西掌回风暗斜井施工操作规程难点.doc

山西长治联盛煤业有限责任公司回风暗斜井延伸段炮掘施工作业规程 山西长治联盛煤业有限公司回风暗斜井延伸段炮掘施工作业规程第一章 工作面基本概况第一节 工作面井上下及煤层对应关系一、巷道名称本作业规程掘进的工程为回风暗斜井二、巷道用途回风暗斜井延伸段服务于9#煤、15#煤采掘工作面的回风任务。三、巷道位置回风暗斜井位于原回风立井南50米处，地面无建筑物、村庄。四、巷道掘进工程量回风暗斜井：倾角26，净宽4.0m，长度291.5m，至15号煤层底板。五、附图一：回风暗斜井延伸段平面布置图 附图二：回风暗斜井延伸段剖面图第二节 工作面上下左右四邻关系、采掘情况及影响表一 井上下对照关系表 水平 、采区 二水平工程名称 回风暗斜井井筒施工 地面标高13261214m井下开口标高 1012.5m地面相对位置、建筑物及其它 回风暗斜井直接延伸，地面无建筑物、村庄井下位置及相邻关系与原回风立井相邻邻近采掘情况对本面影响邻近采掘情况对本工作面的影响不大 第二章 地质情况 第一节 煤层赋存特征表二 煤层特征情况表指标参数指标参数 厚度m（1.201.70）1.45倾角（最小最大）平均（120140）130结 构简单煤层节理发育程度发育硬 度f=0.54自燃发火期/d90180煤尘爆炸指数有爆炸性地温正常煤层情况描述井筒掘进过程中，煤层厚度变化不大，煤层节理发育第二节 地质构造情况回风暗斜井延伸段位于大同组第二段的三亚段中上部3#煤层之下，上距15#煤层120-139m。平均128.4m。工作面区域地层整体为一南东方向倾斜的单斜构造，走向235，煤层倾角1214，平均为13。本煤层一般不含夹石，顶、底板岩性一般为泥岩，本煤层层位稳定，厚度及煤质变化小，平均厚度1.45 m，结构简单、煤类单一，本煤层属大部分可采的稳定煤层。第三节 预测或实测瓦斯、火、煤层情况根据地质柱状图显示回风暗斜井延伸段井筒主要穿越为岩石段，其中会穿越9#煤层，9#煤爆炸性试验结果和自燃倾向性试验结果可知：9#煤之煤尘均有爆炸危险性；9#煤层自燃倾向性等级为类，属自燃煤层，自燃发火期90180天。9#煤层绝对瓦斯涌出量为0.25 m3/min，相对瓦斯涌出量为5.7m3/t。第四节 水文地质情况目前影响回风暗斜井延伸段安全生产的主要因素为9#煤层与15#煤层之间的裂隙承压含水层水，该含水层水头较高，流量小，补给条件差，属多年贮存下来的水。由于受掘进活动影响，水压力不大，易于疏干。但必须坚持“有掘必探、先探后掘”的原则。第三章 井筒布置情况第一节 井筒简述一、回风暗斜井呈拱形断面锚网索喷支护：毛断面为4.23.7m(宽高)，墙高1.6m，净断面为4.03.6m，巷道喷射砼厚度为100，砼强度为C20，井筒延伸掘进长度为291.5米，毛水沟布置于井筒下帮断面为370350。二、回风暗斜井躲避硐室呈拱形断面锚喷支护：毛断面为1.92.151.5m（宽高深），净断面为1.51.951.5m，帮顶及正头喷射砼厚度为200，砼强度为C20，共掘7个躲避硐室，合计14m。四、巷道掘进总工程量为305.5米。附图四：巷道断面图第二节 施工顺序回风暗斜井按方位角73O49/09/从东翼回风3301巷向下开口，断面为4.23.7m（毛宽毛高），沿26O下山掘进，每隔40m施工一个躲避硐，断面为1.92.151.5m（宽高深），在掘进过程中如遇涌水量增大超出正常施工排水设备排水能力时，报请矿方施工临时水仓。第三节 巷道中腰线布置根据设计图纸及实地测量，由地测科给定巷道的中腰线，施工时严格按中腰线施工。第四章 巷道支护第一节 支护设计结论说明回风暗斜井拱形断面锚网索喷支护： 名称断面单位（mm）面积备注回风暗斜井延伸段毛宽4200S13.64m2锚喷支护喷砼厚度100毛高3700净宽4000S12.68m2净高3600 回风暗斜井躲避硐室呈拱形断面锚喷支护： 名称断面单位（mm）面积备注回风暗斜井躲避硐室毛宽1900S3.7m2锚喷支护喷砼厚度200毛高2150净宽1500S2.7m2净高1950第二节 临时支护的方式 回风暗斜井掘进施工过程中采用金属前探梁作为临时支护。采用两根4.5m长的3寸钢管作为金属前探梁，采用4寸法兰盘焊上锚杆螺母吊挂金属前探梁，每根金属前探梁采用两个吊挂环。安装金属前探梁进行临时支护时，先将吊挂环拧在锚杆外露端，然后将金属前探梁穿在吊挂环内。放完炮后，站在永久支护下进行敲帮问顶，撬掉浮矸活石，然后挂顶网和钢带，前移前探梁把网片和钢带挑在前探梁上面，按照巷道中线调整钢带和网片位置，确认无误用木板梁和木楔把前探梁和顶板背紧。施工人员站在安全可靠的临时支护下出煤矸后，打设锚杆、锚索进行永久支护。临时支护金属前探梁的前端，必须安装防止额头煤（岩）块松动掉落伤人的挡矸设施。