煤矿材料斜巷掘进作业规程.doc

纳雍县王家寨煤矿11材料斜巷作业规程纳雍县王家寨煤矿11材料斜巷作业规程施工单位：十四冶建设集团云南矿业有限公司（贵州）王家寨项目部编 制：罗 义日 期：二零一三年四月十二日会审栏会审时间会审地点会审人员施 工 队 长生 产 副 矿 长安 全 副 矿 长机 电 副 矿 长地测副总工程师通风副总工程师项目技术负责人项 目 经 理总 工 程 师矿 长目 录第一章 概 况5第一节 概 述5第二节 编制依据5第二章 地 质 说 明6第三章 巷道布置及支护说明12第一节 巷道布置12第二节 支护设计12第三节 矿压观测12第四节 支护工艺13第四章 施工方法及工艺14第一节 施工方法及工艺流程14第二节 支护工艺及要求14第三节 排矸及运输方式15第四节 管线及轨道敷设15第六节、爆破说明书16第五章 劳动组织及主要经济技术指标19第一节 劳动组织19第三节 主要技术经济指标20第六章 生产系统21第一节 通 风21第二节 压 风21第三节 综合防尘22第五节 安全监控22第六节 供 电23第七节 排 水23第八节 运 输23第九节 抽 排23第十节 通 讯24第七章 安全技术措施24第一节 一通三防24第二节 顶板管理26第三节 爆破安全26第四节 提升运输28第五节 电气设备管理30第六节 防突措施31第七节 探放水措施31第八节 其他措施32第八章 灾害应急措施及避灾路线32第一节 灾害事故应急措施32第二节 避灾路线34其它补充说明34 第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称11材料斜巷二、巷道目的、用途11材料斜巷为首采面运输材料、排矸石以及行人。三、巷道设计长度11材料斜巷设计总长226m，包括一个交岔点、平巷和斜巷，如表所示：巷道名称巷道长度（m）巷道规格（m）巷道方位（）巷道倾角备注交岔点630712平巷83.02.9337314.23.63.23373车场7.830763.02.93073斜巷1843.02.930730水沟260.20.2337310307318430730交岔点已施工完毕，现预计11材料斜巷开拓量：v毛面车场=241.78m2，v毛面=1683m2，s毛水沟=26.4m2，总的开拓量为：v=1951.18m3。四、预计开竣工时间本掘进工作面计划2013年4月份开工，预计2013年7月份初完工。第二节 编制依据1、经贵州省发展和改革委员会批复的纳雍县王家寨煤矿初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、煤矿井巷工程质量验收规范（gb50213-2010）3、煤矿井工开采通风技术条件（aq1028-2006）4、2011年3月1日施行煤矿安全规程（国家安监总局第37号令国家安监总局关于修改第二编第六章防治水部分条款的决定）5、防治煤与瓦斯突出规定和煤矿防治水规定6、纳雍县王家寨煤矿施工组织设计7、纳雍县王家寨煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计8、纳雍县王家寨煤矿三大操作规程、岗位责任制以及规章制度第二章 地 质 说 明一、11材料斜巷相对位置水平名称+1650米工程名称11材料斜巷落平标高+1717m井底标高+1650m地面的相对位置及建筑物待掘巷道地面为山坡、林地，无建筑物井下相对位置及施工对地面设施的影响掘进对地面设施无影响临近矿井开采情况无方位11材料斜巷先以337方位向前施工32m；再以307方位向前施工194m。长度226m二、巷道顶底板及穿煤（岩）情况：根据纳雍县王家寨煤矿初步设计和纳雍县王家寨煤矿地质勘探报告等资料，11材料斜巷从m15煤层底板岩石向上掘进，掘进巷道基本为粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩。穿过m15煤层直到m6煤层，应采取防突措施和探放水措施，严格执行“逢掘必探，先探后掘”的规定以及“四位一体”的防突规定。三、瓦斯、煤尘及自燃发火情况：（1）瓦斯可采煤层ch4含量一般为6.1211.83 ml/g，最高zk02 m30 达19.07(ml/g)；m6达8.37ml/g。从矿区钻孔瓦斯样分析结果划分瓦斯的分带，由于样品数量有限分布规律不够明显，初步划分为：以弯子寨、轿子山一线北东m5煤层、m9煤层、m30煤层为甲烷带，m6、m13、m15、m28、m35煤层为n2ch4带，南西m28为甲烷带，室内分析与野外现场调查的情况相比较，分析结果偏低，该矿区曾发生过瓦斯爆炸。因此，本区煤层瓦斯含量高。矿井钻孔瓦斯统计表见表124。