副斜井井筒作业规程

目录

作业规程复查记录.................................3

作业规程学习和考试记录...........................4

第一章概况.....................................5

第一节概述.................................5

第二节编写依据.............................5

第二章地面相对位置及水文地质情况...............6

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况.......6

第二节煤（岩）层赋存特征...................6

第三节地质构造.............................6

第四节水文地质............................10

第三章巷道布置及支护说明.......................12

第一节巷道布置.............................12

第二节巷道规格......................12

第三节支护工艺.............................14

第四章斜井施工工艺.............................16

第一节明槽施工.............................16

第二节风化基岩段施工.......................17

第三节基岩段施工............................17

第四节装、运岩（煤）方式...................19

第五节躲避碉、附属工程施工...............…20

第六节管线及轨道敷设.......................20

第七节设备及工具配备.......................20

第五章劳动组织及主要技术经济指标...............21

第一节劳动组织.............................21

第二节循环作业.............................21

第三节主要技术经济指标.....................23

第六章生产系统.................................23

第一节通风系统.............................23

第二节压风系统.............................25

第三节防尘系统.............................26

第四节防灭火...............................26

第五节安全监测系统.........................27

第六节供电系统.............................28

第七节排水系统.............................29

第八节运输排讦系统.........................29

第九节通讯系统.............................29

第七章灾害预防及避灾路线.......................29

第一节各种灾害事故的预兆...................29

第二节预防措施.............................30

第八章安全技术措施.............................32

第一节施工准备..............................32

第二节“一通三防”管理........................32

第三节顶板管理..............................37

第四节爆破管理..............................42

第五节防治水管理............................48

第六节机电管理..............................48

第七节提升运输管理..........................53

第八节附图..................................53

作业规程复查记录

作业规程名称山西蒲县宏源集团富家凹煤业有限公司副斜井井筒

施工单位浙江中宇实业发展有限公司富家凹煤矿项目部

复查时间2010年月日

参加复查人员签

字

一、存在主要问题:

、处理意见

作业规程学习和考试记录

组织人：传达人：

序贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人

号

年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字

1

2

3

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5

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7

8

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n

12

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15

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17

18

19

20

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

本《作业规程》掘进巷道为山西蒲县宏源集团富家凹煤业有限

公司副斜井井筒

二、掘进目的及用途

副斜井用途：担负富家凹煤矿讦石提升，运输设备材料上、下

井，进风。

三、巷道设计长度及服务年限

本巷道设计416.6m,其中表土段65.795m,基岩段332.814m,

躲避碉18m。

服务年限：32.2a年。

四、计划开竣工时间：

按合同要求和施工计划安排：预计工期143天，自二零一零年6

月日开工，预计月日竣工。

第二节编写依据

一、中国国际工程集团南京设计院编制山西蒲县宏源集团富家

凹煤业有限公司设计文件。

二、《富家凹地质报告》。

三、《煤矿安全规程》、《技术操作规程》。

四、《矿山井巷工程施工及验收规范GBJ213-90》。

五、《煤矿井巷工程质量检验评定标准MT5009-94》。

六、《煤矿建设安全规定》。

七、副斜井图纸S1518-116-1和图纸会审及设计变更。

八、山西蒲县宏源集团富家凹煤业有限公司副斜井招投标文件。

第二章地面相对位置及水文地质情况

第一节地面相对位置及临近采区开采情况

一、地面相对位置、地面建筑及水体情况

山西蒲县宏源集团富家凹煤业有限公司副斜井井筒位于山西省

临汾市蒲县太林乡碾沟、西开府村一带。该井筒掘进对应地面为山峰,

无房屋等地面建筑及山塘水库河流等水体。所以开掘对地面无影响。

二、井下位置及四邻采掘情况

本井筒掘进施工对井下四邻基本无影响。

第二节岩（煤）层赋存特征

一、岩层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距

该井筒施工穿过的岩层产状、厚度、结构详见柱状图。

二、岩（煤）层岩性特征

岩石硬度系数为f=4-6o

三、矿井瓦斯情况

1、低瓦斯矿井

2、煤尘具有爆破危险性。

3、煤层自然发火期和煤的自然倾向性情况：井田内所有煤层均

属于自燃煤层。

4、区内地温梯度较低，从现有资料分析，无地温异常区。

第三节地质构造

一、地层

根据地表出露情况及钻孔揭露资料，将井田地层由老至新分述

如下:

1、奥陶系中统峰峰组(()2f)

为含煤地层基底，一般厚度大于100m,分为上下两段。下段岩性

为灰及深灰色泥灰岩及石膏层，夹薄层厚层状石灰岩，石膏层多为纤

维状。上段岩性为灰色厚层状石灰岩，夹薄层泥灰岩。

2、石炭系中统本溪组Cb)

平行不整合覆盖于峰峰组之上，厚15.40-33.40m,平均24.95m

左右。由灰色及浅灰色铝质泥岩、泥岩、粉砂岩、石灰岩、砂质泥岩

及“山西式铁矿”组成。

3、石炭系上统太原组Ct)

