轨道轨道片口施工掘进作业规程(DOC 103页)

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1、水城县三岔沟煤业有限公司 1601轨道片口施工作业规程前 言根据施工设计,矿井规划布置，1601轨道二片口位于矿井中部，开口于轨道上山236米处，现准备安排施工队伍掘进，为保证施工的安全,特编制施工作业规程进行施工。作业规程编写依据：一、贵州省水城县三岔沟煤业有限公司勘探地质报告、开采方案设计(变更）、安全专篇(变更）；二、1601轨道二片口实施性施工组织设计；三、规范、规程、规定、标准：1煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法煤安监办字200424号；2.防治煤与瓦斯突出规定2009；3。支护技术规范GB500862002;4.工程质量检测规程（MT/T5015-96）;5.煤矿井巷工程质量检

2、查验收标准（MT500994）;6.煤矿井巷工程施工及验收规范（GBJ213-90）；7.煤矿安全规程（2011年)；8。煤矿建井工程手册；9。爆破安全规程(GB67222003);10.煤矿测量规程（1998年）；11.煤矿地质规程；12.贵州省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法(试行）2009年12月18日。第一章 工程概况一、主要工程概况（巷道布置、巷道用途及工程量)：根据施工设计，矿井规划布置，1601轨道二片口位于矿井中部，1601轨道二片口开口于轨道上山236米处，先按94方位，按+3的坡度施工30米1601二片口车场,再按64方位,按+3的坡度施工20米与从回风斜井掘进的160

3、1运输石门贯通形成1601采面的运料系统,其开口点坐标及高程分别为X：2941215.53、Y:35514918.33、Z：+1709.788m,巷道穿层掘进，布置在K17煤层底板岩层之中.巷道掘进总长度预计为50m.巷道用途：主要用于1601运输掘进与采煤期间的煤炭、设备、材料和矸石的运输、行人、进风、排水、铺设管线与轨道及其安全出口之用。巷道设计长度及服务年限：巷道设计总长度50m，设计服务年限5年。附近开采情况：工作面对应上覆煤层K13、K14、K15、K16、K17煤层和下覆煤层K29为可采煤层,上覆煤层K13、K14、K15煤层大部已经开采，K16煤层局部开采。K17 、K29煤层除

4、浅部被小窑开采外,未开采。在掘进过程中必须做好探放水工作。预计其它因素：掘进过程中预计见部份小断层或小构造，但对掘进本巷影响不会太大，如遇大断层等则根据现场另报相关措施处理。二、施工前的准备工作:施工前，先将通风系统、供电系统、压风系统、通讯系统、运输系统及其他施工服务系统安装好,准备好支护材料.经矿安全和技术部门进行检查验收合格后，发给生产许可证方可开工。三、预计开工时间：2012年11月8日。预计竣工时间：2012年11月底。第二章 技术要求1、本规程是根据贵州晨辉矿业工程设计有限公司设计的水城县比德三岔沟煤矿开采方案设计（变更)中的1601轨道二片口的蓝图、1601轨道二片口的地质资料、

5、现场掘进遇地质构造资料以及煤矿安全规程和相关的行业规定而编制。2、作业组织：掘支同时进行。3、严格按照质量标准化要求进行施工。4、开工前必须由测量人员给定中腰线。5、 施工时必须严格按照测量人员给定的中、腰线，巷道断面图及支护参数进行.6、掘进打眼前必须由班队长、技术员根据中腰线找出巷道周边轮廓、标出炮眼位置,严格按照炮眼布置图和爆破图表进行打眼、装药、爆破。7、掘进打眼时，班队长必须现场监督打眼质量，控制超挖,严禁欠挖.8、施工过程中巷道两帮的帮脚必须刷够，然后根据支护要求进行支护工艺。9、出矸运输方式：采用耙矸机耙装（或采用人力将矸石扒装)至矿车内,然后人力推至片口处由绞车提升运输至井下车

6、场，再由蓄电池电机车运输至地面煤矸石场，最后由人工翻卸煤矸石。10、通风方式：采用在地面安装2*15kw局部通风机经风筒（从回风斜井进）直接向1601轨道二片口上段掘进工作面进行供风.12、若遇顶板破碎、压力增大有冒顶危险或其他特殊地质变化时，必须另行编制安全措施，并严格执行.第三章 地质说明书一、工程名称：1601轨道二片口.二、工程位置：根据施工设计，矿井规划布置，1601轨道二片口位于矿井中部，1601轨道二片口开口于轨道上山236米处，先按94方位,按+3的坡度施工30米1601二片口车场,再按64方位,按+3的坡度施工20米与从回风斜井掘进的1601运输石门贯通形成1601采面的运料

7、系统,其开口点坐标及高程分别为X:2941215.53、Y:35514918。33、Z：+1709.788m,巷道穿层掘进，布置在K17煤层底板岩层之中。巷道掘进总长度预计为50m。三、巷道周围开采情况:工作面对应上覆煤层K13、K14、K15煤层和下覆煤层K17、K29为可采煤层，上覆煤层K13、K14、K15煤层大部已经开采,K16煤层局部开采。K17 、K29煤层除浅部被小窑开采外，未开采。在掘进过程中必须做好探放水工作.四、地面建筑及地形情况：对应地表无建筑物，无公路等公共设施，地形为高山陡坡，沟壑纵横，属高山山地地貌.五、巷道围岩情况:巷道穿层布置在K17煤层底板内，属于二叠系上统龙

8、潭组（P3l）第二段中,该段岩性由灰、灰绿色、深灰色薄至中厚层砂岩、粉砂岩、粘土岩夹钙质粉砂岩、煤层组成。含煤1020层，单层厚0.10m-1.99m，可采煤层五层(K13、K14、K15、K16、K17）.层厚229m。六、地质构造：矿区位于比德向斜的西南翼北段的比德井田西端,以单斜构造为主。地层走向北西向,倾向50-85，倾角在1020之间.断裂构造不发育,仅局部具挠曲现象。因此，矿区构造复杂程度为简单。对本工作面掘进不会产生大的影响。七、水文地质:水文地质单元主要依据地形地貌、地层岩性和地质构造条件共同确定，将拥有相对完整的地下水补给、迳流、排泄区，且与相邻区域地下水无直接水力联系的范围

