副斜井作业规程.doc

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1、【2011】山西煤炭进出口集团洪洞陆成煤业有限公司作业地点: 副斜井施工作业规程掘 进: 第 号作业规程施 工 单 位：河南郑煤矿业建设有限责任公司项 目 经 理： 齐民生项目部技术负责人： 张志宏批 准 日 期：2011 年 3 月 3日目 录第一章 工程概况 第一节 概述 第二节 编制依据第二章 地质与测量第一节 地质概况第二节 水文地质概况第三节 测量工作第三章 斜井布置及支护说明 第一节 斜井布置第二节 矿压观测第三节 支护设计第四节 支护工艺第四章 施工工艺第一节 施工方法第二节 凿岩方式第三节 爆破作业第四节 装载与运输第五节 管线及轨道敷设第六节 设备及工具配备第五章 生产系统第

2、一节 通风第二节 压风第三节 瓦斯防治第四节 综合防尘第五节 防灭火第六节 安全监控第七节 供电第八节 排水第九节 运输第十节 照明通讯和信号第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织第二节 作业循环第三节 主要技术经济指标第七章 安全技术措施 第一节 一通三防 第二节 顶板 第三节 爆破第四节 防治水第五节 机电第六节 运输第七节 各工种注意事项第八节 文明施工及工程质量 第八章 灾害应急措施及避灾路线 第一节 灾害应急措施 第二节 避灾路线第一章 工程概况第一节 概述洪洞陆成煤业公司井田南紧邻乔（家湾）洪（洞）二级公路，由乔洪公路向东25km与大（同）运（城）高速公路相接，30km

3、可达南同蒲铁路洪洞站及霍（州）侯（马）一级公路，交通方便。洪洞陆成煤业公司副斜井井筒原长度580m，净宽3m ，净高2.4m；现根据技改工程需要将原井筒进行扩砌施工；扩砌后的副斜井坐标为X=4024613.763，Y=19536013.236，Z=+1134.246（底板），坡度-8，方位角2861314，长度692.858m；井筒断面均为半圆拱，表土段长度8 m，净宽6m ，净高4.5m；基岩风化段长度280.547m净宽4m ，净高3.5m；表土段和基岩风化段采用C30钢筋混凝土支护，支护厚度为： 450mm，受力筋采用20mm的级钢筋，竖筋和环筋间排距均为300*300mm；箍筋采用10

4、mm的级钢筋，间排距为300mm，钢筋保护层厚度为40mm；基岩段长度328.383m，净宽4m，净高3.5m；采用锚网喷支护，支护厚度100mm；锚喷参数：锚杆长2400mm、直径22mm，锚杆间排距800*800mm，树脂锚固剂采用K2335型，每根锚杆使用二卷。钢筋网采用6.5的0235圆钢，网格100*100mm。第二节 编制依据1、中矿国际工程设计研究院有限公司编号为S1305-116-01图纸；2、煤矿安全规程（2010版）；3、矿山井巷工程施工机验收规范GBJ50213-2010；4、煤矿井巷工程质量检验评定标准MT5009-94；5、建井工程手册及现行有关政策、法规和标准。第二

5、章 地质与测量第一节 地质概况一、工程地质本井田位于霍西煤田西南部，乔家湾勘探区东部边缘，三交河背斜和霍家庄向斜穿过井田。三交河背斜（S1）：穿过井田西部，轴向总体为北东向，西翼地层倾角329，平均10；东翼地层倾角316，平均8。霍家庄向斜（S2）：位于三交河背斜东侧，轴向近南北，其东翼局部地段较陡，地层倾角423，平均10；西翼较平缓，地层倾角516，平均10。在霍家庄向斜东翼，发育有次一级的褶曲构造轴向近东西向的短轴背斜构造。另井田西南部有一背斜（S3），轴向北东东，两翼倾角较平缓，平均倾角6左右。在井下生产过程中揭露了三条断层，其特征如下：F1断层：为正断层，走向北东，倾向北西，倾角7

