煤矿1033回风下山掘进作业规程.doc

- 1 - xxxx煤煤业业发发展展有有限限责责任任公公司司 xx东东一一井井 1033 回回风风下山下山掘掘进进作作业规业规程程 编 制 人： 编制单位：xx 东一井（xx） 编制时间：xxxx 年 xx 月 xx 日 - 2 - xxxx 煤业公司 xx 井区技术方案（措施）审批表 技术文件名称 1033 回回风风下山掘下山掘进进作作业规业规程程 主持人地点：日期： 职 务签 名职 务签 名 编 制 人生产副矿长 安全副矿长 机电副矿长 参加 会审 人员 总工程师矿 长 会会 审审 意意 见见 总工程师意见： 矿长意见： - 3 - 目目 录录 第一章 概况.5 第一节 概况5 第二节 编写依据5 第二章 地面相对位置及地质情况.6 第一节 地面相对位置及临近采区开采情况6 第二节 煤（岩）层赋存特征6 第三节 地质构造9 第四节 水文地质9 第三章 巷道布置及支护说明.11 第一节 巷道布置11 第二节 矿压观测11 第三节 支护设计12 第四节 支护工艺15 第四章 施工工艺.17 第一节 施工方法17 第二节 凿岩方式18 第三节 爆破作业19 第四节 装载与运输22 第五节 管线及轨道敷设22 第六节 设备及工具配置23 第五章 生产系统.23 第一节 通风23 第二节 压风26 第三节 瓦斯防治26 第四节 综合防尘28 第五节 防灭火29 第六节 安全监控.29 - 4 - 第七节 供电.31 第八节 排水.32 第九节 运输.32 第十节 照明、通讯和信号32 第六章 劳动组织及主要技术经济指标.33 第一节 劳动组织33 第二节 循环作业34 第三节 主要技术经济指标35 第七章 安全技术措施.36 第一节 “一通三防”36 第二节 顶板.38 第三节 爆破.40 第四节 防治水.45 第五节 机电.48 第六节 运输.51 第七节 其它.55 第八章 灾害应急措施及避灾路线.56 第一节 灾害应急措施.56 第二节 避灾路线.62 第九章 附则.63 - 5 - 第一章第一章 概概 况况 第一节第一节 概概 况况 一、巷道名称一、巷道名称 本作业规程掘进的巷道为：xx 井区主平硐往下+1685 -1635 水 平，主平硐东面 1033 工作面回风下山（简称 1033 东翼回风下山）掘进 工作面。 二、掘进目的及用途二、掘进目的及用途 掘进的目的是：为 3 号煤层 1033 回采工作面的生产运输、回风与 行人服务。 三、巷道设计长度和服务年限三、巷道设计长度和服务年限 巷道设计长度：170 米，工程量共计：170m。 掘进方位与坡度：掘进方位角 230，坡度（延煤层掘进）19- 23。 服务年限：与 3#煤层 1033 回采工作面同期。 四、预计开、竣工时间四、预计开、竣工时间 经矿有关领导决定：本掘进工作面计划自 xxxx 年 11 月底组织开工， 预计 xxxx 年 12 月竣工，工期 1 个月。 第二节第二节 编写依据编写依据 一、公司下达的年度计划及井区的年度、月份回收计划 二、有关法律法规 现行矿山安全法、煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规 程、煤矿井巷工程质量检验评定标准及井巷工程质量及验收规 范、防治煤与瓦斯突出规定、防治水规定等。 三、xx 公司与 xx 井区有关安全管理制度和安全技术规范。 - 6 - 第二章第二章 地面相对位置及地质情况地面相对位置及地质情况 第一节第一节 地面相对位置及临近采区开采情况地面相对位置及临近采区开采情况 地面相对位置及临近采区开采情况见下表所示。 井上下对照关系情况表 水平、采区一采区工程名称1033 回风下山 地面标高 +1850+1750 井下标高 +1685m-+1635m 地面相对位置、 建筑物、水体及 其它 1033 工作面位于本矿矿区东翼方向，地表为高山，地 面无建筑物及河流、水库、水塘、水田等水体，无小煤 窑。 井下相对位置对 掘进巷道的影响 1033 回风下山在主平硐东侧，其上部为 1031 工作面采 空区，预计有部分积水，掘进巷道可能会受采空区积水 影响，巷道掘进有突水危险，掘进过程中要严格执行 “有掘必探，先探后掘”的防治水原则。 临近采掘情况对 掘进巷道的影响 3#煤层为该采区的最上部煤层，顶部未受采动影响，其 它对本掘进工作面的施工无影响。 第二节第二节 煤（岩）层赋存特征煤（岩）层赋存特征 本矿井 3 号煤层属于倾斜煤层，煤层倾角 1923，平均 22， 倾向西南 230。3 号煤层下距 6 号煤层 51.76 米。1033 工作面 3 号煤 层的赋存特征分别见表 2、表 3。 - 7 - 煤系地层综合柱状图 地层单位 柱状 1:500 系 统组段 煤 层 号 厚度(m) 最小-最大 一般值 岩性描述 三 叠 系 下 统 飞 仙 关 组 上 段 下 段 43.50-74.00 57.83 下部紫色粉砂质泥岩为主,夹粉砂岩,细砂 岩,富含蠕虫状方解石;上部粉砂岩,细砂 岩 120 138.00-155.50 146.75 灰绿色粉砂岩为主,局部夹细砂岩,粒度 向下变细.富含动物化石 1 0.46-5.24 4.07 4.07 绿灰色-灰色粉砂质泥岩,含大量动物化 石及植物化石碎屑 0.46-4.26 2.05 6.12煤层,结构简单,含夹石0-5层,一般1层 19.20 19.83 51.76 7.74-18.75 12.90 0-1.18 0.81 灰色粉砂岩夹粉砂质泥岩,底部富含动物 化石.