矿井兼并重组整合项目主斜井掘进规程完整

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1、编号：JNK掘2012-Z02华晋吉宁煤业XX公司矿井兼并重组整合项目作 业 规 程施工单位：煤矿基本建设工程公司工作面名称：主 斜 井 编 制 人： 施工负责人：批准日期： 2012年5月12日 执行日期： 2012年5月13日 目 录会审综合意见.3作业规程学习和考试记录.5作业规程复审记录.6第一章 概况.7第一节 概述.7第二节 依据.11第二章 地面位置与水文地质情况.11第一节 地面相对位置与邻近采区开采情况表.11第二节 煤(岩)层赋存特征.13第三节 地质构造.14第四节 水文地质.15第三章 巷道布置与支护说明.17第一节巷道布置.17第二节矿压观测.19第三节 支护设计.1

2、9第三节 支护工艺.24第四章 施工工艺.27第一节施工方法.27第二节凿岩方式.28第三节 爆破作业.30第四节装载与运输.33第五节 管线与轨道敷设.33第六节 设备与工具配备.34第五章 生产系统.35第一节通风.35第二节压风.37第三节 瓦斯防治.38第四节 综合防尘.39第五节防灭火.40第六节 安全监控.40第七节 供电.41第八节 供水、排水.42第九节 运输.42第十节 照明、通讯和信号.45第六章 劳动组织与主要技术经济指标.45第一节 劳动组织 .45第二节 循环作业.46第三节 主要技术经济指标.47第七章 安全技术措施.48第一节 一通三防.48第二节 顶板.51第三

3、节 爆破.54第四节 防治水.56第五节 机电.57第六节 运输.58第七节 其 它.61第八章 灾害应急措施与避灾路线.67施工单位审批：公司技术负责人：项目经理：技术副经理：安全副经理：生产副经理：机电副经理：施工队长：审 核：编 制 人：会审意见：1.严格按照施工图施工，与时与建设单位职能部门联系保证主斜井安全优质的施工。2.与时探放水设计和施工，做到有掘必探，加强老空水和裂隙水岩溶水探测。 3.加强机电运输管理，按照建设单位和我公司的规章制度作业。 4.严格按照煤矿安全规程作业，不得违反煤矿安全规程规定的容。 5.加强一通三防管理规定。 6.即日起实施本作业规程。建设单位审批：总 工

4、程 师：安 全 副 总：基 建 副 总：通 风 副 总：生 产 副 总：地 测 副 总：机 电 副 总：安 监 处：生产技术科：地 测 科：通 风 科：机 电 科：调 度 室：会审意见：1.巷道配风量严格按焦煤四项通风管理制度进行配风，应根据配风量核定装药量，杜绝放炮造成CO超限。 2.离2#煤顶板法线距离20m时开始探放老空积水，穿过2#煤后探放裂隙水或岩溶水。严格执行有掘必探，物探现行，钻探验证的探放水原则。 3.箕斗升降时，主斜井轮廓线严禁站人平行作业，人员必须进躲避硐。 4.绞车钢丝绳必须有检验报告，并要定期检查，严禁超能力提升。 5.过顶板破碎带或软岩时必须架设U型钢支架配合锚网喷支

5、护，并补充安全技术措施。 6.主斜井掘至与胶带运输大巷交叉点段时，严格按照设计加强支护。作业规程学习和考试记录负责人： 传达人： 班次贯彻时间听传达人听传达人年月日姓 名工种成绩签字姓 名工种成绩签字作业规程复审记录作业规程名称主斜井掘进作业规程施工单位煤矿基本建设工程公司复审时间参加复审人员签字一、 存在主要问题：二、处理意见：主斜井掘进作业规程第一章 概况第一节 概述沿井田向东12km的县乡级水泥路即可与209国道相接，沿209国道向北约30km可达乡宁县城，沿209国道向南约15km可达河津市市区，与国道108线与南同蒲铁路接运；井田向东直距市110km，向南距市130km。交通条件较为

6、方便。按照晋煤办基发2012195号文件关于华晋吉宁煤业XX公司兼并重组整合矿井开工建设的批复进行开工。1.工程名称、位置、相邻关系1.1.工程名称施工工程为华晋吉宁煤业XX公司主斜井井筒和躲避硐室工程。1.2.位置、相邻关系1.2.1.该工程地面相对位置：(1).井田地表地形：井田位于吕梁山南端，总体地形为中部高南北底，地形切割较为强烈，黄土冲沟发育，主要山梁走向为东西向，最高点在整合区北部的樊家原，标高843.2m，最低点位于西南侧黄河谷地，标高387.0m，相对高差456.2m，属区。(2).主斜井地面相对位置：主斜井井筒地表南侧位于井田南部边缘，距主斜井西50m为旧回风斜井和旧主斜井，