6、0，落差10m，井田内延伸长度约650m。F2断层：为正断层，走向北东，倾向北西，倾角78，落差7m，井田内延伸长度约550m。F3断层：为正断层，走向北东，倾向北西，倾角75，落差45m，井田内延伸长度约1400m。地面填图和井下生产中均未发现陷落柱，井田地质构造属简单类型。第二节 水文地质本井田为黄土高原的中山区，新生界覆盖面积较小，基岩出露范围较大，出露的地层有：奥陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组。(一)地表水体井田内无常年性流水，各沟谷中平时无水，遇暴雨常发洪水，但雨后很快水退沟干，水流自各沟谷向东汇入汾河，汾河向西南在河津市禹

7、门口注入黄河，属黄河水系。（二）含水层井田内水文地质资料较少，据乔家湾勘探区详查地质报告，将井田含水层自下而上叙述如下：1.奥陶系中统峰峰组上段岩溶含水层厚39.7855.99m，岩性以块状石灰岩为主，局部含泥质成为泥质灰岩，岩溶裂隙发育，富水性弱中等，据以往乔家湾详查资料，钻孔抽水试验单位涌水量为0.06491.015L/sm。本井田内未施工水文孔，2004年9月在井田内原陆成煤业工业广场附近施工了一口水源井，井口坐标X=4026487,Y=19536637，H=1167m，井深807m，水位标高为570m，出水量30m3/h。据区域资料及水井资料推测本井田内奥灰水位约558-578m左右。

8、2.太原组石灰岩岩溶裂隙含水层该组具有3层石灰岩K4、K3、K2，K2、K4灰岩稳定， K3灰岩局部相变为砂岩。K2灰岩为9号煤层的直接顶板，其下距9+10号煤层平均3.91m，对开采9+10、11号煤层有影响。据乔家湾详查区勘探报告及本矿勘探资料，K4灰岩深灰色，致密块状，局部质不纯，含泥质，裂隙较发育，多被方解石充填，钻液消耗量一般在0.11.00m3/h，属含水性较弱含水层。K3灰（砂）岩质较纯，裂隙较发育，但多被方解石脉充填，钻液消耗量一般在0.300.60m3/h，属含水性较弱的含水层，K2灰岩岩溶裂隙含水层，岩性为深灰色，致密，坚硬，多数钻孔出现15m3/h钻液全漏，抽水试验单位涌

9、水量为0.376L/sm，水位标高1202.84m，水质类型为HCO3-Ca，富水性中等。3.二叠系下统山西组底部砂岩含水层山西组底部砂岩由灰白色中粒石英砂岩组成，胶结致密，坚硬，地表出露的泉水不多，其流量较小，为弱含水层。4.二叠系下统下石盒子组中部及底部砂岩含水层该组砂岩皆为中粗粒长石石英砂岩，泥钙质胶结，井田内出露的泉水不多，流量1.5L/s。本组K8、K9砂岩裂隙发育，含有较丰富裂隙水。据邻矿三交河煤矿巷道掘进期间，K8砂岩涌水量325m3/h，回采期间，K8+K9砂岩涌水量2545m3/h，为影响2号煤层开采的主要含水层。属中等富水性。经长期疏放，砂岩含水层富水性已大大减弱。5.上石

10、盒子组中部及底部砂岩含水层该组砂岩岩性以黄绿色中粗粒长石石英砂岩组成，泥质、钙质胶结，矿区内出露的泉不多，据乔家湾详查区资料钻液消耗量一般在0.10.6m3/h，为透水性弱含水层。（三）隔水层11号煤层至奥陶系灰岩含水层之间的铝土泥岩、含铁质铝土泥岩、粉砂岩、泥岩、泥灰岩等，厚25m左右。岩性致密，不透水，为良好隔水层。太原组灰岩和二叠系砂岩含水层间均分布有厚度不等的砂岩，岩性致密，不透水，可起到很好的层间隔水作用。第三节 测量工作工程开工前，请洪洞陆成煤业有限公司提供井口水准基点等测量数据，测量应按四等水准测量的要求进行测设，用经纬仪及长钢尺导至井井口，钢尺必须经过比长，采用标准拉力，并进行

