1200水仓施工作业规程

目录

目录...........................................................1

第一章概况.......................................................3

第一节概述.......................................................3

第二节编写依据...................................................-3

第二章地面相对位置及地质情况...................................3

第一节地面相对位

置.................................................3

第二节煤（岩）层的赋存特

征...........................................3

第三节地质构造...................................................-5

第四节水文地质...................................................・5

第三章巷道布置与支护说明........................................5

第一节巷道布置...................................................-5

第二节矿压观测..................................................12

第三节支护设计...................................................12

第四节支护工艺...................................................15

第四章施工工艺.................................................19

第一节施工方法..................................................19

第二节凿岩方式..................................................22

第三节爆破作业..................................................23

第四节装载与运输................................................25

第五节管道及轨道敷设............................................26

第六节设备及工具配备............................................-27

第五章生产系统.................................................28

第一节通风.......................................................28

第二节压风......................................................30

第三节瓦斯防治..................................................31

第四节综合防尘..................................................32

第五节防灭火....................................................33

第六节安全监控..................................................33

第七节供电......................................................34

第八节排水系统..................................................35

第九节运输系统..................................................35

第十节照明、通信和信号、视频监控................................35

第六章劳动组织与主要技术经济指标...........................36

第一节劳动组织..................................................36

第二节循环图表..................................................36

第三节主要技术经济指标..........................................37

第七章安全技术措施.........................................38

第一一通三防...................................................38

第二顶板管理...................................................39

第三爆破.......................................................40

第四防治水.....................................................43

第五机电管理...................................................44

第六运输管理...................................................47

第七节质量保证措施..............................................51

第八其他.......................................................55

第八章灾害预防、处理及避灾线路.............................57

第九章附图.................................................59

第一章概况

第一节概述

本《作业规程》掘进的巷道为+1200m水平水仓，该巷道主要作用为满

足以后永久排水系统的需要。巷道设计总长约：379m,服务年限：77年。

预计开工时间：2017年6月，竣工时间：2017年11月。

第二章编写依据

根据化乐矿井及选煤厂（一期）初步设计、地质勘探报告、一井区+1200m

水平水仓施工设计图、一井区施工组织设计及国家有关标准、规程、规范

编制而成。

第二章地面相对位置及地质情况

第一节地面相对位置

+1200m水平水仓相对于地面为山地，其标高约为+1580口，井口标高为

+1441m,+1200m水平水仓底板开口标高为+1196.4m。

+1200m水平水仓井下与井底车场相邻，施工对其它巷道无影响。

第二节煤（岩）层的赋存特征

1、煤（岩）层产状、厚度、结构和层间距：

依据相距较近钻孔ZK3102与ZK3103钻孔柱状图结合资料，在掘进过

程中，相继会穿过8#和10#煤层，受F6断层的影响，产状不稳定，岩层

厚度变化不大。

8#煤层：该煤层位于龙潭组上段中下部，煤层全层厚度0-2.3m,夹阡

比较多，不稳定，夹石层数、厚度变化大，岩性多为泥岩与粉砂质泥岩。

10#煤层：该煤层位于龙潭组中段上部，煤层全层厚度0-2.96m,夹石干

比较多，不稳定，夹石层数、厚度变化大，岩性多为泥岩与粉砂质泥岩。

顶板岩性：按20m统计，常发育1层或2层细砂岩，但不够稳定，其

次为粉砂质泥岩、粉砂岩，直接顶板为泥岩。

底板岩性：按10m统计，粉砂岩、粉砂质泥岩及细砂岩，夹薄层泥岩。

便标

地层层厚累计

W状

e层志岩石名称

代量小~最大厚度岩性描述

系统组段号：1500及层

平均（B）

5.06-18.38---

9.9595.76物砂岩深灰色薄层状粉砂懒构，夹薄层泥岩和第

龙.一.

上0.00-2.30黑色细条雕辅，暗淡型，0~4层雨,b殷嗝ff?0.06~0.591.

上0.6896.448媒层

---

段嬲雕岩

叠潭柳砂岩上都以深灰色嬲藏岩为主，下部以深灰鳍层状睇岩为主，

5.62-26.21产羊齿麴姚石，夹卜层薄艮含腕足类、骨蛾等姗化石，

22.55118.99细砂岩2

P313

0.00-2.96

1.01120.00\/10煤层黑色细条带懒於半暗型，0~4层新，-肥层,ffM10-0.78..

中

系纹组

---

P311柳砂岩浅灰、深灰色中厚层状，平行嬲状层理，颊层雄岩、柳砂岩、

10.37-38.60细砂岩懒溜及薄煤上2层，地层厚度有点变化.

