煤矿井底水仓作业规程.doc

xxxxxx煤业有限公司 井底水仓作业规程 第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称 本作业规程掘进的巷道为井底水仓。二、掘进目的及用途 井底水仓服务下组煤排水任务。三、巷道设计的长度、容积、服务年限设计长度：主、副水仓357.67m和水仓2号交岔点16.557m。容 积：2300m 服务年限：11年。四、预计开竣工时间 本掘进工作面自2015年10月中旬开工，预计2016年4月完工。第二节 依 据一、设计说明书及批准时间设计依据煤炭工业太原设计研究院井底水仓施工图，批准时间为2014年7月。二、地质说明书 地质说明依据xxxxxx煤业有限公司生产矿井地质报告，批准时间为2012年9月。第二章 地面相对位置以及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况见表1采区名称一采区工作面名称井底水仓地面标高/m963-1013.1井下标高+556.648-+554.536地面的相对位置工作面地表为抽放泵站及居民区井下相对位置对掘进巷道的影响本工作面井下位于一采区。邻近采掘情况对掘进巷道的影响本工作面东、西、南、北面均为本煤矿实体煤。第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距（1）8-1号煤层位于太原组的中下部，上距K3砂岩36.97-51.26m，平均42.32m。距4号煤层58.95-70.86m，平均62.83m。煤层厚度稳定，厚0.70-1.14m，平均0.90m。煤层结构简单，不含夹矸。顶板岩性为L1石灰岩，厚1.04-9.16m，平均3.82m，局部有一层炭质泥岩伪顶；底板岩性为泥岩、炭质泥岩。煤层厚度变异系数为12.3%，可采性指数为1，为稳定的全区可采煤层。（2）8-2号煤层位于太原组中下部，上距8-1号煤层0.78-1.66m，平均1.08m。煤层厚度稳定，厚0.80-1.16m，平均0.96m。结构简单，一般不含夹矸，偶含1层夹矸。顶板为泥岩、炭质泥岩；底板为泥岩、砂质泥岩。煤层厚度变异系数为12.2%，可采性指数为1，为稳定的全区可采煤层。（3）9号煤层位于太原组中下部，上距8-2号煤层5.99-11.97m，平均7.32m。煤层厚度为3.01-5.38m，平均4.24m，见9号煤层厚度等值线图。结构复杂，含1-4层夹矸，夹矸厚0.21-1.23m。直接顶板为泥岩、砂质泥岩，厚度3.34-9.72m，平均7.06m，有时为炭质泥岩伪顶，厚0.28m左右；底板岩性为泥岩、砂质泥岩，炭质泥岩。煤层厚度变异系数为15.7%，可采性指数为1，为稳定的全区可采煤层。 可采煤层特征表 表2含煤组段组段厚度（m）煤层号煤层厚度（m）层间距（m）结构夹矸数稳定性可采性顶底板岩性顶板底板山西组42.89-79.92 60.8030.991.92 1.55简单0-1稳定全区可采泥岩细粉砂岩砂质泥岩泥岩砂质泥岩粉砂岩5.7519.04 12.3441.414.38 3.19简单0-2稳定全区可采泥岩砂质泥岩粉砂岩中砂岩炭质泥岩泥岩砂质泥岩粉砂岩58.9570.86 62.83太原组81.02-116.76 96.228-10.701.14 0.90简单0稳定全区可采石灰岩泥岩炭质泥岩0.781.66 1.088-20.801.16 0.96简单0-1稳定全区可采泥岩炭质泥岩泥岩砂质泥岩5.9911.97 7.3293.015.38 4.24复杂0-4稳定全区可采泥岩砂质泥岩炭质泥岩泥岩砂质泥岩炭质泥岩第三节 地质构造井田位于离柳矿区西部，三交xx单斜含煤区中南部，井田地层总体上为一单斜构造，走向为北西-南东向，倾向南西，地层倾角平缓，一般为37，井田内未见岩浆岩侵入、未发现有断层及陷落柱等构造，井田构造属简单类。对瓦斯（煤层气）赋存较为有利。1.顶底板岩性特征：根据附近巷道揭露的地质资料分析，巷道施工顶板均为9#煤层，底板为砂质泥岩。2.巷道所处层位：巷道处在9#煤层及9#煤层底板砂质泥岩中。3.地质构造：该巷道施工没有大的地质构造，但可能会遇到小的断层及裂隙，施工中根据岩石变化及时改变施工方法。4.瓦斯地质情况：9#煤层为高瓦斯煤层，该工作面按高沼管理。