+211m南翼半岩运输巷掘进作业规程

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1、长寿区凤城镇复元黄山煤矿掘进工作面掘进作业规程编号：黄山煤矿【2011】掘第01号工作面名称：+21m南翼半岩运输巷（21半岩-1）编 制 人：施工负责人： 技术负责人： 矿（井）长： 批准日期: 2011年3月10日执行日期: 2011年3月25日会 审 意 见会审人职务会审人姓名签字年月日矿 长技术负责人生产副矿长安全副矿长机电副矿长安全科科长掘进队长掘进班长运输班长计划与供应科科长同意本规程内容，并提出如下审批意见，请一并贯彻执行：一、在施工过程中，各级提升暗斜井“一坡三档”必须完善可靠。二、掘进过程中，必须严格执行敲帮问顶制度，特别是放炮后，进入掘进工作面开始工作前，必须先行排矸；加强

2、掘进工作面临时支护。防止发生顶板事故。三、加强局部通风管理和监控系统管理，确保不发生瓦斯窒息事故。四、斜井提升严格执行“行车不行人、行人不行车”制度，在确保无人员上下时方能提、放车辆。五、贯彻本规程时要将与工作有关的安全技术操作规程、煤矿安全规程等内容一并传达执行。第一章 概况第一节 概述一、巷道名称+21m南翼半岩运输巷，简称21半岩-1。“21”代表+21m水平阶段，“1”代表南翼。二、巷道的用途、设计长度、工程量、坡度、服务年限、开（竣）工时间按照矿井技术改造初步设计的要求及本矿的采掘布置，所掘巷道属矿井技术改造井巷工程中+21m水平的准备巷道（为+50m+21m回采作准备）。21半岩-

3、1其主要用途是: 承担起+21m水平南翼运输、进风、排水、避灾线路、敷设管线等任务。同时作为下一水平0m生产的回风巷。巷道设计长度为305m（至南翼井田边界保安煤柱），设计坡度3，沿煤层半岩掘进，支护方式为料石发碹。铺设单轨，轨型15kg/m，600mm轨距，木轨枕。每间隔100m一双轨道汇车场，作为轻重车辆调车线。服务年限为矿井整个开采期间服务。按照本矿的采掘布置，所掘巷道于2011年3月动工，预计在2012年6月结束掘进巷道的施工。三、巷道布置平面图21半岩-1位于矿区南（S）翼，开口于+21m 南翼运输巷510m处，向南掘进至矿井井田边界。巷道开口标高为+21m，以3的正坡度、方位角N2

4、30E 的方向向南堀井。开口点的坐标为：X=3296563.644，Y=36415408.663，Z=+21m。所掘巷道布置平面图详见图1-1-2。 图1-1-2 设计21半岩-1布置平面图 1:2000第二节编写依据一、设计及审批资料（1）重庆市长寿区凤城镇复元黄山煤矿扩建初步设计说明书；（2）重庆市长寿区凤城镇复元黄山煤矿扩建初步设计批复。二、地质资料（1）重庆市长寿区凤城镇复元黄山煤矿划定矿区范围报告；（2）矿井建矿以来开采揭露的地质资料。三、矿压观测资料根据矿井开采以来的矿山压力观测结果，矿井煤岩层无底鼓和冲击地压显现。四、其他技术规定（1）煤矿安全规程（2011年版）；（2）煤矿防治

5、水规定；（3）煤矿井下粉尘综合防治技术规范(AQ1020-2006)；（4）煤矿井下消防、洒水设计规范（GB50383）；（5）矿井防灭火规范(试行)；（6）煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(AQ1029-2007)；（7）煤矿安全监控系统通用技术要求（AQ6201-2006）；（8）煤矿井工开采通风技术条件（AQ10282006）；（9）关于发布的通知（安监总规划2006146号）；（10）禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录（第二批）（安监总煤装200849号）；（11）禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录（第三批）（安监总煤装201117号）；（12）关于所有煤矿必须立即安装和完善井下通讯

6、、压风、防尘供水系统的紧急通知（安监总煤行2007167号）；（13）国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局第5号令煤矿安全生产基本条件规定；（14）重庆市煤矿安全监察局关于小煤矿安全生产的有关规定；（15）重庆市人民政府关于印发区县小煤矿和市属国有煤矿开展瓦斯集中整治遏制重特大安全事故的两个若干规定的通知（渝府发200552号）。第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况一、巷道对应地面位置、标高，区域内水体和建（构）筑物对工程的影响巷道对应的地面位置、标高、区域内的水体和建（构）筑物对工程的影响等详见表2-1-1。表2-1-1巷道相对位置及水体和建、构筑物对工程的

7、影响水平+21m水平巷道标高底板起点：+21m底板终点：+22.5m地面标高最低：+175m；最高：+310m井下标高+21m与地面的相对位置掘进工作面（起掘点）标高为+21m ，与地面相对映位置标高为+310m；工作面终点标高为+22.5m，对映地面位置标高为+175m，分别相差289m、152.5m，对地面影响微弱，不会造成地面塌陷。对应区域内老窑及其他水体和建、构筑物对工程的影响该矿南邻长江水体，长江距井口位置距离2000多米，从80年代建矿以来，未发现长江水对该矿的任何威胁。矿井南翼相邻原铁厂村幸福煤矿，幸福煤矿的最低采高为+185m，多年来，未发现有浸水，透水现象。对应区域中没有建、

8、构筑物，对工程没有影响。二、巷道毗邻关系、与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系，附近已有的采掘情况对工程的影响。21半岩-1开口点与+50m南翼回风巷平行，垂直距离29m，水平距离101m，对工程施工没有影响； 21半岩-1掘进区域无采空区，不存在采空区对巷道施工的影响。三、老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响掘进施工区域不穿过采空区，且巷道距采空区的距离较大，最小垂直距离29m，水平距离101m，不存在采空区水、火、瓦斯对施工的影响。第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层赋存特征区域出露地层主要有第四系全新统、侏罗系下统珍珠冲组（J1zh）、三叠系上统须家河组（T3xj）（见图2-3），现由