临时支护图 第三节 永久支护 采用锚网喷+锚索联合支护，喷射混凝土标号为C20，拱、帮部锚杆均为级左旋螺纹钢筋树脂锚杆，回风暗斜井采用的锚杆规格为202200mm，三花眼布置，拱、帮部锚杆均充填药卷2卷，锚杆间排距为800800mm；回风暗斜井断面采用的锚杆规格为202200mm，三花眼布置，拱部锚杆均充填药卷2卷，帮部锚杆均充填药卷2卷，锚杆间排距为800800mm；以上充填药卷均为树脂药卷，药卷规格2350型，托板为铁质，规格为长宽厚为150mm150mm10mm，井筒全断面挂6.5mm的钢筋网，网孔尺寸为150mm150mm，树脂锚杆预应力为30-40KN，锚固力不低于60KN，钻孔轴线垂直于半圆拱切线方向，偏差角不大于3度，井筒拱部补打锚索，锚索平均长度为6000mm，间排距均为1600mm，每眼充填药卷5个，锚索托梁采用12-600，锚索预应力为200KN，锚固力介于200250KN之间，钻孔轴线垂直于半圆拱顶切线方向，偏差角不大于3度。1、顶、角锚杆锚杆形式和规格：杆体为f20左旋无纵筋螺纹钢筋，钢号为335号，长度2200mm，杆尾螺纹为M24。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335型在上，另一支规格为Z2360型在下，钻孔直径为f28mm，锚固长度为1100 mm。锚杆托板：采用强度配套的拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈，托板尺寸为12013012mm的钢托板，球形垫孔径24。网片规格：采用机制金属经纬网护顶，网孔规格4040mm，两个网片搭接100mm，网片规格30001200mm。锚杆布置：锚杆间距800mm，排距800mm，顶锚杆每排3根锚杆，角锚杆边角两根距巷帮100 mm，每排4根锚杆。锚杆角度：全部垂直岩壁打设。2、帮部锚杆锚杆形式和规格：杆体为f20左旋无纵筋螺纹钢筋，钢号为335号，长度2200mm，杆尾螺纹为M24。锚固方式：树脂加长锚固，采用一支锚固剂，一支规格为Z2360型，钻孔直径为f28mm，锚固长度为800mm。锚杆托板：采用强度配套的拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈，岩帮托板采用12013012mm的钢托板，煤帮托板采用30030012mm的钢托板。网片规格：采用机制金属经纬网护帮，网孔规格4040mm，两个网片搭接100mm，网片规格30001200mm。锚杆布置：锚杆间距800mm，排距800mm，靠上一根在起拱线布置，靠下一根距底板800 mm，两帮每排各打设2根锚杆。锚杆角度：全部水平巷帮打设。3、锚杆用量 每排锚杆用量为11根，每米用量120.8=13.714根3、锚索锚索形式和规格：锚索材料为f17.8mm，17股高强度低松弛预应力钢绞线，长度6000mm，钻孔直径28mm。锚固方式：采用三支锚固剂，一支规格为K2335型药卷在上，另两支规格为Z2360型药卷在下的锚固方式，锚固长度1550mm。锚索托板：采用300mm300mm16mm的高强度托板及配套锁具，拱高60。 锚索布置：沿井筒中线两边布置三根锚索间距1600mm，排距1600mm。锚索角度：全部垂直顶板打设。4、锚喷支护质量要求1、井筒净宽：井筒宽度严禁超挖欠挖，中线一侧施工误差为0+100mm。2、井筒净高：腰线上下距顶、底板距离允许误差在0 +100mm。3、锚杆间排距误差在+100mm。4、锚杆托板必须紧贴壁面，锚杆予紧力必须达到要求。5、锚杆外露1040mm，锚索外露150250mm，锚索预应力为200KN。6、金属网搭接不少于100mm，网片连接使用14#铁丝双股绑扎，联网间距100mm。7、喷射砼厚度不小于设计值，表面平整密实，每平米范围内凹凸度不大于50mm。8、喷射砼每施工3050m做不少于一组试块，每组3块；锚杆每100根进行一组拉拔试验，每组为3根。喷射砼厚度不大于20m打一组检查孔，每组3个，分别为正顶1个，两帮各1个。9、施工队组要做好日常的自检记录。 第四节 支护工艺一、锚杆安装工艺（一）、打锚杆眼1、放完炮后，施工人员站在永久支护下，用长柄工具撬掉顶帮的危岩活石后。开始安装金属前探梁进行临时支护，前移前探梁把网片和钢带挑在前探梁上面，然后按井筒中线和锚杆排距要求调整钢带和网片的横向和纵向位置，确认无误后，打设锚杆眼。2、施工人员站在临时支护之下，用风动锚杆钻机打顶部的锚杆眼，用帮锚钻机打帮上的锚杆眼。3、打完眼后，要用压风把眼内的积水岩煤粉吹洗干净。（二）、安装锚杆1、装树脂药卷，先用锚杆插入孔内，试探锚杆孔深度，孔深不够时要重新打眼。2、安装顶部锚杆时，安装一支K2335型在上和一支Z2360型在下的树脂药卷，安装帮上锚杆时，只装一支Z2360型树脂药卷。随后插入锚杆，安好连接套插入风动锚杆机、启动风动锚杆机使之旋转，慢慢推入眼底，搅拌20秒钟停钻，卸下风动锚杆机，等待1分钟后，方可上托板，紧螺母。