第四节 水文地质一、含水层分析（1）碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组该含水岩组主要指奥陶系中统石灰岩、泥灰岩和白云岩等可溶盐岩，区域东部和青龙城附近有大面积出露。该组地层厚约450m左右，岩溶裂隙发育，是区内最主要的含水岩组。该含水岩组的富水性在水平和垂直方向上都有较大差异。在垂直方向上：岩溶裂隙主要发育在上、下马家沟组的石灰岩中，含水介质以溶洞、溶孔为主，溶洞直径10-20cm，溶孔直径1-5cm；峰峰组地层岩溶发育相对较弱。在水平方向上，受区域构造控制，补给区富水性较差，径流区富水性逐步增强，在构造发育区和排泄区富水性较强，钻孔单位涌水量在0.694-12.55L/sm之间，据xx县城西焦化厂供水井资料：孔深400m，揭露奥陶系灰岩150.29m，水头高出地表20m，水位标高792m，单井出水量达1920m3/d，单位涌水量1.36L/sm，水质类型为HCO3-SO42-Ca2+Na+型，矿化度0.532g/L。（2）碎屑岩夹碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组本含水岩组为上石炭统太原组一套海陆交互沉积地层，由砂岩、泥岩、煤层及35层石灰岩组成，是区内主要含水岩组之一。含层间裂隙水，具承压性，但富水性不均一，富水性强弱受构造和埋藏条件所控制，在构造发育和埋藏较浅的部位，岩溶裂隙发育，补给条件好，富水性相对较强，否则富水性弱，与奥灰水有相似性。钻孔单位涌水量0.014-0.792L/sm，水质类型为SO42-HCO3-Na+Mg2+Ca2+型。（3）碎屑岩类砂岩裂隙含水岩组主要包括二叠系的一套陆相，过渡相碎屑岩沉积地层，在区域东部沟谷中有出露，由砂岩、砂质泥岩夹煤层等组成。该地层含砂岩裂隙水，含水空间以风化裂隙和构造裂隙为主，泉流量0.1-1.0L/s，钻孔单位涌水量在0.00039-0.0041L/ sm之间，水质类型为HCO3-SO42-Na+ Mg2+型，矿化度0.77g/L。（4）松散岩类孔隙含水岩组主要由上第三系上新统和第四系中、上更新统及全新统地层组成。上第三系上新统含水层主要为红土下半胶结状砾石层，厚度不稳定，沟谷中多见有小泉水出露，泉流量较小，一般0.001-0.1L/s，富水性较弱。第四系中、上更新统含水层为黄土裂隙和黄土中的砂砾石层，多分布于梁峁之上，且连续性差，储水条件不好，局部含上层滞水，富水性极弱，多为透水不含水岩层。全新统含水层主要分布于区域西北部三川河的河漫滩和较大的沟谷中，含水层为砂卵砾石层，主要受季节性河流补给，富水性较弱。（5）、含水层对矿井开采的影响煤层直接充水含水层受采掘破坏对矿井影响程度评价井田内煤系地层各含水层富水性弱，煤层采动裂隙虽破坏了隔水完整性，导水裂隙带沟通了主要含水层之间，但由于含水层富水性弱，含水层对矿井充水影响不大。（6）奥灰水对开采煤层影响井田内奥灰水位标高为806809m，4号煤层底板标高在580870m之间，8-1、8-2号煤层底板标高在510790m之间，9号煤层底板标高在500770m之间。由此可见，井田内4号煤层西部范围，8-1、8-2、9号煤层全部范围处于奥灰水水位之下，存在带压开采问题。本次采用突水系数来分析奥灰水突水危险性。计算公式：Ts =P/M其中：Ts突水系数（MPa/m）；P隔水层承受的水压（MPa）；M隔水层厚度（m）；4、（8-1、8-2）、9号煤层最低底板等高线标高分别为580m、510m、500m。各煤层距奥灰顶面的距离依次124.90m、60.99m和53.67m。4、（8-1、8-2）、9号煤层的最大突水系数分别为：Ts 4=（809-580+124.90）0.0098/124.90=0.028（MPa/m）Ts 8=（809-510+60.99）0.0098/60.99=0.058（MPa/m）Ts 9=（809-500+53.67）0.0098/53.67=0.066（MPa/m）经计算，9号煤层最大突水系数为0.066MPa/m，煤层赋存标高534m处奥灰水突水系数为0.06MPa/m。本井田构造简单，9号煤层最大突水系数小于正常块段突水系数临界值0.10MPa/m，奥灰水突破煤层底板的可能性小。今后需加强隐伏导水构造的探测工作，防止奥灰水突水造成水害。二、主要隔水层（1）石炭系中统本溪组泥岩隔水层本区本溪组地层平均厚27.37m，岩性以泥岩、粘土岩、铁铝岩为主，夹薄层石灰岩，隔水性能较好，区域稳定连续，加之9号煤下无煤段总厚达53.67m，是主采9号煤与奥陶系岩溶水间重要的隔水层。