11、温度校正，并在井口埋设永久水准点供斜井掘进时使用。 斜井中线、腰线均应严格按照图纸设计进行放线。井下中线点均应用经纬仪标定，腰线点可用水准仪或经纬仪标定。中线点、腰线点应成组设置，每组不少于3个，点间距以不小于2米为宜，最前面一个中腰线点至掘进工作面的距离应不超过20米，在设中腰线点过程中，对所有使用和新设的中腰线点均须进行检查、校核。第三章 斜井布置及支护说明第一节 斜井布置洪洞陆成煤业公司副斜井由中国国际设计研究院有限公司设计，洪洞陆成煤业公司副斜井井筒原长度580m，净宽3m ，净高2.4m；现根据技改工程需要将原井筒进行扩砌施工；扩砌后的副斜井坐标为X=4024613.763，Y=19

12、536013.236，Z=+1134.246（底板），坡度-8，方位角2861314，长度622.068m；井筒断面均为半圆拱，表土段长度8 m，净宽6m ，净高4.5m；基岩风化段长度280.547m净宽4m ，净高3.5m；表土段和基岩风化段采用C30钢筋混凝土支护，支护厚度为： 450mm，受力筋采用20mm的级钢筋，竖筋和环筋间排距均为300*300mm；箍筋采用10mm的级钢筋，间排距为300mm，钢筋保护层厚度为40mm；基岩段长度328.383m，净宽4m ，净高3.5m；采用锚网喷支护，支护厚度100mm；锚喷参数：锚杆长2400mm、直径22mm，锚杆间排距800*800mm

13、，树脂锚固剂采用MSZ28/35型，每根锚杆使用三卷。钢筋网采用6.5的0235圆钢，网格100*100mm。第二节 矿压观测根据对原井筒矿压进行观察，原井筒表土段、基岩风化段、基岩段局部已出现拱部和墙体被压垮等现象，局部出现底鼓等，说明该斜井顶板较为破碎，矿压较大。第三节 支护设计表土段和基岩风化段采用C30钢筋混凝土支护，支护厚度为： 450mm，受力筋采用20mm的级钢筋，竖筋和环筋间排距均为300*300mm；箍筋采用10mm的级钢筋，间排距为300mm，钢筋保护层厚度为40mm。基岩段长度328.383m，净宽4m ，净高3.5m；采用锚网喷支护，支护厚度100mm；锚喷参数：锚杆长

14、2400mm、直径22mm，锚杆间排距800*800mm，树脂锚固剂采用K2335型，每根锚杆使用二卷。钢筋网采用6.5的0235圆钢，网格100*100mm。第四节 支护工艺1、明槽支护工艺明槽开挖完成后，人工清除预留层，找平后，按设计要求挖出基础，绑扎钢筋，安装模板，由下而上浇注墙部、拱部砼。模板为组装模板，根据现场情况进行组装，拆模时间不少于2天。明槽现浇砼达到设计强度后，方可回填，回填时以机械为主，人工为辅，分层对称均匀回填，逐层夯实，每层松铺厚度不大于300mm,回填料粒径不大于50mm。2、暗硐表土段及基岩风化段支护工艺暗硐开挖采用全断面挖掘，根据揭露岩层较为破碎且原斜井上部1.5

