-34大巷施工掘进作业规程.docx

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1、 萍乡市芦溪县南坑镇赵家煤矿+034EE22底板石门运输大巷施工掘进作业规程赵家煤矿二一三年四月审批意见表生产矿长意见 负责人：（签字） 年 月 日 安全矿长意见负责人：（签字） 年 月 日 机电矿长意见负责人：（签字） 年 月 日 技术负责人意见负责人：（签字） 年 月 日 矿长意见负责人：（签字） 年 月 日 传达人传达日期传达地点应参加人数实到人数缺到人数安全监察员姓名备注规程贯彻学习记录目录第一章 工程概况及地质概况3第二章 +034EE22运输石门大巷施工方案及支护9第三章 +034EE22运输石门大巷施工工艺14第四章 巷道施工生产辅助系统19第五章 巷道正规循环作业与劳动组织24

2、第六章 安全技术措施27第一章 工程概况及地质概况1.1工程概况本矿位于萍乡市城区148方位，直线距离6.6千米，行政区划属萍乡市芦溪县南坑镇双凤村管辖，矿区中心地理座标：东经1135308-1135416，北纬273434-273446。下采矿许可证（证号：C3600002009121120047921，有限期2009年12月8日至2010年12月8日）共4个拐点圈定，面积0.0307k，开采深度+200米至0米标高；本次预划定范围7个拐点圈定，面积0.0459k，开采深度+200米至0.矿区有萍乡至南坑公路经过，向北仅10余千米经五陂下镇可达萍乡市，可与浙赣铁路及沪昆高速相连，矿区交通极为

3、便利。矿井原设计能力3万吨/年，扩建后设计能力6万吨/年，采用斜井开拓方式，目前有主井、风井两个井筒。计划一期在主斜井以西约72米处（坐标为X：3051605.329，Y：38488909.952，Z：125.2）新掘风（斜）井73m至+91m起平，完善井底车场、水仓、避难硐室、变电所后(总计535M)；二期在+91水平掘斜井123m至+34水平重新布置车场、水仓、避难硐室、变电所等总共计330米。1.2地层地质及水文地质概况1.2.1自然条件1、地形地貌该区为丘陵地形，该矿范围内最高标高230m，最低标高120m，矿区范围内地形呈现北高南低特点，地形较复杂，植被茂盛，多为次生灌木林。2、气象

4、条件该区属亚热带季风湿润性气候，年平均降雨量1600mm，日最大降雨量180d，降雨多集中于46月，降雨量大于蒸发量，为该区矿井涌水量提供了主要补给来源。1.2.2地层区内出露地层从新到老有第四系（Q）、三叠系上统三丘田组三丘田段（T3sg2）、三叠系上统三丘田组爱坡里段（T3sq1）层。1.2.3煤层本区主要可采煤层为4号煤层，由于沉积环境及构造运动持续性影响，又可划分为二个分层，即41、42煤层，煤层厚度大，煤质差，以煤夹炭质页岩或煤与炭质页岩互层组成。41煤层：走向40左右，倾向北西，倾角37左右，浅部倾角较陡，深部倾角受断层影响有变缓之势。生产井巷5个见煤质量点测量结果，煤层厚度分别为

5、：5.32m，4.2m，5.29m，4.06m，5.68m，平均厚度为5.01m。煤层结构极复杂，含不规则夹矸1-3层，夹矸厚0.28-0.58m，属较稳定至不稳定煤层。42煤层：距41煤层间距12-20m，煤层走向40左右，倾向北西，上部倾角28，下部倾角变化大，据井巷工程揭露7个见煤点质量厚度为4.09-7.04米，平均5.71米，厚度变化较大，煤层结构复杂，含不规则的，透镜状夹矸2-4层，夹矸厚0.18-1.18米，煤层稳定程度较好，属较稳定-不稳定类型。1.2.4水文地质1、岩层含（隔）水性(1)第四系（Q）弱孔含水层赵家煤矿矿区地处丘陵山区，第四系厚度小，含水弱，一般对煤矿生产无影响

