变电所掘进施工作业规程.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除共兴煤业有限公司中央变电所作业规程二0一二年三月十五日会 审 意 见编 制：张传喜生产副矿长：机电副矿长：安全副矿长：技术负责人：矿 长：学习贯彻签字表主持人学习地点学习时间姓 名工 种姓 名工 种目 录第一章 概 况6第一节 概述6第二节 作业规程编制依据7第二章 地面相对位置9第一节 地面相对位置及相邻采区开采情况9第二节 煤（岩）层的赋存特征10第三节 地质构造13第四节 水文地质14第三章 巷道布置及支护说明15第一节 巷道布置15第二节 矿压分析17第三节 支护设计17第四节 支护工艺18第四章 施工方法21第一节 施工方法21第二节 凿岩方式22第三节 爆破作业24第四节 装载与运输26第五节 管线轨道敷设30第五章 生产系统30第一节 通风系统30第二节 压风系统33第三节 瓦斯治理34第四节 综合防尘35第五节 防灭火36第六节 安全监控37第七节 供电系统38第八节 排 水39第九节 提升运输40第十节 照明、通信和信号41第六章 劳动组织及主要技术经济指标表41第一节 劳动组织41第二节 作业循环41第七章 安全技术措施42第一节 一通三防42第二节 顶 板54第三节 爆 破57第四节 防治水61第五节 机 电64第六节 运 输68第七节 其 他72第八章 灾害应急措施及避灾路线74第一节 灾害应急措施74第二节 避灾路线路图82第一章 概 况第一节 概述一、巷道名称：中央变电所中央变电所位于C12煤层底板茅口炭岩中，距C12煤层距离20m，在总回风巷南侧，西与主运输大巷相通，北与总回风巷相连。距C12煤层距离为20m，设计长度约为50米。二、巷道性质：准备巷道；煤岩类别：全岩。三、巷道用途：中央变电所四、巷道设计长度为50m；设计坡度为平巷。五、变电所拟定于2012年3月份开工建设，掘进总进尺为50m，变电所为准备巷道，为整个矿井服务，其服务年限同矿井服务年限相同，即为14.66年。六、瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温本矿经2006年瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量为1152m3/t，绝对瓦斯涌出量为2.56m3/min。本矿于2008年委托中国矿业大学（北京）展开了C5、C8及C12煤层与瓦斯突出危险性鉴定，2008年4月中国矿业大学（北京）提交了习水县振兴煤矿C5、C8及C12煤层与瓦斯突出危险性鉴定报告，鉴定结论为：C5煤层具有煤与瓦斯突出危险性，属于突出危险性煤层；C8煤层在开采+885m标高以上时，不具有突出危险性，属非突出煤层；C12煤层在开采+945m标高以上时，不具有突出危险性，属非突出危险层。为此，该矿属于煤与瓦斯突出危险矿井。C5煤层经鉴定无煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性，C8煤层经鉴定无煤尘爆炸性和煤自燃倾向性，C12煤层经鉴定无煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性。本井田属地温正常区，无热害影响。矿井无冲击地压矿井。七、运输下山按照直线布置，以减小矿井通风阻力，满足矿井通风需求。其方位角9301，在施工过程必须严格按照测量人员给定的中腰线或激光导向仪定向光束进行爆破，不仅要保证巷道成一条直线，而且巷道成型要规范，巷道顶邦不得出现严重超挖的凹槽和久挖的凸包。巷道采用喷浆支护，断面形状为圆弧拱。八、破岩方式：钻眼爆破；通风方式：局部通风机压入式通风。九、设备配备：DW80-220W隔爆启动开关两台，FBDYN05/27.5型局部通风机两台（其中一台备用），ZY-28型凿岩机两部，XY-75型探水钻机一台，XPG-型混凝土喷浆机一台，YP-20型耙斗装载机一部。第二节 作业规程编制依据一、根据煤矿安全规程中第二编井工部份：开采；通风和瓦斯，粉尘防治；防治水；爆炸材料和井下爆破；运输、提升和空气压缩机；电气等相关章节。二、开采方案设计（变更）和开采方案设计（变更）安全专篇。三、特别规定及关于加强小煤矿安全基础管理的指导意见。四、煤矿安全生产基本条件五、贵州省习水县马临煤矿区振兴煤矿补充勘查地质报告（批准时间：2003年7月10日，批准文号：黔国土资储函2003147号）。六、冲击地压和矿压1、贵州省习水县马临煤矿区振兴煤矿补充勘查地质报告没有提及关于冲击地压的资料，本矿自建矿以来没有发生冲击地压，因此本矿为无冲击地压矿井。2、矿压：根据生产地质报告和补充勘查地质报告提供的资料显示，C12煤层底板茅口炭岩的普氏硬度为级（很坚固的岩石），煤矿锚喷支护巷道围岩分类为级（稳定岩层），围岩稳定类别为级，矿井压力不大，矿压显地不明显。 