3、锚杆托板必须紧贴壁面，如岩壁不平时，先用风镐找平，然后再安装托板。4、锚杆预紧力不低于60Nm，锚固力不小于60KN。5、巷帮锚杆安装好以后，挂上帮网，搭接长度不小于100mm，网片要拉平拉直，联网间距100mm，用14#铁丝双股绑扎。6、巷帮围岩正常的情况下，为防止放炮时崩坏帮网，帮网可以滞后两排施工。如遇地质构造变化，巷帮围岩松散可以先打上边两根锚杆把帮网挂起来，下边两根锚杆滞后一班补打，网片卷起，用铁丝捆住。二、锚索安装工艺（一）、安装锚索1、打锚索孔，用MQT130型钻机配19mm的中空接长钻杆和28mm的双翼钻头，眼深7m。2、送树脂药卷，向孔内送一卷K2335型树脂药卷在上和2卷Z2360型树脂药卷在下，用锚索将药卷慢慢推入眼底。3、搅拌树脂药卷，用搅拌接头将锚杆机和锚索连接起来，边搅拌边推进，直至推入眼底，停止升钻机，搅拌20秒钟停机。4、锚索锚固力达到200250KN。（二）、锚索安装技术要求1、顶板正常情况下，锚索安装可滞后56m进行，如顶板破碎，要紧跟迎头。2、锚索外露长度150250mm之间。3、涨拉锚索时，应使涨拉油缸和钢绞线保持同轴，涨拉千斤顶卡住锚索后，人员可暂撤到涨拉千斤顶侧面，涨拉千斤顶下方严禁站人。三、喷射砼（一）、喷射砼前的准备工作1、喷射砼前要把滞后的帮网铺到迎头。2、喷射砼前必须认真检查井筒的断面是否合乎要求，如果井筒的净宽、净高不够，必须进行处理。3、喷射砼前，必须认真检查锚杆、锚索、网片的铺设是否合乎要求。锚杆、锚索如有失效的必须进行补打；网片如有放炮崩坏的必须用铁丝补联。4、两帮要挖100100（宽深）的基槽。5、喷浆机要认真检修一遍，输料管选用抗静电输料管。（二）、喷射砼的质量要求1、喷射砼所用材料水泥砂子石子=122（重量比），水灰比为0.45，速凝剂质量必须符合要求，速凝剂的掺入量为水泥重量的2.54。2、水泥使用42.5#普通硅酸盐水泥，水泥必须有出厂合格检验报告且经材料复试检验合格后方可使用；砂子选用钢模数大于2.5，含水率为57，含泥量不超过3的中粗砂。喷射砼石子选用坚硬耐久的碎石，其粒径要求510mm。3、喷射砼厚度不小于100，不漏筋、不漏网，网外保护层喷厚不小于20。4、喷射砼强度不低于C20。5、表面平整度50。6、无“赤脚”“穿裙”现象。7、基础深度在100以上。（三）、喷射砼的工艺要求1、喷射顺序为先墙后顶，从墙基开始自下而上进行，喷砼枪头与受喷面尽量保持垂直，喷枪头与受喷面的垂直距离为0.81.0米。2、喷砼用潮料，手握成团，松开即散。水泥、砂子、石子按122（重量比）的比例严格配料。搅拌时要求最少翻拌三遍，使其混合均匀。往喷浆机料斗内上料时加入速凝剂。3、喷射时，喷浆机的供风风压为0.4Mpa，水压应比风压高0.1 Mpa。喷射过程中，应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比的准确。要使喷射的湿砼无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少。一次喷射厚度在5070，初喷砼凝固后要及时进行复喷。（四）、喷射砼注意事项1、喷射砼前必须清理巷帮的浮矸，网片里如有离层的矸石，必须剪开网片，取掉矸石然后把网片补联住。必须在井筒的两帮挖100100mm的基槽。2、喷射砼前必须用高压水冲洗受喷面。3、喷射砼前，应在喷射地点铺上旧皮带或彩条布，以便收集回弹料。一次喷射完毕，回弹料收集起来，可掺入料中继续使用，但掺入量不能太大。4、开机前，必须先开风，再开水，再开机，最后上料，停机时要先停料，后停机，再关水，最后关风。5、喷射砼应一人持枪，另配一人辅助照明，前后联络，并负责观察顶板及喷射情况，以确保安全和喷射质量。6、喷射开始后，严禁喷枪口对人，如发生堵管，突然停电、停风，应立即停止上料，喷射手应立即关闭喷头水阀门，并将喷口向下倒置，以防止水进入输料管。7、井筒超挖部位要先进行找平，然后按照喷射砼厚度要求进行喷射。8、根据井筒高度，要搭建适当的作业平台，以保证喷枪口距受喷面距离不大于1米。 第五节、出矸与运输 1、施工回风暗斜井所产生的矸石，主要使用绞车+侧卸式矿车将矸石运送至东翼采区运输巷的带宽B=1000mm的带式输送机上，将矸石提送至混合提升斜井大倾角带式输送机上运送至地面。施工材料使用回风暗斜井原有的永久轨道送至工作面。 第五章 矿压监测 第一节 观测对象回风暗斜井与回风暗斜井开口处和掘进井筒内的顶板离层情况。 第二节 观测内容一、顶板离层指示仪观测1、顶板离层指示仪的位置施工过程中选用LBY3型顶板离层指示仪，自开口处开始，在井筒顶板中部每30m安设一个顶板离层指示仪。2、顶板离层指示仪的工作原理及安装要求和步骤A、顶板离层指示仪的工作原理：深基点锚头（白色）应固定在稳定岩层中，浅基点锚头（黑色）固定在锚杆端部位置。