夹两层薄煤层 煤层,结构简单3 生 生 1 2 15.35-50.59 31.93 上部为灰色粉砂岩,具水平波状层理, 含炭化植物化石碎屑. 中部为深灰色生物灰岩,富含动物化石 下部为深灰色粉砂质泥岩,含动物化石 底部为深灰色生物灰岩,富含动物化石 61 0-1.86 0.35 52.11薄煤层,与生物灰岩共生 0-11.25 4.45 0-1.86 0.35 62 56.56 57.50 灰色粉砂岩,具水平波状层理,含植物化石 煤层,结构简单,厚度变化大 4.34-16.13 9.38 66.88 灰色粉砂岩,细砂岩为主,夹粉砂质泥 岩,具波状层理,底部富含动物化石 9 0-1.98 0.93 67.81 煤层,结构简单,含1层夹石,厚度变化小, 均在1米左右 21.09-43.16 32.36 100.17 102.02 上部为灰色粉砂质泥岩,富含动物化石,夹 2层薄煤层;中下部灰色粉砂岩,细砂岩为 主,植物化石;底部富含动物化石 10 0.14-3.52 1.85 煤层,结构简单,含1-2层夹石,厚度变化 小,均在1.5-2.5米之间 122.79 124.23 11.28-52.54 20.77 12 0.38-2.84 1.44 灰色粉砂岩,细砂岩及粉砂质泥岩,夹层 状菱铁矿;夹2-4层薄煤层,中部及底部 含动物化石 煤层,结构较复杂,含2-3层夹石,厚度变 化大 1.80-19.80 8.29 132.52 灰色粉砂岩,细砂岩为主,夹粉砂质泥岩, 含植物化石 13 0-3.74 1.60 133.82 煤层,结构较复杂,含2-3层夹石,有一层高岭石泥岩,厚 度变化大 2.07-18.83 9.26 143.08 灰色粉砂岩,粉砂质泥岩,富含植物化石,局部夹1层薄煤 层 15 1 0.70-7.57 2.54 145.62 煤层,结构简单,厚度变化大,一般在2米以上,含2-3层 夹石,有1层厚0.1米的高岭石泥岩 3.54-19.18 8.87 154.49 灰色粉砂岩,夹粉砂质泥岩,含植物化石 16 0.16-2.53 1.15 155.64 煤层,结构简单,厚度变化小,在1米左右,含1-2层夹石 17 2.63-21.50 9.69 165.33 灰色粉砂岩,夹细砂岩,夹层状菱铁矿,富含 植物化石 1.17-7.81 3.15 168.48 煤层,厚度变化大,一般在2米以上,结构复杂,其中有 1层棕褐色高岭石泥岩,俗称红砂糖 4.02-33.44 15.29 183.77 灰色细砂岩,夹粉砂岩,局部夹一薄煤, 含植物化石 18 18 1 2 0.38-5.71 1.76 0.24-5.39 1.26 0-15.43 4.81 185.53 190.01 191.27 227.12 煤层,结构复杂,厚度变化大,含2-3层夹石,煤层可见 黄铁矿晶体 灰色粉砂岩,夹细砂岩及泥岩,含植物化石 煤层,厚度变化大,结构复杂,其中有一层 鳞片状高岭石泥岩,俗称芝麻饼 22.41-58.54 35.85 上部以灰色粉砂岩为主; 中部以钙质细砂岩为主,具斜层理; 下部有一组薄煤; 底部为一标志层,由上部黑色泥岩,中部 高岭石泥岩,下部含大量动物化石的菱铁 矿组成 上 段 中 段 二 叠 系 上 统 龙 潭 组 资料来源:贵州省煤田地质局一五九队 图 1-2-1 煤系地层柱状图 - 8 - 表表 2 2 煤层特征情况表煤层特征情况表 指 标数 值备 注 煤层厚度/m2.12.5 米，平均 2.2 米。 煤层倾角（）1923，平均 22 煤层硬度/ 1.0 煤层层理中等发育 煤层节理中等发育 自然发火情况类 绝对瓦斯涌出量（m3/min）0.10.65 煤尘爆炸指数有爆炸性 地温（C）1517，一般为 16 瓦斯含量（m3/t） 9.83 地 压无冲击地压 - 9 - 表表 3 3 3 3 号煤层顶底板情况表号煤层顶底板情况表 顶 底 板岩 石 类 别厚度(米) 伪 顶沙岩、粉砂质泥岩00.1 直接顶 粉砂质泥岩、泥质粉砂 岩 1.82.4 顶 板 基本顶粉砂质泥岩、细砂岩2.55.0 伪 底泥岩0.00.1 直接底泥岩、炭质泥岩4.24.7 底 板 基本底泥质粉砂岩、炭质泥岩3.54.1 第三节第三节 地质构造地质构造 根据矿井开拓实际揭露资料，该区域为单斜状构造，局部有小断层 存在，但断层对采掘活动影响较小。 第四节第四节 水文地质水文地质 见：表 4 1033 工作面水文地质说明书 表 4 ：1033 工作面水文地质说明书 煤层名称3 号水平名称一水平采区名称一采区 巷道名称 1033 回 风下山 地面标高 （m） +1850+19 16 工作面标高 （m） +1685-1635 地面概况 构造侵蚀山地地貌，中部高南北两端低，飞仙关组地层分布地段 地形较陡，煤系地层分布地段地形较缓 概 况 井下位置及四 邻采掘情况 该巷（面）位于 3 号煤层 1685-1635 水平，上部 1685 水平往上是 1031 外上山与总回风平硐联通。 - 10 - 设计长度 （m） 170 煤层总厚度 1.65m 煤层结构块状、颗粒状为主煤层倾角 21 煤层 情况 本矿煤层属中灰、低硫高发热量焦煤，平均煤厚 1.65m。 顶底板名称岩石名称厚度 （m） 顶底板岩性特征 直接顶 粉砂岩、 泥岩 2.0 老顶细砂岩 2.5-5 煤层顶板为粉砂岩、泥岩，其上覆老顶 细砂岩，为半稳固性岩石，稳固性较好， 要防止冒顶。 