第二章 地面相对位置第一节 地面相对位置及相邻采区开采情况一、中央变电所位于本矿井田走向的中部，对应地表位置为陡岩。西侧的团山包山峰，其最低标高为+994.7m，最高为+1001.5m，该区域无大的村庄、河流、水利设施、建筑物等，因此掘进施工时对地面影响不大。同时由于变电所所在区域没有水体和建构筑物，故地表区域内无水体和建、构筑物等工程的影响。二、变电所布置在C12煤层底板茅口灰岩之中，距C12煤层为20m，变电所所处岩层（茅口灰岩）其厚度为180-345m，在变电所所处岩层（茅口灰岩）上部（由下至上）分别为3-8m的铝土质粘土岩、细砂岩（夹煤层、菱铁矿、黄铁矿）、粉砂岩、灰黄或灰深色粘土岩。C12煤层；C12煤层上部为C8煤层，层间距为 24.8-33.0m。运输下山处于坚硬的茅口灰岩中，在掘进施工过程中对相邻的煤（岩）层影响不大，更不会影响C12煤层开采。变电所南侧30m和60m距离布置一条轨道下山，一条运输下山，由于相距较远(30m、60m)，又布置在同一层位（茅口灰岩），且轨道下山、变电所先期施工，运输下山、轨道下山、超前变电所，故轨道下山、运输下山掘进施工对变电所不会造成任何影响。变电所所处位置为C8、C12煤层均未开采，仅变电所北侧60m以外C5煤层在技改前开采一部分，C5煤层采空区均处在运输大巷北侧60m以外，在其正上方没有采空区，变电所所处一采区尚未开展采掘作业。三、变电所是全岩巷，布置在C12煤层底板茅口灰岩之中，且距C12煤层20m，在施工区域北侧60m以外仅有少量的C5煤层采空区，该巷距C5煤层采空区为60m以上，因此采空区的瓦斯、水等不会对掘进施工带来任何影响，更不会给该巷掘进施工造成安全上的威胁。四、地层综合柱状图第二节 地质构造区域位于桑木场背斜北西翼，为一单斜构造。地层走向北北东，倾向北西西（2700-2900），倾角100-150。区内次级褶皱不发育，构造复杂程度属简单型，仅在龙潭组地层内局部因重力下塌形成小的滑动及挤压破碎外，未发现大的断裂构造。未发现火成岩浸入围墙、岩床、陷落柱等地质构造。仅有变电所所在的岩层茅口灰岩是有一定导水性外，其它煤岩层均属于弱水性。第四节 水文地质矿区内无大的河流、水库等，故地表水主要是大气降水，大气降水是矿区地下水的主要补给来源，因此大气降水对矿井充水有着较大的影响。由于含煤地层龙潭组在矿井内大面积分布，垂直裂隙较为发育，岩溶裂隙水含水岩组岩溶较发育，直接接受大气降水补给，这些地下水通过采空区裂隙、塌陷坑和隐伏导水断层，直接进入矿井，形成矿井涌水，对矿井充水有较大影响。矿区内可采煤层的浅部有为数不多的老窑、小窑，开采较浅，矿井在开采过程中，请专业钻探队（106地质大队）用钻孔将小窖内积水排干后，在整改小煤窑期间，政府出资已将其充填密实，积水的可能性不大，这些小窖、老窖虽说对矿井安全生产构不成较大威胁，但仍是矿井充水一个来源。矿井主平硐上山部分C8煤层煤炭资源已基本采出，采空区面积较大，均为技改前开采形成的，由于是平硐上山部分，因此形成采空区积水的可能性很小。变电所所在区域北侧60m以外的C5煤层采空区，可能有一定的积水，变电所虽位于其下方，但距离较远，达60m以上，中间又有C12煤层隔离，因此对运输下山掘进施工不会产生较大影响。变电所所处的岩层为茅口灰岩，茅口灰岩裂隙、溶隙发育，透水性强，尤其在雨季水量会显著增大。本矿茅口灰岩厚度为180m-345m，距离C12煤层15 m-20m左右，但矿井目前开采的标高位于最低侵蚀基准面（+763.8m）以上，因此，茅口灰岩岩溶突水的可能极小。今后在开采C12煤层时，均在最低侵蚀面以上开采，且C12煤层底板有一层厚3m-8m的铝土质粘土岩，隔水性较好，能取到一定的隔水作用，从周边矿井多年开采C12煤层的实际来看，从来未发生茅口灰岩岩溶突水，因此，本矿开采深度内C12煤层底板突水的可能性较小。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置：层位、水平标高、断面、工程量、坡度、中腰线、开口位置、方位角。变电所布置在C12煤层底板茅口灰岩层位里，水平标高为+1000m，开口标高为+995m，运输下山倾角为10。巷道断面为圆弧拱，净断面面积为8.9m2，巷道净宽3.6m，净高为2.8m，水沟净宽为300mm，净深为350mm，巷道全长为50m，采用激光导向仪定向，巷道方位为:93，开口位置坐标为：X=3126755.245、Y=35612913.08。掘进巷道时以激光导向为基点，以巷道断面技术参数为施工依据。二、巷道净断面设计：由于矿井设计生产能力为30万吨/年，为减小矿井通风阻力，满足矿井通风需求。巷道采用圆弧拱，巷道净宽为3.6m，净高为2.8m，断面积为8.9m2。