9、确定为一个完整的水文地质单元。经调查，三岔沟煤矿区水文地质单元边界为：北面以北丁向大扁坡山脊为界，东边以凹河为界，南面以下马场、洛水大洞冲沟为排水边界;西端以近南北向断层为界，构成一个较为完整的水文地质单元,面积约为32.0Km2。该区位于贵州省中西部,属云贵高原斜坡地带，区内地势西高东低，地势起伏较大，一般标高15001700m，相对高差200m左右，最高1923。10m,以中低岩溶地貌为主,下三叠统飞仙组、长兴组灰岩在区内常形成悬崖陡壁，东侧凹河切割较深,为区域最低侵蚀基准面标高1300m。该区溪流属长江水系，乌江支流。溪流从矿区东部流过,多年平均流量为154.5 m3/s，最大洪峰流量4

10、660 m3/s（1968。7.13)，最小流量4。84 m3/s（1966。5.12)，年水位变幅1014.55m，多年平均12。45m，为煤矿区最低侵蚀基准面（1300m）.矿区水文地质类型可判定为水文地质条件中等、顶板直接进水的裂隙充水矿床，在掘进过程中无大的突水现象，但在构造裂隙段有小流水或滴水现象，如出现较大的流水或突水出现，应立即停止作业，同时向调度室汇报，待采取安全技术措施后方能继续掘进，以保安全生产。八、瓦斯、煤层自然发火、煤尘爆炸性等情况：1、煤层瓦斯涌出量(1）矿界范围内原有煤矿瓦斯涌出情况根据贵州省煤炭管理局文件：黔能源煤炭2011833号关于六盘水市煤矿2011年度矿井

11、瓦斯等级鉴定报告的批复,六盘水市水城县比德三岔沟煤矿绝对瓦斯涌出量为7。18m3/min,相对瓦斯涌出量未列数据，鉴定等级为突出矿井。根据资源/储量核实报告， ZK23钻孔煤层瓦斯含量13.4213。61 m3/t.（2）煤矿整合后瓦斯预测分析矿井瓦斯等级鉴定时生产规模较小，随着矿井生产规模扩大和开采深度增加，矿井的瓦斯涌出会增大,因此，其鉴定结果的瓦斯数据不能作为整合后矿井瓦斯预测的数据。因此,本矿根据经验公式和矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）标准，预测矿井瓦斯涌出量.经计算，矿井的绝对瓦斯涌出量为22.66m3/min，相对瓦斯涌出量为35.9m3/t.在生产中应加强矿井的通

12、风和瓦斯抽放,满足矿井排放瓦斯的要求。因此必须重视采掘工作面通风及瓦斯管理，加强采掘工作面通风管理工作，保证通风系统的可靠，有效，加强瓦斯含量的测定工作，严格执行煤矿安全规程(2011）的相关规定.本巷在K16煤层中掘进,因此必须加强通风和瓦斯检查管理，确保施工过程的安全.严禁出现无风、微风作业现象。2、煤尘爆炸性根据六枝工矿（集团）恒志勘察设计有限公司实验室提供的煤尘爆炸性鉴定报告，K14、K15煤层的煤尘有爆炸性。K16、K17、K29煤层无鉴定资料,因此， K14、K15、K16、K17、K29煤层的煤尘按有爆炸性设计管理。矿井按有爆炸性管理。应及时对K16、K17、K29煤层的煤尘爆炸

13、性进行鉴定。掘进中必须加强防尘管理。3、煤层自燃发火倾向性根据六枝工矿（集团)恒志勘察设计有限公司实验室提供的煤层自燃倾向性鉴定报告,K14煤层为一类容易自燃煤层,K15煤层为三类不易自燃煤层.K16、K17、K29煤层无鉴定资料,因此， K14、K16、K17、K29煤层按一类容易自燃煤层设计，K15煤层按三类不易自燃煤层设计.矿井按容易自燃矿井设计管理。应及时对K16、K17、K29煤层进行自燃倾向性鉴定。本巷掘进在K16煤层中，必须及时补充本煤层的自燃倾向性鉴定，因此在掘进过程中必须按煤层有自燃倾向管理，做好煤层自然的管理工作。4、煤与瓦斯突出根据2007年10月17日贵州省安全生产监督

14、管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件(黔安监管办字2007345号）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见：对煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区的煤矿建设项目，凡未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定的，一律按煤与瓦斯突出矿井设计。水城县所在水城矿区被划定为突出矿区,三岔沟煤矿矿区范围内的可采煤层未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定,因此，按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。本矿将及时请具有资质的单位进行煤与瓦斯突出危险性鉴定,对矿井防治煤与瓦斯突出提供科学的依据；经煤与瓦斯突出危险性鉴定后，按鉴定结论进行管理。本巷在掘进过程中必须加强瓦斯防治工作的管理，把防突工作放在重中之重来抓,确保施工的安全

15、。5、地温情况本井田属地温正常区,无热害影响。6、冲击地压地质资料中未提供冲击地压的相关资料，本矿井及周围矿井尚未有冲击地压情况的发生，本规程按没有冲击地压危险考虑。九、其它需要说明的问题：1、在施工过程中，如需过断层、与上下巷道立交等情况,根据实际掘进过程中收集的资料，及时采取措施进行处理。2、矿井各煤层瓦斯含量较高，在掘进中应加强通风瓦斯管理。3、由于原始小窑无法调查清楚，施工中应加强探放水工作.附一、地质钻孔综合柱状图示见下：附二、巷道布置平面示意图:第四章 巷道支护要求一、临时支护施工中过程采用吊挂前探支梁做为临时支护，前探梁不少于2根，用76mm的钢管（或9工字钢)制作，长度4m，间