当锚杆锚固范围内有离层时，离层量为外测筒与套管的读数差。当锚杆锚固范围外有离层时，离层量为内、外测筒读数差。当锚杆锚固范围内、外都有离层时，内外测筒分别有离层显示，内、外测筒读数差与套管、外测筒读数差的和即为锚杆锚固范围内、外的离层量。内、外测筒（刻度坠）以为单位，刻度范围分别为0-180、0-150。内、外测筒以蓝、黄、红三色三等分，内测筒每等分60，外测筒每等分50。B、顶板离层指示仪的安装要求:顶板离层指示仪在水平井筒安装时，必须垂直顶板。在倾斜井筒安装时，必须沿铅垂方向，以保证离层仪安装后测绳自然下垂。顶板离层指示仪内、外测筒均应处于自由悬垂状态，不得有任何卡阻现象。同一井筒内每个顶板离层指示仪必须按顺序编号、挂牌。C、顶板离层指示仪的安装步骤a、钻孔：用MQT-130型锚杆钻机，配19中空接长钻杆和28的双翼钻头，在井筒顶板中线位置按照铅垂方向钻孔，孔深为7米。b、先安装深基点锚固器（白色）,用安装杆把锚固器送至设计位置7米，送入时用手拉紧测绳，抽出安装杆后，用手拉一下测绳，确认锚固器已固定住。c、将浅基点锚头（黑色）送至设计位置2米。d、将两根测绳穿过外测筒，浅基点锚头与外测筒连接，注意将外测筒标尺0点少许（5）露出顶板外。e、深基点锚头与内测筒连接，注意将内测筒标尺0点与外测筒下端对齐。f、最后安装套管，注意要将外测筒0点对准套管底边。g、记录初读数，安装完毕。3、数据检测及资料整理分析顶板离层指示仪安装好以后，要挂顶板离层指示仪管理牌板，由当班工长或跟班队干负责观测。队组有正规的顶板离层指示仪监测记录表，观测人员上井后要及时填写记录表。离层值超过5时，要及时向生产科反映。二、锚杆预紧力和锚固力检测掘进的过程中，每班安装的锚杆要用力矩扳手和锚杆拉拔仪进行检测，凡扭矩达不到60Nm和锚固力达不到60KN的锚杆，要重新紧固或补打锚杆。三、锚索锚固力检测井筒掘进施工过程中，安排专人每班用锚索涨拉泵对锚索锚固力进行检测，锚索锚固力达200-250kN即为合格。 第三节 观测方法1、顶板离层指示仪以红、黄、蓝三种颜色表示顶板离层松动的严重程度，蓝色表示顶部松动离层值较小，处于较稳定的状态；黄色表示离层松动已达到警界值；红色则表示顶板离层松动值较大，已进入危险的状态。 2、顶板离层指示仪在距掘进工作面50米内由当班工长或跟班队干负责每班观测一次顶板离层值，连续观测时间不得少于5天。50米以外，除非离层仍有明显增长趋势，一般规定每周观测两次。观测5周后停止测读具体数据，改为观测两个刻度坠的颜色。3、关于井筒的交叉点，过地质构造时顶板离层仪的观测，从安设之日起，5天内，每班一次，之后规定每周2次，5周以后每周一次，直到工作面移交。 第四节 数据处理1、锚杆支护技术参数检测要求：锚杆间、排距，锚杆安装角度，锚杆外露长度，锚杆预紧力与拉拔力，锚索间排距及锚固力。2、由当班班组长观测刻度值，并作好记录。如发现离层指示仪进入警戒区时，应及时向生产科、安全调度汇报，召集有关人员进行原因分析，并及时采取措施，进行处理。3、对检查结果，做好记录，同时汇报值班室，上井后要认真填写矿压观测记录，不得虚报、瞒报。4、技术员要及时将矿压显现情况汇报上来的数据汇总分析，登记在册，如果遇到重大隐患时，要及时汇报相关科室，进行支护变更设计。 第六章 掘进施工方式 第一节 井筒施工工艺流程图一、流程图 1、工艺流程为：打下部眼装药连线放炮、通风敲帮问顶前探梁临时支护拱部锚网支护打上部眼倒迎头、出矸清底交窖 2、打锚杆之前，技术员先找一遍轮廓线，发现有小于设计的地方应立即处理。 3、锚杆间排距误差为50mm，安装的锚杆与井筒轮廓线或岩层面夹角成7590，杜绝锚杆穿皮现象，托盘应紧贴岩面，托盘外露长度不超过50mm，拉拔力不小于60KN，扭矩力不小于60Nm，经拉力测试达不到要求的应及时在附近100mm内补打合格的锚杆。4、打锚杆做到“三径”匹配，安装锚杆前必须对眼孔用压风进行吹扫。5、网片联结要符合规范要求。网片联接实行每格用14#铁丝绑扎联结，每格联结都需进行联结。不准出现网片杂乱无章、不绑扎现象。二、凿岩方式工作面采用钻爆法掘进，全断面采取光面爆破。凿岩机选用YPT-28型高频风锤，22mm中空六角合金钢钎杆，采用42mm“一”字钻头；回风暗斜井炮眼深度为1.7m，每炮循环进尺为1.5m，回风斜井炮眼深度为1.7m，每炮循环进尺为1.5m，严格按照爆破图表进行轮尺布眼，采用分片、分区打眼。打眼时，分别在中顶部、两帮打3个导向眼，插上炮杆用来导向，凿岩机操作人员必须按照井筒方向进行打眼。严格要求打眼质量，做到平、直、齐，眼底落在同一平面。三、爆破作业 爆破材料选用二级煤矿许用乳化炸药，毫秒延期雷管，药卷直径22mm。装药严格按爆破图表，实现光面爆破。工作面分次装药、分次起爆，先放底部，再放上部。