由于变电所布置在坚固的C12煤层底板茅口灰岩中，该层灰岩一般呈厚层状产出，硬度较大，完整性较好，无需进行特别支护，只需喷浆加固即可，喷层厚度为50mm。三、巷道布置C12煤层底板茅口灰岩层位中，无地质破碎和应力集中区。四、巷道开口：1、开掘地点要选取在顶板稳定、支护完好的地段。开口点应由测量人员标定开口点中、腰线。2、新掘巷道与原有巷道的方位要保持较大的夹角（最好大于450）。3、巷道开口前，班队长和安全员必须对开口地点进行全面的检查，发现问题及时处理。4、开口处所有杂物必须清理干净，保证后路畅通。5、巷道开口前，必须准备好各种工具和支护材料。6、巷道开口施工前必须保护电缆、电气设备、风水管等，保护措施如下：巷道开口前应将电缆、风水管移至开口点对面的帮上，然后采用长不少于5m的半圆铁管扎好电缆，电缆、风水管先用皮带扎好，然后用半圆木铺盖在水管上进行保护。电缆、风水管若处在开口一侧，无法移动时，必须挖沟将电缆、风水管埋入，沟要比开口点巷道底板要低，然后在电缆和风水管上用木板进行掩护。开口前，应将受爆破波及的电气设备移到安全地点。7、必须加固好开口处及其附近的巷道支架，若近处有空顶空帮情况，小范围的可加密支架，背好帮顶；大范围的应用木垛接顶处理，同样用塘柴背顶，背好打紧；对将受施工影响的支护进行加固，其方法有挑棚、打点柱、设木垛等。8、新巷开口施工，要浅打眼，少装药、放小炮或用手镐、风镐挖掘的方法，尽量避免振动围岩或因爆破引起冒顶。9、新巷开口处要及时进行支护，尽量缩短顶板暴露时间和减少暴露面积，若压力增大，则应及时采用适合现场实际情况的特殊支护。五、巷道施工顺序：为确保变电所同一方位直线掘进，采取全程定向施工。第二节 矿压分析变电所布置在C12煤层底板茅口灰岩中，该层石灰岩一般呈层状产出，硬度较大，完整性较好。根据生产地质报告和补充勘查地质报告提供的资料显示，C12煤层底板茅口灰岩的普氏硬度为级（很坚固的岩石）煤矿锚喷支护巷道岩石分类为级（稳定岩层），围岩稳定类别为级。抗压强度为54-161，抗拉强度7.9-14.1，抗剪强度为10-31。茅口灰岩自身硬度较大，且运输下山埋深不大，岩石承受的压力不大，巷道掘进后两帮的岩石基本能够承受。因此，变电所在掘进和成巷后压力不大，矿压显现不明显。在茅口灰岩中巷道开挖后围岩变形量6-10mm，只需喷射混凝土50mm厚即可满足巷道完好、安全、稳定。第三节 支护设计变电所布置在坚固的C12煤层底板茅口灰岩中，该灰岩一般呈厚层状产出，硬度较大，完整性较好，按照围岩的性质和相关的地压资料，结合矿井在茅口灰岩中的巷道及周边邻近同类巷道实际情况综合分析，变电所采用喷射混凝土（喷浆）支护即可满足巷道支护要求，因此，变电所采用喷浆支护，即喷射混凝土支护，喷层厚度50mm。局部顶板较破碎，压力较大等必须加设锚杆支护，若遇地质构造、溶洞等特殊情况需采取铺设金属网或砌碹支护时，必须根据现场实际另行制定相应的安全技术措施。为做到掘进施工的安全，原则采取喷射混凝土做为临时支护，即喷射工作可紧跟随掘进工作面进行，先喷一层厚20mm左右的混凝土，作为临时支护来控制围岩，临时支护喷浆与掘进工作面距离不超过2m，每一循环结束后，即可喷射混凝土进行临时支护。随着掘进工作面推进，在距掘进迎头50m处再进行二次补喷，使其达到设计厚度50mm，补喷后混凝土即为永久支护。永久支护距掘进工作面距离不得超过50m。掘进工作面必须随时备有一定量临时点柱材料，发现不易撬下的大块岩石时，必须先打临时点柱进行支撑。临时点柱长为1.8m-3.2m，坑木180mm以上。第四节 支护工艺一、巷道断面规格巷道名称断面形状支护形式掘进断面规格掘进断面积（m2）净断面规格净断面积（m2）墙高（m）巷高（m）巷宽（m）墙高（m）巷高（m）巷宽（m）变电所圆弧拱喷浆1.62.853.79.561.62.83.68.9二、支护形式由于变电所布置在坚固的C12煤层底板茅口灰岩中，该层灰岩一般呈厚层状产出，硬度较大，完整性较好，无需进行特别支护，只需喷浆加固即可，喷层厚度为50mm。局部顶板完整性较差，较破碎，压力较大时，可采用锚喷支护，届时另外制定安全技术措施；若遇地质构造、溶洞等特殊情况需采取铺设金属网或砌碹支护时，必须根据现场实际另行制定相应的安全技术措施。三、支护工艺及要求为保证喷射质量，进而确保巷道支护质量和效果，采用XPG-型喷浆机以干式喷射法进行喷浆。1、准备工作喷射砂浆之前，应检查巷道断面尺寸是否符合设计要求，若有欠挖应事先予以处理。喷浆前，应用高压风或水冲洗岩面，撬掉活石，清除巷道两帮帮基底的存矸并达到设计规定的深度。认真检查机械设备和管线，准备好照明、信号及防尘等各项设施，以保证喷射质量和作业安全。2、喷射作业严格按照操作规程使用砂浆喷射机，特别要注意调整好风压，以减少回弹和降低粉尘浓度。喷头操作应先开水后开风，及时调整水灰比。尽量使喷头与岩面垂直，并和岩面保持1m左右的距离。