11煤仓作业规程.doc

纳雍县王家寨煤矿11煤仓作业规程贵州华电安顺华荣投资有限公司纳雍县王家寨煤矿11煤仓作业规程 编 制：罗 义 日 期：二零一三年十二月会 审 栏会审时间： 年 月 日会审地点：主持人：参会人员生 产 副 矿 长安 全 副 矿 长机 电 副 矿 长地测副总工程师总 工 程 师矿 长会审意见：目 录第一章 工程概况3第一节 概 述3第二节 编写依据3第二章 地质水文情况4第一节 岩层赋存特性地质构造及其柱状图4第二节 矿区地层及地质构造7第三章 施工工艺14第一节 施工方案14第二节 施工方法15第三节 施工工艺15第四节 施工生产辅助系统19第三章 施工组织及主要技术经济指标22第一节 劳动组织22第二节 主要技术经济指标表23第三节 正规循环作业图表24第四章 施工安全技术措施24第一节 一般要求24第二节 凿岩爆破安全措施25第三节 爆破安全措施26第四节 装岩安全措施30第五节 提升运输安全措施30第六节 防坠安全措施31第七节 综合防尘31第八节 文明施工32第一章 工程概况第一节 概 述一、巷道名称11煤仓二、掘进目的、用途以及位置 1、作为生产系统必不可少的主要组成部分； 2、服务于首采面及开采M15煤层时运输、储存煤炭； 3、位于11运输斜巷右面，主斜井左面（面向井筒延伸方向）。3、 巷道设计长度及服务年限名称规格 （长宽）形状工程量（m）开拓量（m3）支护方式厚度(mm)坡度方位漏 斗锥形2.5416.91锚喷30090仓 身R3.0m圆形20171锚喷30062217锁 口R3.0m圆形2.017.1锚喷30062217放煤嘴0.70.7m矩形0.460.33锚喷30090 217 设计长度：25 米；服务年限：5年 四、预计开、竣工时间预计从二零一四年元月初开工，二零一四年三月中旬竣工。第二节 编写依据一、设计说明书1、设计文本：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、设计文本：纳雍县王家寨煤矿施工组织设计、纳雍县王家寨煤矿安全规程及纳雍县王家寨煤矿作业规程3、设计文本：纳雍县王家寨煤矿地质勘探报告4、设计图纸：纳雍县王家寨煤矿井上下对照图5、设计图纸：纳雍县王家寨煤矿初步设计采区巷道布置图及机械设备平、剖面图二、相关规程及规定1、煤矿安全规程(2011年3月1日执行)。2、煤矿安全技术操作规程。3、煤矿井巷工程质量验收规范（GB50213-2010）。4、防治煤与瓦斯突出规定（2009年版）和煤矿防治水规定。5、煤矿井工开采通风技术条件（AQ1028-2006）三、有关安全管理制度煤矿井巷工程质量检验评定标准。第二章 地质水文情况第一节 岩层赋存特性地质构造及其柱状图一、地层概况（一）区域地层区域出露地层从老至新有震旦系、寒武系、石炭系、二叠系、三叠系，缺失奥陶系、志留系和泥盆系，第四系零星覆盖在各时代地层之上。区域地层见表121。表121 区域地层简表地 层 单 位厚度（m）岩性及矿产简述第四系（Q）0-50亚粘土、砂土、角砾侏罗系（J）下统下禄丰组第二段（J1x2）51-78粉砂质泥岩、泥岩平少量粉砂岩（未见顶）。三叠系（T）上统（T3）须家河组（T2x）146300岩屑石英砂岩。底部夹炭质页岩和煤线。中统（T2）法朗组（T2f）092灰岩夹泥质灰岩及白云岩。关岭组（T2g）第三段（T2g3）194319白云岩夹灰质白云岩、白云质灰岩。第二段（T2g2）157369灰岩夹灰质白云岩、白云质灰岩。