6、。(2)底部砾岩含水层（T3sq1底砾岩）：底部砾岩以灰色中细碎石角砾岩为主，夹沙粉砂岩、粗砂岩及含砾砂岩，含裂隙、孔隙水，煤矿井下巷道中游滴水现象，具承压性质，但底部砾岩厚度不大，且岩性沿走向，倾向均有一定的变化，尤其是往深部有变薄的趋势，局部相变为砂砾岩或砂岩，含水较弱，对煤矿生产影响不大。 (3)三丘田段裂隙弱含水层：赵家煤矿矿区内浅部煤层开采强度较大，有的开采深度较深，使得 三叠系上统安源组三丘田段（T3sq）裂隙带可深达地表以下100m，使得大气降水很容易通过老窑采空区，浅部风化带、深部裂隙带进入矿井，是目前赵家煤矿矿井充水的主要因素。矿井主要充水因素有大气降水，由于安源煤矿、五陂煤

7、矿、红旗煤矿和其他小井开采多年，采空区范围大，地面塌陷严重，裂隙发育，成为大气降水下渗的直接通道，老隆积水和采空区积水量较大；其次是北东向走向R.F2逆断层及其旁侧相互平行的次级构造和北西向产生的张扭性断裂，均属蓄水和导水性较强的断裂构造，西北断裂有可能横切双凤河也是矿井充水因素之一。根据原有勘探资料，正常涌水量为77-268t/h，最大涌水量115-350t/h。据矿方提供矿井实际最大涌水量40t/h，正常10t/h。隔水层（1）三叠系上统安源组三家冲段隔水层：岩性以灰黑色泥岩、粉砂质泥岩为主，岩性致密，裂隙不发育，地层厚约300m，是良好的隔水层。（2）三叠系下统大冶组（T1d）隔水层：岩

8、性为灰-灰绿色板状泥岩，含钙质泥岩组成，岩性致密不含水，不透水，是良好的隔水层。总厚约100m大冶组，是三叠系上统安源煤系的沉积基底，是区域重要隔水层。2、断层导水性赵家煤矿矿区北部出露的R.F2断层为走向断层，赵家煤矿位于断层下盘，距断层20-30米，受F2断层影响，下盘与其平行的次级构造发育，可能会切割双凤河，与双凤河有水力联系，对赵家煤矿会有一定影响，但由于断层地处边界以北15-50米，其影响相对要小。3、老窿及老空区积水据2008年6月水文地质报告，矿区浅部露头几乎全部采空，小井采深一般为4060m，个别深达90m。老窿接受大气降水的直接、间接补给，多有积水。总体情况是老窿、小井开采范

9、围和积水情况仍不够清楚。因此老窿和资深采空区积水仍是矿井浅部煤层开采的主要水患因素之一，因此，在扩建过程中要加强探水管理。4、地表水、双凤河流、原象形老井及本矿+64大巷水情补充分析本矿井现在井下实际涌水量可分为地表裂隙水和双凤河裂隙渗漏水。地表水覆盖矿井全范围（包括东西两翼），双凤河裂隙渗漏水主要在西边，与东边距离较远，基本无影响（加上现有主井保安煤柱起到隔水防水作用）。根据2011年10月30日我矿对全井水文数据资料调查，当日涌水量10mh（西边约6 mh东边约4 mh），西边按50%划分，则双凤河裂隙渗漏水为3 mh，全井地表裂隙水为7 mh。矿井地表渗漏水主要为原象形老井及其它不知名小