15、米处有一老巷与目前斜井平行，具体情况不详，因此在采用全断面挖掘的同时采用25U型钢拱形支架做第一次永久支护，每米拉杆5根，棚间距500mm，U型钢拱形支架架设长度随顶板的变化调整。暗硐井壁采用普通组装模板，根据采用的挖掘方法挖掘并临时支护完成后，开始绑扎钢筋、立碹腿、碹胎、安装模板、浇注砼，拆模时间不少于2天。砼浇注应分层对称进行，每层厚度不超过300mm,浇注砼应连续进行，间歇时间不得超过2小时，超过2小时时，采取措施处理，砼振捣采用振捣器捣固，捣固工作设专人分片负责，振捣器插入下层砼中50-100mm,每次移动距离350mm，振捣表面出浆，无气泡上浮为止。3、基岩段支护A、锚杆支护工作面出

16、净矸石后，及时检查斜井井筒开挖断面，并及时清除局部欠挖，符合设计要求后，采用MTQ-120型锚杆钻机钻锚杆眼。钻锚杆眼前，应根据设计要求和围岩情况，定出孔位，作出标记，钻杆眼要垂直斜井井筒周边轮廓，锚杆眼钻好后要吹净孔内积水和岩粉，并检查孔位、孔径、孔深及布置形式达到设计要求后，方可安装。树脂锚杆安装：（1）锚杆安装前，施工人员应先用杆体测孔深，做出标记，然后用锚杆杆体将树脂药卷送至眼底。（2）搅拌树脂时，应缓慢推进锚杆。（3）树脂搅拌完毕后，应立即在孔口处将锚杆临时固定。（4）安装托板应在搅拌完毕15min后进行，托板应紧贴岩面，锚固力应符合设计规定。B、初次喷砼支护工作面锚杆支护完成后，立

17、即进行初喷支护，及时封闭围岩。（1）喷射砼的材料的选用：水泥为普通硅酸盐水泥，砂为中粗石英砂，石子为5-10mm粒径坚硬石灰岩，速凝剂为红星型，掺入量为水泥用量的3-5%，水清洁无杂质。（2）喷砼干料的拌制与运输喷砼干料在井口附近附近搅拌站按比例要求搅拌均匀后装入防爆四轮运输车，运送至工作面喷射。（3）砼喷射喷浆机布置于工作面后15-30m。砼干料经防爆四轮运输车运至工作面附近喷射机旁，人工用铁锨将砼干料送入喷射机，并在喷射机均匀加入速凝剂。喷射砼开机顺序为开风开水开喷射机下料喷射喷浆机工作风压，控制在0.40.5Mpa之间。喷浆机停机顺序为，待喷射干料全部喷出后停喷射机停水停风工作面喷射应自

18、下而上，逐段进行。喷射砼前，应找掉所有的危岩、浮石，严格进行敲帮问顶工作，并用高压风水冲洗受喷面，对遇水易泥化的岩层，应用压风清扫岩面，埋设喷射砼厚度标志点，喷射机司机与喷射手联系好，喷射区内设防爆照明灯，并加强通风。喷射作业前，应对机械设备、风、水管路、输料管及电器线路等进行全面检查及试运转。当受喷面有涌水、淋水时，喷射砼前应安装导水管排水，当围岩破碎时，应增加金属网。喷射手应经常保持喷头畅通，喷头距受喷面应保持0.6-1.0m距离，控制好水灰比，保持砼表面平整，湿润光泽，无干斑滑移流淌现象，喷砼回弹率控制在喷墙不大于15%，喷拱不大于25%。C、复喷砼成型在初喷支护后3050m后，按设计要

19、求进行二次复喷砼成型。达到设计要求厚度，复喷砼前必须冲洗干净砼受喷面，要求成型后巷道砼表面平整，成型规整，无明显凹凸。D、基岩段设计为砌碹支护段，在施工时，采取长段锚喷临时支护，集中进行砌碹支护，砌碹支护工艺同表土段。4、特殊地层施工井筒在穿过特殊地层时，为了加快施工进度，保证井筒施工质量，确保施工安全，应根据不同情况，分别采取如下措施：（1）与建设单位、监理单位等协商，对该区段采取加强支护措施。（2）对于较破碎的陷落柱地段，施工前先进行注浆加固。（3）增加周边眼数量，缩小其间距及抵抗线，减少装药量。第四章 施工工艺第一节 施工方法1、明槽开挖段副斜井井筒表土段采用明槽开挖法施工，选用W-50