段21.20141.20

--黑色细〜中条带状辅，喑淡〜耨型，0〜3层新，一删层，

0.00-2.31煤层

0.74141.94\/12讦第）.10-0.74,为零星可采俅层：

2、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数

（1）本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计。根据地质资料，可采煤层甲

烷（CH4）成分最大为99.80%,平均69.56%；甲烷含量平均为12.58ml/g.r,

本井田各煤层均为富甲烷煤层。瓦斯风化带垂直高度为50m。

在平面上，煤层瓦斯含量无明显的规律性；在纵向上，从上至下煤层

的可燃气体含量平均值有逐渐增加的趋势。同一煤层不同埋藏深度、不同

标高，瓦斯含量有随标高的减少和埋藏深度的增加变化趋势不明显；同一

钻孔不同煤层的瓦斯含量变化规律性亦不明显。影响煤层瓦斯含量的因素

主要有煤化程度、煤岩成分、围岩的渗透性和厚度、构造样式和构造部位、

煤的埋藏深度与地温状态及水文地质条件等。随煤层变质程度增高，煤的

生气量和煤对瓦斯吸附能力也随着增高。另外，断层性质、节理裂隙发育

程度，煤层顶底板岩性等对瓦斯含量也有一定影响。

（2）煤尘爆炸性

根据地质报告资料，煤尘爆炸性试验结果：可采煤层火焰长度为。〜

50mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉量为0-50%,井田内各可采煤层煤尘具有爆

炸性危险。

（3）煤的自燃发火倾向性：根据地质报告资料煤的自燃倾向测试结

果，可采煤层属自燃〜不易自燃。

第三节地质构造

根据钻孔ZK3102资料显示，+1200m水平水仓在施工时可能会受到F6

断层（落差83m）的影响，发育于井田中部，正断层，走向北东，延伸长

度大于4.5km,倾向西北，倾角64—78度，地表由11个点控制，落差80

-150m,切割了永宁镇一含煤地层，北端伸出井田外，南端交于F7断层，

破碎带宽度0.5—1.5m,见大量角砾岩及擦痕，断层面不平直，飞仙关四

段地层与永宁镇一段地层直接接触，上下盘产状变化大，对整个含煤地层

影响较大。

第四节水文地质

+1200m水平水仓在施工过程中巷道顶板裂隙水较小。

根据地质资料，岩层裂隙较发育，偶见溶孔及溶蚀现象。龙潭组地层

因含泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩较多，砂岩、灰岩等刚性岩石较少，

接受降雨补给和越流补给能力较差，为弱裂隙含水层。

施工时，主要是预防构造导水，加强地质预测预报，提前做好进行必

要的探测工作。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

+1200m水平水仓位于井底车场123.428m处右帮开口施工，开口坐标:

X=2933619.418,Y=35520546.942,Z=+1199.751mo+1200m水平水仓全长约

379m（包含水仓通道、水仓入口交岔点、绞车碉室、内外水仓）。

+1200m水平水仓分为三个施工部分：

1、水仓通道及水仓入口交岔点（包含一个绞车碉室，两个沉淀池）按

方位分两个施工段：①、0-10.478m,施工方位39°32'2〃，②、

10.478m-33.252m,施工方位115°；均按坡度-3%。施工；巷道施工按1-1

设计断面施工，为半圆拱型断面，断面设计参数：掘进断面10.02m2（宽

度*高度：3.4m*3.3m）,净断面9m2（宽度*高度：3.2m*3.2田），喷射C20碎

lOOmmo在K0+10.5m-K0+20.7m段施工两个沉淀池,单个尺寸为：长*宽*

高（净）:4900mm*2000mm*1500mm,沉淀池壁浇筑200mm厚C20舲，底板

铺设100mm厚C15。

2、外水仓按方位分四个施工段：①、0-22.94m,施工方位115°,②、

22.94m-70.1m,施工方位139°24'0",③、70.Im-143.873m,施工方位

205°,④、143.873m-199.623m,施工方位295°；按坡度分二个施工段：

①、0-9.891m,以-20%。施工，②、9.891m-189.732m,以+1。施工；按断

面分两种施工断面（半圆拱型断面）：①岩巷（锚网喷+锚索），以2-2断面

施工,②、煤巷（U型棚喷），以3-3断面施工；其中2-2断面设计参数：

掘进断面14.72m2（宽度*高度：4.7m*3.65m）,净断面12.9i#（宽度*高

度：4.5m*3.35m）,喷射C25跄100mm。3-3断面设计参数：掘进断面15.3m2

（宽度*高度：4.5m*3.7m）,净断面12.9m2（宽度*高度：4m*3.35m）喷射C25

於150mm。巷道C15舲铺底厚200mm。

3、内水仓按方位分三个施工段：①、0-49.86m,施工方位146°,②、

49.86m-108.666m,施工方位205°,③、108.666m-139.916m,施工方位

295°；按坡度分三个施工段：①、0-9.891m,以-20%。施工，②、

9.891m-130.025m,以+1°施工；按断面分两个施工段（半圆拱型断面）：

①岩巷（锚网喷+锚索），以2-2断面施工，②、煤巷（U型棚喷），以3-3

断面施工；其中2-2断面设计参数：掘进断面14.72m2（宽度*高

度：4.7m*3.65m）,净断面12.9m2（宽度*高度：4.5m*3.35m）,喷射C25舲

2

100mmo3-3断面设计参数:掘进断面15.3m（宽度*高度：4.5m*3.7m）,净

断面12.9m2（宽度*高度：4m*3.35m）喷射C25杜150mm0巷道C15舲铺底

厚200mm。

4、+1200m水平水仓总掘进体积约：5473.51m',总支护校量约：

705.2m3,挂网面积约：4748m2,总锚杆消耗量约：7451套。

^22X2400(71m

1—1

800X800mm

2—2

3—3(曲腿)