直接底 泥岩、粉 砂质泥岩 4.5 煤层 顶底 板情 况 老底粉砂岩 3.5-4.5 底板为泥岩、粉砂质泥岩遇水易膨胀。 地质 构造 情况 该工作面范围地质构造简单，根据地质资料分析，该面无大断层。 该掘进头主要受上部采空区的影响，掘进过程中预计将会有少量积水渗出到施工 巷道。施工过程中需长探短掘，掘进过程中清挖好排水沟，并保持畅通，工作面 积水必须及时排出。 水文 地质 情况 及防 治水 措施 正常涌水量 0.5m/h 最大涌水量 5m/h 瓦斯 煤层相对瓦斯涌出量：Q 相=5-12.89m/吨。属高突瓦斯矿 井。 煤尘爆炸性（爆炸指 数） 经鉴定，煤层具有爆炸性。 煤层自然发火性经鉴定为类。 地温15-17，一般为 16。 影响 掘进 的其 它地 质或 自然 因素 地压无资料，但井区长期开采揭露一般无冲击地压现象。 - 11 - 第三章第三章 巷道布置及支护说明巷道布置及支护说明 第一节第一节 巷道布置巷道布置 本巷道在+1685-1635 水平主平硐东侧沿 3 号煤层往西南倾斜布置， 1033 回风下山掘进 170 米后布置 1033 工作面水仓。1033 运输巷在 3 号 煤层沿着煤层走向布置，方位：128，坡度 35，设计总长度 390m。详见1033 工作面巷道布置图。 第二节第二节 矿压观测矿压观测 一、顶板离层仪 1、顶板离层仪的安装 （1）在顶板上打一深度为 6m，直径 28mm 的钻孔。 （2）使用锚索钻杆分别将离层仪带有 6m 和 2m 脚线的两个探头推 到孔底，然后把离层仪测读装置竖杆上的小铁片掀起来并将测读装置的 竖杆塞入孔中，使测读（横）杆尽可能贴近顶板且平行于顶板平面。 （3）把两测读杆孔中的钢丝拉紧，并用螺丝刀旋松脚线上的固定螺 丝，调整固定装置的位置使测读杆上的游标内侧位于 10mm 刻度线上 （10mm 即为初读数）。 （4）为测出顶板暴露后真正的离层量，离层仪安装位置距迎头应不 大于 5m。 （5）开口 5m 范围内安装一套顶板离层仪和锚杆测力计，要求顶板 离层仪两相邻测站的间隔距离为 50m。 2、顶板离层仪的观测 从安装结束之后的 10 天内，每天观测 1 次。10 天之后，如无明显 变化，改为 5 天观测 1 次，如果连续三次观测读数之差在 1mm 以下，观 测的时间间隔可延长到 30 天。离层观测读数填写在现场记录牌板上并 将数据存档。 二、每隔 50m 左右设一组测点，每组测点测量腰线上下和中线左右 的数据，若巷道发生变化，及时向矿总工程师汇报。在巷道遇断层等地 质构造的围岩压力显现区域，要增加测点密度，测点间距为 30m，断层 - 12 - 两侧各 510m 设一组测点，每 2 天测量一次数据，并将数据向相关部 门汇报。每旬进行一次巷道观测情况分析，对巷道变化情况进行总结， 并提出对巷道支护的建议。 第三节第三节 支护设计支护设计 一、巷道设计断面与支护一、巷道设计断面与支护方方式式 1、施工巷道设计断面为梯形采用矩形断面，锚、网+锚索支护， 锚杆间（排）距为 800800mm，锚网规格为 10002000mm，网片之间 的搭接长度为100mm，锚杆的外露长度为50mm 且30mm，锚盘必须 紧贴顶帮，锚盘规格为 160mm160mm8mm。打设角度必须符合要求。 搭设必须牢固可靠。完成支护后，巷道上下净宽为 3.0m，巷道高为 1700mm,巷道掘进断面为 5.2m2。（具体见下图） 2、施工要求： 严格按照给定的中线进行施工。 - 13 - 支护质量必须达到质量标准要求的相关规定，合格率在 85%以上。 在掘进过程中，遇到地质构造带（断层破碎带、褶曲带、岩溶地带） 和煤层时，必须加强支护，加强支护材料为 15.2 的锚索 每间隔 1.6m 补设一排（顶），间距为 800mm，与锚杆支护形成“五花 眼”（梅花眼）的支护形式。 二、支护二、支护设计设计： 1 1、临时临时超前超前支护：支护： 临时支护采用采用 2 根 4 寸轻轨，用溜链固定在锚杆上，无缝钢管 或轻轨上面铺设板条背实顶板，板条厚度不得小于 50mm，长度为 2000mm，距巷道两端及迎头端面距均不得大于 200mm，板条间距不得大 于 200mm。轻轨长为 4m，用溜链固定在三棵锚杆上进行支护，随工作面 推进而交替迁移。 安装前探梁必须先进行敲帮问顶，去掉活矸松岩，在安装前探梁链 环前，必须使吊环牢固及质量可靠，确认安全后，方可安设链环，进行 前探支护。 使用方法为：施工前，首先班组长指定专人监护 , 站在顶板完好、 退路畅通的安全地点用专用敲帮问顶工具进行敲帮问顶工作，包括对正 迎头的敲问，确认无安全隐患后方可进入迎头进行架设前探梁工作。 （1）支护： 作业方式的选择： 掘支顺序作业。 支护形式（材料）的选择： 采用锚、网进行支护。 - 14 - 锚杆支护参数的确定： 、按悬掉理论设计锚杆支护参数： a、锚杆长度： 锚杆长度通常按下式计算： L=L1+L2+L3 （4-1） 式中，1为锚杆外露长，其值主要取决于锚杆类型及锚固方式， 一般1=0.15m。2为锚杆有效长度。3为锚杆锚固段长度，一般对 端锚 L30.30.4m。对于 L2的确定方法通常按照下列方法进行确定： 当直接顶需要悬掉而他们的范围易于划定时，L2应大于或等于他 们的厚度。 