20、型挖掘机挖土、12吨自卸汽车排土，内外钢模板浇筑砼。施工过程中明槽长度及边坡脚根据实际开挖土层情况作适当调整。并分别视土层稳定情况，采用支撑加固法或锚网喷砼法护坡，以减少挖土工程量，确保边坡稳定。施工应避开雨期，同时加固边坡。明槽侧壁的回填土必须夯实。井筒表土段底板夯实符合设计要求，需要浆砌片石段应先按设计要求夯实再施工。2、明槽转暗硐及风化基岩段施工明槽转暗硐扩刷段施工时视土层及基岩风化性质及稳定情况，采用全断面一次挖掘或正台阶挖掘，金属拱形支架临时支护，掘砌段长1.6-2.4m（全断面挖掘）或1m（正台阶挖掘），人工配合风镐挖土，防爆四轮运输车排土（矸）。当土层及风化基岩不稳定时，要调整临

21、时支护参数，并缩短掘砌段长。进入岩层稳定基岩风化扩刷段，采用松动爆破技术，2台YT-28型风钻打眼，用级煤矿许用乳化炸药，毫秒延期电雷管起爆。每茬炮眼深为2m，爆破效率取88%，掘进循环进尺为1.76m(围岩稳定性差时，适当缩小炮眼深度，浅眼多循环施工)。施工中必须根据岩性的变化及时调整有关爆破参数，达到最佳爆破效果。 3、基岩段施工采用中深孔光面爆破、全断面掘进，一次成巷作业法施工。初期进行锚网喷支护，永久支护滞后掘喷工作面20m，井筒掘喷临时支护和井筒永久支护在一定距离内前后交叉作业。第二节 凿岩方式1、风化基岩段掘进风化基岩段开挖时，能用人工开挖的均采用人工直接开挖，以风镐挖掘为主，当风

22、镐开挖困难时采用浅打眼，少装药，放松动炮方法掘进，然后再用风镐修整巷道，直至符合设计要求。2、基岩段掘进采用钻爆法掘进，中深孔光面爆破，施工采用全断面掘进，采用YT-28型风钻多台同时钻眼，22mm,L=2000mm中空六角钢钎，32mm柱齿钻头，炸药选用乳化炸药，雷管为毫秒延期电雷管，大功率电容式起爆器。第三节 爆破作业1、打眼爆破 采用光面爆破技术，6-8台YT-28型风钻打眼，用2#岩石硝铵炸药，1-5段毫秒延期电雷管起爆。每茬炮眼深为2m，爆破效率取88%，掘进循环进尺为1.76m。施工中必须根据岩性的变化及时调整有关爆破参数，以达到最佳的爆破效果。光爆施工钻孔眼位必须落在开挖轮廓线上

23、，掏槽眼孔位偏差不能大于3cm，其他眼位偏差不得大于10cm，炮孔的孔底必须落在爆破图规定的平面上，炮孔检查合格后，由放炮员严格按爆破图表规定装药联线，以确保光爆成型效果。副斜井筒基岩风化段及基岩扩刷段爆破参数表序号眼 名眼 号眼 数 (个)眼 深 (m)段数装药量倾角封泥长度联线方式装药方式节/眼小计 总量（节）kg/眼小计 总量KG水 平垂 直1辅助眼1-24242.0正向3720.214.4500mm串联2周边眼25-57332.0反向1330.26.686873底眼脚眼58-6566-69122.0正向2240.24.886840合计12925.8爆破原始条件序号名称单位数量序号名称单