喷射顺序应是先墙后拱、自下而上呈螺旋状轨迹移动，螺旋轨迹每圈的为100-200mm。为了保证喷射质量和提高喷谢效率，应合理划分喷射区段，一般以6m长为一基本段，基本段再分作2m长的三小段。3、喷头与受喷面的距离和倾角工作风压一定时，若喷头距受面太近，将引起灰浆四溅，回弹率剧增；若距离太大，则会造成料束分散，捣固无力，骨料大量坠落。喷头距受喷面的适宜距离为0.8-1.2m，保持喷头喷射击方向与受喷面垂直。4、一次喷射厚度和喷层间的间歇时间一次连续喷射砂浆的厚度应适当。当一次连续喷射的厚度达不到设计厚度时，可进行分次喷射。喷层间的间歇时间一般为15-20min。5、拌和料的存放时间严格控制拌和料的存放时间，不掺速凝剂的一般不超2h，掺有速凝剂的不得超过15min，最好是随用随拌。三、主要工艺参数1、喷射材料：水泥标号为325#，速凝剂型号为711型，砂子采用粒径0.3-3mm的中砂或中粗混合砂。砂浆配比（重量比）：水泥：中粗砂：速凝剂=1：4：0.0250.04（即一矿车砂石大约加7-8包水泥，1包速凝剂，保证砂浆标不低于75号）。喷射材料按照原则上重量比，但实际操作过程按照体积进行配设，配设的水泥、砂子、速凝剂、可可采用安型螺旋式混凝土搅拌机进行搅拌。2、喷射混凝土的风压、水压、温度：风压为0.11-0.13mpa；水压为0.21-0.23mp；温度为150-200。3、粉尘浓度和回弹率：粉尘浓度小于20mg/m3；回弹力：边墙不超过15%，拱部不超过25%。四、巷道涌水的处理方法：巷道围岩涌水会降低喷层与岩面的粘结力，使喷层脱落或离层。因此，喷射混凝土前必须对水进行处理。若岩帮仅有少量渗水、滴水，可用压风清扫，边吹边喷即可；遇有小裂隙水，可用快凝水泥砂浆封堵，然后再喷；若有成股涌水或大面漏水，必须将水导出。首先找到水源点，在该处凿一个深约10cm的喇叭口，冲洗干净后，用快速水泥将导水管埋入，再向管子周围喷混凝土，待混凝土达到一定强度后，再向导管内注入水泥浆，将孔封闭。五、支护材料的存放地点水泥放置于地面库房，避免受潮。喷浆支护时用矿车装好，放于搅拌机5-10m处。六、支护质量及要求由于喷射混凝土水泥用量较大，含砂量较高，喷层又是大面积薄层结构，加入速凝剂后迅速凝结，这就使混凝土在凝结期的收缩量大为减少，而硬化期的收缩量则明显增大，使喷层产生有规则的收缩裂缝，降低了喷层的强度。为了减少喷层的收缩裂缝，应尽可能选用优质水泥、控制水泥用量、不用细砂、掌握适宜的喷层厚度，喷射后必须按养护制度规定进行养护。要求在混凝土终凝2h后喷水养护，用普能水泥时喷水养护时间不小于7d。只有在淋水的地段或相对湿度95%以上的情况下，才可不专门进行养。第四章 施工方法第一节 施工方法一、施工方法1、施工方法：本巷道布置在C12煤层底板茅口灰岩中，该层灰岩质地坚固。巷道按直线布置，自运输大巷开口拐弯即调整巷道方向后，沿一个方向掘进施工，其间没有分岔巷道，没有特殊条件下的施工。因运输下山采取全段定向施工的方法。在施工过程中必须严格按照测量人员给定的中、腰线或激光导向仪定向光束进行爆破。2、施工方式（破岩方式）：本掘进工作面采用钻眼爆破法破碎岩石。即采用ZY-28型凿岩机打眼，眼径为38mm，全断面一次性打眼。使用煤矿许用3#乳化炸药。采取正向连续装药结构，煤矿许用毫秒电雷管（130毫秒内），采用串联接线，利用发爆器引爆。3、装车与调车：采用一台YP-20型耙斗装载机装岩，斜巷采用JTKB-1.21.0W绞车提升，平巷采用5t蓄电池机车牵引矿车运输。4、支护：爆破后首先清除顶帮危岩和悬石，然后进行耙岩装车，待迎头矸石全部出净后，采用喷射混凝土做为临时支护，即喷射工作紧跟掘进工作面进行，先喷一层厚20mm左右的混凝土，作业临时支护来控制围岩。随着掘进工作面推进，在距掘进迎头50m处再进行二次补喷，使其达到设计厚度50mm，补喷后混凝土即为永久支护。5、正规循环作业：为了实现快速掘进，采取多工序平行交叉正规循环作业。每小班完成一个循环，循环进度1.6m。实行临时支护紧跟随工作面，水沟紧跟耙斗装岩机后，做到掘进、支护（临时）、水沟三到头，一次半成巷。6、巷道掘进中良好的钻眼爆破工作应做到：爆破后所形成的断面应符合设计要求，不欠挖（不足设计所规定的断面，也不超挖（超过）设计所规定的断面），而且巷道的方向与坡度均应符合设计规定；爆破下来的岩石块度和堆积状况便于装运；爆破时对巷道围岩震动小，不崩倒支架，有利于巷道的维护；爆破每立方米岩石的炸药和雷管消耗量要低，钻眼工作量要小，炮眼利用率要高；便于采用先进技术和机械装备，改善作业条件。为了获得良好的爆破效果，必须正确布置工作面炮眼、合理确定爆破参数、先用适宜的炸药和改进爆破技术。第二节 凿岩方式一、凿岩方式：1、本掘进工作面采用钻眼爆破法破碎岩石。即采用ZY-28型凿岩机打眼，眼径为38mm，全断面一次性打眼。