为井田内主要含煤地层之一。自Ki石英砂岩底至L砂岩底，与下

伏本溪组地层呈整合接触，厚度80.16—103.30m,平均96.74mo岩

性主要以灰黑色泥岩、粉砂岩、砂质泥岩、钙质泥岩、菱铁矿层、中

细粒砂岩、石灰岩(儿、K3)及煤层(5、6、7、8、9、10、H号)组

成。其中11号煤层为可采煤层，其余煤层均为不稳定的不可采煤层。

为典型的海陆交互相沉积。

4、二叠系下统山西组(Pis)

为井田内主要含煤地层之一，自K?砂岩底至h砂岩底，与下伏太

原组地层呈整合接触，厚20.50-39.12m,平均29.16m。底部长砂岩，

厚度0.70—10.80,平均4.23m,为灰-灰白色中细粒砂岩，下部为深

灰色泥岩、砂质泥岩及3下号煤层组成，含少量植物化石；中上部由

深灰色粉砂岩、砂质泥岩、细粒砂岩及1号、2号、3号煤层组成。

含丰富的植物化石。其中2、3号煤层可采，1号煤层不可采。

5、二叠系下统下石盒子组(Pix)

黑砂岩底至Ki。砂岩底，与山西组地层呈整合接触。厚度71.88

—98.60m平均厚86.26m。按岩性、岩相特征可分为上、下两段,

分述如下：

(1)下段(P4)

L砂岩底至L砂岩底，厚26.88-37.至m,平均33.58m。岩性主要

以灰白色细-中粒砂岩为主，夹灰色、深灰色粉砂岩、泥岩及薄煤线，

底部为鼠砂岩，厚度1.40—11.00,平均5.12m,岩性为灰白色、巨

厚层状中、粗粒砂岩，成分多以石英为主，长石次之，分选较好，孔

隙式胶结。下部以灰色、深灰色、灰黑色泥岩、粉砂岩为主，夹「3

层薄煤线。上部以泥岩、粉砂岩为主。

2

(2)上段(P1X)

Kg砂岩底至K10砂岩底,厚45.00-61.19m,平均52.68mo岩性主要

由灰绿色粉砂岩、灰绿色含紫色斑块泥岩及灰绿色中粒砂岩组成。底

部L砂岩为绿色中粒砂岩，碎屑含量约为90%,主要由75%的石英

和10%的长石组成，杂基占10%,主要为水云母、高岭石等粘土矿

物，分布较均匀。其上多以灰色、深灰色粉砂岩为主，夹紫色斑块状

的灰绿色泥岩，是L砂岩的辅助标志层。顶部为紫红色、灰绿色铝质

泥岩，巨厚层状，俗称“桃花泥岩”，是确定无。砂岩的辅助标志层。

6、二叠系上统上石盒子组(P2S)

口砂岩底至口砂岩底，与下伏地层呈整合接触，按岩性及其组

合特征可分为下、中、上三段，地层厚度约470m。本井田内仅保留其

下段地层，最大保留厚度在130nl左右。主要由黄绿色夹紫红色泥岩、

粉砂岩及中细粒砂岩互层组成。

7、第四系(Q)