9、新到老简述如下：（1）第四系全新统（Q4）主要为第四系残坡积粉质粘土。零星分布于斜坡中下部地形较缓地带，厚度02m。（2）侏罗系下统珍珠冲组（J1zh）区内出露厚度约240m，主要岩性为泥岩、砂质泥岩，夹石英砂岩。（3）三叠系上统须家河组（T3xj）与上覆统珍珠冲组呈整合接触。本组地层在矿区内出露不完整，仅在黄草峡背斜轴部出露上部地层，地层厚度约226m。根据黄草峡背斜西翼普查地质报告、长寿县东山煤矿延深地质报告，须家河组分为上、下两个亚组，下亚组（T3xj1）也称为“下煤组”，相当于邻区划分的一、二、三段；上亚组（T3xj2）也称为“上煤组”，相当于邻区划分的四、五、六段。上亚组（T3xj2

10、）：区内厚度平均54m。根据岩性和含煤性，分为两个岩性段。上段：上部为浅灰、灰白色，风化后呈黄色的中厚层状中粗粒长石石英砂岩，中下部含菱铁矿结核及煤屑，厚度一般为40米左右。 下段：岩性为灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩，夹细砂岩、炭质泥岩和薄煤层，厚度13.05.5m，含薄煤层37层。正连煤层位于其底部，煤层厚度一般为0.180.35m，平均厚约0.30m，为矿井的主要可采煤层。中连（二连）煤层位于中部，下距正连煤层4.60m，煤层厚度一般为00.15m，不可采；上连煤层位于本段顶部，煤层厚度一般为0.100.40m，平均约0.25m，局部可采。矿井占用和开采正连、上连煤层。下亚组（T3xj1）：

11、平均厚度172m。矿区内出露不完整，仅有少部分出露。岩性为灰白、浅灰白色中粗粒石英砂岩，呈中厚层状，间夹有透镜状砂质泥岩。底部有厚约5m的黄灰、灰黑色页岩，含煤线02层，煤厚00.15m，不可采。根据岩性分为两个岩性段：上段：厚度约169.0m。灰白、灰绿、灰白色中粗粒长石石英砂岩，夹少许透镜状薄层浅灰色砂质泥岩，偶含菱铁矿结核。下段：厚度约3.0m。岩性为灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩，含薄煤层或煤线02层，煤厚0.100.20m，当地俗称“烧炭”，无开采利用价值。详见黄山煤矿煤系地层综合柱状图（插图2-3）。（4）三叠系中统雷口坡组（T2l）上部为黄灰色泥质灰岩，下部为青灰色灰岩、泥质灰岩。雷

12、口坡组和须家河组之间呈假整合接触。但矿区内未出露。二、煤层及煤质1、煤层矿区内可采煤层均位于三叠系须家河组上亚组（上煤组），含有上连、中连、正连共3层煤层，均属于极薄煤层。在本矿开采范围内仅正连煤层可采，上连煤层局部可采，中连煤层一般不可采。矿井占用和开采+3040m标高之间须家河组内的正连和上连煤层，煤层赋存层位较为稳定，总体来讲厚度变化不大。现将煤层特征简要叙述如下： 上连煤层：煤层位于须家河组上亚组下段顶部。上部直接与巨厚层中粗粒长石石英砂岩顶板接触，下距正连煤层约9m。上连煤层为局部可采的极薄煤层，煤层厚度一般为0.100.40m。煤层结构简单，为单一煤层。可采区域主要位于井筒附近的浅

13、部和南翼，煤层厚度0.100.40m，平均厚度约0.25m。顶板：灰白色巨厚层状中粒长石石英砂岩，质地坚硬，厚度大于30m。底板：灰黑色泥质砂岩，顶部夹煤线。厚度4.0m左右。在矿井北翼（主要为C-C剖面以南的区域），经矿井揭露煤层厚度变薄至0.10m左右，大面积薄化不可采（也为原占用储量报告圈定的不可采区域）。正连煤层：正连煤层赋存于三叠系上统须家河组上亚组（T3xj2）底部，上距上连煤层约9m。正连煤层为矿井主采煤层，煤层厚度0.180.35m，平均厚约0.30m。煤层厚度较稳定，结构简单，为单一煤层。直接顶：灰黑色泥岩，厚0.250.7m，工程稳定性较好，易于管理。局部地段变薄为0.1m

14、左右厚的炭质泥岩伪顶，随煤层的开采而垮落。老顶：深灰色泥质砂岩或砂质泥岩、细砂岩，厚2.254.7m，较坚固、稳定。底板：直接底为灰黑色泥岩及炭质泥岩，夹煤线厚0.130.05m。老底为深灰色细砂岩及泥质砂岩，质地坚硬稳定。矿井开采范围内正连煤层基本全区可采，但局部仍存在薄化不可采区域。 2、煤质正连、上连煤层均呈黑色，玻璃光泽与油脂光泽，断口呈参差状，条痕为黑色，硬度1-3，性脆。具条带状结构，层状构造。煤层中有少量的黄铁矿结核及黄铁矿晶粒，偶见有方解石细脉穿插其间。煤岩类型为亮暗煤型。呈灰黑色，变质程度高，以亮煤为主，暗煤次之，条带状构造。正连煤为中灰中硫中热值煤，上连煤为高灰中高硫中热值

