煤矿开采专业实习报告

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1、实习报告实习性质： 毕 业 实 习 学生姓名： X X X 专业班级： X X X 指导教师： X X X 实习时间： 2011.032011.05 实习地点： 天府矿业公司磨心坡煤矿XXX学院目 录前 言1第一章 矿井概况.2 一、交通及地理位置.2二、地形与气候条件.2三、煤系地层及可采煤层情况.3四、井田范围及勘探程度.3五、地质构造.5六、水文地质及瓦斯地质.8七、矿井剩余储量、服务年限及生产能力.9八、矿井开拓.9九、矿井提升运输系统.10十、矿井排水系统.10十一、矿井供电系统.10十二、矿井通风系统.10十三、压风系统.11第二章 -220m南采区集中运输大巷施工.12第一节 工

2、作面概述.12 一、工作面位置.12二、围岩性质.12三、地质构造.12四、水文地质.12第二节 巷道布置及用途.13 一、巷道布置.13二、巷道用途.13三、巷道断面及形状.13第三节 巷道施工.13 一、施工方法及工艺流程.13 二、爆破方法.13三、支护及要求.16第四节 劳动组织、循环方式及主要技术经济指标.17一、劳动组织形式.17二、正规循环方式.17三、主要技术经济指标.17四、每循环技术经济指标.17第五节 生产系统.19 一、通风系统.19二、运输系统.19三、压风系统.19四、防尘系统.20五、排水系统.20六、供电系统.20第六节 运输安全管理.20 一、运输方式.20二

3、、运输安全管理.20第七节 机电安全管理.21 一、电器安全管理.22二、电缆安全管理.22三、主要施工设备.23 第八节 通风安全管理.23 一、风量及局部通风机的确定.23二、通风设施.24三、通风安全管理.25第九节 工程质量及文明生产.26 一、工程质量管理.26二、工程质量要求.26三、文明生产要求.27四、掘进质量评级办法.28第十节 技术安全措施.28 一、防冒顶措施.28二、防瓦斯及硫化氢等气体积聚措施.29三、放炮安全措施.29四、防止爆燃措施.31五、综合防尘措施.31六、防治水措施.31七、爬渣机安全使用措施.32八、人力推车措施.32九、岗位责任及组织措施.33十、避灾

4、路线.33第三章 -200m南采区K9煤层采煤方法.34第一节 概况.34 一、工作面位置及相邻关系.34二、煤层.34三、煤层顶底板特征.35四、地质构造.35五、水文地质.35六、影响回采的其它因素.36七、储量及服务年限.36第二节 采煤方法及落煤工艺.37 一、巷道布置.37二、落煤工艺.37第三节 顶板控制.39 一、支护设计.39二、工作面顶板控制.40三、“三眼两巷”的顶板控制40四、矿压观测.41第四节 生产系统.42 一、运输.42二、通风.42三、排水.47四、供电.47五、压风.50第五节 劳动组织和主要技术经济指标.50一、劳动组织.50二、主要经济技术指标.51三、主

5、要技术经济指标表.53第六节 煤质管理.53第七节 安全技术措施53 一、一般规定.53二、顶板管理.54三、防治水.55四、运输.55五、机电安全措施.56六、带式输送机管理规定.56七、特殊处理措施.58八、其他.59第八节 灾害应急措施及避灾路线.60一、灾害预防.60二、避灾线路.61附表目录附表一：-220m南采区集中运输大巷施工正规循环作业图表附表二：-115m北二采区K2煤层回采工作面正规循环作业图表附图目录附图1-1：煤系地层综合柱状图附图1-2：矿井开拓系统图附图2-1：-220m南采区集中运输大巷布置图附图2-2：-220m南采区集中运输大巷断面图附图2-3：-220m南采

6、区集中运输大巷炮眼布置图附图2-4：-220m南采区集中运输大巷通风系统及避灾路线图附图2-5：-220m南采区集中运输大巷运输系统图附图2-6：-220m南采区集中运输大巷供电系统图附图3-1:-200mSC1-3煤层顶底板岩性综合柱状图附图3-2:-200mS C1-3K9煤层储量计算立面图附图3-3:规循环作业图附图3-4:工作面支护图附图3-5:运输巷断面及管缆布置图附图3-6:风巷断面图附图3-7:连络巷布置图附图3-8:工作面联络石门断面图附图3-9:工作面机电设备布置、布置、压风、排水、运输示意图附图3-10:巷道布置示意图附图3-11:S79017903工作面位置、通风、监控、

7、防尘避灾路线示意图附图3-12:S7901-7903供电系统示意图附图3-13:S79017903工作面避灾路线示意图前 言毕业实习是毕业前进行的一次综合性的全面深入的教学实践。通过实习，我们可以全面了解矿井开拓系统，学习研究采区巷道布置、准备、采掘工艺、区队生产管理知识。同时，还可以了解矿井地质、井巷工程、通风安全、煤矿机械、提升运输、供电及地面生产系统、工业广场布置以及企业经济组织和计划等方面的情况，达到重点深入，全面熟悉和建立矿井生产系统及过程总体概念，熟悉采、掘、机、通、运及安全工程技术人员的职责和素质要求，为今后走向矿山、扎根矿山、服务矿山、奉献矿山打下良好的基础。因此，毕业实习，具