当巷道围岩存在松动破碎带时，L2应大于巷道围岩松动破碎区高 度 hi，hi可按下式确定： hi= (4-2) 100 2)100(LRMR 根据爆破理论，确定巷道围岩松动破碎区高度取值为 1.5m，该围 岩的普式系数为 5，代入上式计算得21.58m，考虑 1.2 的安全系数， 锚杆 L2的长度确定为 1.89m；为了确保安全，考虑足够的安全富于系数， 确定选用 2.0m 长的锚杆。 b、锚杆杆体直径： 锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，即 - 15 - d=35.52 （4-3） t Q 式中，d 为锚杆杆体直径，经过计算为 20mm；Q 为锚固力，由拉拔 试验确定，100KN；t 为杆体抗拉强度，315Mpa。取锚杆直径为 20mm 以上。 c、锚杆间、排距： 锚杆间、排距根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定，即锚杆悬掉的岩 石重量等于锚杆的锚固力。通常锚杆按等距排列。a=Sc=S1 a= (4-4) 2LK Q 式中，Sc、S1为锚杆间、排距；K 为锚杆安全系数，一般取 K1.52； 为岩石体积力。 前探梁 长度为前探梁 支护形式为 三梁九钩 不大于 板皮 厚度不小于5cm 锚杆 前探梁支护示意图 根据上述公式，代入相关数据：锚杆锚固力（Q）为 100KN；杆体抗拉强度(t)为 315Mpa； 为 25KN/m3；K 值取 2；因此可确定锚杆的间、排距为 1000mm，考虑现场的情况， - 16 - 保证足够的安全富余系数，确定锚杆间（排）距（等距排列） 采用（a 实a理）为 800800mm。 2、工艺流程图 安全检查1打眼、装药、联线、放炮3吹散炮烟5安全检查6 检查瓦斯2 移设探头、撤出电煤钻等移动设备4 安全检查、瓦斯检查7移设前探梁、临时支护9 移设探头、电话、安设锚杆钻机等移动设备8 点眼、打锚杆眼、挂网、安设锚杆9 出货10文明生产11 3 3、永久支护：永久支护： 巷道设计断面为矩形，上净宽 3.0m，下净宽 3.0m，净高 1.7m，净 断面 5.1m。 锚、网+锚索支护，锚杆间（排）距为 800800mm，锚网规格为 10002000mm，网片之间的搭接长度为100mm，锚杆的外露长度为 50mm 且30mm，锚盘必须紧贴顶帮，锚盘规格为 160mm160mm8mm。打设角度必须符合要求。搭设必须牢固可靠。完 成支护后，巷道宽为 3.0m，。详见上图：巷道断面图。 - 17 - 第四章第四章 施工工艺施工工艺 第一节第一节 施工方法施工方法 一、施工准备：一、施工准备： 1、施工前，由区队长负责组织，技术人员负责传达批准的掘进 作业规程。传达后进行考试、签字，成绩合格者方可参加本工程的施 工作业。不合格的人员必须补考，补考合格后才能参加本工程的施工作 业。 2、施工前，技术部门必须提前标定好中线，施工单位必须严格按 中线施工。 3、准备好施工用工器具、风水管路、供电、支护材料、通风与运 输设备设施等。 4、安装好矿井“六大系统”等安全设备设施和防尘、防灭火、隔 爆与防突设施。 二二、施工工艺：、施工工艺： 交接班安全检查引中线打眼放炮出煤、矸（敲帮问顶） 挂设前探梁出煤、矸刷帮、抠挖腿窝撤除前探梁架设工字钢 棚背帮顶、打设撑木接着进行下一循环作业文明卫生。 三三、施工方法：、施工方法： 1、巷道施工采用风钻或煤电钻打眼和一次爆破成巷方式掘进。 2、采用锚杆、锚网+锚索支护，断面规格、支护要求见前。 3、工作面循环进尺为 1.5m，每班完成 2 循环、进尺 3 米，每天计 划三班作业。 四、特殊施工方法：四、特殊施工方法： 1 1、“敲帮问顶敲帮问顶”的施工方法：的施工方法： 严格执行敲帮问顶制度，敲问时要先顶后帮，同时，班组长必须安 排专人监护，监护人员要站在敲问人员的侧后方。开工前班组长及安全 检查员必须对施工巷道安全情况进行全面检查，敲掉悬矸危岩，确认无 - 18 - 危险后，方准工人进入工作面。每个工作人员工作前和工作中必须认真 地检查一次工作地点及附近巷道的顶板、两帮及迎头围岩的支护情况， 发现顶帮围岩发生裂隙、有片落现象、支护没有达到设计要求等情况时， 必须首先敲帮问顶或按设计要求进行支护或改正维修支架，没有处理妥 善前，不得进行其它工作。 2 2、“有掘必探、先探后掘有掘必探、先探后掘”的施工方法：的施工方法： 采用先探后掘的方式，探水与掘进循环作业的施工次序采用先探后掘的方式，探水与掘进循环作业的施工次序。施工前， 采取“探 60m 掘 30m”的施工方法进行施工。即施工前，使用探水钻实 行超前探测前方水情。探眼布置在迎头位置煤层中，施打一组探眼共 5 个。中间钻孔沿巷道掘进方位角与坡度水平布置；左右帮两个钻孔各距 左右帮间距 0.40.5 米，与巷道掘进方位呈水平外夹角 810沿 煤层伪倾向施钻；另两个钻孔分别位于中间钻孔与外帮钻孔之间，与巷 道掘进方位呈水平外夹角 45沿煤层伪倾向施钻；中间钻孔设计 深度 60 米，控制巷道前进方向；周围 4 个钻孔设计深度 61 米，控制巷 道前进方向及两帮轮廓线外 8 米范围。见1033 运输巷先探后掘探放 水专项设计的探放水钻孔设计布置图。 施打探眼时，采用直径 ZDY-750 液压探水钻机，备有钻机 2 台，1 台工作，1 台备用。施工时，施工人员要站在钻机的两侧进行施打，严 禁站在钻机的后方。