第四系中、上更新统及全新统，全厚0〜80m0大面积分布于梁

期之上，厚0〜30mo

中更新统（Q2）

厚20〜50m,岩性以浅黄色亚粘土、亚砂土及耕植土及钙质结核

等组成。

上更新统（Q3）

厚10〜20m,岩性以粉土为主，下部为红色粉土，含钙质结核。

上部为浅黄色黄土，孔隙较大，垂直节理发育，中下部夹砂砾层。

全新统（Q4）

厚0〜3m,分布于昕水河、蒲伊河，为近代冲，洪积物，主要由

不同时代基岩风化形成的岩屑，砂砾、卵石等组成。

二、井田构造

受克城----南湾里复式向斜的控制，本井田总体为一轴向近南北的

背、向斜构造，地层倾角一般5-8。，局部达15°左右，井田内发育四

条褶曲未发现断层及陷落柱，现将本井田内发育的褶曲构造叙述如下：

1、Si背斜

位于井田的西部边界，走向近东西，两翼基本对称，地层倾角5-8°,

轴长450mo

2、S2向斜

位于Si背斜的东部250nl处，轴向N14°E-N15°肌北部两翼基

本对称，地层倾角5-8°,南部东翼缓，地层倾角5-8°,西翼陡，

地层倾角10T5。，轴长10km。轴部向中部仰起。

3、S3背斜

位于井田的中部，轴向近南北，两翼基本对称，地层倾角5-8°,

轴长10km。

4、S,背斜

位于井田的南东部，轴向N42°W,两翼基本对称，地层倾角5-8

轴长0.8km。

综上述，井田构造属简单类。

第四节水文地质

一、井田地表河流

地表水均汇集于井田东部边界昕水河及西部边界后蒲伊河，后蒲

伊河往南经乔家湾乡汇入昕水河，昕水河往西至大宁县古镇村汇入黄

河，井田属黄河流域昕水河水系。井田内各沟谷基本常年无水，遇雨

亦一泻而去，雨停后沟干或细流，属季节性溪流。

二、含水层

井田的含水层自下而上有：

1、奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层（I）

主要富水含水层为中奥陶统峰峰组上段及上马家沟组二、三段，

以厚层状石灰岩及泥岩为主，岩溶裂隙发育，奥灰顶部具古风化壳，

钻孔冲洗液消耗量达15nl3/h,埋藏浅，接受补给条件较好，属富水性

强含水层组，根据东河煤矿D4水文孔（水位标高为941.02m）资料推

定本井田奥灰水水位标高为935—938mo

2、太原组石灰岩（L、&、K2）岩溶裂隙含水层

主要由几、区、L三层石灰岩组成，L灰岩平均厚度4.30m,岩

石致密坚硬，及灰岩平均厚度2.30m,L灰岩平均厚度1.70m,&、K4

灰岩裂隙多由方解石脉充填，裂隙不发育，钻孔冲洗液消耗量不大。

根据东河煤矿D4水文孔抽水试验资料，水位标高为1316.H—

1316.13m,单位涌水量为0.0023—0.0025L/s.m,渗透系数为0.01074

—0.0119m/d,水质类型为HC03.co3—Na型水，属含水性弱的溶隙含

水层。

3、山西组（K7）砂岩含水层

长砂岩岩性以细粒砂岩为主，常相变为粉砂岩，裂隙不发育。根

据东河煤矿D4水文孔抽水试验资料，水位标高为1399.92m,单位涌

水量为0.0017L/s.m,渗透系数为0.01m/d,水质类型为HCO3—Na型

水，矿化度为0.84g/L,属富水性弱的裂隙含水层。

4、下石盒子组（Kg、K8）砂岩裂隙含水层

砂岩含水层位于2号煤层以上，L为煤层直接充水含水层，岩性

为灰白色、灰绿色、黄绿色厚层状石英长石砂岩，多为钙质胶结，裂

隙稍发育，根据东河煤矿D4水文孔抽水试验资料，水位标高为

1422.86m,单位涌水量为位0036L/s.m,渗透系数为0.00723m/d,水

质类型为HCO3—Na型水，矿化度为0.58g/L,属富水性弱的裂隙含水

层。

5、上石盒子组底部（左。砂岩）裂隙含水层

砂岩含水层较稳定，多呈透镜体，岩性为黄绿色，浅灰绿色中一

细粒厚层状石英长石砂岩，埋藏浅时，风化裂隙及节理发育，局部含

小砾。泉水流量0.22L/s,因此，该层富水性为较弱裂隙含水层。

6、第四系砂砾层孔隙潜水含水层

分布于山间河谷及沟谷地带，主要由砂质粘土、粘土、砂砾石

层组成，厚10.5m,赋存孔隙水、富水性受季节影响明显，总体上富

水性较弱，仅做一般生活用水。据东河民井1号井提水试验得知，涌

水量为1.35L/s,单位涌水量L96L/s.m,涌透系数19.77m/d,据油

房村东2号井，单位涌水量0.75L/s.m。

三、隔水层

1、下石盒子组泥岩、粉砂岩隔水层（根。砂岩底至限砂岩顶）

隔水层主要由泥岩、粉砂岩夹有砂岩而组成，其间夹有裂隙不

发育或稍发育的中粒砂岩，厚度变化大，一般厚90m左右，致密岩层

对地表水及潜水起隔水作用。

2、太原组上部泥岩、粉砂岩隔水层（2号煤下至&石灰岩顶）

隔水层由泥岩、粉砂岩夹有细粒砂岩组成，层位稳定，一般厚

25m左右，在无断层贯通情况下，太原组石灰岩溶隙将不会影响上组

煤的开采。

3、太原组底部至奥灰之间泥岩、粉砂岩、石英砂岩隔水层（11

号煤底板至

隔水层主要由本溪组铝土岩、泥岩、粉砂岩、石英砂岩等组成,

由于沉积时古地形起伏不平，因而厚度变化较大，厚20-30m之间，

对下伏奥灰含水层具有良好的隔水作用。

该矿井属于资源整合矿井，要坚持有疑必探，先探后掘，防患

于未然。

第三章井筒布置及支护说明

第一节井筒布置

主斜井井筒总长度为416.6m,其中表土段65.795m,基岩段

332.814m,躲避碉18m。井筒倾角：井口14.609m7°其余23。，方位

180°o井口坐标：X=4037061.280,Y=19529383.820,2=1370.000（1）

具体详见施工设计图S1518-116-lo

第二节井筒规格

一、井筒断面规格

(-)表土段

表土段①一②井筒断面为直墙半圆拱形，毛宽7200mm,基础毛宽

8000mm,毛高5300mm,毛断面净宽6400mm,净高4700mm。净

断面24.7俄。铺底：M7砂浆片石200mm,素舲150mni。共350mm厚。