10、井的浅部开采，造成地面裂隙所致。而我矿+64大巷于2004年施工，2005年回采。导致地表裂隙水通过老井渗入+91大巷。经+91大巷密闭墙涌出，水量约 34 mh。2006年矿上在+34三斗、四斗掘上山探放+91老大巷积水并局部回采，导致地表渗漏水经+91大巷渗入+34水平。5、岩巷掘进作业探水布置示意图主探水眼工作面探水眼布置图30m50m中探水眼30m中探水眼20m下探水眼20m岩巷探水保险线确保20m以上1.2.5其它开采技术条件1、瓦斯、煤尘及煤的自燃（1）瓦斯根据2009年矿井瓦斯等级鉴定结果，赵家煤矿瓦斯绝对涌出量0.65m3/min，瓦斯相对涌出量8.19m3/t，相对二氧化碳涌

11、出量12.86m/t，属低瓦斯矿井。（2）煤尘爆炸性和自燃倾向性矿区对两煤层每样进行了鉴定，江西煤矿矿用安全检测中心2004年11月12日对该矿煤层进行了鉴定，其鉴定结果为：该矿煤层不易自燃，煤尘无爆炸性。2、地压井田内煤层埋藏较浅，井田在开采过程中，未发生过地压、地温异常现象。1.3工程概况1.3.1设计+34EE22运输大巷净断面5.3，坡度千分之3，方位N5565度，工程量250m，1.3.2巷道支护形式：+34EE22运输大巷采用半圆拱断面，锚网喷支护形式，喷厚150mm，锚深1500mm，锚杆间距800mm。锚杆采用161800mm树脂锚杆。钢筋网采用6钢筋制作，喷射混凝土厚度150

12、mm，强度等级C20。1.3.3巷道断面+34EE22运输大巷半圆拱形断面，巷道净宽2600，净高2400，毛宽2800，毛高2638，巷道净断面5.3m2,毛断面5.6m2。断面图（附后）巷 道 特 征 表顺序指标单位井 筒主井（利用原主井）风井（新掘斜井）1井口坐标Xm30516893051605.329Ym3848898238488909.952Zm138.161125.22井筒方位角度106383倾 角度25284井底标高m+91+915长度m111.6736巷道规格净m2.32.6掘2.82.87巷道断面净4.95.3掘6.76.28支护方式锚喷、锚喷锚喷、锚喷9井筒装备人行台阶、扶

13、手、22kg/m钢轨台阶、扶手第二章 施工方案及支护2.1 施工方案的选择根据巷道工程技术特征和现有地质、水文资料，结合我煤矿的施工经验、队伍状况、装备水平，通过方案比较和论证，确定采用钻眼光面爆破法组织施工。施工方案为：采用YT26型风动凿岩，JT-0.80.6型提升机配MF1.1-6式矿车运输、排矸。HPC-V混凝土喷射机喷射砼，砌碹采用水泥预制砖块，金属予制模板。7.5KW潜水泵排水，激光指像仪导向，按中腰线掘进。BKY-5.5局扇配500mm抗静电、阻燃风筒通风。2.2 巷道支护设计2.2.1 支护形式设计掘进在坚固的砂岩段，采用裸体支护，局部地段岩石硬度不够时，采用锚喷支护，岩石松软

14、地段采用砌碹支护或采用“钢筋无腿棚”支护方式。设计斜井深部段支护形式采用水泥预制砖块砌碹，厚度为150mm。巷道水沟及行人台阶用砼浇灌的形式砌筑。砼强度等级为C20。支护方式：采用喷浆或锚喷支护方式，局部遇软岩层采用置钢筋梯锚喷或“U”型铁支护加喷浆（附支护示意图）。15216#罗纹钢周长布置16#罗纹钢条带帽36凿杆成4547砼配合比为：水泥：沙子：石子：水=1:2:2:0.502.2.2 支护工艺流程打眼布置钢筋支架挂网喷浆养护立模运送预制块养护 2.2.3 作业形式采用短掘短支挂网喷锚方式，段长58m。2.2.4 喷浆喷射砼采用HPC-V型喷浆机，利用矿车运输砼材料，地面设搅拌站，井下跟