施打探眼期间要注意观察，如果钻孔内有压力水流 涌出等其他异常情况，不要将钻杆拔出，应及时汇报调度室，以便及时 采取措施进行处理。 3 3、过地质异常区的施工方法：、过地质异常区的施工方法： 发现地质异常区时，必须及时汇报矿调度室、总工办、安全科等相 关管理单位，及时组织人员去现场查看情况，再根据现场情况另行编制 补充安全技术措施。 第二节第二节 凿岩方式凿岩方式 一一、施工机具的配备、施工机具的配备 （1）ZBKJ-No5.6（215kW）局部通风机 2 台。 （2）MSZ-12 型煤电钻 2 台（1 台工作，1 台备用）。 （3）YT-29 风动凿岩机（1 台工作，1 台备用）。 - 19 - 二二、凿岩方式、凿岩方式 1、巷道开口施工时采用手镐施工，随掘随支，循环进度不大于 800mm。 2、手镐开口掘进 2 米后，巷道采用煤电钻打眼放炮掘进。 第三节第三节 爆破作业爆破作业 一、爆破器材一、爆破器材 采用二级煤矿许用乳化炸药。IV 段毫秒延期电雷管，总延期时 间不超过 130 毫秒。采用 MFB-100 型矿用安全网路闭锁发爆器。 二、炮眼深度二、炮眼深度 根据巷道围岩条件、断面（联络巷）规格、进尺计划及施工技术装 备水平等因素，综合分析确定平均炮眼深度 1600mm。 三、掏槽方式三、掏槽方式 采用楔形掏槽：眼中间距 600mm，眼底间距 200mm，深度比其它炮 眼深 200mm。 四、装药结构四、装药结构 炮眼采用正向连续装药，用水炮泥和粘土炮泥封实。 五、装药爆破：五、装药爆破： 装药前要用压风将炮眼内岩屑冲洗干净，装药人员不超过 2 人，由 班组长和有经验的老工人配合放炮员进行装药，严格按照炮眼布置图及 爆破图表装药，装药前要将迎头 20m 范围内的一切电源切断，班组长安 排专人在安全地点警戒，警戒位置距迎头距离不得小于 300m，并有掩 体或躲避所，放炮地点在 1033 运输巷外的 1620 联络巷处。放炮前必须 将 1620 联络巷的防突风门关闭好。装炮时严禁从事其它与装炮无关的 工作，每装一个后要将已扭结短路的雷管脚线挽好不得落地（详见放炮 警戒图）。在装药前、放炮前瓦检员必须认真检查瓦斯浓度，如果发现 瓦斯超限，严禁装药与联线放炮。 - 20 - 六、联线：六、联线： 装炮完毕后，无关人员撤至安全地点，现场除安监员、瓦检员、班 组长外，只留两名有经验的老工人协助放炮员联线，由迎头向外敷设至 警戒线外放炮地点。联线后由放炮员对爆破网络进行全电阻测试，最后 由放炮员连接母线，准备放炮。 七、爆破：七、爆破： 班长清点人数，确认人员全部撤出无误后下达放炮命令，放炮员再 次对爆破网络进行全电阻测试无误后，连接发爆器充电，发出警号后放 炮。 八、通风：八、通风： 爆破后应立即通风吹炮烟，吹烟时间不小于 30min，待炮烟散尽， 由爆破工、班长、瓦检员检查爆破效果，瓦斯员检测瓦斯。确认爆破正 常、工作面安全后通知其他人员进入工作面进行下一道工序。 附：1、爆破布置三视图；2、爆破说明书；3、炮眼装药结构图； 4、预期爆破效果。 12 3 4 5 67 8 9 10 11 12131415 16 1718 19 20 炮 眼 布 置 图 2 2、爆破说明书爆破说明书（表（表 4-14-1） - 21 - 表 4-1 3、炮眼装药结构图 4、预期爆破效果（表预期爆破效果（表 4-4-2 2） 眼号名称 炮眼深 度 (mm) 炮眼 与 水平 面 夹角 炮眼 与 垂直 面 夹角 装药量 （kg/个）装药 量 （kg ） 封泥 长度 (mm) 连线 方式 爆破 顺序 1-4 掏槽眼 18008000.62.4600 串联 I 5-7 辅助眼 1600000.451.35600 串联 II 8-11 周边眼 1600000.31.2600 串联 III 12-15 顶眼 16007500.31.2600 串联 IV 16-20 底眼 16007500.452.25600 串联 V 计 8.4 - 22 - 表 4-2 预期爆破效果 名 称单位数量名称单位数量 炮眼利用率 %93 每米炸药消耗量公斤/米 5.6 每循环进尺米 1.5 每循环炮眼长度米 32.0 每循环爆破实体 煤 （岩）层 米 3 5.5 每立方米雷管消耗个/米 3 3.64 炸药消耗量公斤/米 3 8.4 每米巷道雷管消耗个/米 13.33 第第四四节节 装装载载与与运运输输 一、装煤及运输方式一、装煤及运输方式 ： 工作面采用放炮破煤，人工攉煤；1033 运输巷使用刮板运输机 1031 运输巷刮板运输机 主平硐皮带运输，另主平硐铺设有一轨道 运输系统，通到 3#层 1031 运输巷口，用于提升运输井下矸石和下放设 备、材料。 运煤路线：迎头1033 运输巷1031 运输刮板运输机主平硐皮 带地面； 运矸路线：迎头1033 运输巷1031 运输刮板运输机主平硐轨 道（矿车）地面。 二、运输设备：二、运输设备： 地面、主平硐、1033 回风下山采用刮板运输机和皮带运输。 第五节第五节 管线管线及轨道及轨道敷设敷设 在施工过程中需敷设电缆、风水管路及风筒，要求吊挂牢固整齐。 电缆垂度一致；水管要接口严密，不得出现漏水现象，水管距迎头 20m 范围内使用一寸胶管，20m 外使用二吋钢管，要随工作面前进及时延长， 以备迎头正常用水。风筒采用直径为 600mm 防静电阻燃风筒，风筒要环 环吊挂，风筒出风口距迎头不得大于 5m。 - 23 - 根据设计，1033 运输巷不铺设轨道。 