王家寨煤矿钻孔瓦斯计算统计表 钻 孔编 号煤层编号甲烷（ch4）氮气（n2）二氧化碳（co2）(ml/g)()(ml/g)()(ml/g)()zk405m2814.7288.891.488.94zk403m1510.2187.661.139.690.282.43zk02m67.6568.062.7924.810756.70zk02m911.8386.401.4410.550.382.80zk02m136.5861.492.5623.920.161.49zk02m1519.0794.680.884.36zk03m64.6760.702.8136.48zk03m913.7683.422.4614.920.231.37zk101m68.3769.613.5329.33zk101m914.5284.332.5714.92zk101m308.6866.394.3132.97zk101m357.7980.001.4915.390.313.22zk301-1m285.3563.812.8234.42zk302-1m64.6357.463.2039.71zk302-1m136.1265.862.9031.190.232.48zk302-1m157.1680.011.3114.680.384.19zk302-1m1811.9846.532.188.4810.4640.63zk302-1m308.1384.481.1912.420.272.79zk303m510.1280.911.9615.700.372.97（2）煤尘爆炸性及煤的自燃倾向性根据贵州省地质矿产中心实验室检测结果，矿井开采煤层自燃倾向性为不易自燃（类），煤尘无爆炸危险性。王家寨煤矿可采煤层自燃倾向及煤尘爆炸危险性鉴定见表125。根据地质报告提供的煤质资料m6煤层原煤硫分（st,d）0.22%2.62%； m15煤层原煤硫分（st,d）0.43%7.60%，平均2.70%分析，井田内煤层属于自燃易自燃煤层。本设计暂以贵州省地质矿产中心实验室检测结果不易自燃类作设计依据。矿井建井期间石门（斜巷）揭煤后，应重作自燃倾向性鉴定，再根据鉴定结果修改相关设计并采取相应措施，以保证矿井安全生产。（3）煤与瓦斯突出该矿属于新建矿井，尚未作煤与瓦斯突出鉴定，根据黔安监管办字2007345号文件关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，王家寨煤矿处于突出矿区所在县（市、区、特区）范围内。因此本矿井按煤与瓦斯突出矿井进行设计和施工。本矿井瓦斯的平面分布为氮气沼气带与沼气带并存(以氮气沼气带为主)的井田。四、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（p2m）：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80m。二叠系上统峨眉山玄武岩组（p3）：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3.36.8m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5080m，北西部厚约200250m。与下伏茅口组呈平行不整合接触。二叠系上统龙潭组（p3l）：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2.2km2。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240.38261.45m，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（p3l1）、二段（p3l2）、三段（p3l3）：龙潭组一段（p3l1）：以龙潭组底至中部m15煤层底为界。岩性为薄层状粉砂质泥岩、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134.92159.56m，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（p3l2）：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63.8476.13m，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（p3l3）：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38.5746.11m，平均43.03m。含零星可采煤层m3、m5。二叠系上统长兴组（p3c）：零星出露于井田东部大坡脚长冲垭口一带，岩性为中至厚层状细至中晶灰岩、含燧石结核灰岩。厚5.4114.63m，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（p3d）：仅出露于井田东部长冲垭口。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3.536.90m，平均4.78m。三叠系下统夜郎组（t1y）：出露于井田北部和北东部大白岩猴子洞路分丫化以岩一带。按岩性组合从下至上分为以下三段：夜郎组沙堡湾段（t1y1）：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（t1y2）：岩性为厚层夹块状细至中晶灰岩、鲕粒灰岩，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（t1y3）：岩性为薄至中厚层泥岩、粉砂岩夹泥灰岩、灰岩及鲕粒灰岩。