彭家寨一带溪沟，西部汇入小河边一带溪沟，均属于

三岔河的源头水系，流量很小。地处地下水的补给区，区域地下水以喀拉河

与义仲大河排泄为主，煤矿区最低侵蚀基准面为喀拉河与杨家河交汇处标高

1250m,首采地段最低开采标高1650m,高差400m,有利于地表水排泄。

2、含（隔）水层

矿区内主要出露有二叠系、三叠系及第四系地层，据含水岩性、含水介

11

质特征及水动力条件，煤矿区地下水可分为松散岩类孔隙水、岩溶水及碎屑

岩基岩裂隙水等三个类型。其中松散岩类孔隙水仅在第四系松散岩层中赋存;

岩溶水储存于长兴组（P3。）与大隆组（P：同含水岩组及中统茅口组（P2m）含水

地层中；而在二叠系上统龙潭组（P3I）及三叠系下统飞仙关组中则主要为碎

屑岩基岩裂隙水。

（1）岩溶水含水层

①长兴组（P3c）与大隆组（P3^含水岩组

该组地层出露于大坡脚一长冲境口一白岩脚一带。长兴组岩性为灰、暗

灰色中至厚层状微至细晶灰岩，局部见溶蚀现象和白色方解石脉，平均厚度

5.70m。大隆组岩性为深灰、灰黑色含硅质与钙质薄层状泥岩，下部夹薄至中

厚层细晶灰岩，风化裂隙较发育，平均厚度6.70m。

该岩组未见泉水出露。为富水性弱的基岩裂隙含水层。

②二叠系中统茅口组（P2in）岩溶含水层

矿区内未见出露，钻孔也未揭露该地层，由于煤系地层与茅口组（P?m）岩

溶含水层之间尚有厚度较大（大于80m）的峨眉山玄武岩（P3P）稳定隔水层

的阻隔，其对未来矿山开采不构成影响，故对其含水特征的分析从略。

（2）碎屑岩裂隙含水岩组

①二叠系上统龙潭组（P31）含水层

出露于矿区的东南部及东部化磋窝至垮岩脚一带，施工16个钻孔，厚度

最薄的见于ZK407孔，厚度约40m,最厚的见于ZK302T孔，厚255.14m。

该层为区内的主要层位，岩层大部分裸露，直接接受大气降水的补给。

调查泉水点83个，流量0.01〜4.50%，其中流量小于0.201/s的泉水点有

64个，占77%以上，平均流量0.365%，为含水弱的基岩裂隙与风化裂隙含

水层。

②夜郎组⑴y）

出露于大坡脚、轿子山、花果箸、路分丫、化以岩北东地区。

该组按岩性组合分为三段：

第一段（T3）：岩性为薄至中厚层状泥岩，夹薄层状泥质砂岩，顶部为钙

,12

质泥岩，厚96.5〜131.1m,调查泉水点8处，流量0.01〜1.OO/Zs,平均流

量0.407/s,为局部弱含水的相对隔水层。

第二段(T7)：岩性为厚层至块状微至细微灰岩，底部为薄至中厚层状含

泥质条带状灰岩，厚约80m。调查泉水点2处，流量0.80〜2.00/Zs,平均流

量1.40/Zs,为富水性中等的岩溶裂隙含水层。

第三段(T4)：岩性为薄至中厚层状含粉砂质条带泥岩，夹薄层状泥质条

带粉砂岩。可见厚度大于50m。主要分布于矿权北界的外围地区，系相对的隔

水层。

③第四系(Q)