16、距为顶板锚杆间距,用金属锚杆和吊环固定,吊环形式为马蹄形，每根前探梁采用2个吊环悬吊。吊环用配套的锚杆螺母固定，锚杆所用树脂锚固剂不少于2节,锚固力顶部不小于80KN，帮部不小于80KN。前探梁吊环必须安装在永久支护的最前一排或第二排锚杆上，吊环必须上满丝，并且尽量沿巷均匀对称布置，以便放炮后及时进行临时支护，严禁出现空顶作业，放炮前最大的空顶距离不大于500mm，放炮后最大的空顶距离不大于1900mm。前探梁后段用多块规格为：长宽厚=500150(10150）mm大木 板接顶，并背牢背实。遇到特殊情况：如顶板遇到破碎带，顶板高低不平无法使用前探梁时，采用打园木带帽点柱进行临时支护，园木直径不

17、小于120mm，背板规格为长宽厚40020050100.临时支护断面、平面图示临时支护剖面图示二、 永久支护根据该巷道的用途，设备布置以及服务年限等情况，确定该巷锚网支护的断面形状为半圆拱形。采用锚网喷浆作为永久支护.支护材料：1、锚杆及锚固剂：锚杆采用KMG500左旋螺纹钢等强锚杆，直径为20mm，长度为2000mm。锚杆采取端头锚固。顶部、帮部使用CK2350树脂锚固剂2节，锚固长度不少于700mm。锚杆外露长度为1550mm。托盘为长方形，规格为长宽厚=1201206mm钢板冲压制成，其承载力80kN。锚杆均使用配套标准螺母紧固，顶部每根锚杆锚固力不小于80 kN；帮部每根锚杆锚固力不小

18、于80kN。锚杆拉拔力不小于锚固力的90%。2、钢筋网采用长宽=18001000mm 、网格100100mm的6.0mm钢筋焊接而成.3、喷射混凝土必须用标号不低于425水泥(井下使用P。C32。5型号），砂为机制山砂，石子粒直径小于20mm,将粒径大于15mm的石子控制在20%以下,石子过筛，并用水冲洗干净，配比为水泥：沙:石子=1：1.71：1。71；速凝剂型号为HS1型、掺入量一般为水泥重量的4%,喷淋水区时,可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入.三、支护说明（一）锚喷支护及质量要求：1、巷道断面规格尺寸:（见第六章）2、巷道断面参数示意图（见第五章）。3、支护说明（

19、1) 支护形式：先挂网后锚杆再喷浆支护。（2) 支护材料及规格要求：、锚杆:采用202000 mm螺纹钢制作的锚杆，且都设置挡圈，丝长不大于80mm。、托板：采用5mm的钢板制作，冲压成120120mm的方形，中心圆孔为22mm。、钢筋网：采用6mm钢筋焊接，网格100 mm100mm。、锚固剂：（A)顶板:顶板锚杆加长锚固,采用Z2335树脂锚固剂，每眼用二节，锚固长度为700mm.(B)两帮:锚固剂采用Z2335型药卷，每眼一节，锚固长度为300mm。锚固力达不到5t，则用2节试验后确定。、水泥：标号为425#;、细料：选用0.33mm的中砂或中粗混合砂;、粗骨料：选用瓜子片,其粒度属不超

20、过2030mm；、速凝剂：符合国家质量标准，干燥；（3)临时支护：锚杆支护应紧跟当头，爆破防止顶板离层脱落，采用前探梁进行超前支护。 （4）锚杆支护的工艺过程：打眼装药放炮出碴临时支护打锚杆眼装树脂药卷上锚杆挂网上托板并用螺帽压紧。(5）安装锚杆、铺网、上梁：打眼前,首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理;打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩,确认安全后、方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15度.锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时要预量钎子长度,在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度2150

21、mm（误差050 mm),锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在前探支架的掩护下操作。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。安装锚杆:安装顶部锚杆前，应将眼孔内的岩粉用压风吹扫干净，把CK2350树脂锚固剂2节依次送入眼底，把锚杆插入眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽,开动锚杆钻机使锚杆钻机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,搅拌1520秒后，搅拌完后等2030秒后，紧固螺帽，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于120Nm。安装帮部锚杆前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，把2块树

22、脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的风钻卡住螺帽，开动风钻，使风钻带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌，边搅拌边推进锚杆，直至锚杆达到设计深度,方可撤去风钻，搅拌时间1520秒.搅拌完后等2030秒后,紧固螺帽,拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力.螺帽扭矩：帮部不小于60Nm。锚杆安装质量要求：锚杆应垂直岩层层面(或巷道轮廓线)布置,最小角度不低于75度，在拱形基线上以俯角30度方向布置,在腰线700mm以俯角15度方向布置,锚杆排距为800mm，间距为800mm。锚杆排、间距误差不得大于50mm。布置成前后左右相互交错的五花形，

23、锚杆尽量与顶板法线方向垂直,根据巷道断面两帮加半圆拱的周长是4。5m。网长4。5m。根据每班进尺1。5m左右,二个循环铺3块网，木托板必须布置成一个方向。确保托板布置成线.锚杆孔施工质量要求：钻孔前,先画出巷道锚杆线，确定孔位，作好标记。先用短钻杆施工，然后再逐眼用长钻杆加深，直至符合要求为止。要求孔间距误差不得大于100mm,锚杆孔轴向偏差控制在5度之内，锚杆孔深顶部不应小于2m，两帮不应小于1。6m，不得大于杆体有效长度的30mm。锚杆必须用螺帽拧紧，螺纹外露长度为2050mm，网及托板紧贴煤、岩面,一垫一帽紧固有效。帮面必须垂直巷底，空帮、空顶处必须接死垫牢.锚杆安装结构图如下： (6)