24、位数量1掘进断面m219.75装药数节1292段数段、6电雷管发693炮眼数目个697级煤矿许用乳化炸药Kg25.84岩石坚固性系数f6（炮眼布置图附后）副斜井基岩段爆破参数表 名称序号眼数(个)眼距(mm)眼深(m)装药量(卷)起爆顺序混联联线方式垂深小计长度每眼小计掏槽空眼1 12.22.2掏槽眼25 42.28.8728辅槽眼6127607214642辅助眼132614679228570辅助眼274216669232580周边眼436220638240240底眼63719220545V合 计7114545.75副斜井基岩段预期爆破效果表 指标名称单位数量指标名称单位数量炮眼利用率%88单

25、位体积炸药消耗kg/ M30.96循环进尺m1.76单位体积雷管消耗个/ M31.47循环岩石实体M347.7单位进尺炸药消耗kg/m25.99每循环炸药消耗量kg45.75单位进尺雷管消耗个/m39.77每循环雷管消耗个70单位原岩炮眼长度m/m33.04（炮眼布置图附后）第四节 装载与运输明槽开挖采用机械挖土为主，人工挖土、刷坡为辅，副斜井明槽工作面采用W-50型挖掘机挖土，12吨自卸汽车排土，挖掘机挖土后直接装入自卸汽车，为了加快挖掘速度，挖掘机和汽车下坑作业。基岩风化段及基岩段用PY-60B型耙斗装岩机装矸，采用JYB-5*1.40运输绞车提升运输矸石，前期表土就地填埋工业广场，后期用

26、汽车运矸运至矿方指定的排矸场地。为充分发挥耙矸机的能力，提高工作效率，正常装矸一般应在工作面68m以外，以免影响工作面凿眼。爆破后工作面的矸石应在短时间内全部移到工作面后方8m，最小不少于6m，以便于工作面凿眼并与装矸平行作业。滑轮要尽量挂低，以缩短清理时间。耙斗最大耙装距离不要超过30m，以免降低效率，尾轮至卸矸口的最佳距离为1025m。第五节 管线及轨道敷设1、管线吊挂（1）风筒：选井筒右帮位置，从井筒底板上方2.5m处，上下误差不超过50mm,要求吊挂平直,逢环必挂，无缺环，风筒要反压边，无漏风破口，迎头风筒不落地，吊钩间距5m。（2）电缆：布置在井筒左帮，距井筒底板2m，上下误差不超过

27、50mm。电缆钩间距2m，要求吊挂成线。（3）风水管：从井筒右帮布置，托架间距3m，距井筒底板500mm，上下误差50mm，要求铺设平直成线。2、铺轨质量标准（1）轨道中心与井筒中心一致，误差不大于50mm。（2）轨距900mm，允许偏差直线段不大于 3mm，不小于2mm。(3)轨枕：轨枕间距不大于1m。(4)接头：轨道接头间隙不大于10mm，内高低差不大于2mm。(5)两轨平行差：两轨平行，无阴阳道现象，误差不超过2mm。(6)道钉：每根道木不少于4个。(7)构件：齐全，紧固有效，夹板齐全，螺栓紧固。第六节 设备及工具配备斜井主要施工装备 项 目机 械 装 备凿 岩YT-28凿岩机装 岩PY

28、-60B耙矸机斜井运输副井采用JYB-5*1.40运输绞车提升运输矸石和材料地面排矸前期矸石就地填埋工业广场，后期运至矿方指定的排矸场地排 水DM25-354(7)型卧泵通风副井800胶质风筒。JBT62-2、JBT52-2高效对旋式风机辅助通风机FSA37 (备用)测 量防爆激光指向仪，布孔仪支护搅拌站地面集中搅拌站JS-500搅拌机，配上料、电子计量系统喷 砼高效TSJ-1型喷射机压风LU185W-8型，EP200 第五章 生产系统第一节 通风一、通风（一）、局部通风设计、风量要求1、 按工作面所需风量计算（1）、按人数进行计算。Q=4N（m3/min）式中N掘进工作面同时工作的最多人数取