表土段②一③井筒断面为直墙半圆拱形，毛宽5200mm,基础毛宽

2

6000mm,毛高4300mm,毛断面20.28mo净宽4400mm,净高3550mm。

净断面13.211)2。铺底：M7砂浆片石200mm,素舲150mmo共350mm厚。

躲避碉毛宽2400mm,毛高2200mm,基础深250mlli,毛断面4.7itf。

(二)基岩段

基岩段③-④井筒断面为直墙半圆拱形，毛宽4600mm,毛高

3800mm,毛断面15.2itf。净宽4400mm,净高3550mm。净断面13.2

m2o铺底：素於150mm。

躲避碉毛宽2200mm,毛高2100mm,毛断面4.1itf。净宽2000mm,

净高2000mm,净断面

基岩段④-⑤井筒断面为直墙半圆拱形，毛宽5440mm,毛高

4220mm,毛断面19.8itf。净宽5200mm,净高4100nmi。净断面17.3

m2o铺底：素於150mli1。

二、支护方式

(-)表土段

1、根据施工图设计要求永久支护采用钢筋於支护，井筒轴向采

用016mm螺纹钢，横向采用012mm螺纹钢，@300mm,单层。钢筋

舲拱部厚400mm,墙上部厚400mm,墙下部厚800mm,梯形。基础深

450mm钢筋於强度C25。

2、表土暗掘段临时支护采用29#U型钢架棚支护，棚距800mm,

棚上面用水泥背板接顶，土层稳定性较差时再增加喷跄加强支护。

（二）基岩段

1、根据施工图设计要求永久支护采用锚喷支护，锚杆体材料为

II级（螺纹）钢筋，锚杆类别为树脂锚杆，药卷HSK2335型，每孔2

卷,锚杆022x2000mm,间、排距800x800mm；托盘为Q235钢板100

X100mm,厚6mm。三花排列。喷射於厚度③-④段100mm,④-⑤

段120mm,强度为C20,速凝剂掺量为水泥用量的3%-5%。

2、临时支护采用两根0X3500mm钢管前探梁支护，钢管上用方

木条接顶，放炮后先支好前探梁，在其掩护下打锚杆进行永久支护。

第三节支护工艺

一、施工顺序

安全检查（顶板、瓦斯、质量、探头、风筒位置、等）——测量

放线定位——正常掘进施工——敲帮问顶——临时支护——永久支

护。

二、锚杆安装工艺

1、打锚杆眼

打眼前，先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活石干、危岩，

确认安全后、方可开始工作，而后按照中、腰线严格检查巷道断面规

格，不符合设计尺寸时须先进行处理；拱部锚杆眼采用风动锚杆机进

行打眼，柱齿钎头，中空六角钢钎杆，帮部锚杆采用风钻打眼，锚杆

眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15

度。锚杆眼深度1980mm,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。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

(1)送树脂药卷：穿锚杆眼装入两卷锚固剂，用装好的锚杆慢

慢将锚固剂推入孔底。

(2)搅拌锚固剂：用搅拌接头将钻机与锚杆螺母连接起来，然

后升起钻机推动锚杆，当钻机升到锚杆托盘顶至岩面时，停止升钻机,

搅拌4-6秒后停机。

(3)紧固锚杆：搅拌停机50秒后再次启动钻机。锚杆螺母在钻

机的带动下进行旋转，保证在其锚杆扭矩力可以达到100N.M以上，

否则施工时需采用人工将扭矩力增加至100N.M以上。

3、锚杆安装完成后要符合下列要求：

(1)锚杆间排距误差为±100mm。

(2)锚杆孔轴向偏差要控制在设计规定的15。以内。

(3)锚杆孔深不得小于杆体有效长度，且不得大于杆体有效长

度50mmo

(4)锚杆端部必须推至孔底，外端螺纹露出螺母的长度为

30-50mm。

(5)锚杆的孔位、孔深、角度、锚固力符合设计要求。

(6)托盘必须紧贴岩面，螺母拧紧，顶紧力达到设计要求。

三、喷射混凝土：

1、准备工作

①检查锚杆安装是否符合设计要求，发现问题及时处理。

②清理喷射现场的讦石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直

不得有急弯，接头要严密，不能漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输

料管使用。

③检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不

得出现漏风现象。

④喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮应安设喷

厚标志。

⑤喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。

2、喷射混凝土的工艺要求

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0.8~1.0m为宜。

采用转-VII型混凝土喷射机，喷射时，喷浆机的供风压力在

0.2-0.3Mpa,水压应比风压高0.IMPa左右，加水量凭射手的经验加

以控制，最合适的水灰比是0.4-0.5之间。喷射过程中应根据出料量的

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，回弹料少，一次喷射混凝土厚度30-50mm。

初喷紧跟迎头，复喷在耙阡机后进行，与迎头平行作业，复喷不得拖

后迎头30米。复喷前必须用高压水重新冲洗受喷面。

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，最后停风。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，喷射手应紧扭喷头并将喷