24、铺设钢筋网：挂网时要求网与网之间搭接100mm,并每隔200mm用14铁丝联一扣,将钢筋网联为一个整体，将挂网处的岩面完全覆盖。连网时扭紧扣数不少于3扣。待所挂钢筋网全部联好后，锚杆的螺母要用力矩扳手上紧拧牢，确保托盘压紧网，使网紧贴岩面。爆破后临时支护时,若巷道肩部岩石较硬并达到光爆标准，钢筋网可暂时铺到肩部以下200mm处；岩性较差时顶板至少要铺三块钢筋网。在永久支护全断面喷浆前，钢筋网自上而下挂至底板。锚网孔比锚杆直径稍小23mm,孔深较锚杆长50mm,锚杆托板紧贴岩面，锚杆布置在钢丝网处;锚网量：根据菱形网的长和宽，将网从下帮往拱形方向展开，紧贴岩面,网与网之间搭接长度不少于0。1m，

25、网间搭接用12#铁丝剪成小段每隔200mm扎一下,且要扎牢。套上托板拧紧螺丝.锚杆托板应紧贴岩面，未接触部分必须设法垫实.锚网支护工艺过程:打眼装药放炮出碴临时支护打锚杆眼装树脂药卷上锚杆挂网上托板并用螺帽拧紧； （7)喷射砼施工：准备工作：检查锚杆安装和金属网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。清理喷射现场的矸石杂物,接好风、水管路.各种高压风水管路必须连接牢固，并且外加14#铁丝设置保护连接，防止鼓开伤人。输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。检查喷浆机是否完好,并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。喷射前必须用高压风水冲洗岩面

26、，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志.喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。喷射混凝土（喷浆)的工艺要求：喷浆前必须认真检查喷浆机，确认完好，方可使用。喷浆顺序为:先墙后拱，从墙基开始自下而上进行,喷枪头与受喷面应尽量保持垂直.喷枪头与受喷面的垂直距离以0.81。0m为宜.人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙和灰渣应清底并翻拌三遍使其混合均匀。喷浆前，将水射流除尘风机安装好，以便在喷浆时对喷浆机的上料口、余气口进行除尘.喷浆时，喷浆机的供风压力在0.20。4MPa，水压应比风压高0。1MPa左右，加水量凭喷浆手的经验加以控制，最合适的水灰比是0。40。45之间.喷射过程中应根据出料量的变化,及时调整给水量，

27、保证水灰比准确,要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少。一次喷射最大厚度：墙部3050mm,拱部1050mm,达到喷体表面相对光滑，无明显凹凸现象，且不允许露金属网，防止喷厚过大因自重而坠落伤人。第二次复喷应在第一次喷射砼凝结后进行.喷浆前必须冲洗岩帮。分层喷浆时，应在每分层喷浆前用高压水冲洗前次喷射面,然后再喷，使其结合成一个整体.初喷紧跟迎头,需要复喷时复喷距迎头一般不大于35米，包括墙角喷好后，方可移耙装机。喷射工作：喷浆工作开始前,应首先在喷浆地点铺上旧皮带或旧风袋布，以便收集回弹料.喷浆时应有良好的照明。喷浆时应先喷低凹处，喷枪头的运动轨迹为螺旋轨迹移动.螺旋圈直径为2

28、00300mm，一圈压半圈地缓慢移动,喷浆手要控制好水灰比，以喷出料不发白、不流淌、表面有光泽为宜。喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次，一次喷射完毕,应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。喷浆时要先给水，后开风，最后上料。喷浆机送风时，一定要固定好喷枪头，防止喷枪头摆动伤人。向喷浆机上料要连续均匀，喷浆机正常运转时料斗内要有一定的积料。喷射中突然发生堵塞故障时，喷浆手应紧握喷头并将喷口朝下。处理堵管时，先停电、停风，再敲打堵管处，敲碎堵塞的砼块后，再慢慢打开风阀吹净积

29、存的砼块.采用敲击法处理不通时，要拆开管路进行处理。喷枪头任何情况下都严禁对着人。停机时，要先停料,后停机,再关水，最后停风。处理机械事故时，必须及时停机断电。开机送电时,必须先通知有关人员，以防发生安全事故。喷浆机内积料,开机时禁止用手处理。喷浆质量：喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，找出墙角。喷面均匀，无裂隙,无“穿裙,赤脚”现象 。表面平整，无蜂窝麻面现象，厚度达到要求。4、巷道支护质量要求：(1）工程质量规格要求：A、巷道净宽中心线至任何一帮间距不小于设计的50mm，不大于设计的200mm；B、巷道净高腰线下不小于设计的30mm,腰线上不大于设计的50mm；C、锚杆布置符合要求，间距误差不

30、超过设计的150mm；D、水沟流畅，正式水沟宽度允许误差为+30mm，设计为宽深 =300mm300mm;E、喷砼厚度达到设计要求，局部不小于设计规定的10。(2)光面爆破质量要求：A、光面爆破围岩上留下均匀眼痕的周边眼数不少于个数60%;B、超挖尺寸不得大于150mm,欠挖不得超过50mm；C、围岩上不应有明显的炮震裂缝；D、光炮后巷道断面的形状、尺寸基本上符合设计要求,巷道成形规整，断面光滑。第五章 施工工艺和作业方式第一节 施 工 方 法1、开挖采用打眼放炮的方式进行。采用全断面一次爆破掘进。爆破采用MFB500型起爆器起爆，毫秒电雷管和煤矿乳化炸药。钻爆工艺流程：钻眼前准备钻眼检查瓦斯