15、煤。煤种：正连煤为肥焦煤或焦煤，上连煤为肥煤。但由于煤质较差，一般仅作动力用煤使用。矿井主要煤质指标见表3-1。 主要煤质指标表 指标种类水分Wad（%）灰分Ad（%）挥发份Vd（%）全硫St.d（%）固定碳（FCd；%）胶质层厚度Y(mm)发热量Qgr.v.d（MJ/kg）正连煤层1.2826.422.891.2452.631824.480.76-1.7223.48-28.9219.96-29.80.95-1.7650.81-55.821539.523.38-25.90上连煤层0.732.9626.932.0940.4723.770.67-0.7413.28-48.9414.83-31.16

16、1.15-3.3835.25-49.5529.137.2三、瓦斯、煤尘、煤的自燃性和地温1、矿井瓦斯等级根据重庆市经济和信息化委员会关于长寿区煤矿2010年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复（渝煤监管201182号）：黄山煤矿绝对瓦斯涌出量0.39m3/min，相对瓦斯涌出量6.5m3/t，绝对二氧化碳涌出量0.17m3/min，相对二氧化碳涌出量2.8m3/t，属低瓦斯矿井。2、煤尘爆炸性据黄山煤矿提供的采样测试报告，矿井正连煤层有煤尘爆炸危险（上连煤层未作煤尘爆炸危险性鉴定，建议及时补作）。具体参数见下表。煤尘爆炸危险性和煤的自然发火倾向鉴定结果表3、煤炭自燃倾向性据黄山煤矿提供的采样测试报告，

17、矿井正连煤层自然发火倾向等级为一级，属于易自燃煤层（上连煤层未作自然发火倾向等级鉴定，建议及时补作）。具体参数见下表。煤尘爆炸危险性和煤的自然发火倾向鉴定结果表煤层名称自然发火倾向性煤尘爆炸危险性鉴定单位正连一级（易自燃煤）有爆炸危险重庆市煤炭质量监督检验站原样（）375火焰长度（mm）400氧化样（）336岩粉用量（%）70还原样（）3764、地温根据重庆市相关矿井资料，常温带深度在2080m，恒温带深度在20100m，温度为17.819.3，一般在19左右，与矿区年平均气温相近，往下为地温增温带，其地温梯度0.131.71/100m，该矿开采下限为0m，距地表最大垂深660m，经计算矿井采

18、深为660m时井下温度为25.1。区内地温正常，无地温异常区。煤系地层综合柱状图：图2-1-3掘进工作面煤系地层综合柱状图第三节 地质构造矿区位于黄草峡背斜西翼北段，区内无次级褶皱。地层产状一般为3133151420。一般在+305m标高以上，煤层倾角由20逐渐变为直立。矿井东南为黄草峡断层（F1），该断层走向大致为北东53，倾向南东，倾角70左右，垂直断距约180m，水平断距70m，总位移约210m，为逆断层。该断层出露位置距矿区上部边界约90m。矿井北西侧为中弯断层（F2），为逆断层，该断层出露位置距矿区下部边界最近处约70m，断层总断距约20m，水平断距20m，垂直断距约25m，走向与井

19、田走向基本平行，倾向北西(330340)，倾角5070。从煤矿开采揭露情况看，上述断层在矿井内没有大的次生断层发现。地层中可见2组构造裂隙：产状24684，裂隙间距0.42.0m，闭合，裂面较为平直，无充填物，贯通性好；产状3065，裂隙间距0.52m，基本闭合，裂面平直，贯通性一般。总体而言，矿井地质构造复杂程度属于中等。详见插图2-1-4：重庆市地质构造纲要图。第四节 水文地质1.水文地质条件(1)含水层、隔水层三叠系须家河组内的厚层砂岩为含水层，其间的泥岩、砂质泥岩、泥岩和煤层为相对隔水层，由于砂岩在矿区范围内地表出露面积不大，故富水性较弱。侏罗系下统珍珠冲组，区内出露厚度240m，主要

20、岩性为泥岩、砂质泥岩，夹细粒砂岩、薄层灰岩与钙质泥岩，也为相对隔水层。 (2)矿井充水因素分析大气降雨矿区内无水库。有季节性冲沟数条，冲沟主要位于侏罗系珍珠冲组地层内，矿区范围内主要出露地层为珍珠冲组地层，由于珍珠冲组泥岩隔水层的阻隔，地表冲沟水、大气降水与矿井水的水力联系较小，对矿井充水影响小。老窑积水和采空区积水的补给矿井现为平面硐+暗斜井开拓，井下各工作面及采空区的矿井水随采随排，老采区的矿井水汇入平巷水沟后，经平巷自流排至各水平水仓中，再由水泵抽排出地面。据查，由于+50m平巷与黄桷岩煤矿曾经连通，故矿井在+50m平巷从井筒开始向北50m、200m和550m处分别设立了隔水墙，并在+5

21、0+45m间留设了一定宽度的隔水煤柱， +50m以上采空区积水汇集至+50m 水仓中，通过水泵排抽出地面，使其不流入0m水仓中。因此，矿井目前受老空区的水害影响不大。含水层的补给三叠系须家河组第一、二段内的砂岩为含水层，其间的泥岩、砂质泥岩、泥岩和煤层为相对隔水层，由于砂岩在矿区范围内地表出露面积不大，故富水性较弱。充水方式矿井充水方式主要为采空区渗水、巷道棚顶及工作面滴水、淋水等,相邻断层未对矿井充水产生影响。(3)矿井水文地质类型矿区属孔隙、裂隙充水为主的煤矿床，矿井充水主要受大气降水补给，地表排泄条件较好，补给条件较差，矿井涌水量不大，矿井水文地质条件简单。 (4)矿井涌水量预计根据20