（2）二叠系中统上、下石盒子组泥岩隔水层本组隔水层厚度较大，由数层泥岩和砂质泥岩组成，呈平行复合式结构垂直分布，裂隙不发育，为xx组顶部的隔水层，对松散岩类孔隙水与风化裂隙水的下渗起着良好的隔水作用。三、井田地下水的补、径、排条件井田奥陶系灰岩水属xx泉域，为区域岩溶水的径流区。补给主要为区域灰岩裸露区接受大气降水补给，岩溶水流经井田从东南向西北排向xx泉。石炭系和二叠系裂隙含水层在裸露区接受大气降水补给。沿岩层倾斜方向运移，含水层中水顺岩层倾斜运移，流出井田外。矿井排水是其主要排泄途径。松散岩类孔隙含水层主要接受大气降水的补给。径流方向与地表水基本一致，向沟谷下游径流。地面蒸发和人工开采是主要的排泄方式。四、勘探区水文地质类型评述8-1、8-2、9号煤层矿床水文地质类型8-1、8-2、9号煤层直接充水含水层为太原组砂岩、灰岩裂隙含水层，上述含水层富水性弱。8-1、8-2、9号煤层全部范围处于奥灰水水位之下， 8-1、8-2号煤层奥灰水突水系数小于0.06MPa/m，9号煤层部分范围奥灰水突水系数小于0.10MPa/m。因此，8-1、8-2、9号煤层矿床水文地质类型定为三类第一亚类一型。五、其他水源的分析该工作面在掘进过程中，由地测科负责加强关注工作面的水情分析，探水队根据地测科提供的地质预报资料、探放水方案进行探放水工作，必须严格执行“预测预报、有掘必探、先探后掘”和“物探先行、化探跟进、钻探验证”的原则，以及长探短掘的施工方法，如有异常情况立即上报调度室，通知有关部门及时采取措施，杜绝水患，确保安全生产。六、涌水量 正常涌水量：2.5m3/h最大涌水量：3m3/h第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置本掘进工作面从主斜井平巷段220m处水仓1号交岔点开口，主、副水仓357.67m和水仓2号交岔点16.557m，开口标高+556.648，终点位置标高+554.536，坡度为-3、-20、+2，主、副水仓分别与泵房两个配水井贯通。巷道掘进时依据地测科测定开口位置，用激光指向仪标定中线掘进。巷道布置示意图 见附图第二节 支护形式巷道断面 井底水仓掘进工作面设计为半圆拱型断面，2号交岔点掘进体积412.63m3；1-1断面净宽为4.0m，净高为3.0m ，沉淀池规格0.5m0.5m，S1-1净=10.28m2 ；2-2断面净宽为4.0m，净高为3.0m，坡度为-20， S2-2净=10.28m2 ；3-3断面净宽为4.0m，净高2.5m，S3-3净=8.28m2 ；4-4断面净宽1.4m，净高1.7m，所有断面铺底均为100mm。巷道支护断面图 见附图二、支护方式临时支护在工作面进行锚网施工作业前，先安排专人进行仔细敲帮问顶，用2米以上的长勾钎对角处理掉巷道顶部活危岩，然后根据设计画出锚杆间排距位置，网片用铁丝连接好后，用不少于两根的气腿顶柱将网片顶在巷道顶板，搞好临时支护。、永久支护煤炭工业太原设计研究院设计井底水仓2号交岔点及1-1断面采用锚网喷+锚索补强支护，主、副水仓采用锚网喷+锚索+素砼联合支护。水仓通道（1-1断面）经公司领导商议前5米在原有锚网喷+锚索的基础上加上U36金支砼支护，金支间距600mm一架，喷射砼厚度260mm，2号交岔点如需加强支护，另行编制补充措施。2号交岔点及1-1断面剩余部分采用锚网喷+锚索支护，锚杆为长2200mm、20mm的螺纹钢锚杆,间排距为800mm800mm。托盘规格为150mm150mm10mm的钢板。锚杆锚固力要求不低于50KN,预紧力不小于120Nm。锚固剂为K2340、Z2340各一卷，锚固力达不到时可增加锚固长度。金属网由6mm的钢筋焊接而成，网格间距为100mm100mm，网片规格20001000mm，搭接长度为100mm；喷厚100mm，强度C20。锚索15.24mm，长度暂定为7.0m,锚固力200kN,预应力100kN，选用中速Z2340锚固剂2卷，快速K2340锚固剂2卷,锚索托盘规格30030015mm的钢板，锚索间排距为16001600mm，每排三根，铺底厚度100mm，强度C20。主、副水仓锚杆为长2200mm、20mm的螺纹钢锚杆,间排距为800mm800mm。托盘规格为150mm150mm10mm的钢板。锚杆锚固力要求不低于50KN,预紧力不小于120Nm。锚固剂为K2340、Z2340各一卷，锚固力达不到时可增加锚固长度。