8、有非常重要的现实意义。经过近三年的理论学习，为了与煤矿现场生产实际相结合，我们到磨心坡煤矿进行了毕业实习。在实习过程中，较为详细地收集了磨心坡的交通、位置、地形、气候条件，井田煤系地层情况，煤层地质情况及可采煤层特征。熟悉了矿井的瓦斯含量及瓦斯等级，实际生产能力，生产情况，服务年限，工作制度等情况。全面深入了解了矿井开拓系统、采区巷道的布置及采煤工艺、巷道的掘进技术和发展方向、通风安全、煤矿机械、提升运输、供风供水供电、企业营销、管理等方面的情况。重点掌握了磨心坡煤矿的生产系统、生产过程的安全技术知识和企业开展的安全质量标准化工作，明确了矿井采煤、掘进、机电、通风、运输、地测、调度、安全等专业

9、的工程技术管理及人员的岗位职责和安全管理责任。 通过毕业实习，联系生产实际，我们提高了分析和解决实际问题的能力并为毕业设计收集到了所需要的资料。掌握了一定的专业学科的新技术、新材料、新工艺、“一通三防”技术，为今后更好的工作奠定了良好的基础。第一章 矿井概况一、交通及地理位置 磨心坡煤矿位于重庆天府矿业有限责任公司南端，重庆市以北42Km处，行政区划属重庆市北碚区东阳街道管辖，矿井南邻嘉陵江，北接刘家沟煤业有限责任公司，东依天府镇，西靠东阳街道。矿区走向长7Km，平均宽0.6Km.勘探面积4.62Km2.储量计算面积5.1 Km2 地理坐标1092900，北纬295300。矿区交通发达，襄渝铁

10、路，仪北公路由南向北贯通矿区，矿井生产原煤经磨心坡洗煤厂洗选后，一是经皮带走廊上襄渝铁路运达各用户，二是经天府矿业公司自建铁路运至嘉陵江边装船，顺嘉凌江长江供应沿江两岸用户。 二、地形与气候条件区内地形总体上北东高，南西低，为中低山斜坡地貌。沟谷发育，沟谷形态以“V”型为主，为单斜山地形，纵向方向东高西低，沟底纵坡坡度较大，一般为20 30度。区内横向沟谷、小溪较发育，切割较深，利于岩溶地貌的形成及发育。矿区气候属亚热带气候，夏季炎热多雨，冬季寒冷干燥，年平均最高气温36.6，极端最高气温42 ，平均最低气温5.7，极端最低气温-2 。年降雨量平均达1000mm以上，月累计最大降雨量436.3

11、mm，月累计最大蒸发量236.7mm。最大风速2.0m/s，风向西南西。雾日集中在10月至次年的2月，年最多雾日达173天。三、煤系地层及可采煤层情况矿区煤系地层为二叠系上统龙潭组，为海陆交互相含煤建造。古地理环境为滨海湖泊沼泽化平原，岩性主要为石灰岩、硅质石灰岩、泥岩、粘土岩、砂岩、炭质泥岩和煤层。假整合于茅口灰岩之上。地层总厚约142m，含煤10层，煤层编号依次为K1、K2 、K3、K4 、K5、K6 、K7、K8 、K9、K10。K1、K3煤层为沉积不稳定极薄煤层，不可采；K7煤层含硫量高，无经济开采价值。可采和局部煤层有 K2、K4、K5、K6、K8、K9共六层煤，其中K2煤层为中厚煤

12、层，全区可采；K4、K5、K8煤层为沉积不稳定局部可采薄煤层，K6、K9煤层为沉积稳定全区稳定可采薄煤层。可采和局部煤层平均厚度依次为：4.35m、 0.60m、0.45m、0.74m、0.70m、0.60m。K2煤层底板至茅口灰岩顶界间距612m，平均8m；K2底板至K1煤层顶板间距1.176.11m，平均3.93m；K3底板至K2煤层顶板间距18.2227.06m，平均24.14m；K4底板至K3煤层顶板间距0.322.56m，平均1.73m；K5底板至K4煤层顶板间距22.3134.48m，平均29.55m；K6底板至K5煤层顶板间距3.477.79m，平均5.15m；K7底板至K6煤层