第六节第六节 设备及工具配备设备及工具配备 设备及工具配备情况表 序 号 设备工具名 称 型号规格功率 单 位 数 量 备 注 1 局部通风机 ZBKJ-No5.6215KW 台 2 备用 1 台 2 刮板输送机150 型 40KW 部 1 3 煤电钻 MSZ-12 台 2 备用 1 台 4 激光指向议台 1 5 皮带输送机600 型部 1 6 潜水泵台 2 备用 1 台 第五章第五章 生产系统生产系统 第一节第一节 通通 风风 一、通风方式及供风距离：掘进工作面通风方式采用压入式通风方 式，从局部通风机出风口连接直径为 600mm 的抗静电阻燃的软质风筒 往 1033 回风下山掘进工作面供风，预计最长供风距离 200 米。 二、装备“双风机、双电源”和“三专两闭锁”设施，装备能自动 切换风机与电源供风功能。 三、工作面需风量计算三、工作面需风量计算 1033 回风下山掘进工作面实际需要的风量，按瓦斯（二氧化碳）、 巷道断面及二氧化碳涌出量、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，并按其中最大值选取。 1 1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算 - 24 - 瓦斯涌出量计算 Q = 100qk m/min 式中 q工作面瓦斯绝对涌出量，到目前 为止所有掘进工作面最大瓦斯涌出量 根据矿井开采保护层的瓦斯涌出量统计 q=0.10.65m/min k瓦斯涌出不均衡通风系数，本工作面取 1.52.0 即 Q = 1000.652=130m/min 2 2、按工作面同时工作最大人数计算、按工作面同时工作最大人数计算 Q = 4n 式中 n工作面同时工作最大人数，本工作面取 12 人 即 Q = 412 = 48m/min 3 3、按最大炸药消耗量计算、按最大炸药消耗量计算 Q = 10A =108.4=84 m/min 4 4、按掘进巷道最低风速计算：、按掘进巷道最低风速计算： Q =15S 净 式中 S 净 掘进工作面设计净断面积，S 净取 5.0m Q = 155.0=75 m/min 5 5、风机、风筒规格选型：、风机、风筒规格选型： 掘进通风选用 ZBKJ-No5.6 型局部通风机，电机功率为 15KW，技术 规定风量为 145-350 m/min，风筒规格选用直径 600mm 阻燃风筒。 掘进工作面设计风量按 200 m/min 进行配风。 6 6、工作面风量验算：、工作面风量验算： ，煤巷工作面最低风量 Q 煤15S 煤 - 25 - 式中：15半煤岩巷掘进工作面最低风速验算系数； S 煤煤巷掘进断面积，； 200m/min155.0=75m/min， ，按最高风速验算 Q240S 则 200m/min2404.4=1056m/min ，按工作面温度和炸药消耗量验算，见下表： 炸药量/kg 20 温度/ 6 以 下 16 22 23 26 16 以 下 16 22 23 26 16 以 下 16 22 23 26 需要风量 /(m.min- 1) 4050605060806080100 表中可知，满足炸药和温度需求 按照 200 m/min 进行配风，满足掘进工作面对局部通风机风压和 风量的要求。 四四、局部通风机安装地点和通风系统：、局部通风机安装地点和通风系统： 1、局部通风机安装地点 局部通风机安设在 1031 外上山东翼的专用风机巷内的全负压风流 中，专用风机巷内构筑一道调节风门，平时用门销固定，处于常闭状态， 局部通风机实行“双风机、双电源、自动切换供风”和“三专两闭锁”。 2、通风系统 工作面进风系统：地面主平硐局部通风机1033 回风下山 迎头。 工作面回风系统： - 26 - 迎头1033 回风下山1031 外上山总回风上山总回风平硐 地面。 附：1033 回风下山掘进通风系统图 第二节第二节 压压 风风 一、一、压风系统简述：压风系统简述： 井区在地面建有一座空压机站，安设 2 台 1325KF-10 型空气压缩机， 其中 1 台运转，1 台备用，备用的空压机保证能在 10min 内启动，井下 主压风管路采用108钢管铺设至工作面外石门，工作面压风系统支 管采用 2 寸钢管接送到各用风作业地点与各巷道。 二、二、压风线路：压风线路： 地面空压机站主平硐1033 回风下山迎头。 第第三三节节 瓦斯防治瓦斯防治 一、防止瓦斯积存的措施一、防止瓦斯积存的措施 1、加强局部通风管理。掘进工作面必须采用局部通风机通风，局 部通风机及附属设施的安装要符合煤矿安全规程的规定，杜绝循环 通风和串联通风。 2、掘进工作面采用“双风机、双电源和三专两闭锁”，并实现主、 备风机自动切换；矿井必须实现“风电”“瓦斯电”闭锁管理制度。局 部通风机要保持连续运转，不得随意停开，并有专人负责，实行挂牌管 理；安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定： 局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。 压入式局部通风机和启动装置，必须安装在全负压进风巷道中， 距掘进巷道回风口不得小于 10m；全风压供给该处的风量必须大于局部 - 27 - 通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风 速必须符合煤矿安全规程第一百零三条的有关规定。 