15、机配料搅拌。喷浆前，挖出两帮基础，达设计尺寸，不漏筋，将受喷岩面用风水冲洗干净，并埋设厚度标志。喷浆厚度为150mm，长度5m。为了减少回弹量，喷射混凝土中加入水泥重量的2.5%的速凝剂。喷射顺序，先基础，后帮部，最后顶部。喷头尽量垂直岩面，喷头距岩面以600-1000mm为宜。两榜墙体一次喷射完成，厚度为150mm。喷完后及时清洗喷浆机、清除回弹砼。喷浆时由墙向拱顶逐段进行，以宽1.5-2.0m，高1.0-1.5m为1个作业段。开停机顺序：开机先给水，后给风，再送电、给料。停机：先停止给料，待罐中存料喷完后再停电，后停水、停风。喷头操作开始时，先给水，再送料。结束时，先停风，后停水。2.2.

16、5水沟、行人台阶水沟毛断面在巷道掘进时，同时掘成，待斜井全部掘成后，自下而上逐段进行水沟、行人台阶的砌筑与地面的砼浇注。在浇注过程中为保证施工质量，边浇注边用HE6-50型振动器捣实，水沟、行人台阶严格按设计要求施工。水沟立模使用钢模板，行人台阶使用木模板。水沟、行人台阶及地面浇注砼的强度等级为C20,其配合比为：水泥：砂子：石子：水=1：1.87：3.63：0.502.3 进场准备工作进场前，全力以赴着手准备如下工作项目：2.3.1 技术准备 收集并熟悉有关技术资料：熟悉当地有关矿山建设法规：认真研究矿区地质及水文地质报告、基本设计和施工图；收集地质、地形测量资料，掌握工程设计的主要技术特征

17、，单项工程设计工艺。并积极参与设计与工程技术施工交底。 编制单项工程施工组织设计根据项目建设总工期进度计划及施工图，按照合同要求，详细编制单项工程的施工组织设计，质量保证措施，施工作业规程，并组织施工作业人员认真学习贯彻，熟悉掌握有关技术资料规程规定。2.3.2 施工人员进场按工程施工准备计划及工程开工需要，分期分批及时组织施工人员进入施工现场。2.3.3工程准备 根据矿井提供的测绘资料及时完成暗斜井开口实测、定位工作，并实施复测。 完成施工需要的工业设施：冷却水池、绞车基础、仓库、水泥库、压风机房、绞车房、值班室、信号室、机修车间等。 完成生活设施：食堂、宿舍、项目指挥部办公室、会议室、锅炉

18、房、浴室。2.3.4 器材准备 设备供应：提前做好空压机、运输装岩设备、提升绞车等施工机械设备的检修和购买，根据施工要求，做好计划，保证设备及时到位并投入使用。 材料供应根据施工图编制预算，积极严格按标准要求，采购钢材、木材、水泥、砂子、石子、砖、瓦等主要材料，并保证供应及时随用随领，零星材料也要同时做好计划。 工具、安全仪表、仪器、自救器，劳保用品，根据需要及时组织货源，落实供应。2.4 正式开工准备正式开工前准备工作安排要求平行交叉进行，合理分配劳动力，完成施工所有的大型临时设施，形成运输、供电、供水、压风、通风、排水等系统。附：大型临时设施一览表 已配备设施一览表名 称结 构数量（间）面

19、积（m2）备 注食 堂砖 木260宿 舍砖 木25400锅炉房砖 木220浴 室砖 木240厕 所砖 木220办公室砖 木5100会议室砖 木640仓 库砖 木350水泥库砖 木225值班室砖 木245机修车间砖 木330蓄水池砼232压风机房砖 木120绞车房砖 木116变电所砖 混30合 计55 928注：施工过程中可根据实际情况增减。第三章 +34EE22运输大巷施工工艺施工方法:采用钻眼爆破正规施工作业 3.1 作业方式采用钻眼爆破法进行施工，全断面一次掘进，光面爆破。选用YT26风钻进行凿岩，钻杆配用38mm2m中空六角棱钻杆42mm“一”字型钻头,炮眼深度为1.2m。3.1.1 钻