7、距主斜井东南50米为新回风立井，南侧为井田边界，西南侧为工业广场。井口地面标高为 +457m左右。(3).主斜井井下相对位置：西2煤为矿井古空区，北2煤为运输大巷，东为旧主斜井、回风斜井与巷道。井底巷道标高：+247m左右。原吉宁勤海煤矿开采2号煤层，开采围位于井田南部，私开小煤窑在井田西南部开采2号煤层，也形成2号煤层采空区，井田10号煤层没有开采。2.煤（岩）层、用途(1).地层 井田位于河东煤田乡宁规划矿区的南部，井田基岩出露中等。除中东部山梁有新生界黄土覆盖外，其余沟谷基岩多有出露。地层由老到新，自东南向西北出露有二叠系上石盒子组下段、中段、上段与石千峰组地层。(2).2号煤层赋存情况

8、： 位于组中下部,全区稳定可采。上距K8砂岩16.15-25.60m,平均19.36m。煤层厚度6.03-7.20m，平均6.29m，含0-2层夹矸，一般含1层夹石，夹矸厚度0-0.42m，平均0.24m，结构简单。顶底板一般为泥岩或粉砂岩。该煤层属稳定的全区可采煤层。(3).10号煤层赋存情况：位于组下段的顶部K2灰岩之下，上距2号煤层35.02-48.70m，平均43.77m。煤层厚度1.85-4.05m，平均3.31m，含0-1层夹矸，顶板为石灰岩、细粒砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩，井田为中厚煤层与厚煤层，由北向南煤层厚度逐渐变大，属全区可采的稳定煤层。岩石硬度系数按f=46计、2、10#

9、煤硬度系数按f4计。3.设计长度、工程量、坡度、服务年限主斜井设计长度740m左右，直墙半圆拱形，净宽5000mm,净高4100mm,坡度-16.5，其中钢筋砼碹段（表土段）斜长205693mm，=-16.5，S1=25.53，砼碹T=500mm；锚网喷段（基岩段）=-16.5，S2=20.04，斜长532307mm，喷厚T=150mm. （S1、S2分别为表土段、基岩段的掘进面积）。支护方式：明槽段设计长度为6.5m，暗硐段200m+加强段20m，C30钢筋砼砌碹，厚度500mm，钢筋为22300mm双层布置。基岩段设计长度513.5m，锚网喷支护，锚杆规格202200mm，钢筋网片6.5m

10、m120*120mm。为树脂锚固剂全长锚固，间排距800800m，距形布置，喷砼厚度150mm，喷砼强度C20。水沟位于井筒右侧，BH=300300mm，厚度50-100mm，混凝土强度C30。台阶位于井筒中间，混凝土强度C30。砼铺底厚度井口300或基岩100mm，铺底砼强度C30。并铺设22kg轨道。躲避硐室设计每隔40m一个，共17个，其中表土段5个，基岩段12个，其断面尺寸2.0m2.0m的半圆拱。表土段躲避硐室混凝土砌碹，掘进面积4.98，基岩段躲避硐室喷砼支护，掘进面积4.34。该井筒为整个矿井生产服务，到矿井回采全部结束为止。附：各煤矿相关位置图1-1 井筒布置平面图1-24.开

11、（竣）工时间开竣工日期 表1-1开工日期预计2012年3月1日实际2012年3月9日竣工日期预计2013年2月28日实际工 期预计12个月实际各煤矿相关位置图 图1-1巷道布置平面图 图1-2第二节 依据1.经批准的设计与其批准时间等(1)兼并重组整合项目施工招投标文件(2)煤矿安全规程2011(3)建井施工手册(4)主斜井施工图与图纸会审(5)煤矿井巷工程质量验收规GB50213-20102.地质部门提供的地质说明书省煤炭地质144勘查院提交的华晋吉宁煤业XX公司兼并重组整合矿井地质报告。3.说明有关矿压观测资料矿压观测资料暂无。第二章 地面相对位置与水文地质情况第一节 地面相对位置与邻近采

12、区开采情况巷道相应的地面位置、标高，区域的水体和建、构筑物对工程的影响等。巷道与相邻煤(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。详细见井上下对照关系情况表2-1、井上下对照关系图2-1井上下对照关系情况表 表2-1水平、采区10煤底板工程名称吉宁煤业XX公司主斜井地面标高+457m井下标高+247m地面的相对位置建筑物、小井与其它主斜井井筒地表南侧位于井田南部边缘，距主斜井西50m为旧回风斜井和旧主斜井，距主斜井东南50米为新回风立井，南侧为井田边界，西南侧为工业广场。井下相对位置对掘进巷道的影响西2煤为矿井古空区，北2煤为运输大巷，东为旧主斜井、回风斜井与巷道。原吉宁勤海