2、钻眼时必须采用湿式钻眼，严禁打干眼。坚持喷雾、洒水，加强通风排尘，做到好个人防护工作。二、施工工艺安排及工艺流程：打眼装药联线爆破通风找矸装岩初喷（临时支护）钉道。三、设备、工器具等布置方式：采用移动式压风机提供动力压风，压风机型号为MLG21/7-B2G，额定排气量21m3/min，排气压力为0.7pa，电机动率为132KW。移动式压风机放置于运输大巷内。动力压风采用无缝钢管接入，压风管763mm无缝钢管做主管，用503mm无缝钢管做支管，支管距迎头不超过100m，迎头100m用25mm高压橡胶管接到风动工具之上。钻具使用ZY-28型凿岩机。凿岩机随掘进工作面前进而向前移动，但每次放炮时须将其及风、水管收到距迎头100m以外地点，以防爆破炸坏。本掘进工作面供电是利用原生产系统两台350KVA变压器供电，采取高压入井，使用二趟MZ 335+110电缆供迎头耙斗装岩机和探水钻机、喷浆机等机电设备。总电源开关放置于运输大巷内距回风口10m以外处。采用矿灯照明。为做好综合防尘，采用湿式打眼。采25mm焊管及6#橡胶管供水。掘进工作面采用局部通风机供风，供风方式为压入式，局部通风机型号为FBDYNO5.6/211型，采用两台局部通风机，一台工作，一台备用。风筒为500mm。四、掘进巷道设备布置图第三节 爆破作业一、爆破条件巷道掘进断面为9.56m2，巷道掘进高度为2.85m，巷道掘进宽度为3.7m。巷道布置在C12煤层底板茅口灰岩中，茅口灰岩质地坚固，完整性较好。掘进工作面采用局部通风机供风，压入式通风方式。因巷道布置在C12煤层茅口灰岩之中，且距C12煤层较远，加之茅口灰岩质地细密，透气性较弱，所以瓦斯含量极低，近似于0。采用垂直楔形掏槽。鉴于本矿施工队伍技术的限制，实行光面爆破不够理想，但在炮眼布置上，尤其是周边眼的设计与布置尽量采用光面爆破的相关标准。为此，周边眼的眼口中心布置在巷道设计掘进断面的外轮廓线上，循环进度为1.6m；使用煤矿许用3#乳化炸药和煤矿许可毫秒电雷管（130毫秒内）。炮眼利用率为88.8%；炸药、雷管消耗指标分别小于1.91kg/m3，3.16个/m3。二、爆破参数表眼号炮眼名称炮眼深度（m）炮眼角度炮眼个数装药量联线方式爆破顺序水平垂直Kg/眼合计（kg）1-6掏槽眼1.8710/60.754.5串联7-20辅助眼1.8/140.68.421-26帮 眼1.8/60.63.627-34底 眼1.8/85080.64.835-43周边眼1.887087090.65.4合计4326.7三、炮眼布置图四、爆破参数说明采用垂直楔形掏槽，掏槽眼深2.0m，其余炮眼深为1.8m ，使用煤矿许用3#乳化炸药和煤矿许可毫秒电雷管（130毫秒内），采用正向装药，串联方式连接，采用MFB-100型发爆器起爆，采用铜蕊橡套阻燃电缆做为放炮线。掏槽眼眼距为1.6m，周边眼眼距为0.6m，帮眼及辅助眼眼距为0.5m，底眼眼距为0.57m，炮眼利用率为88.8%。炮眼采用水炮泥和黄泥封眼，封眼长度不低于0.6m。五、预期爆破效果表序号项目单位数量1掘进断面9.562循环进度m1.63每循掘进岩石量m315.34每循炸药消耗量kg26.751m3岩石炸药消耗量kg/m31.916每循环雷管消耗量个4371m3岩石雷管消耗量个/m33.168炮眼深度M1.89炮眼利用率90%88.810每循环炮眼消耗量m77.4111m3岩石炮眼消耗量m5.05五、放炮警戒线示意图见cad附图第四节 装载与运输一、装载与运输方式：掘进工作面使用YP-20型耙斗机进行装岩、矸，斜井采用JTKB-1.21.0绞车提升，平巷采用5t蓄电池机车牵引矿车运输岩、矸和运送材料。二、本掘进工作面采用喷浆支护，材料使用不多。在进行喷浆支护时，掘进工作面停止施工，喷浆支护材料放置于迎头后方50m以外处。人员进入掘进工作面时是步行。三、耙装机的操作与使用1、装岩前，先用耙斗装载机上的四个大卡轨器，将装载机固定在轨道上；爆破后在工作面打好上部眼，在炮眼内或另打眼装设固定楔，挂上尾轮，开始耙岩。操作时，司机压紧主绳滚筒操作把手，此时主绳滚筒转动，副绳滚筒从动，牵引耙斗耙取矸石至卸料槽口卸入矿车；随后再压紧副绳滚筒的操纵手把，此时副绳滚筒转动，主绳滚筒从动，耙斗空载返回工作面，重复装岩。为了提高装岩生产率，在调车时间，可将矸石耙至耙斗装载机挡板口前，待空车到达后，即可装载。2、耙取巷道两侧岩石时，只需移动尾轮位置即可。尾轮用钩挂在固定楔上，固定楔长一般为400-500mm，由45号钢制的楔体和紧楔组成。楔眼应高于岩堆800-1000mm，其眼数视巷道宽度而，眼距1.0m。眼深应比楔子长50-100mm，并向下略带50-100倾角，以防楔子拔出。3、耙斗装载机距工作面以6-20m为宜。太近爆破时机易被崩坏，且耙斗出绳偏角过大；太远则操作不便，效率降低。