20、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消尘、维护顶板出矸按58m喷浆，支护到位。3.1.2 钻爆工序要求：（1）钻眼前，必须采用“先探后掘”的原则，详细检查工作面10m范围内的顶板和已支护的顶部，发现问题及时处理。（2）必须依据中腰线在工作面按炮眼布置标定眼位。（3）严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式钻眼。（4）爆破要严格执行“一炮三检”和爆破三人连锁“制度。（5）爆破采用先拉槽后刷帮压顶的方法，正向装药，串联式联线方式，使用毫秒电雷管，不低于三级的煤矿许用乳化炸药，每眼使用2个水炮泥。（6）爆破前跟班队长必须派专人在所有通往爆

21、破地点贯通地点的各个通道口爆破撤人距离以外安全有掩护的地点设置警戒。只有每个警戒点的警戒员都通知后才可装药爆破，爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒。3.2 爆破作业掏槽方式为楔形掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为150mm。3.2.1 爆破器材：使用3号煤矿抗水硝铵炸药，药卷规格为32200，重量200g/卷，15段毫秒延期电雷管引爆，KGJ100A型隔爆电容式启爆器。3.2.2 装药结构全部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，不得装错雷管的段号，不得弄断雷管脚线，有水时使用防水套，以免受潮拒爆。3.2.3 起爆方式爆破网络采用串连全断面四次起爆方法进行。3.

22、2.4炮眼布置图；根据岩层的松硬程度另行布置炮眼。3.3 施工质量技术要求3.3.1 打眼前必须由施工人员画好掘进中、腰线，并找出巷道周边轮廓，标出炮眼位置，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。3.3.2 施工必须按要求掘进，严禁丢底拉帮。3.3.3 在暗井施工过程中每隔40M在人行侧掘一个放炮躲避硐。3.4 管线布置：巷道施工时要敷设一趟静压水管，一趟压风管，一趟电缆。风、水管路接头要严密不得有漏风、漏水现象。风水管距工作面20m范围内使用1寸胶管，施工过程中要按设计要求预埋好吊挂永久管线的予埋件。3.5 设备及工具配备名称型号功率/KW数量/台名称型号功率/KW数量/台通风机

23、BKY-5.55.52喷浆机HPC-V5.51风钻YT-266信号综保ZXZ-1提升机JT-0.80.6221搅拌机安IV13.6 装岩、排矸矸石经MF1.1-6矿车提升至地面井口，人力推矿车经地面窄轨铁路运至矸石场排弃。3.7 临时支护一掘一锚，金属锚杆支护，排间距800800mm，最大空顶距1.8m，最小空顶距0.2m。3.8 永久支护铺金属网，打锚索，初喷，58m复喷。严格按支护设计和支护工艺执行。斜井基岩段爆破原始条件序 号名 称单 位数 量序 号名 称单 位数 量1掘进断面m26.25雷管数量发362岩石硬度f4-66总装药量Kg3.63炮眼深度M1.27雷管段数段34炮眼数量个36

24、斜井基岩段炮眼布置及装药量眼号炮 眼名 称炮眼深度（m）装药量倾 角爆 破顺 序联 线方 式卷/眼小计kg水 平垂直1-6掏槽眼1.660.4327860 I串联7-26辅助眼1.4201.4463 60 II串联27-49周边眼1.4231.65684 60 串联50水沟眼2.010.07290 30 串联共 计3.6斜斜井预期爆破效果表序号名称单位数量序号名 称单位数量1炮眼利用率%83.35每巷道炸药消耗量Kg/m2.82每循环进尺M1.06每米巷道雷管消耗量发/m403每循环实体岩M327.974每循环炮眼总长M868第四章 巷道施工生产辅助系统4.1 排矸运输提升系统：主斜井采用JT