31、装药联线检查瓦斯撤人放警戒爆破检查瓦斯及爆破效果洒水降尘、维护顶板出煤（矸）临时支护打顶锚杆并挂网打帮锚杆并挂网。2、采用7655型风钻进行打眼,2台工作、1台备用，打锚杆眼采用MYT-150液压锚杆机，1台工作、1台备用.开挖后立即进行临时支护，严禁空顶作业。 3、锚网作永久支护,巷道顶板破碎时必须加强支护，根据现场加密锚杆或另报措施施工,支护紧跟工作面.4、出矸运输方法：采用耙岩机装岩至矿车，小绞车提升运送到平巷，然后由蓄电池电机车运输至地面翻矸场,最后由人工翻卸煤矸。5、工作面采用7655型风钻打眼、激光指向、光面爆破.锚杆机打眼，混凝土喷浆机喷浆封闭围岩。6、每掘进50米，设置永久中线

32、点一组。第二节 作 业 方 式作业方式：作业方式根据施工方法及永久支护的相互关系，采用单行作业与平行作业相互补充的作业方式。采用全断面一次爆破掘进.采用风钻打眼爆破的方法爆破落煤岩.按生产地测部门给定的中腰线施工掘进。采用“三八”作业方式，接班后,班长必须行进行安全检查，发现隐患，必须立即处理，确认安全无误后，方可开工。然后进行打眼、装药、爆破等工作，当工作面炮烟吹散后，由班长、爆破员、瓦斯员进入工作面，由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况，确认安全后，前移前探梁,用刹顶木、木楔打紧背牢，然后进行出碴、锚网等工作。一、打眼机具采用7655型风钻进行打眼，3台工作、1台备用,打锚杆

33、眼采用MYT-150液压锚杆机，1台工作、1台备用。二、降尘方法采用湿式打眼、水炮泥、放炮喷雾、耙装前洒水、装煤岩过程中开放水幕的方法降尘。三、开挖质量保证措施1、严格按爆破方案进行钻孔、装药、连线。2、钻孔质量应符合下列要求：（A）钻孔孔位依据测量放出的中心线,腰线及开挖轮廓线确定。（B）周边眼距离控制在400mm内,并在断面轮廓线内100mm开孔，沿轮廓线调整的范围和掏槽孔的孔位偏差不大于50mm，其它炮孔孔位偏差不大于100mm。（C）炮孔的孔底应落在爆眼布置图规定的平面上.(D）炮孔经检查合格后，方可装药爆破。3、炮孔的装药、堵塞和引爆线路的联结，必须由经过考核合格的放炮员负责，并严格

34、按爆破图的规定和要求进行作业.4、每次爆破后，对煤岩爆破的效果进行现场实地调查并做出评价，并对爆破参数进行适当调整。5、巷道开挖质量自检开挖完根据测量放的中腰线，班组和队必须进行自检。巷道不够宽和不够高的地方，必须立即进行欠挖处理.班组和队检查完报项目部质检员。质检员汇报工程师,工程师组织检测，巷道每10m一个断面，设点检查,并填写好开挖质检表，自评质量等级。6、钻爆工艺流程：钻眼前准备钻眼检查瓦斯装药联线检查瓦斯撤人放警戒爆破检查瓦斯及爆破效果洒水降尘、维护顶板出煤临时支护打顶锚杆打帮锚杆第三节 出煤矸1、出矸前必须先进行敲帮问顶,并在矸石上洒水灭尘以后,方可进行出矸工作。2、出碴采用耙斗机

35、装岩机将煤矸扒装至矿车，小绞车提升运送到井下车场,然后由蓄电池电机车运输至地面翻矸场,最后由人工翻卸煤矸.所有人员必须加强自主保安和联防保安工作，避免矸石伤人。3、耙装、提升运输：采用耙斗机扒装出货。扒装机必须采用地锚和钢丝绳固定牢靠，防止其滑动.特别是履带式扒装机在斜巷内停放时必须加地锚和钢丝绳加以固定。耙斗机司机持证上岗.装碴前必须先进行敲帮问顶工作，并作好临时支护。开车前，必须认真检查耙斗机各部件的完好情况，发现问题及时处理,处理好后，方可使用。耙斗机运行时，耙斗运行范围内及司机对侧严禁站人，耙斗机护绳栏、撑杆必须齐全有效。耙斗机距迎头距离最大不超过20M，最小不得少于6M, 耙斗机的固

36、定，使用卡轨器， 耙斗机钢丝绳打结,断丝超限，必须及时更换，否则不准使用。绞车采用永久基础，基础规格为:1.211m，地脚螺丝必须上紧上齐。绞车司机必须持证上岗。绞车司机开车前必须先检查绞车各部件的完好情况，确认完好无误后方可开车。必须按规定使用好红灯、专用插销、保险绳及防跳销装置。点铃信号必须清晰，信号为“一停二拉三放，信号不清不准开车.严格使用好防跑车装置,挡车门处于常闭状态，阻车器灵活可靠。严格执行“行车不行人,行人不行车”制度,上口由绞车司机负责把关,下口由打点挂钩人员负责把关。吊车出货时，必须在矿车下方打上牢固的挡车柱，绞车司机双手必须紧握刹把，严禁兼做其他工作。钢丝绳磨损或断丝超限

37、，必须及时更换，否则不准使用.必须带电提放车，严禁放飞车。斜巷处理跳道车时，必须先将车中重物卸下，并在矿车下方打上牢固的挡车柱，然后人力抬车上道，抬车时，抬车人员的对侧及矿车下方严禁有人。人力推车安全技术措施：斜坡巷道提升运输时，严禁蹬钩和矿车乘人.人力推车巷道，对轨道的要求：接头平稳，线路无杂物，坡度为35等，坡度大于7时，严禁人力推车。人力推车时，要注意安全，推车应事先了解线路情况,只允许一人推一个矿车。在推车过程中,严禁放飞车，在坡度较大的地区推车，尤其要掌握放慢速度，防止顶撞掉道事故。推车时要精力集中，时刻注意前方，在接近叉道、拐弯巷道或风门时，要减速慢行。发现前方有人，应发现警告信号