13、顶板间距2.85.35m，平均2.95m；K8底板至K7煤层顶板间距2.767.08m，平均5.97m；K9底板至K8煤层顶板间距3.637.50m，平均4.79m；K10底板至K9煤层顶板间距1.372.41m，平均2.11m。可采煤层总厚度约7.44米，可采含煤系数5.2%。可采煤层煤质牌号为焦煤。（附图1-1：煤系地层综合柱状图）四、井田范围及勘探程度（一）井田范围矿井于1988年首次办理采矿许可证，有效期为70年。2001年2月由重庆市矿管办换发了采矿许可证，有效期为10年。企业改制更名后，由重庆市国土资源和房屋管理局于2005年10月重新核发了采矿许可证，证号为：93，有效期为6个月

14、（2005年10月2006年04月）。矿区范围由34个拐点圈定，走向长约7.0km，面积2.6553 km2，开采深度+600 -200m。矿区范围拐点坐标见表1-1。表1-1 磨心坡煤矿矿区拐点坐标一览表点号坐 标点号坐 标XY1 1821932042152262372482592610271128122913301431153216331734备 注： 1、矿区范围在磨心坡矿地形地质图以1-34号点圈定。 2、开采深度：+600-200m 3、矿区面积：2.4km2，开采煤层：K2、K4、K5、K6、K8、K9。（二）开探程度磨心坡煤矿矿区范围位于新华夏系川东弧形褶皱带，华蓥山复式背斜南端

15、，天府背斜之西翼。磨心坡井田原为天府煤田南井田，天府煤田地处丘陵山区，已有200多年开采历史，浅部露头多被不正规开采。直至1933年卢作孚等人创建“天府煤矿股份有限公司”，矿区开发才初具规模。19531956年我队（原煤炭部西南煤田地质开探局136队）对原天府煤矿+350m以下进行了精查勘探，1956年提交了天府煤田南北井田西翼精查地质报告，煤炭部1958年7月10日以（58）煤生技字14号文件批准，作为磨心坡煤矿建矿依据。1983年5月又以四川省地勘公司137队进行了深部补勘的钻探工作，1985年3月提出补勘资料，1985年8月矿务局提交了天府矿务局磨心坡煤矿-220m水平延深补充勘探地质报

16、告，重煤公司以重煤生字（86）第359号文件批准此报告作为矿开拓延深设计依据，提交资源量2503.7万吨。五、地质构造磨心坡煤矿矿区范围位于新华夏系川东弧形褶皱带，华蓥山复式背斜南端，天府背斜之西翼。天府背斜呈中常褶皱形态，两翼急倾斜，东翼略陡于西翼，由北向南背斜轴面微向西偏，构造走向：北段为N22E，向南过号勘探线后便缓缓向西偏移，至南段偏至S34W，略呈向南方向凸的弧形。地层倾角为：东翼浅部4560，局部直立、倒转，向深部逐渐增大至6275；西翼浅部3755，向深部逐渐增大至6072。背斜枢纽由北向南逐渐倾覆，至V号勘探线倾覆角增大至22。断层发育是矿区构造的一大特点。东翼及背斜轴部有密集

17、的大型走逆断层，受断层切割，煤岩层延续性遭受严重破坏，开采价值不大。西翼断层稍少，但断层性质变化大，分区密布，将矿井自然分割成三个可采区。北采区和中采区，斜交断层发育，集中分布在号（峰厂）和号（鹰耳岩）勘探线附近；南采区大型走向逆断层发育，集中分布在勘探线以南，断层互相切割，规模巨大，切割纵深，破坏性极强，号勘探线之间为矿井构造复杂区。矿井地质构造类型为-a-a-fg。（一）矿区褶皱矿区范围内大的次级褶皱不发育，根据石门及钻孔资料，在FO3断层附近煤岩层往往被断裂牵引形成紧密的小向斜或小向斜连小背斜，断层上盘常比断层上盘明显，褶曲带的宽度达2080米，这种现象的产生是由于煤系岩层岩性较弱，在构

18、造应力的作用下，易产生塑性变形所致。（二）矿区断裂1、背斜东翼及轴部的西倾走向逆断层主要分布于背斜东翼，少数分布于轴部，主要有F1、F2、F3、F4、F5等断层，断层倾角在4682，规模均甚大，伪总断距多在50m以上，大者达120340m，它们密集排列，南北延伸，纵贯全区，在平面上一些地段可见到断层线互相交切的形态，在剖面上，则可见F1断裂为主干断裂，其余断层均为其分支，呈倒“入”字构造形式。F1：位于轴部，自刘家沟煤业公司向南延伸至矿区范围，至勘探线附近减弱，矿区范围内延伸长6200m，地表表现为P1m、P2l地层缺失，断层产状3017182，伪总断距线以北60150m，以南1030m，对线

19、以南轴部煤层有轻微破坏作用。F2：位于近轴部的东翼部位，纵贯全区，地表表现为P2C、T1f1地层缺失，断层产状3033126375，伪总断距线以北160300m，向南减弱，多为1030m（仅线处异常增大），对线以南地段煤层有较大破坏作用。F3：位于东翼，纵贯全区，地表表现为T1f1复于T1f2或T1f2复于T1f3之上，造成地层缺失，断层产状3033117481，伪总断距120280m，在线间断层切入轴部，于此同时，断距减弱30m左右，对该段轴部附近的煤层有破坏作用，对西翼煤层无破坏作用。F4、F5断层：位于东翼，远离背斜轴部，纵贯全区，地表表现为T1f2复于T1f3或T1f3复于T1f4之上