29、30人4每人每分钟需供给的风量Q=430=120m3/min（2）、按爆破图表计算风量Q=7.8/T3式中:A一次爆破装药量：30.9KgT通风时间，取25分钟K淋水系数，取0.6S巷道掘进断面面积，13.8m3 L炮烟稀释长度，取250mQ=7.8/25 =184.5m3/min(3)、按瓦斯涌出量计算Q=100qkq掘进工作面回风流中沼气绝对涌出量1.0m3/mink掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5Q=1001.5=150m3/min(二)、按工作面风量验算Q=0.1560S=0.156013.34=119.9m3/minQmax=184.5m3/min(三)、风机、风筒选型及安装据

30、上述计算结果，考虑通风距离长选用JBT62型28kW局扇，其风量为250390m3/min能满足通风需要。直径为800mm的阻燃胶皮风筒，采用压入式通风。局扇位置由通风区按煤矿安全堆积规定选择而定。并安装风电闭锁装置及消音设备。风筒吊挂在巷帮上，要求平、直、稳，以减少通风阻力，风筒高出矿车300mm，风筒口距窝头不得超过10米。第二节 压风1、压风风量的确定根据查资料（井巷施工实用手册）所用风钻耗风量5.5m3/分.台，所以选择二台LU185W-8型，该机配套电机功率185kW，电压380V。 2、管路的选择压风：由平地压风机房，经临时至工作面。根据用风量查表，采用1084.5无缝钢管作为输送

31、管路。第三节 瓦斯防治1、掘进过程中，加强通风管理，保证掘进头有足够的新鲜风。2、加强瓦斯检测，不得漏检或假检。3、过断层、破碎带时，应注意加强瓦斯的检测工作。4、实行风电闭锁，瓦斯电闭锁，电器设备必须防爆，有漏电保护装置。5、使用双风机、双电源自动倒台，保证安全生产。6、掘进工作面必须配备专职瓦检员，当掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1时，必须停止作业，当瓦斯浓度达到1.5时，断电撤人，并向值班领导汇报进行处理，没有妥善处理前，不得进行施工。7、采掘工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0时，必须停止用电钻打眼；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。 8、工作面及其他作

32、业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。 9、工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。 10、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。第四节 综合防尘1、 施工前，每50m设一个风水接头，以便于巷道洒水降尘。 2、加强综合防尘，耙矸机后设一道能覆盖全断面的喷雾，爆破、喷浆前，必须开喷雾除尘，爆破后对迎头洒水降尘。3、工作面采用湿式打眼、冲洗岩帮，使用水炮泥、放炮喷雾、装岩

33、（煤）洒水和净化风流等综合防尘措施，严禁打干眼，爆破前后洒水降尘。4、工作人员必须佩戴防尘保护用品。5、建立健全粉尘旬测旬报制度，有针对性的实施防尘措施。6、加强通风工作，定期进行通风测定，确保掘进工作面有足够的风量。第五节 防灭火1、井口房和通风机房附近20m内，不得有烟火或用火炉取暖。 2、在井下和井口房，严禁采用可燃性材料搭设临时操作间、休息间。 3、井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。4、如果必须在井下进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每次必须制定安全措施，并遵守下列规定：（一）指定专人在场检查和监督。（二）电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10m的井巷范围内，应是不燃性材料支护，并

34、应有供水管路，有专人负责喷水。上述工作地点应至少备有个灭火器。（三）在井口房、井筒和倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时，必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。（四）电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中，瓦斯浓度不得超过0.5%，只有在检查证明作业地点附近20m范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时，方可进行作业。（五）电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后，工作地点应再次用水喷洒，并应有专人在工作地点检查1h，发现异状，立即处理。 5、井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的汽油、煤油和变压器油必须运回地面，严禁在井下存放。 井下使用的润滑