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，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050m。（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（f1）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t1y1中部至p3l地层，岩层产状平缓，倾角一般520。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150250、倾角530，平均小于20；南东翼岩层倾向250320、倾角515。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f1、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：f1断层：位于井田北部及外围的龙头山垭大河沟化以岩猴子洞一线并延出井田以外，井田内长约1500m。呈北东东南西西向展露，为逆断层。断距由北东向南西逐渐从约3050m增大至250m，断层倾角为6068。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f1之上，南端延伸出井田以外，井田内展布长度约1200m。呈北北东南南西向展露。北西盘地层岩层倾向由北向南逐渐从南西南东过度为北西向，倾角一般为613；南东盘地层岩层倾向整体为北西向，倾角一般为615，断距约3050m。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030m。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。f4断层：位于f1 断层以北，性质不明，对煤矿区内煤层没有影响。f5、f6、f7、f8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210m，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f1、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。f4、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。五、水文地质：（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10001300mm。58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(t2g1下白云岩)，由老至新对含隔水层分述如下：茅口组（p2m）：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（p3）：厚5080m.。调查泉点16处，流量为0.01l/s0.20l/s，平均为0.04l/s，为富水性很弱的隔水层。龙潭组（p3l）：厚度39.50m(zk407)398.55m(zk302-1)，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（p3c）：厚3.5310.33m，平均厚5.70m，未见泉水出露，据抽水试验资料，单位涌水量q=0.044l/s.m，为富水性弱的岩溶裂隙含水层。大隆组（p3d）：整合覆盖于长兴组之上，厚5.4114.63m，平均厚6.7m，未见泉水出露，据抽水试验资料，单位涌水量q=0.044l/s.m，为富水性弱的基岩裂隙含水层。夜郎组(t1y)与永宁镇组(t1yn)：夜郎组为局部弱含水的相对隔水层；永宁镇组富水性中等的岩溶裂隙含水层。关岭组(t2g)：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(p3c)与大隆组(p3d)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（p3l）及三叠系下统飞仙关组中则主要为碎屑岩基岩裂隙水。（1）岩溶水含水层长兴组(p3c)与大隆组(p3d)含水岩组该组地层出露于大坡脚长冲垭口白岩脚一带。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。