拱部金属网由6mm的钢筋焊接而成，网格间距为100mm100mm，网片规格20001000mm，墙部采用零型铁丝网，搭接长度为100mm，锚索15.24mm，长度暂定为7.0m,锚固力200kN,预应力100kN，选用中速Z2340锚固剂2卷，快速K2340锚固剂2卷,锚索托盘规格30030015mm的钢板，锚索间排距为18001600mm，一二一布置，素砼厚度300mm，强度C30，铺底厚度100mm，强度C20。施工时应根据围岩的实际情况合理调整锚杆、锚索的数量、方位及长度，要求锚索必须锚入坚硬顶板2m以上，遇到围岩破碎段应采取增加锚杆、锚索的数量、长度或其它成熟可靠的措施加强支护。待主体巷道施工完毕后，开始进行素砼支护，混凝土强度C30，厚度300mm，混凝土内应添加BR系列防水剂，添加计量为每立方米混凝土内添加40Kg。水沟，及沉淀池与巷道铺底工程一同开挖施工。表5 质量标准与检验项目设计尺寸、数量允 许 偏 差1-12-23-3巷道净宽/mm40004000合格-0+100巷道净高/mm30002500合格-50+200锚杆扭矩/Nm120符合设计锚杆间排距/mm800*800合格-100+100锚杆锚固力/KN50符合设计锚杆角度（）垂直岩面15锚杆外露长度/mm10-40符合设计锚索间排距/mm16001600-100+100锚索角度/（）垂直岩面3锚索预紧力/KN120符合设计锚索外露长度/mm150-250符合设计砼壁厚/mm300合格局部不小于50第三节 支护工艺一、支护形式及材料规格1、支护形式采用锚网喷+锚索补强支护，若沿煤施工需要增强支护形式，另外编制补充措施。2、支护材料规格见表6表6支护材料表序号名称规格材料备注1锚杆202200mm螺纹钢锚杆直径长度2锚杆药卷K2340、Z2340树脂药卷各一支3锚杆托盘15015010mm钢板长宽高4钢筋网片20001000mm6钢筋长宽5锚索15.247000mm钢绞线直径长度6锚索药卷K2340 、Z2340树脂药卷各两支7锚索托盘30030015mm钢板长宽高二、支护工艺及要求锚杆安装工艺1、安装方法首先要严格执行敲帮问顶制度，及时用长柄工具搞掉危岩，确实安全后方可进行工作，打眼时必须站在临时支护下进行作业。打顶锚杆时必须依据中线从中间向两边打设，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求，不符合时，必须处理。打顶锚杆眼使用锚杆机打眼，锚杆钻头直径为28mm，使用锚杆机打眼时要先送水、后送风，停锚杆机时要先停风、后停水。打眼深2.15m，锚杆外露长度10-40mm，与岩面尽量垂直，夹角不小于75。打完眼后，要清理干净眼内的积水、岩粉。在安装树脂药卷前，先用锚杆插入锚杆孔内试探锚杆深度，看孔深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止,孔深过深时，应多加一些树脂药卷。安装锚杆时，先装入一支K2340树脂药卷、再装入一支Z2340树脂药卷，随后插入锚杆，此时，安好连接套，插入锚杆机，启动锚杆机使之旋转，边搅拌边推进，15-20s后停止搅拌，等待10-15s卸下锚杆机，20min后，上好托板，将螺母用锚杆机拧紧。锚杆的托板要紧贴岩面，如岩壁不平时，先用风镐凿平，再安装锚杆。锚杆的锚固力不得低于50kN。掘进时必须按顺序由上至下分层作业（并且及时进行锚网支护，防止碎矸或片帮垮、落伤人）；由外向里逐步推进。2、支护质量要求打注锚杆必须严格按照规程中规定，照好中腰线找好锚杆位置画眼，排间距误差为100mm。锚杆要求与岩层层面或主要裂隙面垂直，锚杆与顶板或巷道轮廓线夹角不少于75。锚杆必须带帽拧紧，螺纹外露长度应控制在10-40mm之间。锚杆锚固力必须达到规定要求以上，不合格必须重新补打。每隔50m巷道进行一组锚杆拉力试验，并用红漆做好标记。紧固锚杆螺母必须使用公斤扳手，锚杆扭力矩不小于120N.m。铺设金属网时，相互搭接不少于100mm，每300mm用12号铁丝绑扎一道。锚索安装工艺1、安装方法当巷道按设计要求支护合格以后，用MQS45C型气动锚杆机配合B19中空六方接长式钻杆和直径25mm钻头湿式打眼，为保证孔深准确，必须在起始钻杆上用白色或黄色油漆（或粉笔）标出终孔位置，眼深6.75m，并将孔内残渣处理干净。安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，严禁使用失效不合格的。