移动耙斗装载机，先要把机前的矸石耙净，并清理底板及巷道两侧的矸石，检查底板的标高是否符合要求。当符合规定时，可卸掉耙斗装载机前的挡板，铺好轨道，去掉卡轨器，然后用人推或电机车顶，也可借助两个滚筒同时缠绕拉紧钢丝绳，使机器向前移动至需要的位置。四、耙斗装载机使用的安全注意事项1、悬挂钢丝绳的尾轮一定要固定好，打楔眼时要有一定的偏角。安装固定楔处的岩石要坚硬，以防止由于固定楔不牢靠，在工作过程中拉脱伤人。2、选好装岩位置后，还要把机身固定好，防止在工作过程中活动。在上、下山使用耙斗装载机时，更应该注意耙斗装载机的防滑，以防止机器滑伤人。用在下山时，若坡度小于100，除原有的4个卡轨器外，可在车轮前面加两道卡子或在车轮后面再加两个卡轨器。坡度大于100时，须另加一些防滑装置来固定，如常用4个U形卡子把车轮与导轨一起卡住。用在上山时，除卡轨器、道卡子、U开卡子固定外，可在卸料槽的支撑腿上加两个斜撑，这样不仅能起安全防滑作用，而且还能支撑机器。3、耙斗装载机在拐弯巷道装岩（煤）时应首先清理好机道，为了保证安全，在拐弯处应设专人联系。4、开车时其他人员不得靠近耙斗装载机两旁，以免钢丝绳弹跳伤人。绝对不允许用手、脚或工具触摸钢丝绳、耙斗等运动部件。如有故障应停车处理。5、在耙斗装机工作或检修时应注意观察掘进工作面的情况，发现有透水冒顶等征兆时，应立即停止工作，撤离人员。当工作面有瓦斯积聚时应停机断电按规定处理，以防止重大事故的发生。6、经常检查钢丝绳、溜槽的磨损情况，磨损严重时立即更换，以防止断绳事故。在检修工作结束后，一定要检查是否有工具丢在机器上，防止试车工具卡住钢丝绳而引起伤人事故。不能使用打结或断丝的钢丝绳。7、耙斗装载机工作之前要对岩堆洒水。耙斗装载机工作时要有良好的照明设施，在爆破时应注意保护照明灯具。8、在司机侧应安设栅栏，以防牵引绳弹跳伤人。9、较长距离移动耙斗装载机时，要找好重心。采用自拉自移动时，导向滑轮要固定在轨道的中心线上。五、运输系统图第五节 管线轨道敷设一、掘进工作面敷设水管和压风管，耙碴机后有电缆线敷设，电缆线悬挂在巷道的一侧的上部，不同电压之间的电缆线悬挂间距不得少于0.3m，水管和风管悬挂在电缆线的下方，有条件的巷道可将电缆线与风水管分侧悬挂，吊挂高度不得少于1.8m。二、掘进巷道轨道选22kg/m型的，轨距600mm。轨枕用水泥枕或木枕。三、调车的车场设置：在巷道进口处设置12-50m长的车场，车场的设置要求安装两条轨道，中间间距不得少于600mm，两边的行人道宽度不得少于800mm。三、各类管线安装位置示意图第五章 生产系统第一节 通风系统一、通风方式、通风设备、设施1、采用局部通风机压入式通风，局部通风机型号FBDYN05.6/211型局部通风机。2、局部通风机安装在离回风口不得少于10m的进风巷道中，供给该处的风量必须大于局部通风机吸入风量的1.4倍。3、风筒必须与风机和风量相匹配，不得小于500mm。4、风筒和瓦斯传感器悬挂示意图5、掘进工作面必须采用喷雾和洒水防尘措施，在掘进工作面的回风口设置喷雾洒水设施，掘进头放炮后，装岩过程，采用洒水除尘。二、风筒选择及敷设方式1、选用抗静电、阻燃的材质风筒，风筒不得小于500mm，风筒必须进行悬挂，坚持逢环必挂，风筒悬挂要平直不漏风，悬挂高度不得少于1.8m。2、掘进工作面必须实现双风机双电源，自动切换，自动分风，并能实现风电闭锁和瓦斯电闭锁，局部通风机且要完善两“三专”设置；电气部份必须完善三大保护装置。三、掘进工作面风量计算：1、按最多人数计算Q=N4=204=80m3/min2、按瓦斯涌出量计算：Q掘=100qcH4K =1000.31.4 =42(m3/min)式中：Q工作面需风量Qch4掘进工作面绝对瓦斯涌出量，按最大值计算。K瓦斯涌出不均系数，取1.4。3、按一次起爆的最多炸药量计算：Q掘=25A=258.4=234( m3/min)通过以上计算，取其最大值为234( m3/min),掘进工作面配风为234( m3/min)。4、风速验算： Q小=S0.2560=9.560.2560=143.4 m3/min Q大=S460=2294.4 m3/min Q小QQ大,所配风量满足风速要求。根据验收结果，配风量应取234m3/min，该配风量符合煤矿安全规程规定。局部通风机的选择：选用FBDYN05.6/211对旋式轴流局部通风机两台，一台正常使用，一台备用。该型号局部风机的风量为235-390m3/min。四、通风系统图第二节 压风系统一、确定掘进工作面的风源和压风方式掘进工作面使用压风作为打眼的动力，压风机安装在运输大巷内使用MLG21/7B2G型。空压机两台，一台备用，一台工作，额定排气量：21m3/min；压风管道76mm3mm无缝钢管作主管，503mm无缝钢管作支道，支管距迎头不超100m，迎头100m用25mm高压橡胶管接到风动工具上。并随着掘进工作面的移动而移动。