必须采用抗静电、阻燃风筒，风筒采用专人管理维护检查，风筒 不得漏风，风筒必须采取措施进行吊挂。 正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时， 正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工开 启局部通风机。 每 10 天至少进行一次甲烷风电闭锁试验，每天应进行一次正常 工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响 局部通风，试验记录要存档备查。 掘进工作面不得随意停风；因检修、停电、故障等原因停风时， 必须将人员全部撤至全负压进风流处，并切断电源。恢复通风前，必须 由专职瓦斯检查员检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近 20m 以内 风流中的瓦斯浓度都不超过 0.5%时，方可由指定人员开启局部通风机。 将冒落空洞进行填实，支架两侧及顶板、背板密实。 二、严格瓦斯检查制度二、严格瓦斯检查制度 （1）必须建立瓦斯、二氧化碳和其他有害气体检查制度，并遵守下 列规定： 矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程 技术人员、班长、流动电钳工、安全检测工下井时，必须携带便携式甲 烷检测报警仪或数字式瓦斯检测报警矿灯。瓦斯检查工必须携带便携式 甲烷检测报警仪和光学甲烷检测仪。 掘进工作面的瓦斯和二氧化碳浓度检查次数每班至少 3 次；必须 有专人经常检查，并安设甲烷断电仪。 瓦斯检查人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认 真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查 地点的记录牌上，并通知现场工作人员。瓦斯浓度超过本规程有关条文 的规定时，瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。 - 28 - 定期检查一氧化碳浓度、气体温度等的变化情况。 三、加强瓦斯抽放三、加强瓦斯抽放管理管理 矿井瓦斯治理应以“一通三防”为基础，坚持“先抽后采、监测监 控、以风定产” 的煤矿瓦斯治理方针，着力构建“通风可靠、抽采达 标、监控有效、管理到位、隐患排除、综合利用”的煤矿瓦斯治理与综 合利用工作体系。瓦斯抽放另报安全技术措施。 4 4、加强煤与瓦斯突出的监测与防治工作加强煤与瓦斯突出的监测与防治工作 1、根据矿井实际情况，做好以开采解放层为主的区域防突措施和 区域验证工作。 2、加强工作面的监测管理，做好“四位一体”的局部综合防突措 施。 3、具体防治煤与瓦斯突出措施详见1033 运输巷掘进工作面专项 防突设计及措施。 第四节第四节 综合防尘综合防尘 一、供水系统简述一、供水系统简述 供水系统为：地面 200m静压水池回风平硐回风下山1033 回 风下山迎头。 二、防尘措施：二、防尘措施： 1、巷道掘进时，供水管路每隔 50m 留设支管及阀门，定期冲刷巷 帮。 2、掘进工作面距迎头不大于 10m、及 50m，各设一道降尘水幕。 3、钻眼时采取湿式钻眼。 4、迎头爆破降尘采用爆破自动水幕实现自动喷雾降尘。 - 29 - 5、使用好水炮泥。 6、作业人员佩戴好劳动保护用品，搞好个体防尘。 7、要保证各种防尘设施齐全、好用、雾化好，设施固定牢固，三 通阀门要保证好用，不漏水。 第五节第五节 防防 灭灭 火火 1、掘进时，采用煤电钻打眼，爆破喷雾降尘，使用阻燃风筒、阻 燃橡套电缆，搞好文明施工； 2、擦拭设备的油污棉纱集中收放在矸石车内埋在矸石下，随矸石 矿车运出井外；施工现场禁止存放易燃物品。 3、工作面防火的重点是防设备、机械摩擦生热、电缆和人为火灾。 根据火灾发生的原因采取不同的灭火方式。 4、在迎头外 100m 范围内合适地点备用砂子、灭火器和水管等消防 材料与器具，在机电设备与开关处备用砂子、灭火器等消防材料与器具 备用灭火。 5、若发生火灾，应首先切断火区的电源（除风机电源外、），立 即汇报跟班矿长，并及时向调度室汇报，在跟班人员或有经验的老工人 带领下组织灭火；调度室以便组织力量进行处理。若火势无法控制时， 应组织人员按避灾路线进行撤离。 第六节第六节 安全安全监控监控 一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：一、便携式甲烷报警仪的配备和使用： 1、矿领导、队长、技术人员、流动电钳工及其他安全管理人员下 井时携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的瓦斯进行不间断的监测， 如有报警现象（瓦斯报警点为 1.0%）必须进行处理。 2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在 爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录。 3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的 报警仪悬挂在掘进工作面后风筒对侧，在距迎头不超过 5m 范围，距帮 不小于 200mm，距顶板不大于 300mm。