20、，造成地层缺失，断层产状3033127075，伪总断距100m。2、背斜西翼的西倾走向逆断层此类断层为高角度西倾断层，大多隐伏，少有地表出露，系由生产井巷揭露，断层排列甚密，主要发育在线以南，线以北极为稀疏，自线向南逐渐增多。对煤层有明显破坏作用的断层，自北向南，由西向东有F21、F22、F01、F02、F03 、F04等断层，断层走向延伸数百米至一千米，个别可达2200m（F02），伪总断距一般在15m至45m，属大至中型断层，对开采影响较大。F21、F22断层组：断层产状2953007080，水平断距分别为35m、20m，对矿井-10m水平以下北采区的煤层有明显破坏作用的断层，造成煤层不连

21、续，对开采影响较大。F01、F02、F03 、F04等断层，断层产状3053157085，水平断距多为20m，F03达45m。对矿井-115m水平以上南采区煤层有明显破坏作用的断层，造成煤层不连续，对开采影响较大。-115m水平以下断层对南采区的煤层破坏延伸在矿区范围外，对开采几乎无影响。3、斜交平推断层矿区内有SSE-NNW和NEE-SWW两组斜交平推断层，背斜即轴部均可见，为数不多，规模不大。矿区范围内主要有F26（峰厂斜交断层带）、f01（鹰耳岩斜交断层带）。F26（峰厂斜交断层带）：位于线以南，由7条以上小断层组成断裂和挤压破碎带，走向延伸长度约420m，断层产状3253437278，

22、每条断层的水平断距均大于1m，+230m水平以上对煤层破坏较明显，以下对煤层破坏减弱，断距多在1m，对煤层开采有一定的影响。f01（鹰耳岩斜交断层带）：位于线以北，由45条平行的小断层组成断裂和挤压破碎带，破碎带宽约90m，走向延伸长度约700m，断层产状3253437278，断层的水平断距多在38m，对各水平煤层破坏较明显，对开采有影响大。矿区地质构造较复杂。六、水文地质及瓦斯地质（一）水文地质矿区内含水层主要为三叠系下统嘉陵江组石灰岩（T1j）、飞仙关组第四段石灰岩（T1f4）、二叠系上统长兴组石灰岩（P2C）等为喀斯特强含水层，飞仙关组第二段石灰岩（T1f2）、二叠系下统龙潭组第二段石灰

23、岩（P2l2）、第四段石灰岩（P2l4）等均为弱含水层。二叠系下统茅口组石灰岩（P1m），仅在断层作用下，地表零星出露，为煤系地层底板含水层。各含水层在空间分布上对矿井开拓，开采有直接或间接的水力联系。岩溶裂隙含水层在接受大气降水补给后，沿岩溶、裂隙迳流，经采空区渗入坑道。矿井在开采过程中，十分重视上部老窑水探防工作，开采过程中从未发生水灾事故。矿井水文地质条件中等。（二）瓦斯地质磨矿为煤与瓦斯突出矿井，相对瓦斯涌出量为74.67m3/吨，绝对瓦斯涌出量为40.39 m3/吨。K2煤层属强突出煤层，用开采保护层来解决K2煤层的开采问题。石门揭穿突出煤层采用“四位一体”的综合防突措施，矿井有完善

24、的瓦斯抽放系统，长期坚持瓦斯抽放。七、矿井剩余储量、服务年限及生产能力矿井原始地质储量4178.6万吨。截止2005年底，-200m水平以上矿井累计动用储量2475.9万吨，损失量501.3万吨，累计注销量7.2万吨，矿井剩余保有储量1609.2万吨，可采储量为1135.3万吨。储量减少86.3万吨，累计探明储量3874.4万吨。矿井原始设计能力45万吨/年，近些年实际生产能力40万吨左右，2005年核定生产能力50万吨，按储量备用系数1.5，剩余服务年限约15年。八、矿井开拓矿井开拓方式为平硐十竖井暗斜井综合开拓方式。矿井现生产水平为-115m水平、-220m水平，延深水平为-440m水平。

25、采区分南、中、北三个大采区，其中南北采区分别为南一、南二采区和北一、北二采区。平硐口标高为222.5m，全长2170m，是矿井运输、行人、通风及排水的主要通道。竖井位于520m标高的芦梯沟，井底止于-10m水平，井筒全长522m，断面积23.8m2，主要承担矿井通风和辅助提升任务。暗斜井分别为主提升箕斗井和30人行斜井。箕斗井主要用于煤层提升，为二级提升，其中-115水平至-l0m水平为第一级提升，全长350m,斜井坡度为35，断面为11.57m2，箕斗容量为3t；-10m至+230m水平为第二级提升，斜坡度为60，全长为185米，断面为9.1m2，箕斗容量为2.5t。30人行斜井用于行人和辅