13、煤矿开采2号煤层，开采围位于井田南部，私开小煤窑在井田西南部开采2号煤层，也形成2号煤层采空区，井田10号煤层没有开采。对副斜井施工影响不大。邻近采掘情况对掘进巷道的影响西面为旧主、回风斜井井筒，井下临近巷道对施工影响不大。井上下对照关系图 图2-1第二节 煤（岩）层赋存特征1.矿井地质概况(1).地层 井田位于河东煤田乡宁规划矿区的南部，井田基岩出露中等。除中东部山梁有新生界黄土覆盖外，其余沟谷基岩多有出露。地层由老到新，自东南向西北出露有二叠系上石盒子组下段、中段、上段与石千峰组地层。(2).2号煤层赋存情况： 位于组中下部,全区稳定可采。上距K8砂岩16.15-25.60m,平均19.3

14、6m。煤层厚度6.03-7.20m，平均6.29m，含0-2层夹矸，一般含1层夹石，夹矸厚度0-0.42m，平均0.24m，结构简单。顶底板一般为泥岩或粉砂岩。该煤层属稳定的全区可采煤层。(3).10号煤层赋存情况：位于组下段的顶部K2灰岩之下，上距2号煤层35.02-48.70m，平均43.77m。煤层厚度1.85-4.05m，平均3.31m，含0-1层夹矸，顶板为石灰岩、细粒砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩，井田为中厚煤层与厚煤层，由北向南煤层厚度逐渐变大，属全区可采的稳定煤层。岩石硬度系数按f=46计、2、10#煤硬度系数按f4计。可采煤层特征表 表1煤层号煤层厚度煤层间距夹石层数结构稳定性可

15、采性顶板岩性底板岩性最小-最大平均(m)最小-最大平均(m)26.03-7.206.2935.02-48.700-2 简单稳定全区可采粉砂岩、泥岩泥岩、粉砂岩101.85-4.053.3143.770 -1 简单稳定全区可采石灰岩、细粒砂岩泥岩、砂质泥岩2.瓦斯、煤尘和煤的自然倾向(1).瓦斯:省煤炭工程项目咨询评审中心发晋煤咨评安字201161号关于华晋吉宁煤业公司矿井2号煤层瓦斯涌出量预测报告的评审意见书：本井田预测开采2号煤层并达到300万t/a时矿井最大绝对瓦斯涌出量为146.86m3/min，最大相对涌出量为23.26m3/t，属高瓦斯矿井。(2).煤尘:2010年7月21日根据市煤

16、炭安全检测检验中心对本井田乡宁华晋吉宁煤业2号、10号煤层煤尘爆炸危险性鉴定结果：火焰长度30mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量25%，鉴定结果为：2、10号煤层煤尘均有爆炸性危险。 根据市煤炭安全检测检验中心晋煤检20110809-MB-L0002鉴定报告，华晋吉宁煤业XX公司2号煤尘具有爆炸性。所以，在开采过程中，应做好防尘工作，杜绝事故发生。(3).自燃:根据市煤炭安全检测检验中心（晋煤检20110809-MR-L0002）对本矿井2号煤层煤的自燃倾向性鉴定结果：自燃倾向性等级为级，属于自燃煤。第三节 地质构造井田位于河东煤田南缘，吕梁山隆起之南翼。由于受北东向构造带影响。井田总体为走向北东

17、，倾向北西的单斜构造，在此基础上发育轴向近南北向的一组次一级宽缓的褶曲构造；地层倾角一般6-10，在Jn5-1号钻孔附近局部地层倾角最高达28。井田发现2条正断层。现将断层分述如下：.断层.F1断层 位于井田东部边界处，走向近似东西，倾向南的正断层，长度大约670m，落差5m，倾角70。上、下盘出露地层均为二叠系上石盒子组中段，为地质填图发现控制。.F2断层 位于井田西南角，区延伸610m，走向北东-南西，倾向南东,落差为12m,倾角75的正断层。断层上盘均为二叠系上石盒子组下、中段地层。为王家岭补充勘探填图发现控制。.陷落柱 依据勘探成果与地面填图、矿井生产揭露资料，未发现陷落柱。 .岩浆岩

18、 依据勘探成果与地面填图，该区无岩浆活动。综述该区构造复杂程度总体上属简单类。第四节 水文地质1.井田地表水与河流 井田地表水属黄河水系，区主要为井田西北边缘的宁河，与南部边缘的较大冲沟，雨季出现洪水流，平时为溪流或干涸，水流向西注入黄河，其他为冲沟，雨季水流直接汇入黄河，宁河最高洪水位536.2m，井田井口均位于南部边缘，井口附近最高洪水位420m左右，低于井口10m左右，洪水对井口的影响不大，但应防止坡流灌入井口。2.井田含水层 井田与周边含水层自上而下有：第四系砂砾层孔隙潜水含水层含煤地层含水层 下石盒子组（K9、K8）砂岩裂隙含水层 组石灰岩（K4、K3、K2）岩溶裂隙含水层 中奥统峰