起爆器使用MFB-200型起爆器，放炮警戒距离不小于120m。装药时严格按照爆破图表进行装药，如果岩石强度有变化应及时调整爆破图表。装药采用正向装药，封口泥要用炮杆捣填密实，封口炮泥深度不小于500mm；连线采用串并联。回风暗斜井爆破说明书炮眼名称眼号炮眼深度m眼数每孔药卷总装药量每孔水泡泥数雷管段数起爆顺序联炮方式卷kg掏 槽11.9130.6 0.62串联辅槽2-51.7430.6 2.42辅助5-171.71230.6 7.22周边眼17-311.71430.6 8.42底眼31-371.7630.6 3.62VV合计63.137 22.2 预期爆破效果项目 单位数量项目单位数量循环进尺m 1.5雷管消耗量发/m18.5炮眼利用率 90雷管消耗量个/循环37爆破实体体积 M3/循环20.46 火药消耗量Kg/m14.8水泡泥数量个74 火药消耗量Kg/循环22.2附炮眼布置三视图。 第二节 作业方式回风暗斜井延伸段和回风暗斜井采用钻眼爆破法，直眼掏槽，光面爆破，一次装药爆破，先掘进与支护，最后集中喷射砼作业。爆破器材：炸药使用矿用2#粉状乳化炸药，15段毫秒延期电雷管引爆，MFB200型隔爆电容式发爆器起爆。一、光面爆破钻眼爆破法施工要根据围岩情况不同调整爆破参数，严格按爆破图表施工，光面爆破周边眼保证爆破后眼痕率在85%以上，不得欠挖，局部超挖控制在100mm以内。1）钻孔要求：（1）掏槽眼的间距误差和眼底间距误差不大于5cm；辅助眼眼口间距、行距误差不大于5cm；眼底不超出挖轮廓线5cm。（2）周边眼误差不大于5cm。 (3) 炮眼深度误差不大5cm；炮眼深度不超过1.6m。 (4) 按不同地质条件，随时调整炮台眼数量、角度、深度、用药量及装药结构。2) 周边眼光爆参数： (1) 周边眼光的布置应根据岩层情况决定其间距（E），抵抗线（W）和E与W比值；一般W值为500mm-800mm,E值取400-700 mm，E/W值取0.65-1。 (2) 周边眼光的方向应与井筒轴线纵坡一致。 (3) 采用低速度、高威力、药卷临界直径小的硝胺房东炸药。 (4) 周边眼一次同时爆炸，3) 钻爆作业注意事项： (1).首先对炮眼布置、数目、角度和深度、用药量，引爆方式、爆破顺序等事先做好钻爆设计。 (2).炮眼数目应根据冻土层厚、岩石强度、地质构造、自由面数、井筒断面尺寸、炸药布置、炮眼长度等因素确定，同时还应通过试爆调整初步钻爆设计。二、装药联线1、炸药雷管的质量必须保证，质量不合格的炸药雷管严禁使用。2、正确加工起爆药卷,电雷管要在药卷的平端装入，而不应将电雷管从药卷的凹面或侧面插入。3、扫清炮眼，逐卷装入，不能硬塞猛撞，各药卷的聚能穴方向要一致。装炮眼要先装炸药，再装水炮泥，剩余部分用黄土炮泥填满填实。4、联线采用串联方式。三、施工质量技术要求1、打眼前，班组长、验收员共同找好中、腰线，并画好井筒轮廓线，标好眼位。打眼装药原则上执行爆破图表中的炮眼位置，数量及其它参数，现场实际如有变化，可由工长、爆破工作适当的调整，以保证较好的爆破效果。2、井筒净宽，井筒中线到任一侧的距离偏差控制在0+100mm之间。井筒净高偏差控制在0+100mm之间。3、放完炮后，周边眼要留下60%以上半圆型炮眼残痕，井筒围岩不能有明显的炮震裂纹，井筒周边不得超挖欠挖。 第三节 循环进尺1、顶板正常情况下，循环进尺为1.5m。一个循环挂两网。放炮前最小控顶距为0.3 m，放炮后最大控顶距达到2.0m。2、顶板破碎时缩小循环进度和锚杆排距，循环进尺为1m。一个循环挂一网。放炮前最小控顶距为0.3m，放完炮后最大控顶距为1.3m。第四节 过特殊区段的施工工艺掘进过程中遇到地质构造时，及时向技术科、地测科汇报，由技术科组织相关科室到现场调研后编制专项安全技术措施后方可继续掘进。第七章 生产系统第一节 一通三防系统一、通风方式及通风系统根据井田开拓部署，井田采用斜井开拓。主斜井、进风斜井进风，回风暗斜井回风。通风系统为中央分列式。通风机的工作方式为机械抽出式。矿井共布置主斜井、进风暗斜井、回风暗斜井三个井筒，三个井筒均服务于整个井田。二、风机安装地点和要求1、回风暗风机安装在回风暗斜井上部右帮顶板上。2、风筒要吊挂在顶板上，逢环必挂，风筒平直，风筒拐弯处要设弯头，不准拐死弯，必须使用快速接头连接。3、风筒接头严密（手距接头处0.1m人不感到漏风）无破口（末端10m除外）。4、不准无故停电、停风，要保证风机连续运转。5、必须安装双风机、双电源，开关必须使用双电源双风机组合开关。6、风机开关必须上架。7、靠近工作面窝头使用不少于15m的防炮崩风筒。8、风筒出口距工作面端头煤墙距离的计算：根据压入式通风风筒射出风流有效射程经验公式：（45） 4.516.62为从风筒出口到施工迎面煤墙的距离，单位：为施工井筒断面13.64。