26、助提升，坡度为30度，断面为15.04m2，全长690米。（附图1-2：矿井开拓系统图）九、矿井提升运输系统矿井提升环节多，运输战线长。集中运输巷采用机车运输，斜井采用绞车提升运输。矿井主要提升机运设备有：-1O+230m的2m绞车、-115-lOm的2m绞车、混合提升为竖井的3m绞车、人行斜井副提升为2.5m绞车、-115-l0m专用进风井的1.2m绞车、-115m水平的1t电动煤翻笼，平硐运输为3台Z K-10的架线电机车和1台CXTS-8蓄电池机车、-10m水平为2台XKB-/ 140-KBK番电池机车、-115m水平为4台CX下S-8和2台XKD-6/J40机车。十、矿井排水系统矿井排

27、水未多级排水，-115-10m水平为第一级排水，-10+230m为第二级排水，-10m水平为中转水平。抽排线路为-115m-10m+230m平硐（自流）地面。十一、矿井供电系统矿井采用双回路供电，由局中心变电所送至卢梯沟变电所，然后经竖井分别送至+230水平、+110水平、-10水平中央变电所，然后经中央变电所再送至各采区变电所，再变压到660伏送至各配电点。十二、矿井通风系统矿井在井田中部分别布置了1个进风斜井、1个进风竖井、1个进风平硐、2个回风斜井，通风方法为抽出式通风，通风方式为混合式。其中3个进风井为：+230m主平硐、+480m南翼竖井、+500m北翼进风斜井进风；2个回风井为：+

28、490m南翼回风斜井、+490m北翼回风斜井回风。十三、压风系统矿井在地面芦梯沟竖井安装了两台压风机，压风线路为：芦梯沟压风机竖井-10m 水平（各掘进工作面）（-115m-10m）管线斜井-115m水平（各采掘工作面）（-220m115m）水平串车斜井-220m水平掘进工作面。第二章 -220m南采区集中运输大巷施工第一节 概 述一、工作面位置-220m水平集中运输大巷布置于-220m水平南采区，距地表垂深为714.0m。岩层走向N3035E，倾向北西，倾角62。二、围岩性质-220m水平集中运输巷布置于二叠系茅口组第四段（P1m4）石灰岩地层中，该段岩石节理裂隙不发育，浅灰色、厚层状石灰岩

29、，结构致密、质地坚硬。三、地质构造预计施工段无大的地质构造,但局部地段节理、裂隙发育，常以方解石石脉或方解石团块产出，局部呈块状结构或片状结构，破碎段易片帮、冒落。四、水文地质茅口灰岩为矿区煤系地层底部含水层，但根据矿井-10 m-220m串车斜井掘进过程中所体现的情况，该施工地段含水性相对较弱，仅在节理、裂隙发育地段有滴水或侵水现象，未出现流水或大的涌水现象。根据矿区范围内地表出露的该段地层地质资料可知，该段地层含水性极不均匀，水量微弱，水压较高，预计涌水量0.050.01m3/h。第二节 巷道布置及用途一、巷道布置巷道布置于茅口灰岩上部（第四段），井底车场段茅口大巷天板至K2煤层底板平距为

30、30m，方位N31E,巷道由北向南至煤翻笼位置其坡度为0，煤翻笼以南212m巷道坡度为0，再向南巷道坡度为+3,南高北低。（附图2-1：-220m水平集中运输大巷布置图）二、巷道用途该巷道为-220m水平南采区集中运输大巷、采区进风巷道。三、巷道断面及形状巷道断面为三心拱，设计断面为巷净宽墙高拱高=330018001100掘进断面积8.8m2，净断面积8.2m2。水沟布置于巷道西邦，其规格为：净宽净高=800700，并用混凝土浇灌，水沟坡度与巷道坡度一致。（附图2-2：-220m水平集中运输大巷断面图）第三节 巷道施工一、施工方法及工艺流程采用风锤打眼，普通钻眼爆破法破岩，扒碴机出矸的方法施工

31、。其工艺流程是打眼、出矸（平行作业）装药 联线放炮通风。 施工方法：施工采用钻眼爆破法施工，多台气腿式凿岩机打眼，一台激光指向仪定向。组织多工序平行作业线，以提高施工进度，保证工程质量和作业安全。二、爆破方法严格按光面爆破法进行爆破，光面层厚度0.5m，合理布置周边眼，达到较为理想的爆破效果。 （附图2-3：-220m水平集中运输大巷炮眼布置图）（一）爆破参数炮眼数目：N=q*S*M*/(a*P)=2.02*8.8*0.85*0.17/0.6/0.15=28.5式中 N炮眼总数，个 q单位炸药消耗量，kg/m3，取2.02kg/m3 S掘进断面积m 2，为8.8m2 M每个药卷的长度m，为0.