二叠系中统茅口组（p2m）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（p2m）岩溶含水层之间尚有厚度较大（大于80m）的峨眉山玄武岩（p3）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二叠系上统龙潭组（p3l）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zk302-1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0.014.50l/s，其中流量小于0.20l/s的泉水点有64个，占77以上，平均流量0.365l/s，为含水弱的基岩裂隙与风化裂隙含水层。夜郎组(t1y)出露于大坡脚、轿子山、花果箐、路分丫、化以岩北东地区。该组按岩性组合分为三段：第一段(t1y1)：岩性为薄至中厚层状泥岩，夹薄层状泥质砂岩，顶部为钙质泥岩，厚96.5131.1m，调查泉水点8处，流量0.011.00l/s，平均流量0.40l/s，为局部弱含水的相对隔水层。第二段(t1y2)：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0.802.00l/s，平均流量1.40l/s，为富水性中等的岩溶裂隙含水层。第三段(t1y3)：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。第四系(q)岩性为含砾、碎石亚粘土、粘土。厚0.67m36.75m，调查泉水点13处，流量0.010.50l/s，平均流量0.16l/s，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，岩层走向北西南东。区内除f1、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。f1断层：位于井田北部龙头山垭大河沟化以岩猴子洞一线，呈北东东南西西向展露，为逆断层。勘查中见断层泉9处，排泄量14.32l/s，约占矿区泉水排泄量的45.80，其余69个泉点，总流量仅16.95l/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。f2断层：位于井田中西部湾子寨之西大麻窝池塘边沙坝田一线，呈北北东南南西向展露，为一逆断层。在矿床开采条件下由于f1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f1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6.594 l/s，最小流量为4.50 l/s，平均流量为5.54 l/s；从2006年10月至2006年12月zk101水文地质孔施工时，对该泉流量有增大趋势;s51号长观泉最大流量为3.653 l/s，最小流量为2.344 l/s，平均流量为2.946 l/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3.0 l/s。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中等，充水水源为顶板直接进水的裂隙充水矿床。（7）矿井涌水量根据贵州省地质矿产勘查开发局一六地质大队2009年4月提交的纳雍县王家寨煤矿区先期开采地段矿坑涌水量计算的补充说明，通过大井法预测计算+1650m标高以上矿井正常涌水量为188m3/h。设计考虑生产期间增加部分生产用水，矿井（+1650m水平以上）正常涌水量按200 m3/h，最大涌水量按500 m3/h考虑。开采+1650m标高以下资源时，水文地质条件可能会发生变化，应在生产中积累水文地质资料，修正其涌水量，合理选择排水设备。预计11材料斜巷最大涌水量约为4m3/h。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置 11材料斜巷包括一个交岔点、平巷和斜巷。交岔点已施工完毕，落平标高为+1717米，现以337方位、3坡度向前施工26米的平巷，再以307的方位、3坡度向前施工10米的平巷，后以307方位、+24倾角向前向上施工184米。每隔40米在异于风筒一侧施工躲避硐室，其规格尺寸为高宽深=222米。附图：纳雍县王家寨煤矿采掘工程平面图和11车场、11材料斜巷施工图第二节 支护设计一、确定巷道支护形式根据施工设计和实际施工情况，采用锚网喷支护。二、锚网喷支护参数锚网喷支护：巷道顶、帮锚杆选用202000的螺纹锚杆，托盘规格：长宽厚=1501505。锚杆间距0.8m、排距0.8m；锚杆锚固力不小于80kn，扭矩不小于120n.m。全断面铺设6.5100100mm钢筋网及喷射c20砼100mm厚。三、巷道断面：见附图第三节 矿压观测一、观测内容矿压观测内容：顶板观测，压力的显现及变化观测。加强矿压观测、顶板支护及顶板动态监测监控。遇地质变化要及时修改作业规程或制定补充措施。二、矿压观测用听声音看巷壁的方法如：局部冒顶增多，顶板漏粉掉碴，出现断裂甚至出现巷壁下沉，可以听到顶板断裂声，响声沉闷。第四节 支护工艺一、锚杆支护工艺及要求炮掘够一排锚杆距离敲帮问顶上前探梁 打顶锚杆（每打一根上好托板紧固螺母）用扭矩扳手拧紧螺母。