用棉纱将锚索锚固段的水、煤粉等擦干净，用塑料封箱脐带将树脂锚固剂与锚索粘接定位，先装入K2340树脂药卷后，装入Z2340树脂药卷各两支。两人配合用锚索端头顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到孔底，注意不要用力过猛并不能反复抽拉锚索以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。锚索下端装上专用搅拌驱动器，再将专用搅拌驱动器顺尾部六方头插入锚杆机上。一人扶住机头，一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在30s-60s，确保搅拌均匀。停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推动力3min，然后收回锚杆机。3min后卸下专用搅拌驱动器，装上托梁、托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。两人一起张拉千斤顶套在锚索上，然后开泵进行张拉，并注意观察压力表读数，要达到设计预紧力120kN。当千斤顶行程结束后，迅速换向回程。卸下张拉千斤顶（注意用手托住，避免坠落）,完成锚索的安装。2、技术质量要求锚索应在迎头施工时与锚杆同时安装。锚索孔深误差控制在30mm。锚索外露长度控制在150250mm。搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。树脂药卷搅拌停止在10-15min后张拉千斤顶，张拉预紧力控制在120KN。锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。锚索锚固力不低于200kN。锚索安装与顶板垂直。张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用张拉器将不合格的锚索拨出，然后用钻机将原来钻孔重新钻进一遍，用压风机吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。3、锚索支护材料每根用量：钢绞线1根，锁头1个，托板1个，K2340 、Z2340树脂药卷各2卷。（3）浇筑砼工艺1. 壁厚300mm，由下往上按照设计要求立模浇注砼。碹骨间距按照2m，采用4寸钢管打斜撑，2000120mm的槽钢作为模板。（1）立模前，由技术员和当班验收员详细检查碹骨和斜撑的规格是否符合施工要求；（2）根据中心和腰线立碹骨和模板；（3）模板拼接要紧密，没有空隙，如果出现空隙，要用黄泥堵塞，防止跑浆造成麻面；（4）模板拼接前要浸水润湿，防止模板吸收混凝土里的水分。2. 砼浇注段长根据实际情况控制在4.512m，分段立模浇注砼。砼设计强度C30，砼配合比：水泥（42.5级）：砂：石子：水=1：1.91：3.7:0.52（重量比）。（1）浇注砼前，明确专人检查模板稳立的是否正确，支撑是否牢固，模板拼接是否严密，是否找准了中心和腰线，模板内的浮矸和木屑是否清理干净；（2）浇注砼过程中，明确专人检查模板、斜撑是否发生走动或变形，如发现不符合要求的立即处理；（3）砼搅拌后，必须立即浇注，存放时间超过1小时的，必须再次搅拌才能使用；（4）浇注砼的垂直下落高度不能超过2m，以免发生离析；（5）浇注拱部时，要求两侧同时浇注，以防碹骨受力不均造成变形；（6）为保证砼的密实性和整体性，要连续浇注。如浇注间隔超过2小时，必须将上次浇注砼的面凿成麻面，并铺设一层希灰浆，再浇注砼；（7）采用震动棒进行捣固时，要将震动棒垂直插入砼中，操作时要快插慢拔，震动棒不能接触模板，以免模板受震动。第四章 施工工艺第一节 施工方法井底水仓工作面采用普通爆破法进行施工。一、施工方式1、井底水仓采用普通爆破法施工工艺，炮掘时采用分次装药分次起爆；2号交岔点施工时采用上、下部分开掘进，即先掘进上部，控制巷道高度3.5米，上部锚网喷浆成巷后，再进行拉底至巷道设计高度。2、钻爆工艺流程钻眼前准备钻眼检查瓦斯装药联线检查瓦斯撤人设警戒爆破检查瓦斯及爆破效果洒水降尘、检查维护顶板临时支护打顶锚杆打锚索排矸打帮锚杆下一个循环3、钻爆工序要求钻眼前，必须详细检查工作面10m范围内的支护，发现问题及时处理。必须依据炮眼布置图布置炮眼。