32、17m 炮眼利用率，=L0/L a炮眼装药系数，一般取0.5-0.7 P每个药卷的重量0.15kg（二）炮眼布置1、掏槽眼采用楔形掏槽，三对槽眼对称巷中线并偏下布置。取槽眼排距为0.5m，成对炮眼眼底距离为0.2m，槽眼深1.5m，槽眼与工作面水平夹角为71，得成对槽眼眼口间距为1.4m。2、周边眼：周边眼布置11个，眼距为550650mm，底眼布置7个，眼距为750800mm。 3、辅助眼根据已确定并按比例画好的槽眼，周边眼之间的距离，均匀地布置辅助眼，以求扩大掏槽，获得均匀岩块，达到最好爆破效果，共设辅助眼6个，辅助眼间距600650mm。4、各炮眼装药量的分配掏槽眼：a取0.65，则每眼

33、装药卷数=1.5*0.65/0.17=5.7卷槽眼装药量=65.70.15=5.13kg辅助眼：a取0.55，则每眼装药卷数=1.3*0.55/0.17=4.2卷辅助装药量=64.20.15=3.78kg周边眼：根据经验，1.3m深的顶眼、帮眼采用单段空气柱装药结构，每眼装3个药卷即可获得良好的效果。底眼和水沟每眼装药4卷炸药，得装药量=1130.15+540.15+140.15=8.55kg总装药量=5.13+3.78+8.55=17.46kg（三）爆破作业图表表2-1 爆破条件表名称掘进断面炮眼深度炮眼数目岩石坚固性系数工作面瓦斯情况单位m2m个f%数量8.81.31.5298101.0表

34、2-2 施工炮眼布置及每循环炸药消耗基础表眼名眼号眼数（个）眼角眼深眼长（m）装药量（kg）单眼一组单眼一组掏槽眼1-66711.51.67100.8555.13辅助眼7-104831.31.345.20.633.7811-12201.31.32.6周边眼13-2311951.31.314.30.454.95底眼24-285961.31.36.50.63水沟291961.31.31.30.60.6合计2930.917.46表2-3 预期爆破效果表名称 单位数量名称单位数量炮眼利用率%85每米耗药量Kg/m15.9每循环工作面进尺m1.1每循环炮眼总长度m30.9每循环爆破实体岩石m39.68每

35、立方米岩体耗雷管量个/m32.6炸药消耗量kg/m31.85每米耗雷管量个/m22.7（四）爆破方式及爆破要求1、装药方式：正向装药2、炸药：使用2号岩石炸药。3、放炮器：使用KB-100型放炮器。4、爆破方式：大串联，全断面一次起爆。5、起爆顺序：段毫秒电雷管。三、支护及要求因大巷布置于茅口灰岩第四段，岩石较硬且较为完整，根据以往经验，原则不支护为裸巷，在局部构造地段，再根据现场实际情况考虑支护形式。第四节 劳动组织、循环方式及主要技术经济指标一、劳动组织形式由掘进队组织施工，实行“三、八作业制”循环方式。二、正规循环（一）钻眼时间的确定：T=L/MVL炮眼总长度30.9m ；M钻机台数 4

36、台；V钻速 0.1m/min钻进效率取值0.8 T=30.9/4/0.1/0.8=96min（二）装岩时间的确定T=SLK/PS：工作面断面面积：8.8 m2L：炮眼深度1.3m：炮眼利用率85%K：岩石碎胀系数，取1.5P：装岩机实际生产率50%T=8.8*1.3*0.85*1.5/0.5=30min考虑到调车及其它影响实际装岩时间需要60分钟。（附表一：正规循环作业图表） 三、主要技术经济指标见表2-4。四、每循环人员配备打眼工：4人扒碴司机：1人领药工、照明工、订道工、推车工计3人总计共8人。表2-4 主要技术经济指标表序号项 目单 位指 标备 注1断面m28.82循环进度m1.13班循

37、环数个14日进尺m3.35月正规循环数个906正规循环率%857月进尺m998平均日进尺米/日3.39工程质量优良品%60合格品%4010出勤率%8511平均日工数工2412掘进工效率米/工0.12313炸药消耗定额公斤/米26.3115雷管消耗定额个米48.3716空心钢消耗定额元/m17.2917钻头消耗定额元/米33.6018机建费元/米398.15第五节 生产系统一、通风系统（一）新鲜风-115m水平茅口大巷安局部通风机（115m -220m）水平串车斜井 -220m水平茅口大巷掘进工作面 （二）乏风-220m水平掘进工作面 -220m水平中茅口大巷（-115m -220m水平）串车斜