1、打锚杆眼锚杆孔深不小于1950mm。打锚杆眼采用气动锚杆机湿式打眼，打锚杆眼前要敲帮问顶，排除危岩。根据设计要求测量巷道规格，按间排距定出眼位，做出标记，孔眼应尽量与岩层面、裂隙面成较大角度布置，不小于75，打眼完毕后将眼内岩粉和积水等清洗干净。钻眼过程中，钻杆连接处强度较低，在接头位置进入孔内之前，要控制好钻机推进力。另外，根据岩性的变化调整钻进速度，以免钻杆弯曲或折断伤人。2、安装锚杆（1）施工顶板锚杆孔：采用锚杆钻机按设计孔位由巷道两帮向中间施工锚杆眼。巷道顶板锚杆孔深不小于1950mm。（2）送树脂药卷：将锚眼孔内的粉尘清除干净，检查药卷质量，对破裂失效的药卷严禁使用。选好药卷后铺设钢筋网片并穿过锚杆眼向锚杆孔装入k2335树脂药卷，用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。（3）搅拌树脂：用搅拌接头将钻机与锚杆螺母连接起来，然后升起钻机推入锚杆，当钻机升到锚杆接触顶板岩面时，停止升钻机，搅拌2030s后停机。（4）紧固锚杆：60s后再次启动钻机边旋转边推进，锚杆螺母在钻机的带动下剪断定位销，托盘快速压紧网片紧贴顶板岩面，螺母必须用扭距扳手拧紧，拧紧力矩100n.m，钢筋网搭接长度为100mm，每隔200mm用12#铁丝交错捆扎。二、喷浆要求：喷浆厚度10cm（分次复喷），锚杆必须覆盖，回弹率不能超过10%，岩沙利用率大于95%，喷浆待凝固12小时才允许前掘。三、临时支护1、临时支护形式临时支护采用前探梁支护，每组3根，每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上，前探梁上用大木板（长宽厚=200020050）背紧刹严。（1）前探梁及吊环规格：前探梁：采用3根4.5m长的9#矿工钢。吊环：采用sgb-420/30刮板运输机链条、马蹄环、螺丝、螺母。 （2）吊环的固定：使用吊环时，用顶锚杆螺帽将吊环固定在顶锚杆上，螺母必须拧紧。2、临时支护工艺、工序及要求（1）掘进（爆破）进度达到规定距离后，工作人员站在永久支护下，用2m长的长柄工具处理顶帮的活石悬矸，并进行敲帮问顶工作。确保安全后，人员站在永久锚杆支护下前移前探梁。（2）上前探梁时，不少于3人。（3）前探梁移到迎头后，在最后一个吊环上用木楔将前探梁固定。（4）加强顶板管理工作，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，立即停止作业，撤出工作面人员，采取措施处理后方可继续工作。（5）打锚杆时必须由外向里、由中间向两边。（6）顶板不平、巷道开裂、巷道转向无法使用前探梁或其他原因不能使用前探梁时，必须使用直径大于20公分的圆木戴帽进行临时支护，并能全面掩护作业地点。四、质量检验标准：严格按2010年12月1日施行的煤矿井巷工程质量验收规范执行。详见下表：质量验收标准项目设计尺寸、数量质量标准巷道净宽/mm3000 0+150巷道净高/mm2900 0+150锚杆扭矩/n.m顶100符合设计锚杆间排距/mm顶800800 -100+100锚杆锚固力/kn顶50符合设计锚杆角度/（）见附图与井巷轮廓线夹角75锚杆孔深度/mm19500+50锚杆间排距/mm0.8m100（锚索150）锚杆外露长度/mm露出托板50（锚索：100mm）喷浆厚度100mm不小于设计值90%表面平整度50mm第四章 施工方法及工艺第一节 施工方法及工艺流程施工方法为炮掘，即人工打眼、爆破落岩、用耙斗机将矸石装入矿车、绞车提升外运、锚喷支护。其工艺流程：打眼检查瓦斯撤人警戒装药检查瓦斯放炮检查瓦斯刷帮找顶临时支护出矸永久支护。第二节 支护工艺及要求一、打锚杆工艺1、打锚杆眼锚杆孔深不小于1950mm。打锚杆眼采用气动锚杆机湿式打眼，打锚杆眼前要敲帮问顶，排除危岩。根据设计要求测量巷道规格，按间排距定出眼位，做出标记，孔眼应尽量与岩层面、裂隙面成较大角度布置，不小于75，打好眼后并将眼内岩粉和积水等清洗干净。钻孔过程中，钻杆连接处强度较低，在接头位置进入孔内之前，要控制钻机推进力，另外，还要根据岩性变化调整钻进速度，以免钻杆弯曲或折断伤人。2、安装锚杆（1）施工顶板锚杆孔：采用锚杆钻机按设计孔位由巷道两帮向中间施工锚杆眼。巷道顶板锚杆孔深不小于1950mm。（2）送树脂药卷：将锚眼孔内的粉尘清除干净，检查药卷质量，对破裂失效的药卷不得使用。选好药卷后铺设钢筋网片并穿过锚杆眼向锚杆孔装入k2335树脂药卷，用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。（3）搅拌树脂：用搅拌接头将钻机与锚杆螺母连接起来，然后升起钻机推入锚杆，当钻机升到锚杆接触顶板岩面时，停止升钻机，搅拌2030s后停机。（4）紧固锚杆：60s后再次启动钻机边旋转边推进，锚杆螺母在钻机的带动下剪断定位销，托盘快速压紧网片紧贴顶板岩面，螺母必须用扭距扳手拧紧，拧紧力矩100n.m，钢筋网搭接长度为100mm，且做到每钩必连。