第二节矿压观测

对已成巷的巷道，要对其表面位移情况及时进行观测，每隔20m设置

一组检测断面，每组检测断面设4个检测点，即拱顶、底板及两帮腰线处

各设1个，每3天检测一次，并将检测结果记入备用记录本中备查，每个

检测点自设立之日起，连续检测时间不少于60天。

第三节支护设计

1、永久支护

(l)+1200m水平水仓设计永久支护为锚网喷，锚杆规格：＜b22*2400mm

左旋无纵筋等强树脂锚杆，间排距700mm*700mm,金属网规格：66.5mm

圆钢焊接,网格80mm*80mll1,2.0m*l.0mo

(2)+1200m水平水仓遇煤层地带经设计变更后采用“25U型钢支架+

双层钢筋网+喷射C25杜150mm厚混凝土+注浆”复合支护方式。特殊情况

顶板难以控制时加超前管棚超前支护，超期管棚规格：＜l)42*4*3000mm,

无健钢管制作。

2、临时支护

采用吊挂前探梁作为临时支护，前探梁3根由9#矿用工字钢制作，长

度不小于4m,间距不大于1.2m,用622锚杆制作成的“U”环及10mm的

钢板制作成吊环固定，吊环形式为梯形，每根前探梁不少于3个吊环，吊

环用配套的锚杆螺帽固定。前探梁必须紧跟迎头。

3、支护参数设计

(1)支护参数选择

巷道设计支护方式：

巷道设计为锚网喷支护，锚杆为左旋无纵筋等强锚杆，规格：①22nlm

X2400mm,间排距800义800mm,网片采用①6.5mm圆钢加工，规格为2000mm

X1000mm,网格为80mmX80mm,托盘规格：120mmX120mmX10mm,喷舲强

度为C20o

遇顶板破碎或断层时，补打锚索加强支护或另行制定支护方式。

(2)、采用计算法校核支护参数

①锚杆长度计算

L=KH+L1+L2

式中：L---锚杆长度，m

H——冒落拱高度，m

K---安全系数，取2

L1——锚杆锚入稳定岩层深度，取0.5m

L2——锚杆在巷道中的外露长度，取0.05m

其中：H=B/2f=4.5/(2X4)=0.56m

式中：B——巷道宽度

f——岩(煤)坚固性系数，取4

L=2H+L1+L2=2XO.56+0.5+0.05=1.67m,根据该矿施工经验取

L=2.4m

②锚杆间距、排距a、b

a=b=a=b=

式中：a、b——锚杆间、排距m

Q——锚杆设计锚固力，50kN/根；

H——冒落高度，取0.5m；

K——安全系数，取2；

r——被悬吊粘土岩的重力密度，26.44kN/m3

a=b=J50+(2*0.56*26.44)口.29nl

根据该矿施工经验，施工中间距取1.0m或0.8m。

③锚杆直径的选择:

d=YAPK/大

P=abhr=0.8X0.8X2.4X23=35.328kN/m2

式中：a--锚杆排距

h---锚杆承载岩体高度，取锚杆长度2.4m

b---锚杆间距

r---承载岩体容■重23kN/m3

K---安全系数取2

△一锚杆材料抗拉强度，取38kN/m2

d=SAPKI丙=J4*3532*2/3.14*3800=15.8mm

根据该矿施工经验取①=22mm

通过支护设计验算，+1200水平水仓支护参数能满足支护要求。

④锚索支护参数计算：

a、确定锚索的长度：

L=La+Lb+Lc+Ld

式中L---锚索总长度，m

La-一锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m

Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度，取1.5m

Lc上托盘及锚具的厚度，取0.1m

Ld需要外露的张拉长度，取0.3m

锚索锚固长度La按下式确定：

La^KX(dlfa/4fc)

式中：K—安全系数，取2

dl-一锚索钢绞线直径，＜17.8mm

fa-一钢绞线抗拉强度，N/mm2(2000MPa,含1883.52N/mm2)