25、-0.80.6型提升机,配MF1.1-6矿车担负提矸任务。井筒内铺设22/m，600mm轨距临时轨道。地面矸岩到矸石翻场，排至建设单位指定排矸地点。4.2 压风系统：地面井筒（压风机型号为5L-10/8，排气量为10m3/min）4.2.1 压风量统计序号名 称型 号耗风量M3/分数量/台总耗风量M3/分1锚矸机MFC-1392/36576.516.52喷浆机PZ-V8.018.03振动器HE 6-502.5254凿岩机YT-287.5322.55合计7424.2.2 耗风量计算 从耗风量统计表中可知，耗风量19.5M3/min， Q.q 1.11.121.14（6.58.05.022.5）

26、59.98M3/min 故选用排气量为10m3/min型号为5L-10/8型空压机二台。4.2.3 压风管路选择 压风管路内径d20Q1/22059.981/2154.9mm,故铺设一趟直径为1544.5mm无缝钢管，铺设一趟直径为513mm钢管供压风。4.3 排水系统掘进工作面安装一台7.5KW潜水泵，配备直径为513mm钢管排水，以确保主斜井筒正常施工。为不影响正常排水，泵前段设计一段510m消防水管。4.4 通风系统4.4.1 风量计算a、按瓦斯涌出量计算：Q掘100q掘 Kd=1000.121.9=22.8m3/min式中Q掘掘进工作面实际需风量m3/minq掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌

27、出量,本矿井为低瓦斯矿井， Kd掘进工作面因瓦斯涌出不均的备用系数，取1.9。b、按工作人员数量计算：Q掘=4nj=410=40m3/min式中：4nj掘进工作面同时工作的最多人数，取10人。c、按炸药使用量计算 Q掘25 Aj253.690M3/min 式中 Q掘掘进工作面实际需风量M3/min Aj掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,取3.6KG综合以上三种计算方法，工作面实际需风量取最大值90m3/ min。选用BKY5.5型局扇向工作面压入供风，局扇最大额定吸风量为2.5m3/s，局扇工作效率68%，局扇工作有效风量为2.56068%=102m3/min工作面需要风量，选用局扇能满足要

28、求。4.4.2 通风方式。局部通风采用压入式通风，考虑瓦斯的涌出量问题，局扇选用BKY5.5型，对旋式风机、风筒选用500mm10m抗静电、阻燃胶质风筒。4.5 供电系统4.5.1 用电负荷统计 巷道施工用电统计表 序号设备名称型号安装台数额定功率电压等级备注1喷浆机HPC-V15.56602通风机BKY5.525.56603潜水泵17.56604搅拌机17.56605主水泵1376606提升机JT-0.80.61226607爬岩机ZYP-301306608合计8120.54.5.2 配电系统根据用电负荷统计，井下动力额定功率120.5KW，故在地面变电所内按装两台S11-400/10，10/

29、0.4kv,400kva变压器，供井下工作面电气设备。 选用双回路、双风机、双电源，并能自动切换，同时要安装闭锁装置。，电缆型号规格为：MA0.38/0.66KV，370+125mm。4.6 供水系统4.6.1 施工供水为保证空压机冷却循环和工作面掘进、喷浆机用水，地面建设一座32M3冷却水池和一座40M3静压水池。由建设单位水源供给。敷设一趟513.5mm 的静压供水管，与地面40M3静压水池连接以保证各种机具正常供水。4.6.2 生活用水由邓家田村接入符合食用卫生标准的水源，水管至锅炉房浴室及各队食堂，宿舍、办公室自备积水溶器，以便生产工作人员生活用水。4.7 照明、通讯与信号系统4.7.