38、，同时也要减速慢行，以防撞人事故发生.两车同向推车时，要拉开适当距离。一般轨道在5的坡度以下时，前后两车相距不小于10米，当大于5的坡度时，两车相距不应小于30米。推车进入车场，应降低车速，若发现有障碍物时，要立即停车.停车在坡道上应用木楔刹车，防止跑车。推车时两手要紧握把手，不要将手放在车沿及车角上，防止帮和支架挤伤。矿车掉道时，应立即在前方设置警示标志，并迅速复轨，注意防止复轨伤人。第四节 绞车基础施工安装及重物起吊一、绞车基础施工、安装及安全设施绞车基础施工:必须先将巷道底板清挖到实底，清理干净浮矸活石，找出一平面，放好绞车基础框架,调整好出绳方向，找出基础地锚锚杆孔的位置按要求将锚杆孔

39、打出,扫净孔内煤（岩)粉。地锚锚杆采用4根201800mm的螺纹钢树脂锚杆，每个锚杆孔内注2块K2370型的树脂药卷，用风动扳手搅拌均匀，每根锚杆的锚固力不小于5吨,用锚杆拉力计进行测试。硬底至巷道底板部分必须用混凝土打灰固定,保证基础上面为一平面,每根锚杆外露基础上平面应根据绞车底盘厚度确定。基础施工完毕后,必须根据实际情况在基础上方打2-3个起吊孔（深800mm，直径40mm）或起吊锚杆。绞车安装及安全设施：小绞车安设必须牢固可靠、对向,压板必须齐全紧固有效，底盘、螺栓、螺母必须合格,螺母必须拧紧上牢，严禁活动与悬浮；钢丝绳在滚筒上缠排必须整齐有序,不得松散、杂乱无序、相互交叠挤压，收绳后

40、，滚筒上边沿应高出最外一层钢丝绳不低于2。5倍的绳径的高度;钢丝绳在滚筒上必须用不少于2付专用压板固定，以钢丝绳压扁2/3为限，绳头露出压板20-30mm,出口不得有棱角.二、重物起吊重物起吊时，吊点必须牢固可靠.用锚杆做起吊点时，锚杆的锚固力不小于8t，螺母必须上满丝；用倒刹做起吊点时，倒刹必须打实打牢,钢丝绳套严禁锈蚀断丝超限.重物下方严禁有人。起吊前，必须认真检查手拉葫芦的各部件是否齐全、灵活、可靠,小链、棘爪、护罩是否完好；吊点是否符合要求;被起吊设备捆绑是否牢靠；葫芦的起吊能力是否小于被起吊物体的重量等，否则，不准起吊。吊装时，必须由两人进行，一人操作,一人指挥并随时观察安全情况。拉

41、链操作人员用力要均匀并站在重物的翼侧,其余闲杂人员一律远离起吊点2m以外，严防重物突然掉下砸伤人员。起吊过程中如发现重链打滑、松脱、起吊异常沉重、葫芦声音异常、被起吊的重物旋转、摇摆等，必须立即停止起吊，处理完好后方可继续起吊。吊装耙装机卸料槽达到适宜高度进行对接时，要将卸料槽下部用道板垫稳接实，严禁单一对接;吊装过程中，必须将车掩实刹牢，严防活动、歪倒伤人。第五节 管 线 布 置一、管路安装在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。风水管路要接口严密,不得出现漏水、漏风现象，供水管距迎头30m范围内使用19mm钢丝胶管，供压风管使用50mm空气胶管,

42、30m外使用108mm钢管，并且随工作面前进及时延长，以备迎头正常供风，供水用50mm铁管，排水管路采用108mmPE管，距迎头最大距离不超过50米。风筒采用800mm胶质风筒，要逢环必挂,接头处必须进行反边连接,风筒出风口距迎头不超过5m。在安装过程中，供风管在上，供水管在中间，两管路间隔100mm200mm。掘进期间风管按50m设一闸阀，方向与巷道走向方向一致；水管按50m设一“三通”，风管在低洼处必须设置放水器。质量要求：管路吊挂平、直、齐，同时管路要作防腐处理.二、电缆敷设该巷道施工期间电缆钩子吊挂在巷道轨道侧左帮，电缆钩间距2.5m，电缆按监测、通讯、信号、低压、高压顺序自上而下分档

43、吊挂，垂度适当.电缆钩子采用三头钩。遇有帮部煤壁凹凸较大或帮部最上面锚杆高差起伏较大时,必须打设专用锚杆固定电缆钩，以保持电缆吊挂平直。电缆钩下端离底板根据施工实际情况而定。三、轨道铺设轨道铺设采用轨型为30kg/m的钢轨，轨枕为水泥轨枕,轨枕间距不大于700mm,轨道夹板螺丝构件齐全,不松动；临时路要及时铺设至耙装机后,保持距迎头不超过40m.钉道作业必须按如下顺序进行，来把质量关：1、铺设轨道前，提前准备好本次钉道所需一切材料、工具和量具。2、清理巷道中的障碍物,延放巷道中、腰线，按设计要求测量新钉轨道面高度(与巷道设计坡度一致）及轨道中心线与巷道中心线的距离。3、轨道的铺设按下列程序操作

44、：a、清挖道木坑;b、摆轨枕；c、摆垫道碴；d、安轨道,上道夹板；e、上扣件(道夹板、螺丝、钉道钉等）；f、垫道碴;g、调平拨直,捣固道碴;h、按质量要求进行最后调整。4、在连接钢轨时，螺栓应左右间叉连接(螺帽不在钢轨同一边，交错连接)。5、道钉必须钉在钢轨脚板内外方向的对角线上，一人将轨枕撬起,另一人钉道钉.钉道钉时，应沿钢轨底脚板垂直朝下，先轻后重,防止道钉飞溅伤人。6、用道锤钉道，首先要检查道锤手柄是否牢固,打锤和抱钎人不准面对面,防止掉锤伤人。7、斜巷铺设轨道时，其工作起点下方不得有人8、巷道掘进够一次移耙装机距离（30m）时，将巷道矸石出净，按腰线将底板平整完好，按要求将轨道钉好。铺