fc—锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2

贝|La2(2X15.24X1883.52)/4X10=1435.242mm^l.44m

L=l.44+1.5+0.1+0.3=3.34m,根据该矿施工经验，施工中锚索长度取

7.5m。

通过支护设计验算，+1200水平水仓支护参数能满足支护要求。

第四节支护工艺

1、支护材料

(1)锚杆及锚固剂：锚杆采用622*2400mm左旋无纵筋等强树脂锚杆,

间排距800mm*800mm,锚杆外露长度为露出螺母长度10〜40mm,托盘由厚

10mm、150mm*150mm的正方形钢板制成。每根装锚固剂K2335两卷。

(2)金属网：66.5mm圆钢焊接，网格80mm*80mm,2.0m*l.0mo网片

要压茬连接，搭接长度不小于100mm,每隔200mm一道用12#铁丝绑扎。

(3)喷射C25杜：采用标号不低于P0.42.5水泥，受潮和过期结块的

水泥严禁使用，应采用坚硬干净的中粗砂，含水量5%左右，含泥量小于

5%；速凝剂为红星T#,必须在喷浆机上料口均匀加入。

2、锚杆支护

(1)打锚杆眼

①首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找掉危岩，确认安全后方

可进行工作。

②打眼前，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。

不符合要求时，必须处理。

③打锚杆眼(顶部)使用锚杆机、(帮部)风钻打眼，锚杆钻头直径

628mm,风钻钻头直径(1)32mm。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。

④打眼深度为2.45m,锚杆外露长度为露出螺母长度10〜40mm,与井

巷轮廓线切线或与层理面、节理面及裂隙面垂直，夹角不小于75°。打完

眼后，要用压风把眼内的积水、岩粉清理干净。

(2)锚杆安装

①装树脂药卷前，先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度，看孔深是否

符合设计要求，孔深不够时，应重新打眼达到设计要求为止。

②安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装入眼内，随后插入锚

杆(上好托板及螺母)。此时，安好连接套，插入锚杆机，启动锚杆机先

将锚固剂、锚杆推进至约1500mm时，再旋转，慢慢推进到眼底，搅拌20s,

停钻，卸下锚杆机，待5min后方可卸下连接套。20min后，将螺母用扳手

拧紧。

③锚杆的托盘要紧贴岩壁，如岩壁不平时，先用风镐找平，再安装

锚杆。

④锚杆的锚固力不得低于5"根。

3、锚索支护（有此设计时）

（1）采用锚杆机配接长式钻杆打眼；

（2）检查树脂药包质量；

（3）清洁锚索锚固段，用塑料胶带将树脂药包与锚索粘结固定；

（4）锚索采用锚杆机进行安装，二人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送

入钻孔（注意不能反复抽拉锚索），确保锚固剂全部送到孔底；

（5）将锚杆机尾部六方头插入锚杆机上；

（6）一人扶住机头一人操作锚杆机，推进距孔底约1m时，进行搅拌,

搅拌时间控制在20〜30秒；

（7）停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约3分钟，然后可缩下锚杆

机并移开打下一个孔；

（8）10分钟后，先卸下锚杆机，装上托盘、锁具，并将其托到紧贴

顶板的位置；

（9）2人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手托住；

（10）开泵进行张拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力或千

斤顶行程结束时，迅速换向回程；卸下张拉千斤顶（注意用手接住，避免

坠落）；用液压切割器截下锚索的外露部分（可将一个班或几个班安装的

锚索集中在一次切割）。

（11）锚索外露长度不超过150mm。

4、喷射混凝土

（1）喷射混凝土前的准备工作

①检查待喷巷道内所有的锚杆（或拱架）支护质量及巷道断面尺寸

是否合格，无问题时方可进行喷射工作。

②清理待喷巷道范围内的杂物、石干石等，接好风水管，输料管要摆

放平直，接头严密不得漏风。

③检查喷浆机是否完好、摩擦板是否紧固、有无漏风等，无问题时

方可进行喷射工作。

④检查风、水压是否符合要求，风压应控制在0.1-0.2Mpa,风压应

控制在0.25Mpa0

（2）设计喷硅标号为C25,混泥土配比为水泥：山砂：小石子=1：2：2,

水泥标号为32.5#,砂子粒度为5mm—10mm,速凝剂的掺量为水泥重量的

3%-5%o

（3）采用搅拌机进行拌料，配合比符合设计要求。

（4）为保证喷浆厚度和表面光滑，必须挂线喷浆，即在巷道顶板和

巷道两帮分别按巷道设计的净高、净宽挂好三条线，作为检查巷道规格和

喷浆厚度的依据。

（5）喷浆前要用压风与水将巷道顶帮冲刷干净，并将电缆和其他设

备保护好，用木板遮盖。

（6）喷射手在喷浆前必须戴上胶皮手套、防护口罩、防护眼镜、雨

衣和雨裤。

（7）喷射中，一人掌握喷枪，一人协同移动输料管，胶管不得出现

直角弯。持枪者要一手紧握喷枪、掌握喷射方向，一手握住进水阀门、控

制水量大小，严禁枪口对向其他工作人员，喷射时要通过调节阀门控制合