19、峰组石灰岩岩溶裂隙含水层3.主要隔水层上石炭统与下二叠统，主要由具有可塑性泥岩， 砂质泥岩组成，各层砂岩间与灰岩间均有泥岩分布，一般厚2.00m 至数米不等，可起到良好的层间隔水作用。中石炭系组，主要隔水岩性为铝质泥岩，平均厚度19.73m左右，系一较好的隔水层。4.矿井水充水因素分析与水害防治措施矿井充水因素分析 a.地表水体对矿井开采的影响 井田西北部为宁河，南部边缘为较大冲沟，雨季出现水流，宁河为西南向贯穿井田，黄河自北向南贯穿井田西部边缘，黄河水流或潜水则补给井田西南角地段含水层，或在导水裂隙带作用下，进入巷道或采空区，因此，黄河将对井田西南段开采产生较大的影响，应引起矿方的高度重视。

20、 b.构造对矿井开采充水的作用和影响 本井田断层稀少，在井田地面发现1条小型断层，断距为12m。 井田主要地质构造以褶曲为主，较少断裂，未见岩浆岩发育。地质构造简单。只是在井田西南浅埋藏地带，风化裂隙发育，裂隙水将成为矿井的充水水源，因此，在雨季要加强防。 c.含水层对矿井开采的充水影响 综合本区各含水层与开采煤层的关系，对矿井开采有直接充水影响的主要有： K8砂岩含水层：为2号煤层的顶板，属弱富水性，对矿井开采具有一定的影响，东部K8层位以上砂岩，由于有厚层的泥岩、粉砂岩隔水层存在，且一般含水性弱，因此不会影响矿井开采。 K2石灰岩含水层：为主要充水含水层，一般厚7.05m，距2号煤层底板约

21、87m左右，下距O2含水层约63m。井田西南部埋藏浅，河水为主要充水水源，在导水裂隙和构造裂隙叠加作用下，可以导通上组煤层的采空区积水，或在井田西部黄河地段，在导水裂隙带作用，潜水或河谷潜水而渗入到巷道，对煤矿生产造成威胁。 奥灰含水层：为下组煤层的底板间接含水层，富水性表现为中等，对煤层开采将产生威胁，在井田北部各可采煤层存在带压开采，因此，应该在开采过程中加强水文地质工作，防止事故的发生。 d.采空区与老窑积水对矿井开采的充水影响 井田采空区积水 井田开采2号煤层，充水水源主要为顶板砂岩裂隙水，由于地层总体向东南倾斜，西南部埋藏较浅，这样顶板砂岩裂隙水与基岩风化带裂隙水发生水力联系，顶板裂

22、隙水相对较大，随着埋深的增加，顶板裂隙水将减弱，矿井涌水量明显显示这一特点。 周边矿井积水情况 井田西南角为原井子滩煤矿，为近年生产矿井，矿井规模为25万t/a，与本井田部分地段以老窑破坏区相隔，存有积水，对本井田西部边缘开采具有一定的威胁。周边2号煤层采空区积水量汇总见表1周边2号煤层采空区积水量汇总表 表1位置采空区积水区编号采空区积水面积（m2）采空区积水量（m3）原井子滩煤业WJS-121323028000合计21323028000根据上述资料提供容，该矿井既有采空区积水，又存在待压开采的问题，在对矿井施工中防治水工作应作为重大灾害防治，并编制有效可行的防治水施工组织措施。但是西面为原

23、有主斜井和回风斜井，东面为新施工完回风立井，施工期间水文条件相对简单，但是加强对采空区积水和2煤以下地层含水掘前防探水工作。第三章 巷道布置与支护说明第一节 巷道布置1.层位、水平标高井田围地表大面积被黄土所覆盖，零星有二叠系上统上石盒子组地层出露，根据井田围出露地层与钻孔揭露情况并结合详查报告资料可知，主斜井井筒施工时，要依次穿过自东南向西北出露有二叠系上石盒子组下段、中段、上段与石千峰组地层。其中风化基岩段200m，其余为岩石巷。主斜井穿透薄厚不一的煤层后进入10煤层底板，落底标高+247m。2.断面、工程量、中腰线、开口(拉门)的位置、方位角等主斜井采用半圆拱断面，净断面17.81m2。

24、井口设计坐标：X=3963749.388m，Y=19462140.564m，Z=457.219m(永久底板)，井筒倾角16.5，井口方位角N208213，井底落平标高+247m，井筒工程量斜长740m。其中：明槽段：设计6.5m，掘进断面25.53 m2；基岩风化段：设计220m，掘进断面28.24m2；基岩段：设计513.5m，掘进断面20.04m2；躲避硐：设计2m17个=34m，掘进断面砼4.9m2/喷砼4.32m2。中腰线规定：净断面 中心线左2500mm，右2500mm。腰线上2500mm，下1600mm。附图：井筒剖面图3-1井筒剖面图 图3-1第二节 矿压观测1.观测对象：锚杆抗