当报警时，停止工作，汇报跟班 - 30 - 领导，查明原因，进行处理；无法立即处理时，立即切断电源，将人员 撤出至全风压通风的安全地点，拉绳警戒，禁止与排除瓦斯无关的人员 进入瓦斯超标的巷道内；并将现场情况汇报给调度室、通防科和井区领 导，采取相应措施，进行处理；未处理妥善前，不得进行其他工作。 4、机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地 点 20m 范围内检查瓦斯浓度，有报警现象时，不得通电或检修。 二、安全监测系统及管理执行如下规定二、安全监测系统及管理执行如下规定 1、井下分站应设置在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无 滴水、无杂物的进风巷道或硐室中，安设时应垫支架，或吊挂在巷道中， 使其距巷道底板不小于 300mm。本掘进工作面设计安装二个甲烷传感器 T1 和 T2。 2、安装安全监控设备时应提供供电电源，并负责接入。安全监控 电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接入被控开关负荷侧。 3、安装断电控制时，必须根据断电范围要求，提供断电条件，并 接通井下电源及控制线。断电控制器于被控开关之间必须正确接线，具 体方法由主要技术负责人审定。 4、迎头甲烷传感器 T1 悬挂在掘进工作面风筒对侧距迎头 5m 范围 以内，距帮不小于 200mm，距顶不大于 300mm。 甲烷传感器 T1 报警点甲烷浓度0.8%（CH4),断电点甲烷浓度 1.5%（CH4)，复电点甲烷浓度0.8%（CH4)； 甲烷传感器 T2 安装在工作面回风流与全负压新鲜风流汇合处前 10 米处，其报警点甲烷浓度0.8%（CH4),断电点甲烷浓度1.5%（CH4)， 复电点甲烷浓度0.8%（CH4)。 甲烷传感器甲烷传感器 T1T1 和和 T2T2 控制的断电范围：控制的断电范围：为 1033 运输巷掘进工作面 巷道内及回风流中的一切非本质安全型电器设备（如刮板运输机、皮带 机、煤电钻、探放水钻等）。 5、由监控中心安装好安全监控设备，达标后交给区队管理。井下 使用的分站、传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等由所在区域的 区队长、班组长负责使用和管理。 - 31 - 6、随着掘进距离的延长，及时安排人员提前到监控中心领取监控 电缆（200m 以上/根），双方在记录台帐上签字；区队维修工负责井下 延伸冷补工作，安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆连接，严禁与 调度电话电线和动力电缆等共用。 7、每七天必须到监控中心领取标校好的甲烷传感器进行更换，每 七天配合监控中心对甲烷超限闭锁功能进行测试。 8、管理人员、班组长、维修人员等必须每天检查安全监控设备及 电缆是否正常，使用便携式甲烷报警仪与甲烷传感器进行对照，读数误 差大于允许误差时（0.1%），应立即通知监控中心进行处理。 9、发现井下监控设备出现故障或监控设备工作异常时，要及时汇 报调度室，并立即通知现场维修工检查监控设备、电缆是否损坏，发现 问题先行进行处理。 10、使用中的传感器应经常擦拭，清除外表积尘，保持清洁，传感 器应每天除尘；传感器应保持干燥，避免洒水淋湿；维护、移动传感器 应避免摔打碰撞。 11、传感器在爆破前应移到安全位置，爆破后应及时恢复到正确位 置。对需要经常移动的传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等，由 班组长按规定移动，严禁擅自停用。 12、与安全监控设备关联的电气设备、电源线和控制线在改线或拆 除时，必须与安全监控管理部门共同处理。检修与安全监控设备关联的 电气设备、需要安全监控设备停止运行时，必须经矿主要负责人或主要 技术负责人同意，并制定安全措施后方可进行。 13、当发现甲烷传感器报警时，将现场情况汇报调度室，停止一切 工作，立即切断电源，将人员撤出至全风压通风的安全地点，拉绳警戒， 禁止与排除瓦斯无关的人员进入瓦斯超限的巷道内，按照瓦斯超限应急 预案，采取相应措施进行处理，未处理完毕前，不得进行其它工作，险 情排除后接到调度室通知方可施工。 第七节第七节 供供 电电 - 32 - xx 井区电源来自淤泥乡变电所的 10KV 电压，经矿配电室变为 660V 和 380V 电压分别用 95 mm和 70 mm电缆输送到井下机电硐 室配电开关，然后分别配送至各采掘工作面。本处掘进工作面的电 源来自 1620 运输石门配电开关，供风机、皮带机、刮板机和迎头 煤电钻使用。电缆要吊挂整齐，电缆钩每 1.5m 一个，电缆的垂度 符合掘进安全质量标准化的要求。 第八节第八节 排排 水水 施工中巷道坡度为 19-21并要有水沟，如工作面有水时，用潜 水泵排到主平硐后自动流出，确保迎头正常排水。 排水路线：工作面1033 回风下山主平硐地面。 第九节第九节 运运 输输 一、运输系统一、运输系统 工作面采用放炮破煤，人工攉煤，1033 运输巷使用刮板运输机和 皮带运输，1620 运输石门、13#皮带运输上山及主平硐用皮带运输机运 输，另主平硐安装有一套轨道运输系统至 15#轨道下山，可用于工作面 运输矸石和