口朝下。

3、喷射质量

喷射前必须清洁岩帮，清理浮讦，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙、

赤脚”。

第四章斜井施工工艺

第一节明槽施工

明槽开挖采用w-50型挖掘机开挖，10.5t自卸汽车排土，两帮按

45°放坡。明槽开挖宽度比巷道掘进宽度各增加300mm，明槽开挖结

束后用电动冲击夯HC70D夯实基础及底板，开始自下向上进行稳模

浇筑。舲强度等级C25,浇筑碑采用20#槽钢作为内外殖毂，内模殖板

为钢模板，外模为建筑钢模。以形成整体於结构，增强其防水性能。

喷射舲配合比按於试块试验通知单进行。

第二节风化基岩段施工

为加快施工速度，围岩较稳定时，采用普通法爆破，实行短掘短

支，多打眼少装药，每炮进尺控制在2.0m以内。暗槽及风化基岩段

临时支护采用锚网喷，锚杆为Q22X2000mm树脂锚杆，三花型布置，

间排距800X800mm,喷射於厚50nlm。永久支护为舲井壁，每掘进9nl

浇筑一次，浇筑於壁厚为350mm。

於强度等级C25O严格按照舲配合比通知单进行配比下料，添加

外加剂。舲对称入模及时振捣，分层厚度不大于300mm,确保施工质量

符合要求。

第三节基岩段施工

基岩段井筒采用斜井机械化作业线，掘支平行作业，实施“三大

二光”即大绞车、大耙讦机、大箕斗、光面爆破和激光指向。

一、井筒采用中深孔全断面光面爆破，凿岩机YTP-26型高频风

钻，并配以022mni中空六角合金钢钎杆和042mm“一”字型钻头，炮

眼深度2.om,激光指向仪指向，按不同岩性的爆破图表进行轮尺布眼，

插杆定向，提高钻孔质量。

二、使用三级煤矿许用乳化炸药，毫秒延期电雷管，最后一段的

延期时间不超过130ms。

三、装药结构

采用正向装药结构。

四、起爆方式

连线方式为串联，起爆使用SFK-500型发爆器，全断面一次起爆。

（详见爆破图表）。

3-3断面爆破参数表

眼号炮眼眼炮眼角度装药量起封联装

名称深水垂每眼合计爆泥线药

平直kg块kg顺长方结

块

序度式构

1~6掏槽眼2.5799061.2367.2I封大正

7-20辅助眼2.2909040.85611.2II满串向

21-34辅助眼2.2909040.89619.2III联装

35-58周边眼2.2888820.4489.6IV药

59-67底眼2.2908851.0459.0IV

合计149.256.2

3-3断面预期爆破效果表

名称单位数量名称单位数量

炮眼利用率%82每m巷道炸药量kg31.2

循环进尺m1.8每优岩体炸药量kg2.1

每循环炮眼总长m149.2每循环雷管消耗量个67

每循环爆破实体M327.36每m雷管消耗量个37.2

每循环炸药消耗量kg56.2每n?岩体雷管耗量个2.4

4-4断面爆破参数表

眼号炮眼眼炮眼角度装药量起封联装

名称深水垂每眼合计爆泥线药

平直kg块kg顺长方结

块

序度式构

1~6掏槽眼2.5819061.2367.2I封大正

7-19辅助眼2.2909040.85210.4II满串向

20-32辅助眼2.2909040.85210.4III联装

33-48辅助眼2.2909040.86412.8IV药

49-75周边眼2.2888820.45410.8V

76-86底眼2.2908851.055n.oV

合计193.262.6

4-4断面预期爆破效果表

名称单位数量名称单位数量

炮眼利用率%82每m巷道炸药量kg34.8

循环进尺m1.8每n?岩体炸药量kg1.76

每循环炮眼总长m193.2每循环雷管消耗量个86

每循环爆破实体M335.6每m雷管消耗量个47.8

每循环炸药消耗量kg62.6每力岩体雷管耗量个2.4

第四节装、运岩（歼）方式

、装岩（歼）方式

工作面歼石由耙阡机装入箕斗。

二、运输方式：

采用3m3箕斗配1.6m绞车斜井提升出井后，自动前卸式箕斗翻

入自卸汽车，汽车运讦石到排讦场。

第五节躲避碉、附属工程的施工

按照《煤矿安全规程》规定，斜井每隔40m设置一躲避碉室，

碉室深2m,宽2.0m,高2.0m。躲避碉随巷道的掘进同时掘出。

井筒落地后，开始於铺底及水沟砌筑等附属工程施工，地面集中

搅拌站搅拌於。

第六节管线及轨道铺设

一、管路、电缆

在掘进施工中所敷设的风水管路、均应安在巷道的右帮。吊挂牢

固整齐。接口严密。距迎头20m范围内使用胶管。20m外使用铁管。

电缆按监测、通讯、信号、低压、高压顺序自上向下分档吊挂在

巷道左帮，垂度不超过50mm。高压、低压电缆之间距离不小于50mm。

二、临时铺轨

临时轨道采用30kg/m轨型，轨距600mm，於轨枕，间距700mll1。

铺设质量符合质量标准要求。

第七节设备及工具配备

工作面机具配备情况表