二压风管示意图第三节 瓦斯治理一、矿井瓦斯抽放简述矿井属煤与瓦斯突出矿井，在风井建立地面固定瓦斯抽放站，抽放站内安设高负压瓦斯抽放泵2BEA-303型水环式真空泵2台，1台使用，1台备用；低负压瓦斯抽放泵2BEC-40型水环式真空泵2台，1台使用，1台备用。高负压抽放系统主管为内径300mmPVC管，支管为内径200mmPVC管；低负压系统主管为内径300PVC管，支管为内径200mmPVC管。掘进巷道采用高负压瓦斯抽放泵进行压瓦斯抽放，高负压瓦斯抽放泵采用主备抽放泵轮换抽放。抽放主法为突出煤层（C5）掘进工作面先抽后掘和边抽边掘。瓦斯经抽放后在瓦斯发电厂未建以前可直接排放。瓦斯发电厂建成投产后可利用抽放的瓦斯发电，变害为利，变废为宝。本掘进工作面是岩巷掘进，无法进行瓦斯抽放。在掘进过程中要加强“一通三防”管理，强化瓦斯检查工作，尤其是加强对CO2的检查，以防万一。三、瓦斯检查：掘进工作面必须加强瓦斯和CO2检查工作，掘进工作面必须一个头配备一名专职瓦斯检查员，经常检查掘进工作面的瓦斯浓度，掘进工作面的瓦斯浓度不得超过1%，CO2浓度不得超过1.5%。实行1%断电管理制度。瓦斯超限时必须停止掘进作业，进行瓦斯超限处理。四、掘进工作面必须安装和完善瓦斯监控系统，在掘进工作面的回风流、掘进迎头设置瓦斯传感器，进行瓦斯实时监控；同时设定瓦斯超限断电功能。瓦斯传感器安装在巷道的顶部离顶板0.3m的位置上。掘进工作面的非本质安全设备必须设置瓦斯电闭锁功能；掘进工作面的瓦斯传感器由作业地点的瓦斯检查员负责管理。五、所有掘进工作面的作业人员必须佩戴自救器，特种作业人员和班长必须按规定携带自动瓦斯报警仪。第四节 综合防尘一、防尘供水水源、水量、水压、管路系统：在工业场地西面修建一个300m3的消防水池，标高为+1175m，供掘进头、硐室的消防、防尘用水；静压管网主水管采用DN80焊钢管或PE管，支管采用DN50焊接钢管或PE管。二、防尘设施：通风除尘、湿式凿岩和钻眼、爆破防尘、掘进工作面使用水泡泥，可取得显著的防尘效果，掘进工作面应采取湿式打眼，冲洗井壁巷帮，使用水炮泥，爆破后喷雾降尘，装岩（煤）洒水降尘和净化风流等综合防尘措施，降低井下空气污染。同时，佩戴防尘口罩，搞好个体防护。三防尘系统示意图第五节 防灭火一、内因火灾，煤层自燃情况，C12、C8、C5三层均为级不易自燃煤层；技改前的采空区要及时封闭，防止煤层自燃；在原生产系统总回风巷设置C0传感器进行煤层自燃监控。二、消防器材；井下设有临时消防材料库，储存的砂石、粘土、砖、水泥、灭火器、自救器等品种和数量应符合有关规定，并定斯检查和更换，消防材料、工具不得挪作他用。三、外因火灾；主要防治电气火灾事故。四、防灭设施主要利用防尘供水管道的水源，防灭火管道和防尘管道为共用系统。第六节 安全监控一、按照煤矿安全规定要求，掘进工作面必须设置瓦斯传感器进行瓦斯监控；瓦斯监控主机设在地面设置地面监控中心站。二、掘进工作面瓦斯浓度不得超1%，实行1%断电制度；掘进工作面回风流、掘进迎头必须按规定设置瓦斯传感器；瓦斯传感器由当班瓦斯检查员负责日常管理。三、瓦斯超限必须作为事故来进行处理。瓦斯超时必须停止掘进工作面的工作，进行瓦斯超限处理。瓦斯传感器离巷道顶棚0.3m的地方悬挂。掘进工作面放炮时要采取保护措施，防止冲坏瓦斯传感器。四、安全监控设备布置图第七节 供电系统一、本掘进面供电利用井下生产系统变电所两台350KVA变压器供电，350KVA变压器分别接受双回路电源供电，回；引用马临变电站10KV供电线路（约6km），线路型号：LGJ-70；回：引自庙坪变电站10KV供电线路（约8km），线路型号：LGJ-70。地面两台变压器分接两部低压柜，分别接2趟M2335+110型矿用橡套电缆对井下供电，然后使用1趟M2325+110电缆供迎头耙斗装岩机和探水钻机，喷将机等机电设备。二、供电系统图第八节 排 水一、目前掘进工作面为下山掘进，若涌水量较大，必须施工临时水仓，采用潜水泵排水。二、排水系统示意图第九节 提升运输变电所是斜巷提升，必须用提升绞车进行提升，提升绞车安设于运输下山开口处对面的绞车房内，绞车房长6m，其断面规格与运输下山相同，采用喷浆支护。提升绞车各种保护装置必须齐全可靠，在下山变坡点及下一列车的距离的位置安设牢固可靠且开闭灵活的阻车器和档车栏，同时在运输下山每隔40m设置一个安全躲避硐，并设置红灯。第十节 照明、通信和信号本掘进工作面目前采用矿灯照明，采用防爆电话与矿值班室联接，防爆电话距迎头不得超过50m，并随掘进迎头的移动而不断向前移动。第六章 劳动组织及主要技术经济指标表第一节 劳动组织变电所采用“三八”制作业，每天三个循环，为确保掘进进度和工程质量，必须按劳动组织表中规定的标准配备人员。