岩性为含砾、碎石亚粘土、粘土。厚0.67m〜36.75m,调查泉水点13处，

流量0.01~0.50//^,平均流量0.16/八，系富水性弱的孔隙水含(透)水层。

(3)构造断裂带水文地质特征

矿区内构造形态总体为单斜层，岩层走向北西一南东。区内除典、F2断层

对矿区有一定的影响外，其余的6条断层基本上对矿床开采的影响甚微。

R断层：位于井田北部龙头山境一大河沟一化以岩一猴子洞一线，呈北东

东一南西西向展露，为逆断层。勘查中见断层泉9处，排泄量14.32/Zs,约

占矿区泉水排泄量的45.80%,其余69个泉点，总流量仅16.957/s,占

54.20%。该断层具有良好的导水性，是地下水集中径流排泄的地带，对矿床

间接或直接充水，构成矿床充水的影响因素。

Fz断层：位于井田中西部湾子寨之西一大麻窝一池塘边一沙坝田一线，呈

北北东一南南西向展露，为一逆断层。在矿床开采条件下由于B断层连通下

伏含水层，可能会对矿床充水产生一定的影响。构成矿床充水的影响因素。

本次设计已将日断层、F2断层划为村寨煤柱保护区，预计断层对矿床充

水的影响较小。

(4)地下水动态特征

本矿区地下水主要以泉水形式排泄，根据S22及S51号长观泉资料，本

区地下泉水流量变化不大，其流量受大气降雨控制，S22号长观泉最大流量为

6.5941/s,最小流量为4.501/s,平均流量为5.54〃s；从2006年10月

,13

至2006年12月ZK101水文地质孔施工时，对该泉流量有增大趋势;S5I号长观

泉最大流量为3.6531/s,最小流量为2.344〃&平均流量为2.9461/s,

流量变幅较小。地下水沿单斜构造的层间裂隙还孔隙自南东向北西运移。经

调查，位于矿床东南角的垮岩脚附近出露一上升泉S89,其泉水流量为3.0l/so

同时，位于垮岩附近的ZK201及ZK401钻孔，其静止水位资料也呈上升状态。

说明本矿区局部地下水具有承压水头现象。

(5)老窑积水

当地老窑遍布煤层露头，小煤矿开采历史悠久。小煤矿大多是利用冬春

农闲时自采自用。由于受水、通风等限制，开采巷道不长，一般开采垂深30m。

共调查老窑252个，其中有积水的49个，约占老窑的19.4%。有水老窑

最大掘进深度约百余米，积水量差别较大。曾经发生过老窑透水事故，2005

年8月龙家煤矿，因采煤时发生老窑透水事故，致使2人死亡。由于井田内

有小窑开采的历史，是矿床充水水源之一，对矿井构成充水威胁。在矿床开

采过程中必须采取有效的防治措施，防止产生老窑突水，特别是开采最上一

个区段的工作面时要特别加强安全防范工作。

(6)水文地质类型

矿区水文地质类型为水文地质条件中等、顶板直接进水的裂隙充水矿床。

第三章施工工艺

第一节施工方案

为了简化煤仓施工期间的提升、排肝、通风、排水系统，11煤仓采用由

下往上反向导硒施工方法，先在煤仓中心位置施工L5n?见方的一个导胴，将

主斜井与11运输斜巷贯通后，再由上往下进行扩刷至设计断面的施工方案。

仓身刷大自上而下采用钻爆法刷大，以钻出的中心孔周圈布置炮眼，实行

光面爆破。

施工顺序：架设支架一施工导孔一扩刷煤仓一安置临时封口盘一安置给

煤机碉室顶板及煤仓口部分一收尾及验收

,14

第二节施工方法

一、煤仓中心导孔施工

1、先进行测量放线，确定煤仓中心导孔位置。

2、在煤仓下口搭建作业平台，自下而上施工。

在施工中心导孔前，必须用1寸焊接钢管配扣套搭设架子，钢管横竖间

距1m,交叉部位用扣件扣紧，并用斜管支撑增强稳定性，架子搭建好后在上

面铺设强度较大的板子，待辅助工作做完毕后方可开始施工中心导孔（附图

Do

二、仓身刷大

仓身采用钻爆法刷大，刷大初期要浅打眼、弱爆破的方式施工，防止崩

坏锁口盘，以中心导孔为中心从里向外布置炮眼，爆破后的研石从中心孔向

下溜放，在煤仓下口用耙装机耙研，矿车运输。放炮后煤仓边缘未直接溜放

的肝石，由人工耙装到导孔中。每次放完炮出肝前清底人员佩戴保险带处理

导孔周边的浮研，待煤仓工作面肝石全部扒完浮肝处理到实底后，用钢筋焊

制的网盘把导孔封严，防止人员坠入导孔内（附图2）。