38、井 -115m水平井底车场 -115m水平南段边界回风斜井 -10m水平南段边界回风斜井+110m水平南段边界回风斜井+230m水平抬高茅口巷专用回风斜井芦梯沟地面。（附图2-4：-220m南采区集中运输巷通风系统及避灾路线图） 二、运输系统 （一）排矸系统工作面 -220m串车斜井 -115m茅口大巷（-115m-10m）水平专用回风斜井上车场 -10m水平 竖井 +230m主平硐运出至地面矸石山。（二）运输材料系统地面材料仓库+230m主平硐竖井-10m 水平（-115m-10m）水平专用回风斜井上车场-115m水平井底车场（-220m115m）水平串车斜井-220m水平掘进工作面。（附图

39、2-5：-220m南采区集中运输巷运输系统图）三、压风系统芦梯沟压风机竖井-10m 水平（-115m-10m）管线斜井-115m水平井底车场（-220m115m）水平串车斜井-220m水平掘进工作面。四、供水及防尘系统竖井-10m 水平（-115m-10m）管线斜井-115m茅口大巷（-220m115m）水平串车斜井-220m水平掘进工作面。五、排水系统-220m水平掘进工作面 -220m水平临时水仓（-220m115m）水平串车斜井管道 -115m茅口大巷水沟 -115m水平水仓 -10m水平水仓 +230m主平硐水沟排出地面。六、供电系统芦梯沟变电所 -10m中央变电所 -115m中央变电

40、所-220m水平各工作用电设备。（附图2-6：-220m南采区集中运输巷供电系统图）第六节 运输安全管理一、运输方式采用扒装机出碴 ，用扒装机装车后，人推到临时车场，再用矿用防爆蓄电池机车运至-220m-115m串车斜井，用绞车提升至-115 m水平，运至-115m-10m专用回风斜井，用绞车提升至-10m水平，经矿用防爆蓄电池机车运至竖井提升至+230m水平，经+230m主平硐运出地面。二、运输安全管理（一）-220m茅口大巷运输使用矿用防爆特殊型蓄电池电机车（二）机车司机必须按信号指令行车，在开车前必须发出开车信号。机车运行中，严禁将头或身体探出车外。司机离开座位时，必须切断电动机车电源，

41、将控制手把取下，扳紧车闸，但不得关闭车灯。（三）必须定期检修机车和矿车，并经常检查，发现隐患，及时处理。机车的闸、灯、警铃（喇叭）、连接装置和撒砂装置，任何一项不正常或防爆部分失去防爆性能时，都不得使用该机车。（四）机车都必须前有照明，后有红灯；正常运行时，机车必须在列车前端。巷道内应装设路标和警标，前面有车辆或视线有障碍时，都必须减底速度，并发出警号。（五）必须有用矿灯发送紧急停车信号的规定。非危险情况，任何人不得使用紧急停车信号。（六）2台机车或2列车在同一轨道同一方向行驶时，必须保持不少于100m的安全距离。（七）一台机车配一名司机和一名跟车员。（八）机车运行过程中严禁扒车、跳车。第七节

42、 机电安全管理一、电器安全管理：（一）低压馈电线上，必须装设检漏保护装置或有选择性的漏电保护装置，保证自动切断漏电的馈电线路。（二）检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯，只有当其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，才能用与电源电压相适应的验电笔检验；检验无电后，方可进行导体对地放电。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电“字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。（三）非专职人员或非值班电气人员不得擅自操作电气设备；操作高压电气设备主回路时，操作人员必须戴绝缘手套，并穿电工绝缘靴或站在绝缘台上；手持式电

43、气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好绝缘。（四）容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或遮拦等防护设施。（五）工作面电动机的控制设备，应具备短路、过负荷、单相断线、漏电保护装置。（六）工作面电气设备必须配备“三专两闭锁”装置。二、电缆安全管理（一）电缆敷设地点的水平差应与规定的电缆允许敷设水平差相适应；电缆应带有供报护接地用的足够截面的导体；（二）严禁采用铝包电缆；（三）必须选用取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃电缆；（四）电缆主线芯的截面应满足供电线路负荷的要求。（五）电缆必须悬挂；水平巷道或倾斜井巷中悬挂的电缆应有适应的弛度，并能在意外受力时自由坠落。其悬挂

44、高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道或输送机上；电缆悬挂点间距，不得超过3m 。（六）电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m 以上的距离。三、主要施工设备详见下表。表2-5 主要施工设备表名称凿岩机局部通风机风电闭锁装置扒装机机车型号型号765528KwP-30B台数62122第八节 通风安全管理一、风量及局部通风机的确定：（一）风量计算1、工作面同时工作最多人数确定需要风量Q=4N，m3/min式中：N为工作面同时工作最多人数。N=15人, 则Q=154m3/min=6