45、设木轨枕，其间距为700mm,误差不超过50mm；轨距为600mm，误差不大于10mm,不小于5mm；轨道接头间隙不超过5mm,内错差不大于5mm,高低差不大于2mm；构件齐全紧固有效，道夹板紧固螺栓一反一正,道板必须垫稳垫实,严禁悬浮。四、风水管路、电缆、风筒吊挂及临时轨道的铺设除执行本规程要求外，还必须严格执行煤矿安全质量标准化标准以及矿有关安全质量标准化规定.第六节 机电设备配备序号设备仪器名称型 号单位数量使用位置1压风机4L-20/8台1地面3凿岩机7655台6井下4锚杆机MQS-35/1.6台1井下5锚杆拉力机YML20台1井下6风泵FB5.0台1井下7光学瓦检仪CJG10台3井下

46、8便携式瓦检仪JCB-C120台3井下9瓦斯监控系统KJ90NA型台1地面、井下10第六章 掘进技术参数要求第一节、支护要求、巷道形状及断面尺寸一）、支护要求:根据设计，采用锚网喷或U型钢进行支护.1601轨道二片口巷道净宽3。0m，净高2。8m(中线位置) 。车场巷道净宽4。0m，净高3。0m（中线位置），长度30m。采用2.0m长的螺纹钢筋锚杆、钢筋网喷砼联合进行支护。顶板破碎时则采用加格栅支架或U型钢或施工锚索加强支护.二）、巷道形状为半园拱形。断面尺寸见支护断面图示。三)、顶板分类情况：为II类.四）、支护形式及规格、材料说明、临时支护与永久支护与工作面间的最小和最大距离的平剖图示(图

47、中尺寸单位为毫米): 1、临时支护图示:临时支护断面、平面图示临时支护剖面图示2、1601轨道二片口永久支护断面图示(锚网喷)：3、车场永久支护断面图示（锚网喷）:六）、支护断面说明：1、支护断面说明:1）、1601轨道二片口和绞车房绳道：S掘=8。5m2;S净=7.52m2.车场:S掘=10。924m2;S净=10。28m2.2）、锚杆间、排距为800 mm *800mm。锚杆长度：2000 mm。3）、底锚杆穿帮底深不少600mm。4)、巷道两帮要刷齐刷直，禁此出现超挖欠挖现象。5）、巷道周边全部铺网进行支护，网与网的搭接不少于100 mm.6）、喷浆厚度不小于100，有网处不得露筋。2、

48、电缆吊挂高度不低于1.8m。3、风水管吊挂高度不低于0。5m。4、临时轨道间距为600mm。枕木间距为700mm 。5、水沟断面为矩形，净宽0。3m，净深0.3m。掘进毛断面为0.2m2，净断面为0.09m2。第二节 炮眼布置、爆破图表、爆破说明书1、炮眼布置图示：1601轨道二片口：车场:2、装药结构图示:2、爆破图表:1601轨道二片口：序号名 称单 位数 量备 注1炮眼利用率%852每一循环进尺M1.783每循环爆破岩体M3155544炸药消耗量Kg16.25每米巷道炸药消耗量Kg/m9。16每立方米岩体雷管消耗量个/m32067每米巷道雷管消耗量个/m188循环炮眼总长度m62。8车场

49、：序号名 称单 位数 量备 注1炮眼利用率%852每一循环进尺M1。783每循环爆破岩体M319.4454炸药消耗量Kg24。65每米巷道炸药消耗量Kg/m13.826每立方米岩体雷管消耗量个/m32677每米巷道雷管消耗量个/m298循环炮眼总长度m104.83、爆破说明书:1601轨道二片口和绞车房绳道：序号名称眼号眼深角度(0）装药量（kg)雷管个数雷管段号联线方式水平垂直单孔合计1掏槽眼142。275900。93.64串联2辅助眼5112.090900.64.273周边眼12252。090850。34.2144底眼26312.090850。63。665水沟眼312。090750.60。

50、61合计62。816.232序号名称眼号眼深角度（0)装药量(kg）雷管个数雷管段号联线方式水平垂直单孔合计1掏槽眼142.275900。93.64串联2辅助眼5112。090900.64。273周边眼12252。090850.34.2144底眼26312.090850。63.665水沟眼312。090750.60。61合计16.232车场：说明：采用MFB-500型起爆器起爆，毫秒电雷管和煤矿乳化炸药全断面一次爆破掘进.采用1毫米的铜芯电缆作爆破母线,母线长100米,回路长200米.R母=PI/S=0。176106200/2。140.52106=44.841(欧姆）串联电阻：R串=225。8

51、=127。8（欧姆）总电阻：R母R串=44.841127.8=172。641(欧姆)MFB500型放炮器电压降值为1800V，起爆电流：I=U/R总 =1800/172.641= 10.4(安）2（安)，故放炮器选择合适。第三节 爆 破 作 业1、联线方式：串联。2、掏槽方式为楔式掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为100mm.（详见爆破作业图表）3、爆破器材：采用煤矿用乳化炸药，药卷规格为直径32200mm，重200g，15段毫秒延期电雷管引爆，MFB-500型隔爆发报器起爆。4、装药结构：炮眼采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得装错雷管段号,不得弄断雷管脚线。5、起爆方

52、式：爆破网络采用大串联全断面一次起爆。6、爆破器材的运输、管理及装药爆破严格按煤矿安全规程第一百一十五条至第一百四十二条执行。第四节 探老巷、老空、石门见煤、过断层、破碎带防止冒顶、片帮以及巷道贯通的安全技术措施一、探老巷、老空：无。二、石门见煤：无。三、过断层、破碎带防止冒顶、片帮以及巷道贯通的安全技术措施：到时编制有针对性的专门措施进行会审.第五节、工艺流程及特殊支护1、流程：打眼装药联线撤人警戒放炮（撤警戒后)刷帮挑顶临时支护出货打锚杆挂网等.2、特殊支护:1）、锚网支护时采用“二梁六环”的前探梁为临时支护.2）、遇顶板破碎、松软及遇断层时，另报专门措施。3、锚杆挂网施工工艺流程图4、喷