序号设备工具名称型号规格功率单位数量备注

1喷浆机PZ-7B5.5KW台1

2风钻YT-28部3

3锚杆机MQT-130J台2备用一台

4耙装机台1

第五章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

采用每天“三班”制作业方式（一天三班，每班8小时）组织生

产，每天二个循环，每循环有效进尺1.8米。

劳动力组织表、技术经济指标表、作业循环图表如下：

劳动力组织表

序工作面出勤人数

工种

号

总计一班二班三班

1班长3111

2打眼工（兼支护）18打眼工6打眼工6打眼工6

喷射於、出讦工30101010

3瓦检员3111

4放炮员3111

总计57191919

第二节循环作业

为保证正规循环作业，迎头施工根据劳动组织配备人员，合理安

排工序，尽量做到交叉平行作业，充分利用工作时间，提高工时利用。

第三节主要技术经济指标表

名称指标名称指标

日进度3.6米月进度86

日工效率0.06米/日*工直接工57

每循环进度1.8树脂锚固剂32卷/米

日循环次数2螺纹钢锚杆16根/米

月循环天数30循环率80%

第六章生产系统

第一节通风系统

一、通风方式

工作面采用局部通风机压入式通风。

二、风量计算及局扇选型

1、风量计算

(1)按掘进工作面沼气绝对涌出量计算

瓦斯含量未进行测定，应在探煤并测定瓦斯涌出量后根据实际

测定的参数另行计算，并重新选择风机。

(2)按炸药量计算

。掘=7.8〃#4阳稀了(m7min)

式中：力一掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，取22.2Kg。

S—净断面积14.7m2

L稀一炮烟稀释长度，取150nl

t一稀释时间20min

Q掘=7.8/20盯22.2(14.7X150)2

=185.7(m3/min)

(3)按人数计算

3

Q掘=4Xn(m/min)

式中：n—掘进工作面同时工作的最多人数，取30人。

0摒=4X30=120m7min)

通过以上计算，工作面所需风量拟取Q=185.7(m3/min)

2、掘进工作面风速验算

(1)按最低风速验算

根据《煤矿安全规程》中规定，掘进中岩巷最低风速为0.15m/s,

最高风速为4m/So

33

Qfflln=0.15X15.72=2.358(m/s)=141.48(m/min)

33

Qmax=4X14.7=58.8(m/s)=3528(m/min)

33

141.48<185,7<3528,所以Q回=185.7m/min=3.09m/s

3、局扇选择：

局扇的工作风量

3

Q吸=kQ回=1.5X185.7=278.55(m7min)=4.64(m/s)

K一风筒漏风风量备用系数，取1.5

根据风机特性曲线，选择FBDNs6.3/2X11型局扇，配备2XHKW

电机，连接e800mm胶质风筒，风量为：3.5~5.8m3/s,能满足要求。

4、局扇位置

三、通风系统

局扇安装地面井口10m以外。

新鲜风：地面(局扇)一副斜井井筒(风筒)一工作面。

乏风：工作面副斜井井筒一地面。

四、局部通风机安装要求

1）风机必须放在风机托架上。

2）风机开关必须上架，风筒出风口与工作面的距离不大于8m。

3）局部通风机必须挂牌管理，专人负责，严格执行“三专两闭

锁”管理（风电闭锁、瓦斯电闭锁）。就是停风机对工作面迎头的扒

石干机，或喷射机都要断电.如果瓦斯超过1.5%,也必须对工作面迎头的扒

石干机，或喷射机进行断电.

4）风筒吊挂在井筒的右帮,不低于1.5m的位置，并且要求逢环必

挂，达到平、稳、直，不出现拐急弯现象。

5）风筒接口要严密不漏风。

6）必须保证风机24小时连续运转，不准无故停电、停风。

第二节压风系统

1、压风由地面压风机供风，采用一路108X4.5mm无缝钢管作压

风管。

2、管道安装要求

（1）管道安装前应进行检查，钢管内不得留有残杂物和其它脏

物（安装前用压风吹洗干净）；

（2）管道敷设要求平顺、接头密封、防止漏风，凡有裂纹、创

伤、凹陷等现象的钢管不得使用；

（3）压风管道每隔200-250m分装闸阀；并在适当地段加设一个

三通接头备用；管道前端至开挖工作面距离宜保持在30m左右，并用

高压软管接分风器；

（4）在管道上设置油水分离器，定期放出管中聚积的油水，以

保持管内清洁与干燥;

工作面压风路线：

地面压风机f副斜井井筒一工作面。

第三节防尘系统

从地面往工作面敷设防尘水管。

具体防尘措施如下：

1、打眼施工时，距工作面50nl后及回风口各安装一道临时水幕。

2、施工过程中，每隔50m安装一个三通阀门便于洗尘，水管吊

挂平直。

3、工作面必须采用湿式打眼，做到无水不开钻、停水停钻。

4、水幕安装距井筒顶板离不大于300mm.