45、0m3/min2、掘进工作面最少需风量的确定Q=60V S m3/min式中 Q：掘进工作面最少需风量m3/minV：掘进工作面最低允许风速m/s、取0.15m/s。S：掘进毛断面积17.8m2（取毛断面积最大进行计算）则：Q=600.1517.8=160.2m3/min3、根据天府矿务局矿井风量计算细则计算风量为：Q60VS=600.1517.8160.2m3/min4、掘进工作面供风量的确定根据掘进工作面最低允许风速确定的风量，即掘进工作面最少需风量为160.2 m3/min，按效风量按75%计算 则：供风量Q供=160.2 0.75=213.6m3/min。5、按风速进行验算掘进工作面的

46、风量Q应为：9SQ240S式中 Q：掘进工作面实际需风量m3/minS：掘进毛断面积17.8m2（取毛断面积最大进行计算） 917.8213.624017.8，m3/min验算符合煤矿安全规程要求。（二）局部通风机的确定1、局部通风机的型号及通风量JBT-52（11KW）局部通风机，Q通=145225m3/minJBT-62（28KW）局部通风机，Q通=250390m3/min2、根据计算结果和局部通风机的型号及通风量，选用一台JBT-62（28KW）的局部通风机进行压入式通风可以满足施工通风要求。二、通风设施该掘进工作面通风系统简单，管理容易，无须特殊设施。三、 通风安全管理（一）局部通风机

47、的安装由通风区决定。（二）必须采用抗静电、阻燃风筒。（三）局部通风机不得无故停风，如遇停电而停风，碛头必立即停止作业，撤出人员至新鲜风流中。恢复通风前，必须检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可开启局部通风机。（四）风筒出口距碛头距离不得大于5m，风筒无破口，风筒吊挂应环环必挂，缺环必补，吊挂平直拉紧吊稳，连接规范，弯道处应尽量使用可缩性弯头。同时必须加强日常检查和维护工作，减少风筒漏风，保证碛头正常需风量。（五）工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。（六）工作面风流中

48、，电动机或其开关安设地点附近20m以内风流的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤除人员，进行处理。（七）工作面及其巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤除人员，切断电源，进行处理。（八）对因瓦斯浓度超过规定被切断的电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降低到1.0%以下时，方可通电开动。（九）局部通风机必须配备“三专两闭锁”装置。第十节 技术安全措施一、防治冒顶措施（一）严格执行“敲帮问顶制度”，进班后首先由班长或安全员组织人员由外向碛头检查围岩稳定情况，当发现有危岩及活石时，应用长撬棍撬下来。如果危岩块大，应先打上临时支柱，然后进行处

49、理，防止活石突然掉下来造成冒顶或砸伤人员。安全未处理好，不准进行其它工作。（二）当碛头穿过断层破碎带时，必须根据现场情况加强临时支护，并根据情况决定是否进行永久支护，只有在保证支护完好情况下，方可继续施工。（三）执行全断面一次光面爆破，严格控制装药量，使放炮对围岩的破坏控制到最小程度。二、防治瓦斯及H2S等有毒有害气体积聚措施（一）不得随意停启局部通风机，保持的正常通风。（二）风筒出口距碛头距离不得大于5m，保证碛头的有效风量达110m3min以上，防止碛头瓦斯H2S等有毒有害气体积聚。（三）凡是岩溶，裂隙等地带高冒处有有毒有害气体积聚，必须停止作业，并采取措施处理后方可作业。（四）瓦检工每班

50、不得少于3次检查工作面瓦斯情况，严禁空班漏检和假检。 三、放炮技术安全措施（一）装药必须按爆破说明书进行。（二）放炮工、运药工、装药人员必须熟悉爆破材料的性能及煤矿安全规程有关规定，爆破材料必须妥善保管不得丢失。（三）装药前和爆破前有下列情况之一的严禁装药、爆破。1、爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%。2、在爆破地点20m以内，矿车，未清楚的煤、矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。3、炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出。掘进工作面风量不足。4、放炮母线同电缆、信号线分开挂在两侧。5、装配引药必须在避开电气设备和导电体的地点进行。雷管在使用前要进行导通测定。6、放炮前要彻

51、底检查放炮母线是否完好，有无明接头，是否扭紧短路悬挂，并要把工具、设备撤离到距碛头30m以外的安全地点。7、联线时，必须将雷管脚线的胶皮刮净并扭牢、悬空、不得同任何物体接触，碛头段严禁使用脚线替代母线。8、警戒及拉炮点：在距离工作面200 m处设立警戒线，拉炮点设在警戒线外。9、爆破前，班组长必须清点所有人数，确认无误后，才能下达放炮命令。爆破工接到起爆命令后，必须发出爆破警号，至少再等5s，方可起爆。10、放炮15分钟后，待炮烟吹散，放炮员、瓦检员、班组长方可进入碛头检查瓦斯、顶板和瞎炮等情况，发现问题及时处理。11、通电后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭接成短路，再等一定时间（至少等5min），才可沿线路检查找出拒爆的原因。12、处理拒爆时，必须遵守下列规定：1） 由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。2） 在距拒爆眼0.3m以外另打与拒爆炮眼，重新装药起爆。3） 严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