22、07年10月重庆一三六地质队编制的重庆市长寿区凤城镇复元黄山煤矿矿井水害防治方案，预计矿井正常涌水量71m3/h，最大涌水量142m3/h。综上所述，根据煤矿防治水规定，矿井水文地质条件简单。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置1、21半岩-121半岩-1位于矿区南（S）翼，开口于+21m 南翼运输巷510m处，向南掘进至矿井井田边界。巷道开口标高为+21m，以3的正坡度、方位角N230E 的方向向南堀井。开口点的坐标为：X=3296563.644，Y=36415408.663，Z=+21m（1）断面形状：圆弧拱形；（2）基本尺寸：毛宽2800mm;侧墙高度：1800mm；弧

23、高：800mm；总高度：2400mm；人行侧宽度：850mm；非人行侧宽度：550mm；水沟尺寸：上宽：400mm、下宽：300mm、深度：400mm；（3）巷道净断面积：6.72m2；（4）坡度：3。巷道施工断面示意图详见图3-1-1。21半岩-1巷道施工断面示意图3-1-1 1：502、汇车场21半岩-1运输巷每间隔100m作一双轨道汇车场，作为轻重车辆调车线。施工断面图见3-1-2。汇车场施工断面图3-1-2 1：50二、巷道开口大样图巷道开口标高为+21. m，以3的正坡度、方位角N230E 的方向向南堀井。开口点的坐标为：X=3296563.644，Y=36415408.663，Z=

24、+21m巷道开口大样图详见图3-1-3。图3-1-3巷道开口大样图 比例1：2000第二节 矿压观测一、观测对象巷道掘进过程中应加强巷道顶部和侧帮岩层位移观测。二、观测内容巷道顶底板活动规律分析；巷道顶板离层量、底板及两帮变形相对移近量监测等。三、观测方法主要包括矿压观测仪器、仪表的选型、安设位置，矿压观测方式、观测时段等。根据掘进巷道顶板压力显现状况，安设顶板离层仪，对巷道受力及围岩位移进行适时观测。四、数据处理监测数据与支护设计不符时，应重新计算，改进设计。第三节 支护设计一、支护形式根据巷道岩层性质，21半岩-1运输巷采用石料砌碹的支护形式。二、支护选型设计1、墙体石料：采用长石石英砂岩

25、，长800mm宽300mm厚300mm2、拱体石料：采用长石石英砂岩，长400mm宽200（150）mm厚250mm的楔形石料。拱体石料规格尺寸详见图3-3-1拱体石料规格尺寸图3-3-1三、巷道支护断面图：详见巷道支护断面图3-3-2巷道支护断面图3-3-2四、临时支护巷道施工过程中遇到地质破粹带时石料砌碹端头到掘进工作面之间根据实际情况选用木料戴帽点柱支护。如果岩层稳定完好，也可以选择不支护；但必须在施工过程中随时检查巷道顶部和两侧帮岩层的完好情况，并对离层岩石进行排矸处理，以确保施工安全作业。第四节 支护工艺一、支护参数1、支护密度：巷道满卷，依次向掘进碛头跟进。2、每架卷之间保持平整、

26、无错口或台阶。二、施工机具配备砌碹施工机具配备详见表3-4-1。表3-4-1 砌碹施工机具配备序号机具名称单位数量说明1手锤把32把工作，1把备用2钎子根42根工作，1根备用3碹胎付2一付工作，一付备用三、支护工艺准备敲帮问顶处理悬矸监时支护挖边墙基础砌边墙架设碹胎砌拱体充填卸碹胎清理路面。四、支护工艺安全技术措施1、临时支护砌碹巷道在掘进后先由外向里支设支柱，点柱间距 1 米，临时支护间距一般为3m,在围岩稳定，侧压小的情况下，采用吊梁钩配合圆木梁支护，反之采用木棚临时支护。然后进行砌碹作业。 工艺流程：支点柱-支圆木梁（木棚）-回点柱-砌碹（1） 临时支护作业前，人员站在有支护地点，用长柄

27、工具将活矸，活碴撬 落，防止或矸，落碴掉落伤人。（2） 临时支护要支在实底上，支牢支实，不得松动，采用吊梁钩临时支护 时，吊梁钩必须置入稳定围岩石，不得松动。插入岩体深度不得小与70cm，外露长度不得大于10cm，吊梁钩用不小于25mm的圆钢制成。圆木直径不小于16cm。（3） 临时支护：炮掘最大控顶距1.2m，最小控顶距0.2m，循环进度炮掘1.8m。（4） 临时支护严格执行先支后回，敲邦问顶制度，开炮崩倒的临时支架，要及时扶起支牢。（5） 要根据实际情况打好带帽点柱或特殊支护，施工人员必须在掩护下作业。2、砌墙拆除临时支护：采用吊梁钩支护时，应在砌器墙后，在拆除临时支护，采用木棚临时支护，

28、顶板压力较大或两帮岩石破碎是，应在顶梁下打临时支柱，然后在拆架腿。（1）、砌墙：掘出基础后，挂好中，腰线，基础要做在实底上，将沟内碎矸，积水清理干净，在茬处要用水冲净，在硬底上铺不小于50cm，无水沟一侧基础深度不小于30cm，宽度不小于50cm。A、砌墙时要将料石垂直缝错开，横缝要水平，灰缝要均匀饱满，根据边线拉水平浅，并用水平尺或水准仪检查墙的垂直度和水平度。墙壁后应用毛石砂浆将壁后充填密实，料石尾部要用支石垫平支稳。B、砌好墙后要详细勾蜂，灰缝不饱满，局部有蜂窝麻面等，应砂浆勾缝或抹平。C、砌体厚度须满足设计要求，厚度不得小于350mm，充满厚度不小于50mm。3、砌拱。拆除临时支架，搭