三、装肝及运输

在施工中心导孔之前，应在煤仓下口偏上8-10米处安装耙装机作为煤仓

中心导孔及扩刷时装砰用，在煤仓下口偏下10米处设置挡板严防研石滚到井

底，导孔、扩刷溜下的砰石经耙装机装入矿车后提升至地面。

放炮后的研石，除放炮自身崩落的外，剩余部分研石要由人工耙入中心

导孔内，直到工作面研石处理干净，循环进行，直到刷大完成。

每次放炮和仓身工作面扒肝期间，耙肝机不得进行装砰及其它工作，待

煤仓工作面砰石清理干净、中心孔盖上盖板后方允许装车，研石距中心导孔

下口一定距离，留出每次放炮时开石溜下堆放的空间，但不得堵住中心导孔。

如有堵孔，应按下列方法处理：

煤仓刷大之前，中心导孔内设一钢丝绳，上头系在牢固的位置上，下头

有一部分余绳，当中心导孔有堵肝时，上、下间隔拉动钢丝绳，把中心导孔

疏通，下部拉动钢丝绳的人员，不得站在煤仓下口位置，必须站在安全地点

操作，以防肝石落下伤人。

第三节施工工艺

一、掘进

1、打眼

,15

先用线锤将煤仓中线引至工作面，按设计尺寸画出轮廓线，依照爆破图

表点出眼位即可开钻，采用YT-28型风钻、①20X2200钎杆、①42一字型合

金钻头。钻眼时严格执行“定人、定钻、定眼位、定量、定质量”的五定制

度。钻眼结束后，高压风吹净炮眼内岩粉、积水，然后将风钻、管路及其它

器具提至煤仓上口胴室或巷道外其他安全地点。

2、装药

爆破采用正向装药，使用煤矿安全三级许用乳化炸药，药卷规格632X

300mm,单卷药卷重300g。雷管为煤矿许用毫秒电雷管，段号为1段（灰红）、

2段（灰黄）、3段（灰蓝）、4段（灰白）、5段（红蓝）；最后一段延期时间

不得超过130毫秒。

原始爆破条件表

名称单位数量名称单位数量

煤仓掘进断面m210.17炮眼数目个53

岩石的坚固系数f4~6雷管数目个53

炮眼深度m2.0总装药量Kg16.8

装药参数表

度

参装药量装管量

眼眼数O}封泥联

眼深（kg）（发）爆破

\号（个mKm康线方

眼（m）单小顺序

）小计（m）

I孔计A

N

掏槽眼1-32.230.61.813850I

0.5

串联

1辅助N

4-152.0120.33.61128787II

眼0.5

2辅助16-3N

2.0160.34.8116090III

眼10.5

串联

31-52

周边眼2.0220.36.61228787

30.5IV

合计535316.853

预期爆破效果指标表

项目单位数量项目单位数量

炮眼利用率%80每米煤仓炸药消耗kg/m10.5

循环进尺m1.6单位岩体雷管消耗发/n?3.25

3

每循环爆破岩体m16.28每米煤仓雷管消耗发/m33.1

,16

单位岩体炸药消耗kg/m1.03

附图3：爆破图

3、联线

采用串联的联线方式，使用MFB-200型发爆器引爆，放炮母线在使用

前必须做导通试验。联线工作由班长、放炮员及安全员进行，其它人员撤至

安全地点；联线时必须擦净手，各线头要擦净、扭紧、悬接，不得有短路或

接地现象。雷管脚线与母线联接由放炮员一人操作。（附图4）

二、支护工艺

（一）煤仓断面（附图5）

煤仓自上向下结构分为四部分：

（1）锁口（a—b段）

形状为圆柱体，半径为L5米，设计长度为2.0米，锚网喷：S净=7.07n）2,

S^=10.17mo

（2）仓身（b—c段）

形状为圆柱体，半径为L5米，设计长度为20米，锚网喷：S^,=7.07m2,

S荒=10.17nT；

（3）漏斗（c—d段）混凝土

形状为一圆形断面的倒漏斗形，设计长度为2.54米，半径由1.5m缩小到

0.35m。

（4）放煤嘴（d—e段）混凝土

形状为矩形，规格为700X700mm,高度460mm。

（二）临时支护

1、施工中心导胴

采用打点柱的方式作为临时支护。爆破后及时用把长工具找掉迎头悬肝

危岩，用规格为1200mrnx200mmx50mm的木板、竹笆、长度为1500mm、

直径不小于100mm的圆木从煤仓下口依次的支护到煤仓锁口（附图6）o