5、定期冲洗井筒，防止粉尘堆积，每周1次。

6、对于粉尘飞扬和粉尘大的地点，根据实际情况随时进行冲洗。

7、防尘设施齐全，喷雾装置必须覆盖巷道全断面且水压符合要

求。

工作面供水路线：

地面防尘水池一副斜井井筒一工作面。

第四节防灭火

1、严禁带打火机香烟下井。井下工作人员要穿棉质工作服。

2、井下使用易燃物（如棉纱、润滑油、布头、纸等）必须存放

在盖好的铁桶内，用过的棉纱布头、纸也必须存放在盖严的铁桶内，

并由专人定期送到地面，不得乱扔。

3、严禁将剩油、废油留在巷道内。

4、严禁无措施时明电、明火作业。

5、消灭井下灾时必须严格按《煤矿安全规程》第二百四十条规

定执行。

6、若电气没备着火时，必须先切断电源，然后用砂子灭火。

7、机械设备经常保持完好，防止机械发热产生火花。

8、各接线盒，电气设备要有保护接地。不得有明接头。

9、井下机电设备碉室要配2台灭火器，或不少于0.4而的沙子，

铁锹2把，水桶一个。

第五节安全监测系统

一、瓦斯检查

1、瓦斯员每班至少到工作面检查三次瓦斯，每隔2-3小时检查

一次。不得空岗假检和漏检

2、工作面瓦斯检查记录牌板设在距工作面50m内，掘进回风的

瓦斯检查记录牌板设在距门口10—15m内。瓦检员每次检查结果及时

填写瓦斯检查手册和现场瓦斯检查记录牌板上，书写要清晰、准确。

3、值班队长、技术员下井必须携带便携式甲烷检测仪，对其分

管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为

1.0%）必须进行处理。

4、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷检测仪，

在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录在井下一

炮三检牌板上。

5、班组长下井必须携带便携式甲烷检测报警仪，并把常开的CH4

报警仪悬挂在无风筒侧，距掘进迎头不大于5m,距顶板不大于0.3m,

距帮不小于0.2m位置，当报警时停止工作，查明原因进行处理。

6、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，在检修工作地点

20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时（甲烷检测报警点不小

于1.0%),不得通电或检修。

二、瓦斯监测监控

通风检测仪表位置及断电范围

1、按《煤矿安全规程》规定，掘进工作面、巷道内要求安设瓦

斯探头。

2、要加强瓦斯探头的维护、调校工作，确保其灵敏可靠

3、瓦斯传感器应悬挂在巷道风筒对面回风侧，离巷顶300皿11,距

巷壁不小于200mm处，

4、所有探头均应设置在无淋水、不被重物砸到及机械损伤的安

全地点，修理时必须加强保护，防止损坏。

5、“瓦斯电闭锁”及“风电闭锁”装置必须灵敏、可靠，瓦斯传

感器至少每十天用标准气样校正一次。

6、瓦斯传传感器安设监测布置表

安设地点报警点断电点复电点断电范围

切断工作面及回风流所有

迎头向外5mN1.0%21.5%<1.0%非本质安全型电气设备电

源

巷道回风口切断工作面及回风流所有

向里10〜15nl21.0%21.0%<1.0%非本质安全型电气设备电

处源

7、复电范围：工作面及巷道中的全部非本质安全型电气设备。

便携式甲烷检测仪的配备和使用

必须严格按照《煤矿安全规程》第一百四十九条规定执行。

第六节供电系统

、从地面500KVA变压器往井下供660V电源至工作面用电点。

二、供电路线：

地面配电点一副斜井井筒一工作面各用电设备

详见供电系统图

第七节排水系统

工作面排水：设临时水仓，排水泵通过2寸排水管分段排水至地

面。

第八节运输排汗系统

行人：地面f副斜井一工作面

运料：地面一副斜井一工作面

排石干：工作面一副斜井一地面。

第九节通讯系统

为便于通讯联络，设置20门本质安全型程控交换机，井筒内设

HAK-1型本质安全型电话机，通过程控交换机与绞车房、变电所、调

度室等联络。

第七章灾害预防及避灾路线

第一节各种灾害事故的预兆

1、顶板事故的预兆

大面积冒顶的预兆是：

工作面压力增加，顶板连续发生断裂声；顶板破碎掉渣由少到多，

由稀到密；顶板裂隙由小到大；岩（煤）壁受压，变松，片帮增多；

有淋水的顶板，淋水量增加。

局部冒顶的预兆是：

工作面出现断层等地质构造；顶板裂隙增多，张开并有掉渣现象;

岩（煤）层与顶板接触面上极薄的岩石片不断脱落。

2、水害事故预兆

透水预兆：注意观察顶板和岩（煤）壁，如果出现煤层发潮发暗、

巷道或岩（煤）壁出汗；顶板淋水加大、顶板来压、底板突然涌水；

工作面温度下降、空气变冷、产生雾气、听到“吱吱”水叫声；有害

气体增加、并有臭鸡蛋味等现象。

3、火灾事故的预兆

煤炭自燃发火预兆：煤层及附近空气温度增高；附近氧气浓度降

低；附近巷道温度增大：煤壁挂汗；出现CO、H2s等有毒有害气体，

使人头痛、闷热、疲劳的感觉；巷道中有煤汽油等芳香气体的气味。

第二节预防措施

（一）预防冒顶措施

1、现场工作人员在井下发现顶板有异常，条件有变化时，应及

时将情况汇报项目部领导，并有权责令立即停止一切工作，采取措施

处理。

2、加强顶板管理，防止支护失效或巷道无支护而造成冒顶事故。

3、临时支护必须紧跟工作面，严禁空顶作业。

4、当掘进工作面顶板变化异常，出现较为破碎或层理裂隙较为

发育的顶板时，必须及时停止掘进查清原因，并制定加强顶板支护和

管理的措施。

5、加强掘进工作面的顶板管理，锚杆间排距及安设质量必须符

合设计要求。

6、严格执行敲帮问顶制度，浮石、伞檐等必须及时挑下或采取

临时支护措施，严禁冒险作业。

7、工作面作业人员一定要注意顶板安全，有冒顶危险时，必须

及时撤出人员，进行处理。

8、在巷道开口必须加强支护。

9、坚持正规操作，严禁空顶作业，严格按规程要求控制空顶距

离。

（二）预防水、火灾害措施

1、定期检查供水管路，及时处理漏水故障，排水管路保证畅通。

2、发现透水征兆必须停止作业，根据“有疑必探、先探后掘”