25、拔力和扭矩观测2.观测容：锚杆抗拔力检测。锚杆抗拔力检测使用拉拔仪和扭矩扳手；锚杆扭紧力矩为不得小于100Nm。3.观测方法：实测4.数据处理：锚杆抗拔力检测记录第三节 支护设计 该工程主要由施工设计，由施工单位具体施工。现介绍一下设计情况。1.确定巷道支护形式1.1.临时支护的方式，工作面与临时支护、与永久支护间的最小和最大距离(1).表土基岩风化段：明槽采用C30钢筋混凝土浇筑。明槽开挖后采用直接进硐开挖，表土段为风化基岩。山体削坡后。直接放小炮掘进暗硐。在巷道顶部轮廓形成后，架设29U钢进行支护，间距0.8m，U钢间用金属网木板备严，U钢支架用钢筋拉杆固定，然后喷射C20砼，厚度为200

26、mm。然后再进行钢筋混凝土浇筑工作。临时支护采用带帽木点柱。工作面与临时支护的最小和最大距离分别为0m与0.8m；工作面与U钢支架支护间的最小和最大距离分别为0.8m与2.8m；(2).基岩段：临时支护：爆破后待炮烟散尽，班组长、爆破工、瓦检员由外向里检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等安全情况，认真敲帮问顶，清除净帮顶活矸，然后在顶板按巷道设计架设金属前探梁作为临时支护。工作面与临时支护的最小和最大距离分别为0.8m与2m；工作面与永久支护间的最小和最大距离分别为0.8m与4.8m。2.支护参数的确定(1)表土基岩风化段：表土段加宽部分采用29U钢支架支护，然后喷射C20砼，厚度为

27、200mm。(2)基岩段：基岩段采用C20混凝土锚网喷支护，锚杆为长2200mm20mm树脂锚杆，单根锚杆锚固力不低于100KN，锚杆间排距800mm800mm，矩形布置，托板为120mm120mm6mm蝶形钢托盘。喷厚为150mm。 附：井筒支护断面图3-2、3-3；躲避硐室断面图3-4 临时支护平面图、剖面图3-5、3-6。井筒支护断面图 图3-2井筒支护断面图 图3-3临时支护平面图、剖面图 图3-5躲避硐室断面图 图3-4临时支护平面图、剖面图 图3-6第四节 支护工艺1.29U钢支架支护(1).U钢支架规格：基岩风化段加宽部分采用29U钢支架支护，然后喷射C20砼，厚度为200mm。

28、(2).支架的架设必须与中心线垂直，迎山角3-4。支设方法：架设支架的工作，应由外向里依次进行，第一架支架应稳在实地上，两架间距0.8m，相邻支架之间必须用拉杆连接。严禁将支架直接稳定在地板上，必须挖300mm深柱窝。(3).备用材料满足三天使用，存放在地面仓库；(4).支护质量标准与要求.巷道净宽：3050/3050mm，允许偏差为中线至任一帮距离0+100。.巷道净高：3050/2300，允许偏差为腰线至顶底板距离-30+100。.巷道坡度：16.5，坡度允许误差为1。.基础深度：符合设计要求为300mm。2.钢筋支护(1).钢筋和钢筋制成品的品种、规格、性能应符合设计要求和国标规定，采用

29、22mm为HRB335钢筋，12mm为HPB235。(2).立模前，应进行钢筋隐蔽工程验收：纵横钢筋品种规格数量位置，受力筋22300mm双层，纵筋均为22300mm，联系筋12600；钢筋连接方式接头位置数量面积百分率等，设计要求为绑扎，搭接长度35d=770mm，接头位置错开；箍筋品种规格数量间距等；预埋件的规格数量位置等。(3).钢筋和钢筋制成品进场前检查，并复检，质量符合国标(4).焊条、焊剂的牌号和性能符合设计和国家标准(5).钢筋加工的规格符合设计要求 (6).钢筋搭接长度符合设计要求，搭接接头错开应符合国家有关标准(7).钢筋或钢筋网片绑扎符合设计规定，钢筋或钢筋网片焊接符合规定

30、(8).受力钢筋间排距为300mm，合格标准间距20mm，排距10mm。(9).联系筋间距为600mm，合格标准为30mm。(10).受力筋保护层为50mm，合格标准为10mm。3.混凝土支护(1).结构构件的混凝土强度按现行国家标准和规规定分批检验验收。现浇混凝土强度为C30。(2).混凝土试件强度评定不合格时，可采用非破损或局部破损的检测方法，按国标现行标准进行推断。(3).地面配置混凝土时，符合设计和国标规定，还符合以下规定：雨季施工有防雨措施；寒冷季节施工，冻结段混凝土入模温度规定；炎热季节施工放暴晒措施，入模温度不得超过30。(4).净宽2500/2500mm，中线至任一帮距离合格标