第一段（T2g1）121172白云质泥岩、泥质白云岩、白云岩、灰岩。下统（T1）永宁镇组（T1yn）第四段（T1yn4）51-128泥质白云岩、溶塌角砾岩。第三段（T1yn 3）43218灰岩夹泥质白云岩、白云质灰岩。第二段（T1yn2）4185泥岩、含白云质泥岩夹泥灰岩、灰岩。第一段（T1yn1）154272灰岩。底部为泥质灰岩。夜郎组(T1y) 飞仙关组（T1f）九级滩段第二段63388329387粉砂质泥岩、泥岩夹粉砂岩。粉砂质泥岩、泥岩夹粉砂岩。玉龙山段第一段78394114275灰岩、鲕粒灰岩。泥岩、泥质粉砂岩夹少量粉砂岩，顶部460m为鲕粒灰岩。沙堡湾段9163泥岩、粉砂质泥岩夹粉砂岩。二叠系（P）上统（P3）大隆组（P3d）132硅质泥岩夹凝灰岩。长兴组（P3c）776钙质泥岩、白云质灰岩。龙潭组（P3l）第二段(P3l2)94443砂岩、粉砂岩、粉砂质粘土岩夹煤。第一段(P3l1)015粘土岩、凝灰质粘土岩及砾岩。峨嵋山玄武岩组（P3）0-255玄武岩、凝灰岩、砂页岩。中统（P2）茅口组（P1m）第二段（P2m2）0-300灰岩、白云质灰岩、含燧石灰岩、硅质岩。第一段（P2m1）70-251白云质灰岩、泥质灰岩、白云岩。栖霞组（P2q）73-180灰岩、燧石灰岩、泥质条带灰岩。下统（P1）梁山组（P1l）13-67石英砂岩、炭质页岩、煤。石炭系（C）上统（C2）马平组（C2mp）073灰岩、白云质灰岩夹泥、页岩。黄龙组（C2hn）062灰岩、白云质灰岩、瘤状灰岩。下统（C1）摆佐组（C1b）0158白云岩、白云质灰岩、重结晶灰岩。寒武系（）中上统（23）娄山关群（23ls）第二段（23ls2）0515白云岩。第一段（23ls1）0280白云岩、泥质白云岩、粉砂质白云岩。下统（1）金顶山组（1j）0141粉砂岩、泥质粉砂岩、页岩。明心寺组（1m）165548砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩。牛蹄塘组（1n）130-159泥岩、炭质页岩、硅质岩、磷块岩震旦系（Z）上统（Zb）灯影组（Zbdn）374白云岩、含燧石白云岩、夹磷块岩（二）区域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。 第二节 矿区地层及地质构造（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。（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水文地质条件中等、顶板直接进水的裂隙充水矿床。第三章 施工工艺第一节 施工方案 为了简化煤仓施工期间的提升、排矸、通风、排水系统，11煤仓采用由下往上反向导硐施工方法，先在煤仓中心位置施工1.5m2见方的一个导硐，将主斜井与11运输斜巷贯通后，再由上往下进行扩刷至设计断面的施工方案。 仓身刷大自上而下采用钻爆法刷大,以钻出的中心孔周圈布置炮眼,实行光面爆破。施工顺序：架设支架施工导孔扩刷煤仓安置临时封口盘安置给煤机硐室顶板及煤仓口部分收尾及验收第二节 施工方法一、煤仓中心导孔施工1、先进行测量放线，确定煤仓中心导孔位置。2、在煤仓下口搭建作业平台，自下而上施工。在施工中心导孔前，必须用1寸焊接钢管配扣套搭设架子，钢管横竖间距1m，交叉部位用扣件扣紧，并用斜管支撑增强稳定性，架子搭建好后在上面铺设强度较大的板子，待辅助工作做完毕后方可开始施工中心导孔（附图1）。