适的水灰比（0.4-0.5）o

（8）喷枪与受喷面要基本垂直，最小不得小于75。，喷枪与受喷面

的距离以1.0-1.2m为宜。

（9）喷枪操作时，应使喷头沿螺旋形轨迹（1.0-1.5m）运行，一圈

压半圈（圈径200mm）并均匀缓慢移动。

(10)喷射顺序为先下后上、先墙后拱、先凹后凸。喷射时一次厚度

60-80mm,喷拱时一次喷厚30-40mm,间歇时间15-30min。

(11)加入速凝剂，必须随喷随掺，不得提前掺入料中。

(12)喷射的混凝土在终凝2小时后洒水养护，要求每班洒水1-2次,

养护时间不少于7天。

(13)两帮必须挖出不少于100mm深的基础，防止出现“穿裙子”现

象。

(14)正在喷浆的回弹料，可回收后掺入新料中，但不得超过30%,

亦可浇筑水沟、台阶等。喷射柱的回弹率规定：拱部不大于25%,两帮不

大于15%o

(15)为了减少喷射腔的收缩裂缝，应使用潮湿的山砂，控制水泥用

量，严格掌握水灰比，喷厚不得低于设计值，并保证最少7天的养护。

(16)严格执行开停机顺序，开机时必须先给水，后开风，再开机，

最后上料，停机时，必须先停料，后停机，再关水，最后停风。

(17)喷浆完成后及时对喷浆管和喷浆机进行清理，以免堵塞，确保

下次能正常使用，并按照安全质量标准化摆放整齐。

第四章施工工艺

第一节施工方法

1、施工前的准备工作

(1)施工前技术组必须按照设计标定开口位置，标定中腰线、坡度。

(2)施工前，必须对开口周围巷道10m支护进行检查加固，并将各种

管线落地，遮盖好。

(3)施工前，应提前安设好局部通风机、风筒，准备好施工材料。

2、交岔点、弯道施工方法

交岔点、弯道采用炮掘、光爆，锚网支护，正向交岔点边掘边扩帮挑

顶，（另行编制专项安全技术措施）；控制好弯道的施工方位及起始位置。

3、揭露煤层施工方法（另行编制揭煤措施及防突设计执行）

4、具体施工方法

（1）完整岩体段施工

工艺流程：交接班一处理顶板安全隐患（上前探梁）、检查修整巷道

一打锚杆或挂网一画轮廓线、布置下部炮眼一打下部眼一装药、联线一放

炮一排炮烟一布置上部炮眼一打上部眼（后方打帮部锚杆、挂网）一装药、

联线f放炮排炮烟。

采用分次打眼分次爆破施工，分上、下断面风钻打眼，抛硅爆破。先

打下部炮眼，放炮后先处理顶部松石，然后蹬硅打上部断面炮眼，完成后

吹净上部炮眼。

采用中深孔光面爆破，炮眼深2〜2.5m。采用中线激光仪指向，钻眼

前首先根据激光仪标定巷道轮廓线，按照爆破图表布眼，采取分区、划片

由巷帮向中心顺序钻进。严格按准、平、直、齐操作要领进行打眼，实行

"五定"，即定人、定钻、定眼位、定时间和质量。

采用耙岩机出阡，喷硅采用ZP-VH喷於机，锚杆施工采用MYT-140液

压锚杆钻机，帮锚杆采用MYS-50帮锚杆钻机，采用风泵配卧泵排水。采用

JK-2.5/20永久绞车配1.51n3矿车串车提升运输材料。

搞好平行作业是快速施工很重要的工作，采用打眼与永久锚喷支护

平行作业，即在耙岩机后喷舲与工作面打眼或施工锚杆平行作业，工作面

后方施工帮锚杆与迎头打眼平行作业，清底钉道与延接风水管、电缆线平

行作业。实行一次成巷，永久水沟紧跟耙岩机后面。组织好正规循环作业,

抓好工序之间的衔接工作。

（2）岩性破碎带及过煤施工

一般施工流程：在超前管棚保护下进行拱部环型开挖一必要时喷柱封

闭开挖面一挂外层钢筋网安装拱部25U型钢支架一打超前管棚一挂内层钢

筋网f拱部喷聆一开挖墙部一挂外网安装墙部25U型钢支架一打墙部锁脚

锚杆一挂内网喷舲。（另行编制专项安全技术措施）

①开挖：在超前管棚保护下进行拱部环型开挖，掘进循环进尺1m,严

禁空顶作业。破碎风化岩可采用打眼松动爆破，多打眼少装药，严禁超掘。

放完炮后，先不出歼（架拱利用歼石作为平台）爆破掘进前必须将拱部施

工支护稳定，防止爆破引发冒顶现象的发生。

如开挖时发现拱部有冒落现象，必须及时支撑、加打管棚、插入木板,

充填密实，防止逐步松动，增加拱部压力而发生冒顶。或喷舲加固封闭、

注浆后再开挖施工。严禁空帮空顶，越密实越可靠安全。

②拱架安装

拱架运输过程中必须绑扎牢固，变形严重误差大的严禁使用。完成开

挖后先检查断面尺寸，符合要求后安装拱架，拱架间距800mm一架（中对

中，允许偏差±5mm）,必须垂直巷道中线，不可前倾后仰，按中、腰线

调整垫放到位，高度应比设计提高50mln。检查合格后，铺设外钢筋网，用

左旋无纵筋树脂锚杆，将拱架固定于顶板上，每个拱部拱架打2棵锚杆，

安放连接杆，打超前管棚。

③打超前管棚

每一个循环打一排超前管棚，超前管棚长3m,规格642*4*3000mm。

管棚是从钢架上方施工，顶上一根约与水平面向上6度角，其他外插角同

此。有淋水段、破碎段，超前管棚必须注浆，必要时另加打专用注浆管注

浆，加固掘进轮廓线外3m以内的围岩。超前管棚是保证正常顺利、安全施

工的关键，必须确保施工质量，打入深度、角度必须准确。否则必须补打。

特别破碎、有淋水，易冒落处必须加密打入。

④喷柱

超前支护与钢支架挂双层钢筋网完成后即可喷柱支护。喷柱从拱脚向

上进行，与墙部钢支架联接的卡缆要预留出联接空间。

⑤开挖墙部墙钢架安装：

当拱部施工完后，可施工墙部，出完石干石，检查断面合格后，安装墙

部钢支架挂网安放连接杆，打墙部锁脚锚杆，然后喷腔。

⑥施工时根据围岩情况调整有关支护参数，确保施工安全与质量。根

据现场实际，进行加固注浆。

(3)断层破碎带施工

①加强施工地质工作，搞好地质预测预报，当巷道有可能穿越断层破