31、准为0+50mm；高度为2500/1900mm，腰线至顶、底板距离合格标准为0+50mm。(5).混凝土支护壁厚500mm，合格标准为-30mm。 (6).混凝土支护表面质量，无明显裂缝，1m2蜂窝空洞不超过1处。(7).壁后充填材料符合设计要求，立井壁后充填饱满密实，无空帮现象。机械振捣，砼表面翻浆为好。 (8).接茬，合格标准为15。(9).表面平整度，合格标准为10。(10).预留巷道底板标高为300mm，合格标准为20mm。4.锚喷支护(1).锚杆：20mm2200mm树脂锚杆；间排距为800mm；锚固力要求不低于100KN。全长锚固。(2).锚杆的孔位、孔深和孔径应与锚杆类型、长度、

32、直径相匹配等要求；.打设锚杆必须严格按照规程中规定，间排距误差为100mm。.锚杆与巷道轮廓线夹角不小于75。.锚杆必须拧紧螺母，螺纹外露长度为1030mm，托盘紧贴岩壁。.锚杆锚固力必须达到90KN以上，不合格必须重新补打。.紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手，拧紧力矩不小于100Nm。.打锚杆眼：打锚杆眼用锚杆机，爆破后进行敲帮问顶工作，确保安全无误后，方可进行打设锚杆眼。.锚杆安装方法：锚杆孔钻好后，用锚杆将树脂药卷轻轻送入眼底，再用锚杆钻机进行搅拌，搅拌时间为40s；凝固后取下钻机，15min后将托板上好，拧紧螺母，要求托板与煤、岩石贴紧，确保支护效果，避免顶板离层。(3).金属网的铺设、连

33、接要求；.金属网规格为6.5mm1.0m2.0m。网格规格为120120mm。.安装锚杆后，开始铺挂钢筋网，金属网搭接宽度为100mm，网与网绑扎必须牢固，压茬要好，保证金属网离开岩壁为30mm左右，以保证金属网完全处在混凝土喷层中。.铺网时要将锚杆的拖盘凸面朝外上好，托盘要压在钢筋网上使托板密贴岩壁，用机械或力矩扳手将锚杆螺母上紧。(4).本工作面使用全长锚固；(5).喷射材料.地面设搅拌站，保证混合料中各成分均匀分布；.混凝土强度为C20，配比以实验室试配为准。速凝剂的掺入量为水泥重量的3-5%。水泥使用P.o42.5普通硅酸盐水泥或者为P.S.A32.5矿渣水泥；沙子为水洗的中粗砂；碎石

34、粒径为5-10mm的。(6).喷射混凝土的风压不小于0.40.5Mpa;(7).对喷射混凝土回弹率的规定：回弹率控制在20%以；(8).巷道涌水的处理方式：巷道岩壁出现采用导管引出。(9).备用材料满足三天使用，存放在地面仓库；(10).支护质量标准与要求(基岩段).巷道净宽：2500/2500mm，允许偏差为中线至任一帮距离0+150。.巷道净高：2500/1700，允许偏差为腰线至顶底板距离0+150。.巷道坡度：坡度允许误差为1。.喷射混凝土强度：要求达到设计规定C20。.钢筋网喷层厚度：钢筋网到岩面的喷层厚度不小于30mm，钢筋网外保护层不小于20mm。喷层总厚度不小于设计尺寸。.基础

35、深度：不小于设计尺寸10%。.混凝土表面平整度50mm。.水沟：必须保证水沟畅通，水沟的深、宽不得超过设计30mm，坡度1，盖板数量齐全，搁置稳固。附：光爆锚喷巷道支护参数参考表3-1光爆锚喷巷道支护参数参考表 表3-1巷道名称巷道规格项目设计值与质量标准部位参数主 斜 井2500/2500宽2500/1700高锚杆20mm2200mm树脂锚杆基岩锚网金属网6.5mm1.0m2.0m基岩喷射混凝土(配比与强度)水灰比强度C20基岩喷射混凝土风水压的选择0.40.5Mpa基岩粉尘浓度mg.m3基岩喷射混凝土回弹率20基岩质量要求合格基岩第四章 施工工艺第一节 施工方法1.巷道开口施工方法(1).