二、仓身刷大仓身采用钻爆法刷大，刷大初期要浅打眼、弱爆破的方式施工，防止崩坏锁口盘，以中心导孔为中心从里向外布置炮眼，爆破后的矸石从中心孔向下溜放，在煤仓下口用耙装机耙矸，矿车运输。放炮后煤仓边缘未直接溜放的矸石，由人工耙装到导孔中。每次放完炮出矸前清底人员佩戴保险带处理导孔周边的浮矸，待煤仓工作面矸石全部扒完浮矸处理到实底后，用钢筋焊制的网盘把导孔封严，防止人员坠入导孔内（附图2）。三、装矸及运输在施工中心导孔之前，应在煤仓下口偏上8-10米处安装耙装机作为煤仓中心导孔及扩刷时装矸用，在煤仓下口偏下10米处设置挡板严防矸石滚到井底，导孔、扩刷溜下的矸石经耙装机装入矿车后提升至地面。放炮后的矸石，除放炮自身崩落的外，剩余部分矸石要由人工耙入中心导孔内，直到工作面矸石处理干净，循环进行，直到刷大完成。每次放炮和仓身工作面扒矸期间，耙矸机不得进行装矸及其它工作，待煤仓工作面矸石清理干净、中心孔盖上盖板后方允许装车，矸石距中心导孔下口一定距离，留出每次放炮时矸石溜下堆放的空间，但不得堵住中心导孔。如有堵孔，应按下列方法处理：煤仓刷大之前，中心导孔内设一钢丝绳，上头系在牢固的位置上，下头有一部分余绳，当中心导孔有堵矸时，上、下间隔拉动钢丝绳，把中心导孔疏通，下部拉动钢丝绳的人员，不得站在煤仓下口位置，必须站在安全地点操作，以防矸石落下伤人。第三节 施工工艺一、掘进1、打眼先用线锤将煤仓中线引至工作面，按设计尺寸画出轮廓线，依照爆破图表点出眼位即可开钻，采用YT-28型风钻、202200钎杆、42一字型合金钻头。钻眼时严格执行“定人、定钻、定眼位、定量、定质量”的五定制度。钻眼结束后，高压风吹净炮眼内岩粉、积水，然后将风钻、管路及其它器具提至煤仓上口硐室或巷道外其他安全地点。2、装药 爆破采用正向装药，使用煤矿安全三级许用乳化炸药，药卷规格32300mm，单卷药卷重300g。雷管为煤矿许用毫秒电雷管，段号为1段(灰红)、2段（灰黄）、3段（灰蓝）、4段（灰白）、5段（红蓝）；最后一段延期时间不得超过130毫秒。原始爆破条件表名称单位数量名称单位数量煤仓掘进断面m210.17炮眼数目个53岩石的坚固系数f46雷管数目个53炮眼深度m2.0总装药量Kg16.8项目参数眼名眼号眼深（m）眼数（个）装药量（kg）装管量（发）角 度（）封泥长度（m）爆破顺序联线方式单孔小计单孔小计水平垂直掏槽眼1-32.230.61.8138500.5串联1辅助眼4-152.0120.33.611287870.52辅助眼16-312.0160.34.81160900.5串联周边眼31-532.0220.36.612287870.5合计535316.853装药参数表预期爆破效果指标表项 目单位数量项 目单位数量炮眼利用率%80每米煤仓炸药消耗kg/m10.5循环进尺m1.6单位岩体雷管消耗发/m33.25每循环爆破岩体m316.28每米煤仓雷管消耗发/m33.1单位岩体炸药消耗kg/m31.03附图3：爆破图3、联线采用串联的联线方式，使用MFB200型发爆器引爆，放炮母线在使用前必须做导通试验。联线工作由班长、放炮员及安全员进行，其它人员撤至安全地点；联线时必须擦净手，各线头要擦净、扭紧、悬接，不得有短路或接地现象。雷管脚线与母线联接由放炮员一人操作。（附图4）2、 支护工艺（一）煤仓断面（附图5）煤仓自上向下结构分为四部分：（1）锁口（ab段）形状为圆柱体，半径为1.5米，设计长度为2.0米，锚网喷：S净=7.07m2，S荒=10.17m2。