二、工序质量验收锚杆、锚网施工完毕后，施工方必须立即通知监理方到工作面对锚网、锚杆支护质量进行现场验收并签字确认，严禁弄虚作假，支护不合格必须返工。验收合格后方可喷砼。三、喷砼工艺（1）喷砼前的准备工作喷砼前应按设计要求检查巷道规格，严格执行“敲帮问顶”处理悬矸。检查喷浆机和风水管的完好情况，然后开水冲洗岩帮，挂好巷道轮廓线，调理好喷射的凹凸量，保持风压、风量正常供应，同时掺料人员按设计的比例进行配料、拌匀，备好料等待喷砼。另外，施工人员要戴好防尘口罩、橡胶手套等，做好个体防尘及劳动保护工作。（2）喷砼喷砼时先开风再开水，最后开喷浆机，保证喷浆机正常运转的情况下再加料，同时专人往喷浆机内添加速凝剂，加料时应连续、均匀，注意安全，听从司机指挥，喷浆手一定要根据巷道的喷射部位和岩面特征，掌握好喷射角度、距离、厚度、水灰比等，以螺旋状画圆法一圈压半圈横向自下向上反复运动，喷头应尽量与岩面垂直，保持0.81m左右的距离，喷射顺序先墙后拱，从墙基开始自下而上进行。喷砼过程中，副喷射手用灯斜照受喷工作面，使正喷射手清楚地看到喷砼的凹凸面，以便随时喷平，正副喷射手要密切配合，加强与喷浆机司机联系，顺利完成喷砼任务。四、水沟施工工艺水沟采用与巷道一次爆破成形的方式。第三节 排矸及运输方式一、采用p-60b型耙矸机耙矸，施工平巷时可采用箕斗运矸，施工斜巷时采用矿车运矸，由地面绞车提升至地面，人工翻矸，汽车外运排矸。二、选用jk-2.01.5p单绳缠绕式矿井提升绞车选用24.5mm钢丝绳，绞车安设在开口外67米的地方。绞车必须有深度指示器、紧急制动、过卷保护和应急照明保护。斜井提升必须设置跑车防护、防跑车和综合信号保护装置，并确保正常投入使用。第四节 管线及轨道敷设防尘消防用水取至地面静压水池，压风来自地面空气压缩机，其额定气量为20m3/min，压力为0.75mpa。2台空气压缩机，一台工作，一台备用。在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按规定的位置要求吊挂整齐牢固，并加强保护，不得损坏。风水管和风筒位于巷道的左边（面向掘进工作面），吊挂高度分别为0.8米和2.2米，电缆位于巷道南侧，吊挂高度为2.0米，电缆钩每隔2m一个，电缆垂度不超过200mm。风、水管要接口严密，不得出现漏水、漏风现象，水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用一寸铁管；风管距迎头20m范围内必须使用高压管，20m外使用一寸半无缝钢管，要紧随掘进工作面延长，以备迎头正常用水用风，风水管吊挂在帮上，距底板不小于100mm。风筒与风水管吊挂在一侧，要逢环必挂，风筒口距迎头距离不大于5m。入井管线在井口应进行两处接地。在车场铺设两道轨道，一道为主道，一道为循环车道，两轨道中心距不小于1400mm，轨距为600mm的轨道，轨道采用15kg/m的钢轨，轨道的铺设质量应符合下列要求：(一)轨道扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙不得大于5mm，高低和左右错差不得大于2mm。(二)钢轨顶面的高低偏差，不得大于5mm。(三)轨距为600mm，偏差不大于2mm。(四)轨枕采用木轨枕，规格1200120120mm。(五)轨枕间距为0.8米，间距偏差不得大于100mm。第5节 掘进设备及器具序号名称型号规格功 率单 位数量备 注1局扇fbd6-222kw22kw2台2备用一台2风动气腿式凿岩机yt-28型部31台备用3耙矸机p-60b台14防爆电话kth8台2备用一台5声光电铃kk1台3备用一台6发爆器mfb-200型台17混凝土喷射机pzg-57.5kw台2备用1台8气动锚杆钻机mqt-130/2.8台1第六节、爆破说明书一、打眼机具： 施工时工作面配备3台yt-28型气腿式凿岩机，2台使用,1台备用。采用风钻打眼,42mm“一”字型合金钻头,22mm中空六角钢钎, 钻杆长度为2.2米。二、打眼要求：风钻采用湿式打眼，打眼前先冲洗岩帮。钻眼过程：钻眼前，先进行敲帮问顶，必须在支护完好条件下施工，确保安全以后，由验收员或班组长拉好中心线，根据炮眼布置图画出轮廓线定好眼位，钻眼顺序：先上部眼后下部眼，先掏槽眼后周边眼，并严格按照操作规程进行操作。打眼时采用定人、定机、定位，打眼工要先开小风，待钻杆定位后再逐渐加大风量，直至压风正常。打眼工严禁正对风钻站立，必须站在风钻铡面，严防压风突变伤人或出现断钎伤人事故的发生。打眼工要严格按设计要求施工，严格炮眼眼距、角度、深度、直度，保证炮后光爆成型好，对围岩破坏降至最小程度，打出的炮眼要求“准、平、直、齐”。 三、爆破器材： 使用煤矿许用三级乳化炸药，毫秒延期电雷管，总延期不超过130ms，mfb200型起爆器起爆。封孔材料为水炮泥、黄泥。四、爆破三图见附图五、装药结构采用正向装药爆破，装药时不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，以免受潮拒爆。起爆方式：起爆使用mfb-200型发爆器，采用一次装药一次起爆，联线方式为串联。