36、测量人员首先按设计坐标标定出井筒开点位置、方位角、腰线。(2).清理井筒开点位置附近的场地，为施工创造条件。(3).在开点以外10m安设局扇，准备好施工所需材料。2.施工方法(1).表土段：明槽或山体边坡采用机械挖掘方式，装到自卸车运至地面，暗硐施工与基岩一样。(2).基岩段：采用光面爆破施工。打眼放炮掘进，机械扒装岩(煤)，用箕斗运输，运至地面。3.特殊条件下的施工方法(1).井筒揭露煤层时：必须加强瓦斯检查，采用放震动炮。(2).类类围岩宜采用全断面施工法。(3).碹胎要按迎山角架设，相邻碹胎之间必须用拉杆连接，防止倾倒。(4).在井口门子设一道挡车装置，在井筒中设置防跑车装置，在距工作面

37、20m处设置挡车器。(5).轨道采用卡轨器。第二节 凿岩方式1.炮掘施工方式(1).施工方式：采用打眼装药放炮光爆掘进施工，机械装岩，绞车运输排岩。(2).施工工序：打眼装药检查爆破敲帮问顶架设临时支护排矸永久支护尾工。2.全岩巷施工的钻爆、扒装、运输方式 YT-28型凿岩机打眼，人工装药光爆，ZWY-120/55L型履带耙岩机装岩到箕斗，绞车运输排岩到地面。3.机械设备布置设备配备如下：4台岩石风钻、两台顶部锚杆机、耙装机、箕斗。附：施工设备与供电情况表4-1，设备布置示意图4-1施工设备与供电情况表 表4-1序号机械、钻具名称型号数量动力配套方式备注1绞车JTP-1.6*1.21变频电动电

38、脑数控2履带式耙岩机ZWY-120/55L1电动人工操作3箕斗4m31绞车牵引4矿车1m35绞车牵引5凿岩机YT-286风动2台备用6锚杆机QTM-1302风动7喷砼机PZ-5B2风动1台备用8风镐G103风动设备布置示意图 图4-1风动凿岩机耙岩机箕斗栈桥天轮提升钢丝绳斜井筒提升绞车第三节 爆破作业1.掏槽方式楔形掏槽2.循环进度两个小班完成一个正规循环；第一小班完成掘进排矸工作，第二小班完成打锚杆挂网与喷浆工作。3.炸药种类，雷管、发爆器型号，装药结构，起爆方式，炮眼利用率炸药的选用应遵守下列规定：(1).高瓦斯矿井的岩石掘进工作面必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药。(2).高瓦斯矿

39、井的煤层采掘工作面、半煤岩掘进工作面必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药。(3).在采掘工作面，必须使用煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管。使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130ms。不同厂家生产的或不同品种的电雷管，不得掺混使用。不得使用导爆管或普通导爆索，严禁使用火雷管。(4).井下爆破必须使用井下专用发爆器。(5).发爆器或电力起爆接线盒必须采用矿用防爆型（矿用增安型除外）。(6).必须正向装药，正向爆破；装药结构为柱状。(7).炮眼利用率87%；附：炮眼布置三视图4-2，爆破说明见表4-2/3/4。4.光面爆破技术要求严格按中、腰线画巷道轮廓线；周边

40、眼应点在掘进巷道轮廓线上，眼底落在巷道轮廓线之外100mm处；周边眼眼痕率二类岩石达60，三类岩石达50；超挖量不大于设计轮廓线150mm，不应欠挖；严格按爆破图表打眼，尤其是周边眼和二圈眼，控制好炮眼间距与角度；严格按爆破图表的要求装药，尤其是周边眼，采用“三小”爆破技术；严格按要求的顺序进行联线放炮；严格现场管理，制定奖罚制度。 主斜井井筒基岩段炮眼布置图 图4-2爆破原始条件表 表4-2名称单位数量掘进断面m220.04炮眼深度m2.3炮眼数目个87普氏系数f4-6爆破参数表 表4-3序号炮眼名称编号眼数(个)眼深(m)装药量倾角()起炮顺序联线方式卷/眼卷数质量kg水平垂直1掏槽眼1-

41、662.56489.676901串联2下辅助眼7-1482.35408909023下周边眼15-24102.31102889034底眼25-35112.32224.4908845水沟眼36-3722.3361.290885小计3712625.21上辅助眼38-60232.351152390901串联2上周边眼61-87272.31.540.58.188(88)2小计5014231.1合计87201.326856.3预期爆破效果表 表4-4名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%87每米巷道炸药消耗量/m28.15每循环工作面进度m2.0每循环炮眼总长度m /循环201.3每循环爆破岩实体m340.

42、08雷管消耗量发/ m32.17炸药消耗量/m31.4每米巷道雷管消耗量发/ m43.5采用3级煤矿许用炸药，炸药规格为35mm200mm200g，毫秒延期电雷管。根据围岩的硬度和断面大小适当调整眼距和装药量，以便达到最佳光爆效果。根据现场情况确定放炮顺序，先打下部眼放炮，再登矸作业打上部眼放炮。风化基岩段增加炮眼个数和装药量。第四节 装载与运输 装载、运输与配套设备的名称、型号、安装位置、装载与运输煤(岩) 方式、运输距离详细见装载、运输设备与运输方式表4-5。岩石采用箕斗提升，材料、设备采用矿车运输，人员自己行走。运输系统示意图见4-1。装载、运输设备与运输方式表 表4-5序号设备名称型号