30、1 照明 地面各机房、配电所、值班室等室内照明采用荧光灯，道路、排矸场所使用节能水银灯。巷道内每隔50米设置一盏新型DK-250/127矿用照明灯。4.7.2 通信在值班室设置40门电话交换机，每个工作面设置一台抗噪声防爆电话机，通过交换机与地面各重要场所及调度室进行联系。工地安装两门程控外线电话对外联系。4.7.3 信号 井口提升机房、各装载转载点，均设置各自独立的光信号系统。4.8 砼搅拌系统在工业广场内设置一个200m2砂子、石子料场和30m2水泥库。石子、砂子料场内设置砂、石子冲洗装置和自动计量系统。搅拌机安装机上料装置和溜灰槽。4.9 地面临时设施地面临时设施平面布置根据工业广场实际

31、情况，避开永久设施位置，同时满足生产和生活需要，把生产和生活设施分开相对集中布置，以便于组织生产和管理。第五章 巷道正规循环作业与劳动组织5.1 劳动组织5.1.1劳动组织与正规循环作业一、工作制度：采用“三八“工作制，即每天三班，每班8小时。二、循环作业方式：每天“二掘一喷”即每天“二个循环，一班支护”。其正规循环作业方式见表。（一）掘进作业正规循环图表正规循环作业图表时序工序工次班 班次工序时间工序 （min）早班中班012345678910111213141516接班准备20打眼180装药连线30放炮通风20防尘洒水10装渣180（二）巷道锚喷作业正规循环作业图表时序工序工次班 班次工序

32、时间工序 （min）晚班161718192021222324运料60准备20打锚杆眼120装锚杆60织网60拌料60喷浆120装渣40（三）巷道砌碹（砼）作业正规循环作业图表时序工序工次班 班次工序时间工序 （min）晚班161718192021222324运料60准备20拌料120砌墙（砼）60拱架60拱顶60水泥粉刷120清渣40三、劳动组织（一）掘进作业劳动组织和锚喷（砌碹或砼）作业劳动组织图表 班别 工种 人数一班二班三班说明锚喷砌碹（砼）打眼工6222装渣工9333放炮员3111瓦检员3111安检员3111钳电工3111锚杆打眼22锚杆工22织网工22拌料工11砌碹工22绞车司机31

33、11副班长3111班长3111合计4512121745.2钻、爆、装、运、支工艺流程一、掘进班钻、爆、装、运、支工艺流程：准备打眼装药放炮通风洒水防尘装渣。锚喷、砌碹（砼）钻、爆、装、运、支工艺流程：运料准备打锚杆装锚杆织网（拌料）喷浆（砌碹）清除渣。5.3、主要技术经济指标主要技术经济指标序号项 目主斜井备注1巷道长度（m）5352掘进断面（）6.23每循环在册人数（人）174每循环出勤人员（人）145出勤率（%）856循环进度（m）1.07月循环次数858月进度（m）409循环率（%）9012锚杆定额（根/m）11.313托盘（kg/m）21.9114钢筋网（kg/m）33.1815砼（m

34、3/m）1.19第六章 安全技术措施6.1 通用部分6.1.1 各工种必须坚决贯彻执行煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程、煤矿井巷工程质量标准和国家有关安全的法规。6.1.2 各工种必须认真执行工种岗位责任制，严格现场交接班制度，按章作业，搞好工程质量，用好管好中腰线。6.1.3 迎头遇有下列情况之一者，必须停止作业及时汇报：(1)迎头遇有出汗、挂红、水叫、恶臭、淋水较浑或增大等情况之一者。(2)井壁岩石压力增大、破碎、支护变形、底鼓者。(3)温度骤增、骤减者。6.2 掘进部分6.2.1 进入工作地点前，首先要通风，然后站在安全地点，由外向里敲帮问顶，首先将悬矸危岩摘除后，方可工作。架棚巷道必