29、工作台，碹胎，砌拱，采用金属碹胎和金属模板，碹胎有1416号槽钢或1518Kg/m钢轨弯制而成。摸板用25x25mm的角钢拼焊或用810好槽钢制作。碹胎采用有腿碹胎。腿长低于墙高20cm。碹胎立好，测量校正其位置并稳固后，开始砌拱。砌拱必须从拱基想拱顶对称进行，使两侧受力均匀，以防碹胎想一侧歪斜，砌拱的同时，应及时拱后充填。封顶时，最后的砌块必须位于正中，并有内向外砌筑，拱,墙砌筑每告一段落，都应留有台阶式咬合茬，以便下次砌筑接茬。具体操作方法如下：、砌筑时要观察顶板压力和围岩情况，支好临时支护，作业人员必须在有掩护下作业。、按腰线支设立木与横木，先挖至基础实底，埋稳立木，与上次立木的中心距为

30、一喧板长，两帮相互对称。然后放置横木，横木一头搭在新埋好的立木上，另一头搭在上一碹头立木上，另一头搭在上一架碹头立木上，用扒钉钉牢，并用拉木钉死。立木与方木应选用优质松木，规格20cm。立木与方支设时，上、下山巷道施工要根据实际情况确定迎山角角度。立木与方木之间还要支设斜撑。用长刹杆搭设工作台，将刹杆放在横木上，放好一端在放另一端，两端要有足够的搭接长度，但不能超过横木的边缘，之后用扒钉将刹与横木钉牢。立碹胎必须在有过顶梁的保护下，架设碹胎，必须严格检查碹胎的中心线、高度，碹胎是否放平，相邻两碹胎之间距离符合设计要求，为保证碹胎的稳定性，严禁使用变形或损坏的碹胎，并立好撑木和拉杆，且打设压顶柱

31、将碹拱稳定好。、在两碹拱中间放置碹板。碹板要对齐无缝隙，厚度、长度一致，严禁使用损坏和未修理的碹板。砌拱时，用毛石将壁后充填密实，各行砌块间如有缝隙要用填片塞紧捣实。、砌拱有拱基两侧想拱顶对称进行，料石拱的砌块应垂直于拱的辐射线，楔形砌块的大块头必须向上，各行砌块必须错缝，拱顶基均应充填密实。砌拱时，工作台上不得有过多的料石或其它东西，且严禁在平台下逗留，要及时回撤临时支护。、封顶时，最后的砌块必须位于正中，并有内向外进行砌筑，每一块料石要扣紧，封严，灰缝要饱满。、砌碹完毕后，从上向下依次拆卸工作台。每砌筑一段拱，应留有台阶式咬合茬，且接茬应不小于砌块宽度1/4，要严密接茬，砌拱不允许内错和外

32、错，砌体壁厚不得小于350mm,充填厚度不小于50mm。 4、拆摸清理。砌筑完毕，待拱、墙达到一定强度后，方可拆除碹胎和摸板。拆下的碹胎和摸板应洗刷、整理，损坏变形的要修理好，以便复用。（1）要待拱、墙达到一定强度后（一般间隔两班时间），方可拆除碹胎和摸板。被炮崩落的碹拱，要及时重新砌碹。（2）拆除碹胎时，有外往里依次逐架进行，人员要站在安全地点，退路要畅通，拆掉碹胎后，要及时将碹板拆掉。（3）拆掉碹板后，对干、瞎缝或马蜂窝，麻面等要及时用砂浆勾缝或抹平。（4）拆下的碹胎，碹板应及时洗刷、清理，并码放整齐，损坏变形的要修理好，以便复用。三、其它（1）施工中如遇到顶板破碎时，要短掘短砌，并加强临

33、时支护。（2）遇宽邦较大时应充填严实，高顶时砌筑厚度不小于80cm，然后用松木打木垛接顶。（3）特殊硐室及交岔点施工，严格按作业规程及设计要求执行。 严格执行“三大规程”及有关的安全制度，相关人员及特殊工作必须培训合格和持证上岗。每天参加班前会，查隐患，定措施，作好交接班工作及记录，确保安全的基础上进行生产，带班长、安全员每班必须检查工作面沿巷支护及安全情况，确认无安全隐患后，方可作业。 第四章 施工工艺第一节 施工方法根据矿井目前巷道施工成熟的管理经验，巷道施工采用钻爆法施工方法。一、巷道开口施工方法21半岩-1位于矿区南（S）翼，开口于+21m 南翼运输巷510m处，向南掘进至矿井井田边界

34、。巷道开口标高为+21m，以3的正坡度、方位角N230E 的方向向南堀井。开口点的坐标为：X=3296563.644，Y=36415408.663，Z=+21m二、21半岩-1施工方法采用一次成巷的施工方法由北向南掘进，按设计巷道的断面、循环深度布置炮眼，一次爆破成巷。第二节 凿岩方式一、炮掘施工方式掘进采用YT-24型风动凿岩机钻眼。其工艺为钻眼爆破除渣延伸管线和施工隔间。二、扒装、运输方式掘进工作面采用人工除渣，人工装车，平巷人力推车运输，斜井绞车提升。第三节 爆破作业一、21半岩-1（一）爆破原始条件爆破原始条件详见表4-3-1。表4-3-1爆破原始条件名称单位数量掘进断面积m26.72

35、炮眼深度m2.0炮眼数目个21岩石坚固性系数f37预计掘进工作面瓦斯情况瓦斯绝对涌出量为0.1m3/min（二）炮眼布置及爆破说明书1、炮眼布置图炮眼布置图详见图4-3-1。眼布置图详见图4-3-1 1：502、炮眼布置及装药量炮眼布置及装药量详见表4-3-2。表4-3-2炮眼布置及装药量眼号炮眼名称炮眼深度(m)炮眼长度(m)装药量倾角（）起爆顺序联线方法炸药品种雷管品种（卷/眼）小计(卷)水平垂直14掏槽眼2.0841682串联一次启爆煤矿许用二号岩石乳化炸药8号煤矿许用毫秒延期电雷管58辅助眼2.08312913底眼2.01031521水沟眼2.02338214、15、19、20帮眼2.