严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式打眼。 爆破要严格执行“一炮三检”、“三人连锁”和“停电撤人”制度。 爆破采用分次装药分次爆破的方法，正向装药，串联式联线方式，使用毫秒延期电雷管，不低于三级的煤矿许用乳化炸药，每眼使用1个水炮泥。 爆破前跟班队长（带班长）必须派专人在所有通往爆破地点和贯通地点的各个通道口撤人到安全距离外有掩护的地点设置警戒。每一警戒处派二人设警戒，设好警戒后，一人负责警戒，另一人返回通知已设好警戒，只有每个警戒点都通知后才可装药爆破，爆破后警戒负责人只有接到撤除警戒的命令后才能撤除警戒。二、 爆破作业（一）1-1断面、爆破原始条件 矿井瓦斯等级高沼掘进断面11.9m岩石普氏系数f=46钻眼机具YT-28型炸药种类三级煤矿许用乳化炸药雷管类别毫秒延期电雷管、炮眼布置图 爆爆破参数图表眼号炮眼名称炮眼深度(m)炮眼个数装药量倾角起爆顺序联线方式数量(卷)小计水平垂直1中空眼2.010000串并联2-5掏槽眼2.04312006-11辅助掏槽1.862120012-31崩落眼1.8202400032-57周边眼1.8261263058-73底眼1.8163480-2合计132.472138卷/27.6kg 爆破效果图表顺序指标名称单位数量顺序指标名称单位数量1炮眼利用率%905每米炸药消耗量kg15.332工作循环进尺m1.86每方岩石炸药耗量kg/m31.283每循环爆破岩量m321.427每米巷道雷管消耗量发/m404一循环炮眼总长度m132.48每方岩石雷管消耗量发/m33.36（二）2-2断面、爆破原始条件 矿井瓦斯等级高沼掘进断面13.46m岩石普氏系数f=46钻眼机具YT-28型炸药种类三级煤矿许用乳化炸药雷管类别毫秒延期电雷管、炮眼布置图 爆破参数图表眼号炮眼名称炮眼深度(m)炮眼个数装药量倾角起爆顺序联线方式数量(卷)小计水平垂直1中空眼2.01000-20串并联2-5掏槽眼2.043120-206-11辅助掏槽1.862120-2012-34崩落眼1.8232460-2035-63周边眼1.8291293-2064-73底眼1.8103300-22合计132.472129卷/25.8kg 爆破效果图表顺序指标名称单位数量顺序指标名称单位数量1炮眼利用率%905每米炸药消耗量kg14.332工作循环进尺m1.86每方岩石炸药耗量kg/m31.063每循环爆破岩量m324.237每米巷道雷管消耗量发/m404一循环炮眼总长度m132.48每方岩石雷管消耗量发/m32.97（三）3-3断面、爆破原始条件 矿井瓦斯等级高沼掘进断面11.16m岩石普氏系数f=46钻眼机具YT-28型炸药种类三级煤矿许用水胶炸药雷管类别毫秒延期电雷管、炮眼布置图 爆破参数图表眼号炮眼名称炮眼深度(m)炮眼个数装药量倾角起爆顺序联线方式数量(卷)小计水平垂直1中空眼2.010000串并联2-5掏槽眼2.04312006-13辅助掏槽1.882160014-25崩落眼1.8122240026-50周边眼1.8251253051-61底眼1.8113330-2合计110.860110卷/22kg 爆破效果图表顺序指标名称单位数量顺序指标名称单位数量1炮眼利用率%905每米炸药消耗量kg12.22工作循环进尺m1.86每方岩石炸药耗量kg/m31.093每循环爆破岩量m320.087每米巷道雷管消耗量发/m33.34一循环炮眼总长度m110.88每方岩石雷管消耗量发/m32.98（二）4-4断面、爆破原始条件 矿井瓦斯等级高沼掘进断面3.86岩石普氏系数f=46钻眼机具YT-28型炸药种类三级煤矿许用水胶炸药雷管类别毫秒延期电雷管、炮眼布置图 爆破参数图表眼号炮眼名称炮眼深度(m)炮眼个数装药量倾角起爆顺序联线方式数量(卷)小计水平垂直1中空眼2.010000串并联2-5掏槽眼2.04312006-17辅助掏槽1.8122240018-33周边眼1.8161163034-39底眼1.863180-2合计71.23870卷/14kg 爆破效果图表顺序指标名称单位数量顺序指标名称单位数量1炮眼利用率%905每米炸药消耗量kg7.72工作循环进尺m1.86每方岩石炸药耗量kg/m32.013每循环爆破岩量m36.9487每米巷道雷管消耗量发/m21.14一循环炮眼长度m71.28每方岩石雷管消耗量发/m35.47施工过程中应根据断面岩石面积和岩性调整炮眼个数和装药三 