劳动组织表工 种早 班中 班夜 班合 计瓦 检 员1113安 全 员1113爆 炸 员1113打 眼 工2226耙斗司机1113出 渣 工3339绞 车 工1113信号挂钩工1113合 计11111133第二节 作业循环为了实现快速掘进，采取多工序平行交叉正规循环作业。每小班完成一个循环，循环进度1.6m。实行临时支护紧跟工作面，水沟紧跟随耙斗装岩机后，做到掘进支护（临时），水沟三到头，一次半成巷。循环作业图表工 序工作量时间（min）夜 班中 班早 班123456789101112131415161718192021222324交接班1次10安全检查1次20打眼 装药43个180放炮 警戒60安全检查1次20打临时支护1次20出渣43t130清场40第三节 主要技术经济指标项目单位指标总工程量M386班进度M1.6日进度M4.8月时度M120循环率%88.8%每米炸药用量Kg21.2每米雷管用量个34每米混凝土用量M30.56每班人数个11人平工效m/日/人0.145每日作业循环个数M3循环进度M1.6每米费用元5050第七章 安全技术措施第一节 一通三防一、局部通风安全技术措施1、掘进巷道必须采用局部通风机通风。煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压入式，不得采用抽出式，长距离掘进由于阻力加大，会出现通风困难。可采用两台同型号、同功率局部通风机串联，以增加风压克服阻力，保证风量供给。2、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通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风间的巷道中的最低风速必须符合煤矿安全规程这第101条的有关规定。3、掘进工作面的局部通风机采用“三专”（专用变压器、专用开关、专用线路）供电和“两闭锁”（风、电及瓦斯、电闭锁）。4、严禁3台以上（含3台）的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个掘进工作面供风。5、加强掘进工作面的通风管理，局部通风机要实行专人管理，风筒要拉拢作业迎头，风筒离作业点的距离不得大于3米，风筒要认真进行悬挂，漏风的风筒要及时处理，保证作业地点的有效风量，局部通风机应与非本质安全电气设备实现风电闭锁，局部通风机不得时开时停，临时停工时不得停风，如因停电停风时要立即撤出作业人员，打上栅栏，揭示警标，严禁入内。6、局部通风机的选型要符合作业规程的规定，要满足巷道掘进的需要。局部通风机要安装在离回风口10m以上的进风流巷道中，供给该处全风压风量要大于局部通风机的吸入风量，不得产生循环风流。保证局部通风机到回风口这间的巷道的风速不低于入风量，不得产生循环风流。掘进工作面有独立的通风系统，无特殊措施不得采用串联通风，掘进巷道回风口到作业点迎头巷道中的风速不得低于0.25m/s。风筒采用正确的接头方式，以减少风筒的漏风。掘进工作面的风筒材料必须是阻燃的。在进行掘进通风时风筒不得分岔。掘进工作面的风机必须加高0.3m。7、掘进工作面不得进行无风作业。主扇风机停止运行时必须停止巷道掘进。8、掘进工作面必须配齐一名专职瓦检员检查掘进工作面的瓦斯浓度。掘进工作面风流中的瓦斯浓度不得大于1.5%，回风流中瓦斯浓度不得大于1.0%，掘进工作面实行0.9%断电制度。每班的瓦斯检查次数不得少于三次，实行瓦斯挂牌管理，掘进工作面的作业人员必须知道瓦斯浓度，瓦检员必须认真填写瓦斯超限作业，瓦斯超限时要停止作业，由瓦检员进行瓦斯超限处理。掘进工作面的进风流中瓦斯浓度不得大于0.5%，局部通风机附近瓦斯浓度达0.5%必须停止运转。9、掘进工作面临时停风后，必须采取措施进行瓦斯排放，排放瓦斯时要制定专门的安全措施。主扇风机停止运转 后应立即停止局部通风机的运转。重新启动局部通风时要认真检查风机附近20米内的瓦斯浓度不浓度不超过0.5%。掘进工作面风流中瓦斯浓度达1.0%时不得使用电钻打眼。巷道中有高冒地点时要采取瓦斯排放措施，最好是进行填充闭实。10、掘进巷贯通在相距20m前，必须停止一个工作面作业，做好调整通风系统的准备工作。贯通时，必须由专人在现场统一指挥，停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查员共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，在瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1.0%以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2个工作面入口必须有专人警戒。贯通后，必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后，方可恢