三、风量计算与风机选型1、回风暗斜井工作面需风量计算回风暗斜井下段L=291m，掘进断面13.64m2，净断面12.68m2。 a.排除炮烟所需风量根据炸药量确定风量 =150.63m3/min据施工组织设计确定：t 通风时间 30 min A 一次爆破的最大炸药量为：22.2kg（分次装药、分次放炮）L 炮烟稀释长度，400m。b每千克炸药量产生的CO 当量，煤巷 100 L/kg 岩巷 40 L/kgP漏风系数 取1.2Cp一氧化碳浓度的允许值，0.02% 将上述参数代入得出：Q炸=150.63 m3/min b.风速校验风量Q风min=0.1560S= 913.64=122.76m3/minQ风max=460S= 24013.64=3273.6m3/min符号的含义：Q井筒风量，m3/min。根据风量取值原则，综上所述，该掘进工作面爆破时需风量Q =150.63 m3/min。2、风筒通风阻力计算(1)风筒风阻Rf计算通过查表风筒摩擦阻力系数取a=0.0032，由公式：Rf=6.5=6.5=25.39 NS2/m8式中：a风筒摩擦阻力系数，N.S2/m4；L风筒长度，650m；D风筒直径，0.6m。（2）总通风风阻RR = Rp l =25.391.2=30.5NS2/m8式中：l 通风风阻附加系数（主要考虑风筒局部阻力、完全由局部通风机担负通风的井筒通风阻力等因素），取1.11.2。3、局扇工作风量和工作风压计算局扇工作风量Qf=P Q回=1.2350=420 m3/min式中：P漏风系数。取1.2；局扇工作风压计算计算公式Ht=RQfQ式中：Ht局扇工作风压，Pa。R风筒总风阻，NS2/m8。Qf局扇工作风量，m3/min。Q工作面需风量，m3/min。根据公式计算，有Ht进=30.5420350/3600=1245.4（Pa）风机实际工作风阻R回=H回/Q2回=1245.4/7.442=22.4 NS2/m84、局扇选型根据计算得出的局扇工作风量、工作风压和实际风阻，在FBD系列对旋式局部通风机性能曲线上进行风机选型，选用FBD6/211对旋局扇，满足施工和备用风量的需要，选型参数见下表：局部通风机选型计算成果表工作面名称井筒设计长度（m）井筒断面（m2）风筒规格（mm）风筒最大长度（m）工作面需风量（m3/min）风机最低风量（m3/min）风机最低风压（Pa）最大通风风阻（NS2/m8）回风暗斜井291.513.64600胶质风筒 400 150.63 350 1500 22.4风机选型预测风机后期工况点工作风阻（NS2/m8）工作风量（m3/min）工作风压（Pa）FBD6/21128.83502286四、综合防尘1、工作面风钻采用湿式钻眼。风动帮锚杆机打眼时要有专人在炮眼口喷水灭尘。2、放炮时要使用水炮泥，每个眼装12个。3、各转载点要安设喷雾洒水装置，做到开机开水，停机停水。4、安设水幕两道，第一道为放炮自动喷雾安设在距窝头20m处，另一道设在距窝头3050m的位置，随工作面推进而前移。水幕宽度不得小于井筒宽度的90%，水幕高度距顶板不大于200mm。5、定期冲洗井筒，100米以内每班冲洗一次，100米以外每天冲洗一次，放炮前后洒水灭尘。6、职工个人配戴防尘口罩。五、防治瓦斯1、必须安装双风机双电源及自动切换装置，施工队要对双风机每天进行一次切换试验。2、风机入井前，必须经机电部门检查验收，合格后方可入井。3、局扇管理必须实行“六专两闭锁一开关”。“六专”即专用开关、专用变压器、专用电缆、专用电话、专人管理、专人维修；“两闭锁”即风电闭锁，瓦斯电闭锁。4、风筒要吊挂平直，逢环必挂，风筒接头要双反压边，使用快速接头。要经常检,查处理脱节及破口，发现漏风及破口要及时修补或更换。5、风筒拐弯处要设弯头，不得拐死弯，风筒出风口距离窝头不得大于10m。6、必须保证局扇能连续运转，彻底消灭无计划停风、停电事故。7、坚持”一炮三检”和”三人连锁放炮”制度。8、各类灭尘设施保证能正常使用，巷内不得产生煤尘堆积现象。六、防火防爆1、必须使用抗静电阻燃风筒。2、井筒浮煤定期清扫，煤尘定期冲洗。3、电气设备无失爆现象，电气设备着火，首先要切断电源，然后采取措施进行处理，并向队长和调度室汇报。4、严禁火种入井，严禁明火作业。工作面附近50m范围内、油脂存放处附近要放置2个灭火器和不小于0.2立方米消防砂箱。5、井筒内铺设一趟直径为50mm的消防管路，每隔50m设置支管和阀门，并配备25m的消防洒水管路。第二节 压风系统一、设备选型本矿现有2台SCR180II-10/SKH型空压机，额定排气量20.5m3/min，额定排气压力1.0Mpa，额定功率132kW，380V供电。两台空气压缩机设置于主井场地地面空压机房，一台工作，一台备用。现有一趟1596无缝钢管作为主压气管道，沿矿井主斜井井筒敷设。本矿现有空气压缩机可以继续使用。二、管路系统硐室、岩层、煤层大巷的掘进均采用普通掘进法或综掘机施工，回采工作面顺槽采用机械化掘进，自带压风系统。