35、油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。 6、 井下清洗风动工具时，必须在专用硐室进行，并必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。第六节 安全监控在工作面后约15m后的井壁上安设一组电视监控装置，显示器安装在井口值班室。同时安装瓦斯监控系统，显示器安装在井口值班室。第七节 供电矿方根据已实际情况，已在地面修建变电所，已配备变压器和各类开关，可以满足施工需要。主要装备用电负荷统计表设备名称装机容量（Kw）工作容量（Kw）备注一、地面低压380v压风机180180搅拌站30砼输送泵

36、9090潜水泵7.5风机2828辅助小 计二、井下660v喷浆机99水泵小 计第八节 排水随着工作面延伸每隔一定距离设一腰泵房，用风泵将工作面涌水排至腰泵房，然后用水泵经排水管路排至地面。第九节 运输本工程斜井运输拟采用JYB-5*1.40运输绞车提升运输矸石和材料。矸石运至地面后由装载机装入12吨自卸汽车排至业主指定排矸场地。在表土段及基岩风化段采用HBMD12/4-22S型砼输送泵输送砼入模。进入基岩段后，喷浆材料采用搅拌机拌料，喷砼干料在井口附近搅拌站拌制，搅拌均匀后装入矿车，运送至工作面喷射。第十节 照明通信和信号1、照明：井口与地面采用高压荧光灯。井口采用KSGZ10-4/0.66/

37、127V矿用照明综合保护装置供电，井下采用DGC175矿用隔爆型投光灯跟随工作面照明。职工自身带矿灯照明。2、通讯系统已形成，施工单位根据生产调度需要，目前已接通四部，对外联系。3、信号采用声、光、电信号系统。第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织 实行工程项目二级管理，现场实行项目经理负责制，成立项目部，下设施工班组与机电班组。施工班组在施工期间采用三八制作业方式，担负工作面的打眼、装药、出碴、清底、打锚杆、喷浆及小班机电的维修和排水工作。机电班组“三八”制作业方式，负责地面设备的维护、检修、接风水管路，有关岗位工种实行定岗、定员、包机负责制。所有施工人员均居住在现场。第二节 作

38、业循环井筒施工正规循环图 工序名称时间(分)循 环 时 间12345678安全检查施工前准备15划眼及打上部眼70划眼及打上部眼70吹眼10倒矸、出矸90打下部眼80吹下部眼20装药联线35撤人、放炮通风30出矸(100)后方平行喷砼(150)第三节 主要技术经济指标主要技术经济指标序号项 目单位指标1斜井长度m692.8582巷道断面（净/荒）m211.5/13.2（基岩段）3在册人数人554出勤人数人505出勤率%906循环进尺m1.767日进尺m58月进尺m1209循环率%85%10水泥消耗Kg/m48011沙子消耗M3/m55012石子消耗M3/m76013锚杆消耗套/m14.414锚

39、索消耗套/m15树脂药消耗卷/m216金属网/m8.9第七章 安全技术措施第一节 一通三防1、 采取合理的通风方式，保证局扇的正常运转，严禁无计划停风。因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源，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都不超过0.5时，方可人工开启局部通风机。2、 风筒必须吊挂平直，逢环必须，不得落地。出现漏风必须及时进行缝补。风筒口距迎头不超过8m，过煤层期间不超过5m。局扇、瓦斯牌板齐全，各工作面对有害气体的检测每班不少于3次。3、 掘进工作面必须配备专职瓦检员，当掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1时，必须停止作业，当瓦斯浓度达到1.5时，断电撤人，并向值班领导汇报进行处理，没有妥善处理前，不得进行施工。4、 施工前，每50m设一个风水接头，以便于巷道洒水降尘。5、 加强综合防尘，耙矸机后设一道能覆盖全断面的喷雾，爆破、喷浆前，必须开喷雾除尘，爆破后对迎头洒水降尘。6、 冒顶时，待顶板稳定后进行处理时，必须将风筒口对准冒顶区，使冒顶区内有足够的新鲜风流，瓦斯浓度低于1时方可作业，处理冒顶人员必须携带便携式瓦检仪。7、 局扇必须实行“三专”、“两闭锁”。8、 工作面采