36、0831216、17、18顶眼2.0639共计42673、预期爆破效果预期爆破效果详见表4-3-3。表4-3-3 预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%90每米巷道药耗Kg/m5.58每循环工作面进度m1.8每米巷道管耗发/m11.16每循环爆破实体岩石m35.33每循环炮眼总长m/循环42炸药消耗量Kg/m31.04每m3岩石管耗发/ m32.09二、汇车场（一）爆破原始条件爆破原始条件详见表4-3-7。表4-3-7爆破原始条件名称单位数量掘进断面积m29.89炮眼深度m1.2炮眼数目个32岩石坚固性系数f610预计掘进工作面瓦斯情况瓦斯绝对涌出量为0.1m3/min（二）炮眼布置

37、及爆破说明书1、炮眼布置图炮眼布置图详见图4-3-8。图4-3-8 21半岩-1汇车场炮眼布置图 1:502、炮眼布置及装药量炮眼布置及装药量详见表4-3-9。表4-3-9炮眼布置及装药量眼号炮眼名称炮眼深度(m)炮眼长度(m)装药量倾角（）起爆顺序联线方法炸药品种雷管品种（卷/眼）小计(卷)水平垂直18掏槽眼1.411.232473串联一次启爆煤矿许用二号岩石乳化炸药8号煤矿许用毫秒延期电雷管1320辅助眼1.29.6216912、21、31底眼1.27.221232水沟眼1.21.2228222、23、29、30帮眼1.24.8282428顶眼1.26.0210共计40723、预期爆破效果

38、预期爆破效果详见表4-3-10。表4-3-10 预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%80每米巷道药耗Kg/m11.25每循环工作面进度m0.96每米巷道管耗发/m33.3每循环爆破实体岩石m39.49每循环炮眼总长m/循环40炸药消耗量Kg/m31.18每m3岩石管耗发/ m33.51三、装药结构示意图掘进工作面炮眼均采用正向连续装药结构。采用1：3的泥沙混合炮泥充填炮眼剩余部分。装药结构示意图详见图4-3-4。图4-3-4 装药结构示意图第四节 装载与运输一、装矸方式掘进工作面的矸渣由人工装入矿车。二、调车方式巷道掘进过程中每隔100m距离将巷道扩宽铺设简易道岔，形成调车线。调车

39、线长度确保12m距离，可以停放10辆矿车。三、运输方式掘进工作面至汇车场的轻重车由人力推车运输。四、运输设备KFV1.0-6型翻卸式标准矿车（10台）；MC1-6A型材料车（1台）。运输设备技术特征详见表4-4-1。表4-4-1 矿车技术特征表矿车类型矿车型号载重（Kg）外形尺寸（mm）轨距（mm）轴距（mm）自重（Kg）名义最大长宽高1t翻卸矿车KFV1.0610001800200090011506005505951t材料车MC16A1000200020009001150600550511第五节 工程质量标准及要求一、巷道质量及要求1、巷道设计断面形状为直墙圆弧拱形，料石发碹支护，支护后断面

40、净宽2.2m，净高2.2m，净断面积4.33m2。2、巷道施工沿岩层走向顺层掘进，巷道坡度3，施工中、腰线方位角N230E，腰线距轨面的垂直距离为1200mm，由技术人员施测，由掘进工每班放线。巷道要严格按中腰线及断面尺寸进行施工，并每隔20m应由技术人员校验一次，任何人不得擅自更改中腰线方位及缩小断面尺寸。3、巷道顶部和两帮要平整光滑，超挖不超过100mm，欠挖不超过20mm。4、水沟宽度：上宽为400mm，下宽为300mm，深度为400mm，深度欠挖不超过20mm，水沟应经常清理，保持沟内无杂物，流水畅通。5、成巷人行侧腰线上侧平行于腰线距离巷道底800mm、1500mm的位置分别掘1个桩

41、眼，作为悬挂缆线管道和悬挂风筒之用；且悬挂缆线管道的桩眼和悬挂风筒的桩眼沿巷道倾斜方向错开布置，以满足同时行人和悬挂缆线的需要。所有线钩、管钩钩间距按照巷道施工断面图制作。缆线桩眼使用挂钩悬挂，钩间距2.5m左右。巷道掘进期间缆线挂钩用于悬挂电话线、监控线、压风管、防尘管等。6、巷道要干净、整洁、无杂物，材料堆放整齐，管线风筒悬挂一致，不影响行人、运输和通风。巷道顶帮无危岩悬矸。二、轨道铺设质量及要求（适用于敷设轨道时）1、铺设单轨，15kg/m钢轨，600mm轨距，松木轨枕。轨道水平倾角3。2、必须使用同一型号轻轨。轨道接头要平整，间隙不得大于5mm，高低差、左右差不超过2mm，夹具必须齐全

42、，联接牢固。3、巷道腰线距轨面距离为1200mm。4、轨距为600mm，最大超宽不得大于5mm超窄不大于2mm，轨枕距中对中700mm。轨枕为木轨枕，厚度100mm，长度1.2m，宽度100mm。轨枕埋入底板的深度不小于其厚度的2/3，并用道渣填实扎紧。5、施工中的临时轨道的铺设及要求与上述1、2、3、4相同。三、管线敷设质量及要求1、风筒必须吊挂在人行侧，吊挂整齐，逢环必挂，不得有漏风现象，距离巷道底板不低于1200mm，不得随意敷设和弃于巷道或水沟中。2、压风管、水管、电缆线、通讯线挂于巷道人行道侧，离巷道底板的距离500m，且线、管间距离不小于0.3m，通讯线、信号线应敷设在动力电缆线的