施工考虑建立井下集中管路与移动相结合的压风系统。敷设1趟1596型无缝钢管作为主压风管路，主管道沿主斜井下井，落底后设置油水分离器，分支管道选取1084无缝钢管，可满足要求。第三节 供电系统一、电源情况矿井现采用10kV双回路电源供电，一回引自西火35kV变电站10kV母线，距离3km；另一回10kV电源引自南宋35kV变电站10kV母线，距离4 km。输电线路导线型号为LGJ-185，两回架空线路预应力钢筋混凝单杆架设。两回10kV线路均为专用线路，一回工作，一回带电热备。本次设计仍利用上述两个变电站的10kV电源供电。两趟电源线路一回工作，一回带电热备。当任一回线路发生故障停止供电时，另一回线路能保证矿井全部负荷用电。二、矿井施工期供电（一）地面供电系统1、矿井10kV变电所以电缆敷设方式向各配电点供电：矿井现有10kV变电所作为全矿总变电所负责为全矿地面、井下用电设备供电。10kV变电所内设10kV配电室、低压配电室、10/0.4kV变压器室及电容器室。矿井10kV变电所10kV母线为单母线分段接线，10kV高压真空开关柜利用现有的17台KYN28A-12(Z) 型铠装移开式交流金属封闭开关设备，配以VS1-10型真空断路器，其额定短路分断电流为25kA。380/220V母线采用单母线分段，低压配电屏选用RGCS2型，共13台。负责为矿井主井工业场地地面380/220V用户供电。所内现有的1台S11-630/10/0.4型变压器、1台S9-630/10/0.4型变压器及1台S9-400/10/0.4型变压器，3台变压器2用1备，保证率100%。矿井地面生产用电负荷均为矿井10kV变电所电缆直配方式供电，10kV高压侧和380V低压侧均采用单母线分段的接线方式。矿井10kV变电所分别以3回10kV电源向所内变压器供电，以2回10kV电源向井下主变电所、混合斜井井口房供电。以2回380V电源向各配电点空气加热室、风机配电室、空压机房、锅炉房、消防泵、联合建筑等一、二级负荷；以1回380V电源向机修车间、坑木加工场等三级负荷供电。本次下组煤延伸设计，新增地面负荷后，地面低压负荷共计826.16kVA，现有的1台S11-630/10/0.4型变压器、1台S9-630/10/0.4型变压器及1台S9-400/10/0.4型变压器，任意2台同时工作1台备用均能满足要求，保证率100%。本次进行下组煤延伸设计后，不影响地面现有的供电结构，地面供电系统不变。为提高功率因数，设计在10kV变电所10kV母线侧和380V母线侧分别进行集中无功补偿。10kV母线侧补偿容量为1800kvar，新选用2套高压无功补偿装置，每套补偿装置补偿容量为900kvar。380V母线侧补偿新选用3台RBCJ-1型低压无功补偿柜，每台补偿柜补偿容量240kvar。补偿后矿井10kV侧功率因数达到0.94。（二）井下供电系统从井下中央变电所10kV不同母线段引出10kV电源向局扇专用变压器供电，以单回10kV电源向回采工作面及掘进工作面移动变电站供电。回采工作面移动变电站采用矿方现有的1台KBSGZY-1250/10，10/1.14kV，1250kVA型矿用隔爆型移动变电站为回采工作面的采煤机、转载机、破碎机和可弯曲刮板运输机供电。回采工作面运输顺槽移动变电站利用现有的1台KBSGZY-630/10，10/0.69kV，630kVA型矿用隔爆型移动变电站为回采工作面运输顺槽的设备供电。回采工作面运输顺槽口移动变电站采用矿方现有的1台KBSGZY-630/10，10/0.69kV，630kVA型矿用隔爆型移动变电站为回采工作面运输顺槽带式输送机及回风顺槽的设备供电。掘进工作面移动变电站各利用现有的KBSGZY-630/10，10/0.69kV，630kVA型矿用隔爆型移动变电站2台为各自的掘进设备供电。井下用电设备的控制开关选用QBZ矿用隔爆型真空起动器；照明配电装置选用ZBZ-4.0 660/127V型矿用隔爆照明变压器综合保护装置供电。井下主变电所的高压馈电线上，必须装设选择性的单相接地保护装置，供移动变电站的高压馈电线上，必须装设有选择性动作于跳闸的单相接地保护装置。井下低压馈电线上装设带有漏电闭锁装置。井下供配电电压为10kV、1140V、660V。 第四节 供排水系统一、主排水设备选用MD15567型多级离心水泵3台，额定流量为155m3/h，单级额定扬程为67m。正常及最大涌水时均为1台工作、1台备用、1台检修。现矿井回风暗斜井敷设2趟2198型排水管路，在15号投产时，将现有管路延伸至15号主排水泵房；正常及最大涌水时均为为1趟工作，1趟备用。 第五节 提升与运输系统矿井建设期间的提升运输包括从掘进工作面的掘进矸石或煤运出并经井筒提升至地面和从地面运入至井下各施工地点所需的各种工程材料。