53、射混凝土(砂浆）施工工艺流程图第七章 循环作业图表劳动组织及主要经济指标表一、循环作业图表:三、劳动组织图表：编 制在 册出 勤备注班次工种早中夜合计早中夜合计班长22261113打眼工33392226机电工11131113放炮员11131113出碴推车工33392226装岩机司机11131113合计1111113388824五、主要技术经济指标表（以1601轨道二片口为主）：第八章 “一通三防”系统第一节 通风一、工作面风量计算:一）项目：1601轨道二片口施工通风。二）原因：巷道掘进。三）通风方式:局扇压入式通风.四）局扇安设地点：轨道上山距1601轨道二片口开口向下20米处的进风流中。五

54、）风量计算及局扇选择:（1)、风量计算A、按工作面同时工作的最多人数计算Q=4MK=4151。45=87m3/min式中：M同时工作最多人数,取15人； K压入式通风系数，取1.45. B、按工作面煤层瓦斯绝对涌出量计算Q掘= QCH4 K掘涌C=1.381.81%=248。4m3/min式中：Q掘-掘进工作面实际需要的风量，m3；QCH4掘进工作面沼气绝对涌出量，取1.38m3/min(黔能源煤炭2011833号文件中我矿的风排量）;C掘进工作面回风流中允许的沼气最大含量，。根据煤矿安全规程取1% ； K掘涌掘进工作面的通风系数，主要包括瓦斯涌出不均衡和备用风量等因素，根据实际考察结果一般可

55、取 K掘通=1。8.C、按同时爆破的最多炸药量计算Q=5Ab/t=5*20.1*40/30=134m3/min A同时爆破的炸药量，经计算为20。1kg;b1kg炸药折合成一氧化碳的体积，一般采用40L/kg；t爆破后的通风时间，取30min；D、按硐内允许最小风速计算Q=60VS=600。154.32=38。88m3/minQ-所需风量，m3/min；V硐内允许最小风速m/s，0。15m/s；S巷道断面积，m2。经计算，以工作面煤层瓦斯绝对涌出量所需风量为配风依据,有效配风量为248.4m3/min配置。风速验算：V=Q/60S净=248。4/(6010)=0.414m/s0.25 m/sV

56、4 m/s 风速符合规程规定。根据风量计算及风速验算，供风距离较长（200米以上）1601轨道二片口等巷道施工选用215KW局扇供风掘进，在掘进期间再根据瓦斯实际涌出量进行风量核算及局扇选择。 （2)、风机选择(1）据以上计算可知所需最大风量为248.4m3/min，选用FBDNO6。3 215KW型对旋轴流式局部通风机，该风机吸风范围为100370 m3/min能满足施工需要，双风机供风（一台工作，一台备用）.（2）风筒选择：采用直径800mm的橡胶皮阻燃风筒,拐弯处用铁质硬风筒。(3）通风方式：压入式通风。(4）风筒的连接方式:采用双反边法联接。二、局部通风机安装和要求（一）局部通风机安装

57、地点（1)采用在轨道上山距1601轨道二片口开口向下20米处的进风流中安装215kw局部通风机直接向1601轨道二片口工作面供风(设置两台，一台工作，一台备用）能满足要求,一旦不能达到通风效果，必须及时更换风机，将根据重新计算选择。局部通风机采用架子安放,安放要稳固可靠,不影响地面其它工作运行.（2）风筒沿下帮肩窝悬挂，吊扣每两米一个，风筒逢环必挂，而且悬挂平整，搭接严密不漏风。（3）不得随意开停风机，如有需要停风机，必需经矿长或总工程师批准,并制定安全措施方可停机.（二）局部通风机安装要求 1、风机安设在轨道上山距1601轨道二片口开口向下20米处的进风流中,风机必须放在风机托架上，距离底板

58、不小于500mm。 2、风机开关必须上架,风筒与工作面的距离:煤巷不大于5m，岩巷不大于8m,必须保证工作面迎头有足够的新鲜风流。 3、局部通风机必须挂牌管理，专人负责，严格执行 “两闭锁”管理（风电闭锁、瓦斯闭锁).风筒端口距迎头不得超过5米,瓦检员要根据掘进情况及时续接风筒. 4、风筒吊挂在巷道的一帮不低于1。8m的位置，并且要求逢环必挂，平直，不出现拐弯现象。 5、风筒接口要严实不漏风,工作面风筒不落地。 6、必须保证风机连续运转，不准无故停电、停风。三、通风系统新鲜风流：地面主平硐、副平硐轨道上山风机(经风筒)1601轨道二片口工作面。乏风流：1601轨道二片口工作面轨道上山上部车场1

59、701回风石门回风斜井上段主要通风机地面。四、工作面的通风系统设施布置图示:第二节 瓦斯的防治做好通风工作，安设灵敏可靠的风电闭锁装置，同时安设灵敏可靠的瓦斯监控系统，严禁瓦斯超限作业。一、通风监测仪表位置及断电范围1、 矿井通风系统未形成时，安设两个瓦斯断电仪探头: T1设在距迎头不大于5m处;T2设距1601轨道二片口开口点往里10-15m处的回风流中。(见通风系统图示）2、断电范围：工作面及巷道中的全部非本质安全型电气设备。3、断电浓度：T10。8，T20。8。4、复电浓度：T10.8、T20。8。5、复电范围：工作面及巷道中的全部非本质安全型电气设备.二、便携式CH4报警器的配备和使用队长、技术员、安全员及其他管理人员下井时必须携带便携式瓦斯报警器，对其分管范围内的瓦斯进行不间断的监测，如有报警现象（瓦斯报警点为0。8），必须立即查明原因进行处理。三、监控设施布置图示。四、其它相关要求1、瓦斯传