碎带时，必须提前进行必要的探测，及时采取有针对性的防范措施，涌水

较大时，可采取注浆堵水加固措施。

②施工前必须充分做好材料、设备等的准备工作。

③破碎带掘进时采取多打眼、少装药、放小炮、光面爆破措施，尽量

减少对围岩的扰动，并控制一次开挖长度，开挖后根据实际情况进行喷杜

50mni厚支护。应采取加大锚杆支护密度、深度及加锚索支护，或增加锚固

剂数量或全长锚固。

特别破碎地段掘进可采取分层法或导碉法掘进施工，可以采取超前管

棚锚网喷封闭围岩，然后分段进行现浇杜支护。或直接采用超前管棚、钢

架锚网喷腔永久复合支护，采用低热速凝剂，并加大喷腔的厚度为

200-300mm,确保施工安全与质量。

④巷道过断层破碎带时，总的施工原则是：超前支护，弱爆破，短进

尺、强防水、快封闭。

⑤遇到断层破碎带时，必须根据现场情况、地质资料编报专门施工安

全技术措施。

第二节凿岩方式

+1200111水平水仓均采用炮掘。

1、打眼机具：采用YT-28风钻打眼，风源来自地面压风机房。

2、装岩、排阡：施工中采用挖掘式装载机配L5n）3矿车提升运输，排

研采用电机车配矿车一井底车场一避难碉室临时溜秆眼一主井皮带一地

面。

3、降尘方法：湿式打眼、水炮泥装药，爆破使用风水喷雾。

第三节爆破作业

+1200m水平水仓巷道掏槽方式为垂直楔形掏槽方式。

1、炸药、雷管：使用煤矿许用乳化炸药，其主要技术参数为：直径①

35mm、每卷药重0.3Kg、每卷长300nlm；选用3.5m长脚线雷管，段别为第1〜

5段的毫秒延期电雷管（总延期不超过130ms）。

2、装药结构：正向装药结构

3、起爆方式：使用MFB-500型发爆器分次起爆，连线方式为串联。在

副斜井与管子道交叉口往上20m处起爆（距爆破点距离不得小于200m）。警

戒A岗设副斜井与管子道交叉口处（副斜井往井口方向20m处），警戒B岗

设在井底避难碉室（回风斜井往里5m处挂牌警戒），警戒C岗设在主斜井

与井底避难碉室联络巷（主斜井往里5m处挂牌警戒）。

4、炮眼布置图及爆破说明书

+1200水平水仓炮眼布置三视图及爆破说明书

爆破说明书

原始爆破条件

名称单位数量名称单位数量

掘进断面旃15.3翻特性髓

炮眼深度m2,5毫秒电雷个56

炮限数目个56矿用乳化炸药kg30.45

岩石普氏系教f4~6

预期爆破樱

名称单位数量名称单位教量

炮眼利用率%80单位体积炸药消耗kg/m31

循环断m2单位体积雷管雌个"1.83

循环岩石实体I330.6单位航炸翻盘kg/m15.23

每翻炸药消耗量kg30.45单位进尺雷管消耗个/m28

每循环雷管消耗量kg56

融参数表

连

起燥

线

炮眼眼深装药量

方

顺序

序号嬲（个）式

名称编号（个/向勖能小计/kg

1掏槽眼1—44250044.8I

2触眼5-27232200313.8n事

3周边眼28-482122000.53.15m

4底眼49-557220058.4w联

5水沟眼册1220010.3VI

合15630.45

5、装药结构：正向装药结构

用线、用于连接

线

第四节装载与运输

1、装岩方式

巷道掘进中，工作面使用挖掘式装载机装岩。

2、提升、运输、排汗方式

(1)提升采用副斜井JK-2.5/20永久绞车配1.5m3矿车提升运输材料。

(2)+1200m水平外水仓排歼采用绞车、电机车配矿车一井底车场一井

底避难碉室通道一3#溜煤眼一主井皮带一地面。

(3)+1200m水平内水仓排汗采用绞车、电机车配矿车一内水仓措施巷

一变电所通道一井底车场一井底避难碉室通道一3#溜煤眼一主井皮带

f地面。

第五节管线及轨道敷设

在掘进过程中，所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒等

均应按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。

1、风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。供风采用中159X4.5mm

无缝钢管为干管路，支管用①108X4mm无缝钢管，供水干管用①50mm钢管。

2、风筒选择中800mm阻燃抗静电胶质风筒，风筒挂在巷道右侧，逢环

必挂且不得漏风，用麻绳沿巷道布置的钢丝绳上。风筒口到工作面不得超

过5m。

3、轨道铺设要求(临时轨道)

(1)轨道的铺设严格按中、腰线铺设。

(2)扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙不得大于

5mm,高低和左右错差不得大于2mmo

(3)直线段2条钢轨顶面的高低差，以及曲线段外轨按设计加高后

与内轨顶面的高低偏差，都不得大于5nim。

(4)直线段和加宽后的曲线段轨距上偏差为+5mm,下偏差为-2mm。

(5)在曲线段内应设置轨距拉杆。

(6)轨枕的规格及数量应符合标准要求，间距偏差不得超过50mm。

道喳的粒度及铺设厚度应符合标准要求，轨枕下应捣实。对道床应经常清

理，应无杂物、无浮秆、无积水。

同一线路必须使用同一型号钢轨。道岔的钢轨型号，不得低于线路的

钢轨型号。矿井轨道使用期间应加强维护，定期检修。

第六节设备及工具配备

拟投入的主要设备、工具需用量计划表

单

序号名称型号规格使用数备用数备注

位

1履带式挖掘机ZWY-120/55L台1

2於喷射机ZP-VII台1

3气腿式凿岩机YT28型台22

FBDYN0.7.