43、数量安装位置运输方式运输距离备注1绞车JTP-1.61井口外机械最大750m2箕斗4m31井筒机械3矿车1m35井筒机械4履带式耙岩机ZWY-120/55L1作业面电动5第五节 管线与轨道敷设 管线与轨道敷设见下表管线与轨道敷设方式表 表4-6序号名称规格型号单位数量吊挂方式与工作面间距轨枕间距轨面高低差轨道接头间隙1轨道22kg/mm770悬挂30m60010mm5mm2风筒800mmm800悬挂10m3风管108mmm800悬挂30m4供水管57mmm800悬挂30m5排水管108mmm800悬挂30m6缆线m2400悬挂10m第六节 设备与工具配备所需设备、工具名称、型号、规格、单位、数

44、量见下表4-7。 设备与工具配备表 表4-7序号机械设备名称型号规格数量国别产地制造年份额定功率kW生产能力备注1箕斗4m3120124m32提升机JTP-1.6*1.2120121323V型矿车1m354装载机CLG8551柳工20110.5m35搅拌机JZC350120115.50.35m36喷浆机PZ-5B120115.57自卸汽车WCQ-3C2503t8局扇FBD-No7.1220116030*29压风机EEG175A2201117524m310排水泵QDB-7.5N27.530m3/h11风泵QYW112履带耙矸机ZWY-120/55L155加强型13激光仪YHJ-800114馈电开

45、关KBZ1-400/1140315风镐G10316凿岩机YT-28517电焊机BX1-500118立式砂轮机重250119切割机J3G2-400120锚杆机MQT-13022122第五章 生产系统第一节 通风1.风量计算：.按瓦斯涌出量计算Q掘=125q掘K掘通=1252m3/min1.8=450m3/min式中:Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min125单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过0.8%的换算值； q掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，临近掘进经验数值取2m3/minK掘通掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般为1.52.0，取1.8。.按CO2涌出量计算Q掘=100qco

46、2KCO2=1001.5m3/min1.8=270m3/min式中:Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min100以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值； Qco2掘进工作面回风流中最大CO2涌出量，1.5m3/min KCO2掘进工作面的CO2涌出不均匀的备用风量系数，一般为1.52.0，取1.8。.按人数计算Q掘=4n=430=120 m3/min式中:Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min 4每人每分钟不低于4m3/min n掘进工作面同时工作的最多人数；.按炸药量计算Q掘=50A=5010=500 m3/min式中:Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/minA掘进工作面一次爆破所用的最大炸

47、药量，断面分5次爆破，每次最大装药量为10kg 50焦煤规定每kg炸药供风系数；.按风速进行验算：最低：Q掘600.25S掘=1517.81=267.15m3/min最高：Q掘604S掘=24017.81=4274.4m3/min由上述最大风量计算，确定掘进工作面实际需风量为500 m3/min。2.局部扇风机选型.局部通风机工作风量计算Q扇 Q掘/(1- LP100/100)=500/(1-101.06/100)=560m3/min式中：L风筒长度，m；P100局部通风机供风巷道风筒漏风系数，柔性风筒应按下式计算：P100=1/(1-nL接)=1/(1-100.006)=1.06式中：n风筒

48、接头数；100m取10个接头。 L接一个接头漏风率。反压边连接时，L接=0.0020.006（煤巷取小值，岩巷取大值）。.局部通风机工作风压计算根据掘进工作面设计长度、局部通风机需要工作风量、掘进工作面需要风量、风筒风阻，计算掘进工作面局部通风机工作风压值：htRpQ扇Q掘 （公式中Q扇、Q掘的计算单位均为m3/s）=50.78560500/3600=3950Pa式中：Rp压入式风筒的总风阻，N.S2/m8 ； ht压入式局部通风机全风压，Pa；Rp6.5L/（d5）=6.50.0032800/0.851=50.78N.S2/m8式中：风筒摩擦阻力系数，800mm风筒取0.0032N.S2/m

49、4；L风筒长度，m；d风筒直径，0.8m；供风距离调整系数，供风距离5001000m取1。综合考虑斜井选用230kw对旋风机，另外备用同型号的风机1台，配800mm风筒，即可满足要求。3.局部通风机的安装地点局部通风机安装地点为地面距副斜井井口20m位置；局部通风机供风距离最大为800m。4.通风管理(1).局部扇风机应指定专人管理，保证正常运转。(2).风筒口到工作面的距离为10m，应保证工作面有足够的风量。(3).局部扇风机必须装设风电闭锁装置。(4).使用局部扇风机通风，无论工作或交接班都不得停风。如因特殊情况停风时必须撤人、停电。恢复通风前，必须检查瓦斯。(5).风筒吊挂要平直，逢环必挂，风筒连接处要反压边，无漏风现象。(6).风机安装必须在距井口10m以外，并确保距地面以上0.3m高专用架上。附：通风系统示意图5-1通风系统示意图 图5-1第二节 压 风1.风源源自地面压风机房2.压风方