（2）仓身（bc段） 形状为圆柱体，半径为1.5米，设计长度为20米，锚网喷：S净=7.07m2，S荒=10.17m2；（3）漏斗（cd段）混凝土形状为一圆形断面的倒漏斗形，设计长度为2.54米，半径由1.5m缩小到0.35m。（4）放煤嘴（de段）混凝土形状为矩形，规格为700700mm，高度460mm。（二）临时支护1、施工中心导硐采用打点柱的方式作为临时支护。爆破后及时用把长工具找掉迎头悬矸危岩，用规格为1200mm200mm50mm的木板、竹笆、长度为1500mm、直径不小于100mm的圆木从煤仓下口依次的支护到煤仓锁口（附图6）。2、刷大仓身打锚杆挂网作为临时支护。爆破后及时用把长工具找掉迎头悬矸危岩，锚杆规格为20mm2000mm的高强度螺纹钢树脂锚杆；锚网规格为6.01000mm2000mm的圆钢，网格为100100mm，锚网搭接长度不低于100mm，每隔300mm用10#铁丝捆扎，锚杆间排距为800mm800mm，托盘为150mm150mm5mm的钢板（附图7）。（三）永久支护锁口（ab段）、仓身（bc段）、漏斗（cd段）和放煤嘴采用锚网喷作为永久支护，喷浆厚度300mm，强度不低于C20。1、锚杆、锚网选择选用直径20mm、长度2000mm的等强度螺纹钢锚杆；锚网用6.0的圆钢，网格为100100mm，锚网规格为1000mm2000mm。2、锚杆间排距：锚杆间排距800mm，锚网搭接长度不低于100mm，每隔300mm用10#铁丝捆扎。（四）支护材料1、支护材料要求喷砼采用5-10mm碎石,现浇砼采用20-40mm碎石，含泥量不大于3，级配合理；中粗砂，含泥量不大于3，级配合理；P0.42.5型水泥，过期、失效及结块的水泥不得使用。2、现浇砼配配合比：（重量比）C30 水泥：砂：石子：水1：1.48：2.87：0.42，坍落度为35mm。每立方砼材料用量为：水泥416、砂615、石子1194、水175。 3、锚网喷施工 1)锚杆安装 打锚杆眼时，要求先打巷道中间位置的锚杆眼，然后向两帮依次分打。必须打一个锚杆眼安装一条锚杆并上紧托盘。 打眼时，采用42mm的风动凿岩机钻头和手持式帮锚杆机钻头，配合长202200米的钻杆。 严格控制打眼深度，打眼前要预量钎子长度，确保眼深比锚杆长度短100mm。 打完眼后，应把眼内的泥水和岩煤粉清理干净，以确保树脂药卷与眼壁的粘接力。可采用吹杆吹眼，水冲刷锚杆眼，以保证眼内的泥水和岩煤粉吹刷干净。 锚杆安装时，应首先把树脂药卷依次放入锚杆眼内，用锚杆顶住药卷，用转换套将锚杆拧紧上牢固后，然后将转换套放入锚杆机或手持式帮锚杆机钻杆口，启动锚杆机或手持式帮锚杆机将药卷顶入眼底位置后开始搅拌。搅拌时间为25-30秒钟。搅拌够时间时，停止搅拌约30秒钟后慢慢将锚杆机、手持式帮锚杆机落下、退出，再将锚杆上的转换套卸下 (锚杆转换套采用断钎尾与锚杆配套螺母焊接制作，长度为200mm，螺母拧进锚杆长度为20-30mm，然后上托盘并用扳手拧紧螺母，保证托盘紧贴巷道表面煤岩。2)挂联金属网的要求： 每次锚杆施工完毕后，将金属网按照搭接长度贴紧岩壁，然后将锚杆牌、帽上紧，用铁丝将搭接的金属网扭接起来，然后再搭接另一片网。联网时必须用带一小钩的锥型钢筋将铁丝扣拧紧，每扣至少缠绕两圈铁丝使所联网密贴、牢固。若出现巷帮不齐直时，必须用手镐顺直后，再挂网。所有金属网在铺挂时，不准出现空顶、露帮现象。 3)喷浆采用P-5型喷浆机。 