2、刷大仓身

打锚杆挂网作为临时支护。爆破后及时用把长工具找掉迎头悬肝危岩，锚

杆规格为20mmx2000mm的高强度螺纹钢树脂锚杆；锚网规格为中

6.0x1000mmx2000mm的圆钢，网格为100x100mm,锚网搭接长度不低于

100mm,每隔300mm用10#铁丝捆扎，锚杆间排距为800mmx800mm,托盘

为150mmx150mmx5mm的钢板（附图7）。

（三）永久支护

锁口（a—b段）、仓身（b—c段）、漏斗（c—d段）和放煤嘴米用锚网喷

作为永久支护，喷浆厚度300mm,强度不低于C20。

,17

1、锚杆、锚网选择

选用直径20nlm、长度2000mm的等强度螺纹钢锚杆；锚网用中6.0的圆钢,

网格为100x100mm,锚网规格为1000mmx2000mmo

2、锚杆间排距：锚杆间排距800mm,锚网搭接长度不低于100mm,每隔

300mm用10#铁丝捆扎。

（四）支护材料

1、支护材料要求

喷碎采用5-10mm碎石,现浇碎采用20-40mm碎石，含泥量不大于3%,

级配合理；中粗砂，含泥量不大于3%,级配合理；P0.42.5型水泥，过期、

失效及结块的水泥不得使用。

2、现浇碎配配合比：（重量比）

C30水泥：砂：石子：水=1：1.48：2.87：0.42,坍落度为35mm。每

立方硅材料用量为：水泥416kg、砂615kg、石子1194kg、水175kg。

3、锚网喷施工

1）锚杆安装

①打锚杆眼时，要求先打巷道中间位置的锚杆眼，然后向两帮依次分打。

必须打一个锚杆眼安装一条锚杆并上紧托盘。

②打眼时，采用①42nlm的风动凿岩机钻头和手持式帮锚杆机钻头，配合

长①20X2200米的钻杆。

③严格控制打眼深度，打眼前要预量钎子长度，确保眼深比锚杆长度短

100mmo

④打完眼后，应把眼内的泥水和岩煤粉清理干净，以确保树脂药卷与眼

壁的粘接力。可采用吹杆吹眼，水冲刷锚杆眼，以保证眼内的泥水和岩煤粉

吹刷干净。

⑤锚杆安装时，应首先把树脂药卷依次放入锚杆眼内，用锚杆顶住药卷,

用转换套将锚杆拧紧上牢固后，然后将转换套放入锚杆机或手持式帮锚杆机

钻杆口，启动锚杆机或手持式帮锚杆机将药卷顶入眼底位置后开始搅拌。搅

拌时间为25—30秒钟。搅拌够时间时一，停止搅拌约30秒钟后慢慢将锚杆机、

手持式帮锚杆机落下、退出，再将锚杆上的转换套卸下（锚杆转换套采用断

钎尾与锚杆配套螺母焊接制作，长度为200mm,螺母拧进锚杆长度为20—30mm,

然后上托盘并用扳手拧紧螺母，保证托盘紧贴巷道表面煤岩。

2）挂联金属网的要求：

①每次锚杆施工完毕后，将金属网按照搭接长度贴紧岩壁，然后将锚杆牌、

帽上紧，用铁丝将搭接的金属网扭接起来，然后再搭接另一片网。

②联网时必须用带一小钩的锥型钢筋将铁丝扣拧紧，每扣至少缠绕两圈铁

,18

丝使所联网密贴、牢固。

③若出现巷帮不齐直时，必须用手镐顺直后，再挂网。所有金属网在铺挂

时，不准出现空顶、露帮现象。

3）喷浆

采用P-5型喷浆机。

①喷浆前，应首先检查喷射地点的安全情况和巷道规格，用长柄干净先

摘掉待喷段浮石、活石，并按设计要求将有欠挖的部分处理掉，然后用高压

水冲刷岩帮，对软岩和易风化岩石（易膨胀岩石例外）要冲刷一段喷一段。

②喷浆前，所有设备必须先进行检查，无问题时再进行动力和压风试验,

保证运转（指空运转）正常。

③喷浆机司机应有责任心强，了解所用喷浆机性能，并能解体检修换件

受过技术培训的同志担任。操作顺序为：

开机：开水---开风---送电---加料

停机：停料---停电---停风---停水

④喷射顺序：先墙基后墙拱，先凹后凸依次进行，每两段接茬处应成斜

交接茬。

⑤巷道初喷距迎头不大于3米，初喷厚30—50mm,复喷达到设计规定。复

喷拖后初喷最大距离不得超过25米。

⑥喷射作业时，工作人员必须佩带手套、防护眼镜、防尘口罩。

⑦拌料要均匀，人工拌料要不少于三遍，推行潮料喷浆。

⑧喷射时，喷头力求与岩面保持垂直，喷顶时其最小角度不小于65°。喷

头距岩面距离不大于1米，如遇裂隙低凹处时，应先喷填，然后再进行正常喷