六、炮眼布置技术参数(见下表)炮眼名称炮眼编号眼数（个）眼深（m）炮眼角度（度）封泥长度（m）炮眼装药量（kg）起爆顺序单孔装药量合计水平垂直卷数重量卷数重量掏槽眼1771.676880.7020.3142.11辅助眼818111.490900.820.3223.32周边眼1936181.4889090880.810.15182.73底眼374371.490850.820.3142.14水沟眼4411.490880.810.1510.155合计4410.35七、装药要求： 装药前，必须用压风清除炮眼内煤粉或岩粉,发现不合格炮眼及时补打，炮眼间距按设计施工，瓦斯检查员检查迎头瓦斯不超限后，由放炮员进行装药联线工作。装药时必须依照设计要求进行，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入炮眼内，不得冲撞和捣实，每个引线接头必须用防水胶布进行密封。炮眼封泥应用水炮泥，水泡泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥全部封实，严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。爆破严格按爆破参数装药，装药数量、联线方法符合爆破图表要求并适当根据煤岩变化调整爆破参数。八、爆破要求1、撤人范围：撤出11材料斜巷、回风斜井、副斜井内所有人员至地面工业广场。2、警戒范围：主副联络巷和主平交界处新鲜风流中，副斜井、回风斜井两侧50米外，井口正前方100米外。3、爆破地点：严格执行远距离放炮。必须在副斜井井口左侧放炮，距离井口至少20米。爆破前由爆破员向调度室如实汇报，经同意后方可实施爆破。4、严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度，掘进工作面、回风流中的瓦斯以及二氧化碳浓度超过1%时，严禁装药放炮。5、放炮待炮烟吹散（约30min）后方可由班组长、瓦检员、安全员（瓦检员在前，班组长和安全员在后）先进入掘进工作面检查瓦斯及安全，确认安全后方可恢复作业。 第五章 劳动组织及主要经济技术指标第一节 劳动组织巷道掘进采用“三八”制（一天三班，每班八小时）组织作业，每天零点、八点、十六点定时现场交接班。劳 动 组 织 表工 种出 勤 人 数备 注早班中班夜班合 计打眼工2226配合支护、出矸爆破工1113瓦检员1113一通三防管理安全员1113安全管理支护工、耙矸机司机2226配合打眼、出矸信号、把钩工2226班长1113安全管理合计10101030第二节 循环作业图表为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉平行作业，以充分利用工作时间，提高工时效率。所有职工必须持证上岗。第三节 主要技术经济指标主 要 技 术 经 济 指 标 表序号项目单位指标备注1掘进断面m28.502净断面m27.733每循环在册人数人104每循环出勤人数人105出勤率%1006循环进尺m1.07效率m工0.18日循环数个39日进尺m3.010月进度m7826天/月11循环率%10012每循环出矸量m38.513炸药消耗公斤/m10.3514雷管消耗个/日13215喷砼m3/m0.7716锚杆、托盘根、块/m11.617锚固剂kg/m34.8第六章 生产系统第一节 通 风一、通风方式、风机安设及供风距离：采用压入式通风，局部通风机安设在副斜井口20米以外的局扇房内，最长供风距离为600m。矿井形成全负压通风后，将局部通风机移装至副斜井井硐内距回风口不少于20米处的新鲜风流中。二、风量计算：每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须选取其中最大值。(一) 按瓦斯涌出量计算： q= 100qk=1001.062=212m3/min预计掘进瓦斯涌出量q为1.06m/min，k为掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数取2。(二) 按同时工作的最多人数计算：q = 4n=422=88m3/min式中：n为掘进工作面同时工作的最多人数，取22人。（三）按炸药使用量计算：q=25a=2510.35=258.75m3/min25每千克炸药爆炸不低于25m的配风量；a掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量10.35kg。（四）风速验算：根据上述计算结果，选取最大风量q=258.75m3/min作为验算依据。1、按最小风速验算：q掘=15s=157.73=115.95m3/min258.75m3/min2、按最高风速验算：q掘=240s=2407.73=1855.2m3/min258.75m3/min符合煤矿安全规程规定。三、风机选型及风机所在巷道配风量：根据风量计算，工作面需风量258.75m3/min，百米漏风率按1.5%计算，设计通风距离600m，则局部通风机供风量应大于267.75m3/min。拟选用2台fbd6/222k