主要为掘进煤及矸石的提升运输，工程材料的运输也必须要考虑。加大提升运输能力、形成施工期间从地面至井下各施工地点的运输系统是加快矿井施工速度的必要条件。为了加快施工速度，当采用综掘等机械化施工方法时，必须配备相应的运输系统以满足机械化掘进的提升要求。1、 回风暗斜井主要采用P60耙矸机加刮板运输机将矸石运送至东翼回风大巷带式输送机上，经分拣处理后将矸石运送至混合提升斜井带式输送机上运送至地面，施工材料由东翼回风大巷运送至工作面。 井下施工运输系统框图见图：履带式耙渣机+矿车+刮板运输机直接搭接混合提升斜井带式输送机直接搭接地面运输系统间接搭接P30耙矸机刮板运输机东翼采区运输胶带机图3-3-1 井下施工运输系统框图第六节 井下安全避险“六大系统”根据国家安全监管总局国家煤矿安监局安监总煤装201115号文关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知要求，建设完善安全避险“六大系统”如下：一、矿井监测监控系统煤矿企业必须按照煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(AQ1029-2007)的要求，建设完善安全监控系统，实现对煤矿井下瓦斯、一氧化碳浓度、温度、风速等的动态监控，为煤矿安全管理提供决策依据。要加强系统设备维护，定期进行调试、校正，及时升级、拓展系统功能和监控范围，确保设备性能完好，系统灵敏可靠。要健全完善规章制度和事故应急预案，明确值班、带班人员责任，矿井监测监控系统中心站实行24小时值班制度，当系统发出报警、断电、馈电异常信息时，能够迅速采取断电、撤人、停工等应急处置措施，充分发挥其安全避险的预警作用。设计按上述要求配备了“KJ-95N矿用安全生产监控系统”，对井下生产环境以及各主要生产运行状态进行实时数据监测，使人员能够及时，准确，全面理解井下环境状况，达到对各类灾害的早期预测，监控系统必须与矿调度信息中心以及矿井的信息网络兼容共享，并进行24h值班制度。该系统实现了对煤矿井下瓦斯、一氧化碳浓度、温度、风速等进行了动态监控，为煤矿安全管理提供了决策依据，能充分发挥其避险预警作用。二、井下人员定位系统煤矿企业必须按照煤矿井下作业人员管理系统使用规范（AQ1048-2007）的要求，建设完善井下人员定位系统，并做好系统维护和升级改造工作，保障系统安全可靠运行。所有入井人员必须携带识别卡（或具备定位功能的无线通讯设备），确保能够实时掌握井下各个作业区域人员的动态分布及变化情况。要进一步建立健全制度，发挥人员定位系统在定员管理和应急救援中的作用。本设计选用一套KJ236人员定位系统，对井下人员进行监测，实现考勤管理，并对井下作业人员的分布情况进行动态跟踪，可随时查询井下人员的身份，下井次数，下井时间或任一指定时间段的活动踪迹，在人员管理和应急救援中起着非常重要的作用。三、井下紧急避险系统依据安监总煤装2010146号文“国家安全监管总局国家煤矿安监局关于建设完善井下安全避险系统六大系统的通知”。煤与瓦斯突出矿井以外的其他矿井，从采掘工作面步行，凡在自救器所能提供的额定防护时间内不能安全撤到地面的，必须在距离采掘工作面1000m范围内建设避难硐室或救生舱。根据井下紧急避险系统设计要求，在9、15号煤层井底车场附近胶带大巷和轨道大巷之间分别布置避难硐室；在15号工作面顺槽分别设可移动分体式避难系统，供采煤工作面人员紧急避险；运输顺槽、回风顺槽掘进工作面分别设可移动分体式避难系统，供掘进工作面人员紧急避险。（1）永久避难硐室永久避难硐室的设计总体分为：功能设计、结构设计和系统设计。永久避难硐室功能设计避难硐室建立的目的是防止灾害发生时井下作业人员在事故中受到伤害。因此，避难硐室功能的确定应该以矿井可能发生的事故为依据。矿井常见事故包括：煤与瓦斯突出、瓦斯、煤尘爆炸、火灾、冒顶片帮等。因此矿井永久避难所具备坚固、防火、防爆、密闭、独立供氧等功能。避难硐室更好的结合了矿山煤层开采工艺的技术特点，满足了一次救援人数多、安全性能高、造价更合理的矿山安全救援要求。避难硐室须保证有足够的强度与密闭性能，内部构建有生存环境保障系统，环境监控、通讯系统，生命保障系统，为避难人员等待救援提供了时间保障。永久避难硐室结构设计综合考虑选址、规模、整体尺寸、支护、内部布置等方面因素，参考国外避难硐室的设计并结合该矿井下采区工作面布置现状，避难硐室的结构设计如下： 选 址设计在9、15号煤层井底车场附近胶带大巷和轨道大巷之间分别布置避难硐室，为从采、掘工作面及其他地点发生事故时逃出的作业人员提供避难场所。 规 模永久避难硐室的容纳规模在80100人之间，考虑到矿井的劳动定员配备情况，本避难硐室确定的容纳规模为80人。 整体尺寸避难硐室两端各留出5m距离作为自身防护距离。因此永久避难硐室尺寸设计为长40m、宽3.5m、高3.0m。 支 护硐室采用混凝土碹支