35、须使用好前探梁，放炮前必须紧锢前探梁，放炮后及时移梁护顶。6.2.2 打眼前必须敲帮问顶，处理浮矸，并使钎头落到实岩上，打眼时凿岩机先轻运转，钻进一定深度后，再全速运转。6.2.3 严禁在残眼内继续钻眼。6.2.4 推进凿岩机不要用力过猛，更不能施加横向力，以免断钎伤人。6.2.5 应注意经常拧紧胶管与凿岩机的接头，防止风管松脱伤人。6.2.6 停水时，必须立即停止钻眼。6.2.7 钻完整个工作面的炮眼，应立即将凿岩机及其风水管撤至安全地点。6.2.8 严格执行“一炮三检”、“三人联锁”和“三保险”放炮制度。6.2.9 放炮工作必须由持有合格证的专职或兼职放炮员担作。6.2.10 放炮员必须在

36、上班后领取适量的炸药和雷管，并在安全地点分别加锁保管，在打眼结束前30分钟，必须检查好母线，并在安全地点分名别类作好炮头、泡泥以备装炮，下班前必须将剩余的炸药雷管清点后交回药库，方可下班。6.2.11 装药时，要细心将药卷装到眼底，不得擦破药卷，不得拉断脚线，放炮必须使用水炮泥，炮泥封堵量按以下规定执行：(1)炮眼深度小于600mm时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于600mm，但必须封满炮泥；(2)炮眼深度为6001000mm时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2；(3)炮眼深度超过1000mm时，封泥长度不得小于500mm；(

37、4)炮眼深度超过2500mm，封泥长度不得小于1000mm；(5)光面爆破时，周边炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于1000mm；(6)工作面2个或2个以上的，在煤层中最小抵抗线不得小于500mm，在岩层中最小抵抗线不得小于300mm。浅眼装药爆破大岩块，最小抵抗线和封泥长度不得小于300mm。（7）主井扩刷维修必须由上而下进行，吊挂好电缆，设好档，严禁人员过往。6.2.12 炮眼遇有下列情况之一者，不得装药放炮；(1)迎头上的任何残眼；(2)炮眼位置、方向、深度不对者；(3)炮眼内的杂物没有吹净者；(4)炮眼内有显著瓦斯涌出或异色水溢出者；(5)互相打透的炮眼。6.2.13 放炮前必须将所

38、有人员、设备撤走，放炮员必须在有掩护的安全地点进行放炮。启爆距离不得少于100m（直线）。6.2.14 放炮前，放炮员警戒牌交给班组长，班组长必须亲自布置专人在有掩护的安全地点进行警戒。警戒线处应设置警戒牌、拦绳或拉线等标志，岗哨的设置及撤消必须由同一人安排，所有岗哨必须在接到派岗人的信号后方可撤岗。6.2.15 放炮母线和连接线必须悬挂好，不得与导电体接触(如钢管、钢丝绳等)，不准和电缆、信号线、电话等带电体靠近，放炮母线随用随挂；放炮前，迎头需切断一切电源，放炮钥匙或把手放炮员必须随身携带。6.2.16 放炮时如果通电不爆，至少要等15分钟可沿线检查，找出原因进行处理。6.2.17 放炮后应先将放炮母线从放炮器接线柱上拆下，并将母线端头扭结在一起，等工作面炮烟散尽后，放炮员、安全员、瓦斯检查员首先进入工作面，检查认为安全后，方可让其他人员进工作面。6.2.18 发现瞎炮及时处理。如果是连线不良造成的瞎炮，可重新连续给电放炮。如果是炸药或雷管问题所致，必须在距瞎炮300mm外钻一与瞎炮平行的炮眼，重新装药放炮来处理。严禁手拉或掏挖瞎炮。6.2.19 严格执行专人管理井壁，发现异常及时处理。6.2.20 打锚杆眼时，人员一定要注意巷帮变化