作业循环图表序号工序时间(分)掘进循环图表（小时）12345678喷浆班1交接班152安全检查153上部锚杆604喷浆3005出渣60 6处理回弹30掘进班1交接班152安全检查153上部锚杆604打上部眼455倒碴排水606打下部锚杆下部眼757出碴3008下部装药联线309放炮通风1510上部装药联线3011放炮通风15掘进班1交接班152安全检查153上部锚杆604打上部眼455倒碴排水606打下部锚杆下部眼757出碴3008下部装药联线309放炮通风1510上部装药联线3011放炮通风15合计24小时说明：1、采用三八制作业，两掘一喷；2、每班循环进尺1.8m，正规循环率85%；四、劳动组织形式及劳动力配备根据现行管理体制，本工程实行项目管理制，项目经理部对工程施工组织管理工作全面负责，岗位工种实行“三八”作业制。 工 种班组直接工辅助工电工机修耙岩机司机绞车工验收员勤杂工通风工刮板机司机皮带机司机总计掘进一班631122111119掘进二班63112211118喷浆班752222151129合计211144663514366第二节 装载与运输1、工作面用耙斗机装碴经工作面刮板输送机转载到主斜井平巷段皮带输送机-主斜井主皮带输送到地面。2、工作面材料及设备运输：利用副斜井地面提升绞车将物料下放到下组煤副斜井井底车场经人力推车至物料存放点。3、工作面人员入井：一号副立井4#轨道下山甩车场主斜井井底水仓工作面第三节 管线敷设一、各类管线运输设施的布置及要求1、风筒吊挂靠帮锚杆外端吊挂，做到逢环必挂。风筒距工作面不大于10m。2、风管、水管用管架平行吊挂在帮上，每隔3m固定一个管架，悬挂高度距底板不得低于0.5m，距工作面不超过20m。3、各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆。二、管线敷设方式见表1111管线敷设方式表序号名称规格型号数量（m）与工作面间距/m1风 管159mm330202进水管50mm330203电 缆150mm2340104排水管50mm34010第四节 设备及工具配备表12设备及工具配备表序号名称型号单位数量备注1单体锚杆机MQT-110C台22帮锚杆机MQS-45C2台23气腿式帮锚杆机MQTB-55/1.7C台24局部扇风机FBDNO6.3/230台25刮板输送机SGB-420/40台26激光指向仪JZB-1台17探水钻机ZYW1200台18真空馈电开关BKDZ-400F台19照明综保BZX-4.0台110真空开关QBZ-4120台111真空开关QBZ-80台412喷浆机PC5I(B)台113水泵2.5PWKB台114耙斗机P-60(B)台1电气设备布置图 见附图第五章 掘进辅助系统第一节 通风系统采用局扇压入式通风，在主斜井平巷段变电所通路后20m处安设两台FBD-NO6.3/2*30对旋风机，在巷道内靠帮敷设一趟800mm胶质抗静电、阻燃风筒。风筒接头必须牢固，正确使用反压边，严防脱节，风筒吊挂做到平、直、稳，设专人维护和管理，达到省级标准。 （一）、风量计算 1. 按照瓦斯涌出量计算 Q掘=125瓦K掘通 =1250.8881.4=155.4m3/min 式中：Q掘掘进工作面需风量m3/min 瓦Q掘C%=3700.24%=0.888m3/min（当时所测风量为370m3/min，工作面回风瓦斯浓度为0.24%，最大瓦斯涌出量为0.888m3/min） K掘通瓦斯涌出不均衡通风系数（K掘取1.4） 2. 按炸药量计算需要风量 Q掘=25A=2514=350m3/min 式中：A分次爆破最大炸药用量，A=14kg 3. 按掘进工作面同时作业人数计算需要风量Q掘=4N=429=116(m3min)； 式中：N掘进工作面最多人数； （每人供风4m3/min） 4.按局部通风的实际需风量计算，供给局部通风机风量应为：Q掘= Q扇 i +15S =6001+1519.98=899.7m3/min式中：Q扇局部通风机最大吸风量, m3/min。风机所在位置巷道断面积为19.98m2，FBD-No6.3/230局部通风机最大吸风量为600m3/min。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量而外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速，岩巷不小于0.15 m/s,煤巷和半煤巷不小于O.