43、上方。高、低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，高、低压电缆之间的距离应大于0.1m。高压电缆之间、低压电缆之间的距离不得小于50mm。通信和监控信号电缆应与电力电缆敷设在电力电缆上0.1m以上的地方。3、放炮母线应随用随收。严禁将放炮母线悬挂于巷道两侧或同侧。四、支护质量及要求掘进工作面质量要求详见第三章第四节：支护工艺。第六节 设施设备及工具配备掘进工作面所需设施设备及工具配备布置图详见图4-6-1。掘进工作面设施设备配备表4-6-1第五章 生产系统第一节 通风系统一、通风方式掘进工作面采用局扇压入式通。二、通风系统新风 +260m平硐井口308斜井308斜井井底车场二级提升下山+50m井底车场

44、+50m南翼大巷三级提升下山+21m南翼运输大巷（+21半岩-1）距回风口10m(局扇压入)掘进工作面；清洗掘进工作面的污风由掘进工作面21半岩-1运输巷回风上山+50m南翼回风巷平巷行人回风上山总回风上山总回风平硐风机地面。详见通风系统图5-1-1通风系统示意图5-1-1四、风量计算1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算Q掘=100Q瓦K通=1000.12.0=20m3min式中 Q掘-掘进工作面所需风量，m3/min； Q瓦-掘进工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，m3/min；K通-掘进工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量不均匀的备用系数，即掘进工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。对炮掘工作面

45、取1.82.0。2、按炸药使用量计算Q掘=25A=2510.8=210m3min式中 A-掘进工作面一次性爆破使用的最大炸药量，kg。3、按工作人员人数计算Q掘=4n掘= 46=24m3min式中 n掘-掘进工作面同时工作的最多人员人数，kg。4、按局部通风机的实际吸风量计算Q掘=Q局If通=19011.3=247m3min式中 Q局-掘进工作面局部通风机的额定风量，m3/min； I-掘进工作面同时使用的局部通风机的台数，台；f通-防止局部通风机产生循环风的风量备用系数，一般取1.21.3。对无瓦斯时取1.2，有瓦斯时取1.3。5、确定掘进工作面需要的配风量根据计算，掘进工作面需风量取210

46、m3min较为合适。五、风量验算（一）按照最低和最大风速验算Vm=Q掘/（S掘60）=210/（7.1660）=0.63m/s式中 Vm掘进工作面回风流中巷道的风速，m/s；S掘巷道的掘进断面积，m2。通过验算：0.15m/sVm4m/s，符合煤矿安全规程第一百零一条的规定。（二）按掘进工作面温度和炸药量验算按照掘进工作面温度和炸药验算风速详见表5-1-1。表5-1-1 掘进工作面温度和炸药量及需风量炸药量kg552020温度16以下1622232616以下1622232616以下16222326需要风量m3min-14050605060806080100根据表5-1-1可知，掘进工作面配风量

47、取210m3/min满足降低温度和稀释炮烟的要求。（三）按有害气体的浓度验算回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1，其他有害气体符合煤矿安全规程规定。Q瓦/Q掘=0.1/210=0.3710-51%根据计算，掘进工作面配风量取210m3/min满足稀释回风流中瓦斯或二氧化碳浓度的要求。六、局部通风机的选型与安装地点掘进工作面作业选用FBD5/25.5矿用隔爆型压入式对旋轴流式局部通风机（2台：1台工作，1台备用，吸入风量为：280165m3/ min）配用500mm胶质柔性双抗风筒压入式通风。局扇安设在+21半岩-1运输巷，吸风口距掘进回风流回风口的距离10m；风筒出口距离掘进工作面的距离5m。

48、掘进工作面的有效风量210m3/min。第二节 压风系统一、空压机站根据安监总煤行2007167号文的要求，矿井在地面建有固定压风机站。在距离平硐井口北侧30m处建机房（标高+260m）安装空气压缩机，压风设备安在室内，储气罐安装在室外，压缩空气用无缝钢管输送，在压风机出口装设截止阀等附属设施。+21半岩-1运输巷施工使用的压风从该压风机站输出。二、压风管路地面空压机站的压风（764无缝钢管）沿308斜井（764无缝钢管） +131m井底车场（764无缝钢管） 二级提升下山（764无缝钢管） +50m井底车场（764无缝钢管） 三级提升下山（764无缝钢管） +21-1半岩运输巷（605无缝钢

49、管）掘进工作面（197高压胶管将压风送至掘进工作面）。为了分离压缩空气中的油水，在压风管路适当位置装设了油水分离器。压风系统示意图见5-2-1 压风系统示意图5-2-1第三节 瓦斯防治与监控系统一、瓦斯检查（设点、次数）工作面设瓦斯检查员巡回检查,每隔35小时检查一次,每班至少检查两次。瓦斯检查点分别设在:距离工作面5m范围内风流、工作面回风流至回风口以及向工作面供风的局扇及其电器开关附近10m范围内。 瓦斯检查牌板应设置在局扇附近，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。二、监控系统1、瓦斯监控施工中必须加强对工作面及其回风流中瓦斯浓度的监测。在距离工作面5m范围内、掘进工作面回风流距离专

50、用回风巷入口10m处、绞车硐室内分别安设甲烷传感器（型号GJC4）, 甲烷传感器与矿井KJ90NA监控系统相连接，并布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。甲烷传感器瓦斯数字电子显示应朝向人员进入掘进工作面方向，以便于及时观测瓦斯监测浓度值。瓦斯报警浓度1.0%、断电浓度1.0%、复电浓度1.0%，断电范围为向工作面供电的非本质安全型电气设备。传感器每隔7天调校一次。监测系统必须由专人进行维护,确保系统的灵敏可靠。当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。2、局扇开停监控为了及时掌握向掘进工作面供风的局扇运转的连续性，分别在