喷浆前，应首先检查喷射地点的安全情况和巷道规格，用长柄干净先摘掉待喷段浮石、活石，并按设计要求将有欠挖的部分处理掉，然后用高压水冲刷岩帮，对软岩和易风化岩石（易膨胀岩石例外）要冲刷一段喷一段。 喷浆前，所有设备必须先进行检查，无问题时再进行动力和压风试验，保证运转（指空运转）正常。 喷浆机司机应有责任心强，了解所用喷浆机性能，并能解体检修换件受过技术培训的同志担任。操作顺序为：开机：开水-开风-送电-加料停机：停料-停电-停风-停水 喷射顺序：先墙基后墙拱，先凹后凸依次进行，每两段接茬处应成斜交接茬。 巷道初喷距迎头不大于3米，初喷厚3050mm，复喷达到设计规定。复喷拖后初喷最大距离不得超过25米。 喷射作业时，工作人员必须佩带手套、防护眼镜、防尘口罩。 拌料要均匀，人工拌料要不少于三遍，推行潮料喷浆。 喷射时，喷头力求与岩面保持垂直，喷顶时其最小角度不小于65。 喷头距岩面距离不大于1米，如遇裂隙低凹处时，应先喷填，然后再进行正常喷射。喷头一般要按螺旋型轨迹运行，螺旋型圈直径为250mm。喷头一圈压半圈均匀缓慢移动。在喷浆前应划分区段，按顺序进行，区段划分一般为1.5-2米，相邻区段接茬要斜交接茬。当混凝土喷射厚度在100mm以上时，应分层喷射。二次喷射前应冲洗受喷表面。喷浆后，应对喷体进行洒水养护。 当发生堵塞管子或突然停风、停电时，应先停止加料关闭喷头水阀门，喷头应向下放置，喷头前方不准站人，采用敲击法疏通。人员要紧抱喷头，喷口要朝下方，不准对人或用眼瞧。第四节 施工生产辅助系统一、提升运输煤仓掘进矸石经中心导孔溜至煤仓下口，由耙装机装入矿车，绞车提升至地面，防爆机车推至翻矸场。二、供风、供水、供电煤仓施工所需的风、水、电供应系统由11运输斜巷使用风、水、电供应系统调整到11煤仓。三、通讯在煤仓施工期间为方便煤仓上下口联系，在煤仓上下口适当位置分别安装一台矿用电话机做为通讯工具。四、通风在主斜井往下470m处安装两台22kw局扇向煤仓内压入式供风，两台局扇双电源，能实现自动切换，施工中心导硐时在煤仓内用300胶质阻燃风筒往掘进工作面供风；刷大仓身时用600胶质阻燃风筒从煤仓锁口往下供风。（一）、风流路线 1、进风：主斜井（局扇）11煤仓掘进工作面（施工中心导硐）进风：主斜井（局扇）11运输斜巷11煤仓掘进工作面（施工仓身） 2、回风：11煤仓掘进工作面主斜井井底车场回风斜井地面（施工中心导硐） 回风：11煤仓掘进工作面11运输斜巷中央变电所回风斜井地面（施工仓身）（二）、风量计算1、按工作面最多人数计算Q=4N=420=80（m3/min）式中：Q掘进工作面所需风量 N工作面同时工作最多人数2、按一次性爆破的炸药量计算：半圆拱形断面采用全断面一次起爆。故取装药最大值。Q=KA=2516.8=420m3/min式中：Q掘进工作面所需风量K 全断面一次起爆取25 A 一次爆破最大炸药量3、按掘进巷道的瓦斯涌出量计算Q=qK100=1.172100=234m3/min式中：Q掘进工作面所需风量 q瓦斯平均绝对涌出量 K一般取1.52.0，取最大2.04、按局部通风机吸风量计算局部通风机安设在地面，局部通风机是满足需求。 5、按风速进行验算0.2560S掘Q460S掘 0.256010.17Q24010.17152.55Q2440.8，则Q=420m3/min式中：S掘取巷道的掘进断面根据风量计算，掘进工作面需风量,420m3/min，百米漏风率按15%计算，设计通风距离150m，则局部通风机供风量应大于514.5m3/min。