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；S安设局部通风机的巷道断面积m2，取,19.98m2 i掘进工作面同时通风的局部通风机的台数。 5.风速校验 岩巷掘进最低风量：Q岩掘=9S掘=913.46=121.14m3 煤巷掘进最低风量：Q煤掘=15S掘=1513.46=201.9m3 岩煤巷掘进最高风量：Q煤掘=240S掘=24013.46=3230.4m3 故井底水仓工作面正常掘进时，风机前所需配风量暂取900m3/min，选取FBD-No6.3/230对旋风机符合要求，以后生产过程中根据瓦斯涌出情况再进行风量分配调整。 （三）一通三防安全技术要求保证通风系统合理 可靠必须做到：保证工作面有足够的新鲜风流，保证工作面每人供风量不低于4m3/min，保证巷内风速不低于0.25m/s，不高于4m/s，保证巷内和工作面任何地方有害气体和瓦斯浓度不超限。（四）、通风路线1. 新鲜风流：地面主斜井主斜井平巷段井底水仓工作面。2. 乏风流：井底水仓工作面主斜井平巷段段集中轨道大巷措施巷回风暗斜井4#回风大巷一号回风立井地面。通风系统示意图 见附图第二节 压风系统压风系统采用地面SA-120W型压风机，风压为0.8MPa。从主斜井用4寸无缝钢管接入工作面。压风自救系统的安设：下组煤瓦斯鉴定进风措施巷掘进工作面回风口开始，随着掘进工作面的延伸，每隔200m设置一组压风自救系统装置（每组自救系统装置有6个呼吸面罩），距迎头2540m的距离设置三组（18个呼吸面罩）压风自救装置。迎头向外隔100m和放炮撤人地点各安装一组压风自救系统装置。压风自救系统安装在掘进工作面巷道内一侧的压风管路上，安装地点应在宽敞、支护良好、没有杂物堆放的人行道侧，离人行道宽度不少于0.8m，离地不低于1m，便于现场人员自救应用。地面压风机房主斜井主斜井井底平巷井底水仓工作面 第三节 防尘、消防及供水施救系统防尘水源来自地面高位水池（用2寸钢管）主斜井主斜井井底平巷井底水仓工作面；具体防尘措施如下：1、井底水仓工作面至少设二道水幕，一道为固定水幕，距回风口50m；一道为移动水幕，紧跟工作面，距工作面30-50m，净化水幕的水压不低于0.39Mpa，全断面覆盖。巷道内沉积煤尘长度小于5m，厚度小于2mm。2、施工过程中，必须铺设50mm的静压水管，每隔50m安装一个三通阀门，水管吊挂平直，高度不低于1.8m，管路上下间隔0.15m。3、工作面必须采用湿式打眼，供水压力不低于0.39Mpa，做到无水不开钻，停水停机，并使用水炮泥。4、工作面排矸系统各转载点必须安装喷雾洒水装置，水压不低于0.39Mpa并保持恒压，且必须保证喷嘴位置正确、喷出的水雾能够覆盖整个转载的煤流面，保证喷雾降尘效果，定期进行检修各转载点喷雾装置。5、水幕和转载点喷雾不得用铁丝捆绑固定，要用焊接固定架 ，水幕固定架长度不得小于巷道宽度的90%，安装距顶板距离不大于300mm。 6、定期冲洗巷道，防止煤粉尘堆积，距离工作面20m范围内的巷道每班至少冲洗一次，20m以外的巷道每5天冲洗一次。7、防尘设施齐全有效，喷雾装置覆盖巷道全断面且水压符合要求。 消防及供水施救系统与防尘供水共用一趟系统。供水施救系统的安设：下组煤瓦斯鉴定进风措施巷工作面距迎头25-40m安设3组（18个吸水管）供水施救装置；掘进工作面由外向里每掘进200m安装1组（6个吸水管）供水施救装置，供水施救系统装置安设地点应在宽敞、支护良好、没有杂物堆放的人行道侧，离人行道宽度不少于0.8m，离地不低于1m，便于现场人员自救应用。第四节 安全监控系统一、通风监测仪表及其布置1、监测仪表的数量和型号吊挂KGJ16B型瓦斯传感器合计3台，KJF16B型分站1台.KDW65隔爆兼本质安全型多路电源箱1台。2、布置位置瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方，距顶板0.3m，距巷壁0.2m，布置位置见监测监控布置图，且设置在顶板完好无淋水的地方。3、监测电缆铺设在动力电缆上方0.1m处。4、瓦斯传感器的断电浓度及范围，距工作面5m范围内设瓦斯传感器T1，报警浓度0.8%，断电浓度1.2%，复电浓度为0.8%，断电范围为工作面及其回风巷道全部非本质安全型电气设备；距工作面回风出风口10-15m处设置瓦斯传感器T2，报警浓度为0.8%，断电浓度为0.8%，复电浓