51、工作和备用局扇安设开停传感器。掘进工作面传感器布置示意图详见图5-3-1。图5-3-1 掘进工作面监控系统各类传感器布置示意图第四节 防尘洒水系统一、防尘系统施工中凿岩要湿式作业，装渣要洒水。掘进工作面的防尘用水由地面工业用水水池 平硐井口 308斜井308斜井井底车场二级暗斜井+50m井底车场三级暗斜井21半岩-1运输巷掘进工作面。21半岩-1供水管路选用直径60mm的抗压胶管，每隔50m设一个三通阀门，在掘进工作面使用水管口处安装闸阀控水。二、防尘措施1、为保证防尘用水的清洁，在供水管路进入21半岩-1的地点给支管路安设一过滤器。2、综合防尘（1）装岩洒水：工作面装岩前必须对岩堆洒水降尘。

52、供水采用32mm的高压胶管。动作方式:均采用闸门手动控制方式,实现对岩堆自动喷雾降尘。喷嘴布置:工作面共设计一个喷嘴， 并随工作面掘进而迁移。（2）个体防护进入工作面和回风侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。（3）湿式作业掘进工作面打炮时采用湿式凿岩。 工作面防尘、洒水管路系统示意图详见图5-4-1。图5-4-1 工作面防尘、洒水管路系统示意图第五节 防灭火系统一、巷道施工防灭火的措施与要求掘进工作面及其进回风巷道一旦发生火灾，可以利用防尘洒水系统水源进行灭火。二、消防供水管路系统、防灭火器材的存放方式和地点掘进工作面供水管路系统与防尘洒水管路系统共用水源和管路。掘进工作面集中配电点存放100k

53、g防火沙。第六节 供电系统一、供电方式局部通风机采用“双风机双电源”供电。为了确保供电电源的可靠性和连续性，向掘进工作面供风的工作和备用局扇的电源分别取自地面馈电开关。二、电压等级掘进工作面供电电压等级为660v。三、负荷统计掘进工作面电力负荷统计情况详见表5-6-1。表5-6-1 矿井电力负荷统计表序号负荷名称电压(kV)电动机额定容量及台数（kW/台）设备容量（kW）需用系数k功率因数costg最大负荷全部工作全部工作有功（kW）无功（kvar）视在（kVA）1局扇0.6625.5/225.5/1221110.80.75118.2513.75四、供电设备及电缆井下总开关和分开关选用装有选择

54、性漏电保护装置的供电线路，选择性漏电保护装置为KBZ-200型矿用隔爆型真空馈电开关自带。控制局扇运行开关采用QBZ-80型煤矿风机用隔爆型双电源真空电磁起动器。固定设备的电缆均选用MY系列矿用阻燃橡套电缆。掘进工作面供电设施设备及电缆选型情况以及供电系统示意图详见图5-6-1。图5-6-1 掘进工作面供电系统示意图第七节 排水系统一、工作面涌水量预计掘进工作面正常涌水量12m3/d，最大涌水量3m3/d。二、排水方式采取潜水泵抽排方式。三、疏排水路线掘进工作面涌水21半岩-1运输巷（水沟自流）+21m水仓+21m水泵（管道）三级提升斜井+50m水仓+50m水泵（管道）二级提升斜井+131m水

55、仓水泵（管道）308斜井井口。第八节 运输系统一、运输方式、运输设备运输方式、运输设备等详见第四章第四节：装载与运输。二、运输路线煤、矸石：掘进工作面（人工装入矿车、人力推车）+21-1m运输巷三级提升斜井+50m车场二级提升斜井+131m车场308斜井井口矸石山。掘进用原材、设备的运输与煤、矸石运输线路相反。掘进工作面运输系统示意图详见图5-8-1。图5-8-1 掘进工作面运输系统示意图第九节 通讯系统掘进工作面与其它地点之间通过地面调度室LC-138程控电话交换机用KTH-11矿用本安型电话机进行联络。在提升绞车硐室和距离21半岩-1掘进工作面最近的躲身硐处分别安装一台（KTH-11型矿用

56、本安型电话机）直通地面调度室的生产电话。掘进工作面通讯系统示意图详见图5-9-1。图5-9-1 掘进工作面通讯系统示意图第十节 行人系统人员入井方向：掘进工作面人员308斜井+131m井底车场人行下山+50m井底车场三级提升下山 +21m半岩运输巷掘进工作面。人员出井方向：掘进工作面人员出井方向与入井方向相反。掘进工作面行人系统示意图详见图5-10-1。掘进工作面行人系统示意图5-10-1第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织一、作业组织形式及工艺根据矿井施工条件，施工中采取“三八”制循环作业方式。即每班完成一个循环，每天完成三个循环。二、劳动组织劳动组合、劳动力配备、出勤率等详见表6-1-1。表6-1-1 掘进工作面劳动组织表序号工种定员（人）班次及出勤人数备注早班中班夜班1班长3111专职：检查安全、成巷质量、放中腰线2放炮员3111专职：装药、联线、放炮3瓦检员3111专职：瓦检、拆迁、吊挂风筒4打炮工6222打眼、支护5出渣工9333洒水降尘、装碴、掏水沟6安全员3111专职7辅助工铺路、延伸管线8电钳工1专职各1人9在册人数28999含伤病、事假、轮休10合计2899911出勤率96.4%100%100%100%第二节 正规循环作业根据工艺流程、正规循环作业方式（日正规循个数）、规循进尺，编制正规循环作业图表。施工中应坚持正规循环作业，提高工时