6局扇台11

5

7甲烷传感器KGT16台2

8风镐个6

9风钻YT-28台6

10液压锚杆钻机MYT-140台2MYT-14

KDF-2/3/3

11瓦斯监控分站台1

X

12光学瓦斯检测仪0—10%台3

13瓦斯监控监测KJ90NB套1

风向传

14风向传感器1个

感器

风速传

15风速传感器1个

感器

注：表中未提到的机械设备，根据施工现场需要采购。

第五章生产系统

第一节通风

1、通风方式、风筒选择与布置

(1)采用压入式通风方式；外水仓局扇安设于主斜井井筒900nl位置,

供风距离最大600m。内水仓局扇安设于副斜井井筒900m位置，最大供风

距离300mo

(2)风筒选择中800mm阻燃抗静电胶质风筒，风筒挂在巷道右侧，逢

环必挂且不得漏风，用麻绳沿巷道固定的钢丝绳上。

(3)外水仓进风路线：地面一主斜井井筒一二号回风联络巷一井底

回风联络巷f井底车场一+1200m水平水仓工作面。

(4)内水仓进风路线：地面一副斜井井筒一井底车场一变电所通道

内水仓措施巷-*+1200m水平内水仓工作面。

外水仓回风路线：工作面一井底车场一井底回风联络巷一二号回风

联络巷一回风斜井一地面。

内水仓回风路线：工作面f内水仓措施巷一变电所通道一井底车场

-*井底避难碉室通道f回风斜井-*地面。

2、掘进工作面风量计算

①按瓦斯涌出量计算：

Q掘=100q瓦掘K掘通

式中：Q掘一一掘进工作面实际需要的风量，m3/min；

q瓦掘---掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；

K掘通一掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，该数值应

经过观察实测后取的，本次取2.0。

经预计，煤层掘进工作面瓦斯涌出量（预抽后）为：0.85~1.6m3

/min；

Q掘=100q瓦掘K掘通/60=100X1.8X2.0=360m3/min；

②按人数计算，掘进工作面实际需要的风量为：

Q掘=4Nc

式中：Nc——掘进工作面同时工作的最多人数，取20人；

Q掘=4Nc=4X20=80n]3/min；

③风筒有效风量率

（1）有效风量率（①e）

Oe=Qa/QfX100%

=360/900X100%

=40%

式中Oe---有效风量率，%;

Qa——风筒送往掘进工作面的实际风量，m3/min；

Qf---局部通风机(吸)风量，m3/min。

④掘进工作面风速验算：

V=Q掘+S+60

式中：

V---风速；

Q掘---掘进工作面实际需风量，362m3/min；

S——掘进巷道的净断面(肝)；

S——掘进巷道的净断面积，^15.2/17.8m2；

得V=362+15.2/17.84-60=0.4m/s(0.34m/s)