的原则，经探明前方确认无突水危险后，方可继续掘进。如情况危急,

必须撤出所有受威胁地点的人员。

3、严禁将明火带入井下，杜绝各类电器设备失爆。

4、井下供水管路兼作消防管路，各工作面、各转载点及主要配

电点必须留设止水阀。

（三）预防煤尘灾害的措施

1、煤层虽不具有爆炸性，但考虑瓦斯爆炸后可能参与爆炸的可

能性，故井下所有施工巷道必须定期冲洗巷壁、定点喷雾。

2、供水管每隔100m设一个消尘三通阀门，安设降尘水幕或其他

除尘设施。

（四）避灾路线

凡进入工作面作业人员必须熟知此避灾路线。当井下作业地点或

其它地点发生灾害时，首先要尽最大的可能迅速了解或判明事故的性

质、地点、范围和事故区域的巷道情况及与自己所处巷道的位置关系，

根据现场实际情况确定撤退路线和自救方法。

迎头施工人员应按如下线路进行撤离：

井下发生瓦斯超限、瓦斯爆炸、煤尘爆炸、火灾事故撤离线路：

工作面一副斜井一地面。

工作面发生水灾事故撤离线路：

工作面一副斜井一地面。

详见避灾路线图

第八章安全技术措施

第一节施工准备

1、施工前，由区（队）长负责组织，由技术人员（编写人员）

负责传达批准的《掘进作业规程》。传达后进行考试、签字，成绩合

格方可下井作业，不合格的人员必须补考，补考合格后再下井作业。

轮休或请假的保同上岗前必须进行学习，并考试合格。干部工人学习、

考试成绩分别登记在《掘进作业规程》学习考试记录表上。

2、施工前，测量人员必须提前给出中线位置，标定好腰线，施

工单位严格按线施工。

第二节“一通三防”管理

一通三防齐抓共管，队长为“一通三防”总负责人；技术员为技

术负责人，各班安全班长和检修班班长为具体负责人。

一、通风管理

1、加强通风是防止瓦斯积聚的主要措施之一，必须及时完善通

风系统，防止风流短路。扩散通风、局部循环风，管理好所属范围内

各种通风设施。

2、安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定：

1）局部通风机安装符合《规程》规定，实现“三专两闭锁”安

排专人进行挂牌管理，保证正常运转，不得出现无计划停风，有计划

停风的必须有专项通风安全技术措施。

2）压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距

掘进巷道回风口不得小于10m,风机吸风口距地板不少于0.3m,最低

风速必须符合《煤矿安全规程》规定。

3）必须使用抗静电、阻燃风筒。风筒接头要严密，无破口，吊

挂要平直，无肿节，装运支护材料的车盘不得磨擦挤压、撕破风筒，

风筒口距迎头煤巷不得大于5m,岩巷不得大于10mo

3、使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风。因检修、停

电等原因停风时，必须撤出工作面的全部人员，并切断电源。通风前

必须先检查瓦斯。

4、局部通风机要长时运转，无论工作、不工作或交接班都不得

停止运转，局部通风机不开时，要把人员撤出，并在巷道门口位置设

置“严禁人员入内”的警示牌，迎头禁止爆破。自动停电时，要撤出

工作面的全部人员，待查明原因，确认安全后再启动。

5、局部通风机必须使用风电闭锁，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。

6、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦

斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和最高二氧化碳浓度不超过

1.5%,且符合《煤矿安全规程》第一百二十九条开启局部通风机的条

件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。

9、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。

二、防尘管理

1、掘进工作面防尘供水管路必须完善，三通阀门齐全且符合规

定（进口处设置第一个三通阀门），钢管必须接到离迎头30m以内，

管路要吊挂平直、不漏水。

2、炮掘工作面必须实行湿式打眼，爆破喷雾，冲刷巷帮，装岩

（煤）洒水，净化风流，装药使用水炮泥和个体防护等综合防沙尘措

施：爆破喷雾装置安装在距迎头30nl以内，净化水幕安装在距迎头50m

以内，喷雾装置要封闭巷道全断面，且协和化好、灵敏可靠、使用正

常；冲刷巷道应在爆破前后对迎头20m范围内进行冲刷。锚喷迎头必

须使用湿式附尘风机和潮料喷浆。

3、掘进工作面中，凡是转载点必须安设喷雾装置，并且位置恰

当、灵敏可靠、雾化好、使用正常；各转载点前后10m以内巷道每班

必须进行冲尘，保持转载点附近巷道湿润。

4、实行个体防护。掘进工作面内的作业人员、