拟选用2台FBD6/222kW局部通风机，可满足要求，一台工作（开二级风机），一台备用；并实现“双风机、双电源”和“三专两闭锁”，且两局扇能自动切换。施工中心导硐时在煤仓内用300胶质阻燃风筒往掘进工作面供风；刷大仓身时用600胶质阻燃风筒从煤仓锁口往下供风。风筒口到工作面的距离不得超过5米。五、施工设施布置仓筒内布置2寸高压胶质压风管一趟，6寸高分子砼输送管一趟，1寸胶质供水管一趟，胶质风筒一趟。信号、放炮电缆各一条。上述设施均由钢丝绳沿仓壁悬吊。临时封口盘采用设计图中工字钢的布置方式做为梁，梁上铺设50mm厚松木板。提升、压风、供风、供水、砼输送管、风筒、人行爬梯口在仓板适当位置留出孔洞。 六、监控系统 （一）监控系统安装瓦斯监控室安装在矿调度室，在距掘进工作面5m范围内、11煤仓下口且往主斜井井底方向往下10-15m范围内分别安设瓦斯传感器T1、T2，瓦斯传感器距顶板不大于300mm，距巷道帮不少于200mm。跟班领导、班长、瓦检员及检查人员必须随身佩带便携式瓦检仪。附：瓦斯监测示意图报警浓度断电浓度复电浓度断电范围T10.8%CH41.5%CH40.8%CH4掘进巷道及其回风流内全部非本质安全型电器设备T20.8%CH41.0%CH40.8%CH4（二）瓦斯管理1、每班必须使用好瓦斯传感器，挂牌管理，按时填写牌板，并实行“三专两闭锁”。2、炮掘坚持一炮三检和三人联锁放炮制度。掘进工作面20m范围内瓦斯或二氧化碳浓度达到0.8时严禁施工。3、瓦斯传感器出现故障时，及时向矿调度室汇报处理。4、掘进工作面及其他作业地点风流中、电机及其开关安设地点附近10m以内风流中瓦斯浓度达到1.0时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。掘进工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2时，附近20米内必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。因瓦斯浓度超限被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到0.5以下时，方可通电开动。5、临时停工时，不得停风，否则必须切断电源，并且在主斜井井口设置栅栏、吊挂“禁止人员进入”的警示牌，并立即报告矿调度室。第三章 施工组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织1、工作制度 根据我矿的施工实际情况、施工工艺、设备和人员配备，确定采用“三八制”作业。2、循环方式 采用每小班一个循环。劳动组织表工 种掘进工放炮员瓦检员安全员机修工信号挂钩工班长人数4111111合计10第二节 主要技术经济指标表序号指标名称单位数量备注1掘进断面积m210.172净断面积m27.063工程量m254循环进度m1.65日进度m1.66每循环出矸量m316.28实体岩石7月正规循环率%878掘进工效m/工0.059锚杆消耗总量根40710网片消耗总量块13011树脂药卷消耗总量卷814第三节 正规循环作业图表 第四章 施工安全技术措施第一节 一般要求1、施工人员必须树立“安全第一、预防为主”的思想。施工队要建立安全检查机构，配有专职的安检人员，定期进行安全检查和安全汇报，定期进行安全技术培训。2、严格执行煤矿安全规程、煤矿操作规程的有关规定，杜绝“三违”。3、加强通风瓦斯管理，配备合格的专职人员，爆破作业要执行“一炮三检”制度。