射。喷头一般要按螺旋型轨迹运行，螺旋型圈直径为250nlm。喷头一圈压半圈

均匀缓慢移动。在喷浆前应划分区段，按顺序进行，区段划分一般为1.5——2

米，相邻区段接茬要斜交接茬。当混凝土喷射厚度在100mm以上时，应分层喷

射。二次喷射前应冲洗受喷表面。喷浆后，应对喷体进行洒水养护。

⑨当发生堵塞管子或突然停风、停电时一，应先停止加料关闭喷头水阀门，

喷头应向下放置，喷头前方不准站人，采用敲击法疏通。人员要紧抱喷头，

喷口要朝下方，不准对人或用眼瞧。

第四节施工生产辅助系统

一、提升运输

煤仓掘进研石经中心导孔溜至煤仓下口，由耙装机装入矿车，绞车提升

至地面，防爆机车推至翻肝场。

,19

二、供风、供水、供电

煤仓施工所需的风、水、电供应系统由11运输斜巷使用风、水、电供

应系统调整到11煤仓。

三、通讯

在煤仓施工期间为方便煤仓上下口联系，在煤仓上下口适当位置分别安

装一台矿用电话机做为通讯工具。

四、通风

在主斜井往下470m处安装两台22kw局扇向煤仓内压入式供风，两台局

扇双电源，能实现自动切换，施工中心导洞时在煤仓内用①300胶质阻燃风筒

往掘进工作面供风；刷大仓身时用①600胶质阻燃风筒从煤仓锁口往下供风。

（一）、风流路线

1、进风：主斜井（局扇）f11煤仓掘进工作面（施工中心导胴）

进风：主斜井（局扇）-11运输斜巷一11煤仓掘进工作面（施工仓

身）

2、回风：n煤仓掘进工作面一主斜井一井底车场一回风斜井~地面（施

工中心导砸I）

回风：11煤仓掘进工作面一11运输斜巷一中央变电所一回风斜井一

地面（施工仓身）

（二）、风量计算

1、按工作面最多人数计算

Q=4XN=4X20=80（m3/min）

式中：Q—掘进工作面所需风量

N一工作面同时工作最多人数

2、按一次性爆破的炸药量计算：半圆拱形断面采用全断面一次起爆。

故取装药最大值。

Q=KXA=25X16.8=420m7min

式中：Q—掘进工作面所需风量

K—全断面一次起爆取25

A一一次爆破最大炸药量

3、按掘进巷道的瓦斯涌出量计算

20

Q=qXKX100=1.17X2X100=234m7min

式中：Q—掘进工作面所需风量q—瓦斯平均绝对涌出量

K——般取L5—2.0,取最大2.0

4、按局部通风机吸风量计算

局部通风机安设在地面，局部通风机是满足需求。

5、按风速进行验算

0.25X60XS掘WQW4X60XS掘

0.25X60X10.17WQW240X10.17

152.55WQW2440.8,则Q=420m7min

式中：S掘取巷道的掘进断面

根据风量计算，掘进工作面需风量,420m7min,百米漏风率按15%计算,

设计通风距离150m,则局部通风机供风量应大于514.5in7min0拟选用2台

FBDN&6/2X22kW局部通风机，可满足要求，一台工作（开二级风机），一台备

用；并实现“双风机、双电源”和“三专两闭锁”，且两局扇能自动切换。施

工中心导胴时在煤仓内用①300胶质阻燃风筒往掘进工作面供风；刷大仓身时

用中600胶质阻燃风筒从煤仓锁口往下供风。风筒口到工作面的距离不得超过

5米。

五、施工设施布置

仓筒内布置2寸高压胶质压风管一趟，6寸高分子佐输送管一趟，1寸胶

质供水管一趟，胶质风筒一趟。信号、放炮电缆各一条。上述设施均由钢丝

绳沿仓壁悬吊。

临时封口盘采用设计图中工字钢的布置方式做为梁，梁上铺设50mm厚松

木板。提升、压风、供风、供水、碎输送管、风筒、人行爬梯口在仓板适当

位置留出孔洞。

六、监控系统

（一）监控系统安装

瓦斯监控室安装在矿调度室，在距掘进工作面5m范围内、11煤仓下口且

往主斜井井底方向往下10T5m范围内分别安设瓦斯传感器Tl、T2,瓦斯传感

器距顶板不大于300mm,距巷道帮不少于200mm。跟班领导、班长、瓦检员及

检查人员必须随身佩带便携式瓦检仪。

附：瓦斯监测示意图

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