所得风速满足0.25m/s<V<4m/s的通风要求。

⑤按炸药量计算

Q=25*A=25*14.5=362m3/min

式中：25—每1kg炸药爆炸不低于25m3的配风量；

A—掘进工作面爆破的最大炸药用量；分次爆破取14.5kg

⑥按局部通风机的吸风量计算：

Q掘=Q吸XI

式中：Q吸一一掘进工作面局部通风机的最大吸风量，本工作面选用

FDTN07.5/110型对旋式局部通风机，最大吸风量为15m3/s；

1——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；

Q掘=Q吸乂1=15X1=1511?/s；

本掘进工作面最大净断面为17.8(17.8rtf),配风量为362m3/min,

风速为：0.4m/s(0.4m/s)；按风速验算均满足要求，符合《煤矿安全规程》

规定。

3、局部通风选型

根据风量计算，工作面需风量362m3/min,百米漏风率按3%计算，

设计通风距离468m,则局部通风机供风量应大于413m3/min,

选用FBDYNO.7.5型局扇压入式通风(风机最大吸入风量为15m3/s),

局扇功率为2X55Kw,要求巷道内风速不低于0.25m/s,最高不超过4m/s。

风筒选用中800mm抗静电、阻燃风筒。风筒必须悬挂平、直、反边压紧、

逢环必挂，无破损漏风现象，岩巷风筒出风口距迎头距离不大于10米，

煤巷风筒出风口距迎头距离不大于5米。

4、主要通风技术管理措施

(1)本矿井为煤与瓦斯突出矿井，风机采用专用变压器、专用开关、

专用电缆线路，安装风电闭锁、瓦斯电闭锁装置。

(2)建立通风管理制度，加强风筒管理，正确使用风筒，严禁无故

损坏风筒。发现风筒破口，要及时修补或更换，以减少风筒沿途漏风。为

防止炮崩，靠近工作面301n风筒采取防护措施。

(3)通风系统的调整与管理必须符合《煤矿安全规程》的有关规定，

严防风流短路，严禁局部通风机循环通风。不得一趟风筒供2个掘进工作

面用风。

(4)风筒必须采用反边接头，减少接头漏风。迎头风筒不得落地。

风筒出口距工作面煤巷不大于5m,岩巷不大于10m。

第二节压风

风源来自地面空压机房，选用M25042.5/0.85型共3台，从空压机房

用中159X4.5mm无缝钢管为干管路，支管用中108X4mm无缝钢管，工作面

后方设油水分离器，设分风器供各风动工具用压风。风钻风管采用①13mm

高压液压管，配快速接头。

压风系统：地面空压机房一副斜井井筒一井底车场一+1200m水平水仓

f工作面。

第三节煤与瓦斯防治

1、严格执行两个“四位一体”防突措施有关规定。

2、加强地质预测预报和瓦斯地质工作，以指导掘进。严格按“有掘

必探，先探后掘，长探短掘”原则施工。

3、下井人员必须随身携带完好压缩式自救器，并会正确使用。

4、煤与瓦斯突出预兆：

(1)无声预兆：工作面顶板压力增大，煤壁被挤出，片帮掉渣，顶板

下沉或底鼓，煤层层理紊乱，煤暗淡无光泽，煤质变软，瓦斯突大突小，

煤壁发凉，打钻时有顶钻、卡钻、喷瓦斯等现象。

(2)有声预兆：发出劈裂声，闷雷声，机枪声，响煤炮，声音由远而

近，由小到大，有短暂的、有连续的，间隔时间长短也不一致，煤壁发生

震动和冲击，顶板来压，支架发出折裂声。

5、现场作业人员必须进行防突知识培训，熟悉掌握突出的预兆、防

突措施、避难设施、自救措施、避灾线路、管理制度等，考试合格后，方

可从事作业。

6、工作面应配备专职瓦斯检查工，瓦斯检查工必须随时检查瓦斯浓

度，掌握突出预兆。当发现有突出预兆时，瓦斯检查工有权停止工作面作

业，并协助班组长立即组织人员撤退，报告矿调度室。

7、当发生煤与瓦斯突出或突出预兆时，作业人员应迅速戴好自救器,

沿避灾路线有组织地撤退，当避灾路线受阻或其它原因不能撤退时，应就

近进入避难碉室，打开自救装置进行避灾，同时向矿调度汇报。

8、根据规定在巷道内设置工作面避难碉室及压风自救系统。压风自

救装置安装在巷道内的压缩空气管道上，在距工作面25〜40nl的巷道内、

爆破地点、撤离人员与警戒人员所在的位置、回风道有人作业处，以及巷

道每掘进50m设置一组压风自救装置，每组压风自救数量不得少于6个，距

工作面最近一组不得少于12个，且平均每人的压缩空气供给量不得少于

!

0.lm/mino

9、在揭煤过程中及进入煤层后，严禁使用风镐作业。

10、在进入揭煤过程前，必须编制揭煤专项设计，按规定审批后，严

格按揭煤程序及措施组织施工，并采取远距离爆破揭露煤层。

11、进入揭煤过程前必须有独立、可靠的通风系统，并砌筑符合规定、

可靠的防突风门，对防突风门加强日常管理。

12、严格执行考察批掘制度，每次考察数量不少于5个，严禁超掘。

13、加强顶板管理，防止因顶板冒落诱发煤与瓦斯突出。对发生高冒

地点，要及时采取措施防止有害气体积聚。

14、矿井安全监控系统监控仪具备停风断电、风电闭锁、瓦斯电闭锁

等功能，并在达到功能动作标准时立即实现其功能。

15、掘进工作面前方遇到落差超过煤层厚度的断层，除编制补充安全

技术措施，并按揭煤措施执行。

16、加强防突地质钻孔及抽放钻孔设计审查、施钻及封孔验收工作，

防止出现设计不合理、钻孔不合格或出现假孔、假抽现象，给防突工作留

下安全隐患。

第四节综合防尘

防尘水源来自地面高压水池，通过650mm钢管引到井下各工作面。

1、巷道中安设650mm的供水管，每隔50m预留一个三通阀门，供巷

道洒水、降尘和消防用水。

2、放炮时距工作面20m内坚持人工洒水；出研时，也必须洒水，坚持

湿式打眼，坚持使用水炮泥，放炮时开启水幕净化风流；放炮后对工作面

20nl范围内必须洒水冲尘。装年前洒水降尘等。

3、巷道内设兼职防尘员，负责洒水降尘；洒水周期：距工作面100m

以内每天洒水冲尘一遍，100m以外每周冲尘一遍。

4、加强个体防护，施工人员必须佩戴防尘口罩。

5、搞好通风工作，净化空气。

6、煤层具有爆炸危险，必须加强防煤尘管理，严防煤尘飞扬、堆积。

7、巷道内至少安装两道全断面喷雾（随巷道的延伸按规定增加），喷

射混凝土时采用潮料及开启全断面喷雾降尘。

第五节防灭火

1、入井人员必须遵守井口入井验身制度，严禁携带易燃、易爆物品及

火种入井，严禁穿化纤衣服、戴电子表入井。

2、机电设备定期检修，加强维护，并包机到人，保证设备完好，运转

正常，消灭失爆，杜绝电气火花引起火灾。

3、井下使用过的棉纱、油布等不准乱扔，必须回收到井上处理，严禁

将废油、剩油洒在巷道内，必须回收至井上。

4、巷道供水管路中每隔50m预留一个三通阀门。

5、揭穿煤施工过程中，严禁使用金属等物体撞击产生火花，严禁带电

打开电气设备，严禁在井下拆卸矿灯。

6、揭穿突出煤层施工过程中，严禁使用耙岩机装石干，必须人工或使用

装岩过程中不产生摩擦火花的设备装岩。

7、挖掘式装载机后放置一组灭火器，消防砂及消防铲等。

第六节安全监控

1、在地面调度室建立监控中心站，安装重庆煤科院自主研制开发的

具有技术先进、功能强大、可靠性高、实用性强的高技术产品KJ90NB型煤

矿安全综合监控系统，配备专人维护。拟利用该系统对工作面风流中及回

风流中的瓦斯、风机开停等进行监测控制。

2、此监控中心运行在标准的EthernetTCP/IP网络环境，可方便实

现网上信息共享和网络互联。与矿方已联网共享，实时浏览监控信息。

3、在地面井口安设矿井综合监控系统分站KDF-2/3/3X,以实现瓦斯

断电仪和瓦斯、风电闭锁装置的全部功能。

4、装岩机械作业开始前，甲烷断电仪的传感器，必