建立健全管理制度，瓦斯检查人员要跟班检查甲烷，一氧化碳，二氧化碳的浓度，每班至少检查三次，做到不漏检，不空班，必须填好瓦斯检查记录，如有瓦斯异常情况必须及时汇报，超限后及时撤人。4、施工现场必须建立健全防火管理制度。设有防火设施。严禁携带烟火入井。火工品按要求进行储存和搬运。5、在施工过程中煤仓上下必须安设联络通讯系统并保持通畅，上下严禁同时作业，下方必须在接到上方通知后方可进行工作。6、煤仓施工时严禁行人通过煤仓下口，并在其通道两端位置设置留有行人小门的栅栏。7、特殊工种人员必须经培训合格后，持证上岗。施工图纸、安全标志等均要悬挂在施工现场。第二节 凿岩爆破安全措施一、打眼安全措施、打眼前，班组长要组织职工首先详细检查工作地点围岩及支护情况，用不短于1.5米的长柄工具摘掉活石，加固支架。处理活石时，必须在可靠的临时支护掩护下进行，不准空顶作业和冒险作业。够锚杆支护距离时要立即打锚杆，不够锚杆支护距离时要及时按规定使好前探临时支护。临时支护使好后，必须再对工作地点所有的支护进行全面加固，并检查顶帮的围岩情况，确保工作人员的安全。、班组长必须负责详细检查围岩的滑纹情况，若发现险石要及时处理。如果处理困难或有危险时，不能盲目处理，必须根据现场实际情况及险石所在部位，用临时支柱支护完好后方可打眼，在打眼时应尽量避开此处，并随时检查确保安全生产。、打眼前，首先打开风水阀门吹洗风水管路后，将风钻、锚杆机油壶内灌满机油，并检查风钻、锚杆机进风水口有无堵塞物，如有时必须清理冲洗干净，再将风水胶管用带丝活接、快速卡子与风钻、锚杆机联接，牢固后打开风水阀门检查风、水胶管有无跑风、漏水现象，若有时必须进行重新绑扎牢固后，方可进行打眼。打眼过程中，要随时检查活接与快速卡子的联接情况，如有松动必须及时拧紧，防止风水胶管脱落伤人。、打眼时，要根据巷道中腰线及爆破图表要求布置炮眼。钻进中，钎子不能上下左右移动，以免造成闷气断钎伤人。、打眼时，风钻前方不准站人。掌钎点眼人衣袖口要扎紧，并系好工作服纽扣，眼定住后，要立即撤到风钻后面。风钻、锚杆机的位置，高低要根据眼的角度调好。打眼时，钻工要立于风钻一侧，不要用两腿夹住钻，也不准手握风钻钻腿、锚杆机活杆，只能手握风钻、锚杆机把手。用力要均匀适当，防止操作不协调，用力不均匀而发生断钎伤人。、多台风钻、锚杆机打眼，必须做到：定人、定机、定位。风钻不准上下重叠布置，风钻下不准站人。打高眼时要扎好牢固的架子。、在打眼过程中，如遇突然喷水或钻眼内回水变大、变小、甚至全无，或煤岩突然变软，要立即停止钻进进行检查。如果透裂隙水或涌水量较大时，不要拔出钎子，要立即停止工作，撤出人员，汇报调度室或有关单位。在打眼过程中，如突然停风，应立即将钎子拔出，以免因无风支架下落，风钻将钎子压弯变形，锚杆机下落歪倒伤人。、打眼结束后要吹炮眼。吹炮眼时，无关人员要立即撤出。吹眼的两人要配合好，不准用馈风管子的方法代替阀门，要把吹杆慢慢伸入眼内，并随吹杆的伸入逐渐加大风量，以免堵吹杆。开风吹眼时人要躲开钻孔方向。、使用手持式帮锚杆机打眼时，衣袖口要扎紧，禁止带手套。使用前，应首先送风试运转，如发现异常，不准使用。打眼时，用镐点眼，严禁手扶钻杆点眼。风钻打眼用力要均匀，不准用脚蹬或强推硬压。严禁在残眼内重新打眼。打眼结束后，应将风钻撤到安全、干燥、清洁的地方，并将风管盘好。10、严禁边打眼边装药，严禁打干眼。11、作业人员在打眼时，必须佩戴安全带，将安全绳固定在锚杆上，严防坠落。12、从下往上施工导硐