大沟煤矿总回风平硐工作面作业规程.doc

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1、长寿区云台镇大沟煤矿掘进工作面掘进作业规程编号：大沟煤矿【2012】掘第01号工作面名称：+444m总回风平硐掘进编 制 人：施工负责人： 技术负责人： 矿（井）长： 批准日期: 2012年2月10日执行日期: 2012年2月15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；加强掘进工作面临时支护

2、。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+444m东翼全岩总回风平硐巷。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+444m南北两翼的总回风平硐。+444东翼总回风平硐其主要用途是: 承担起+444m水平南北翼的总回风巷。巷道设计长度为107m（至南翼井

3、田边界保安煤柱），设计坡度3，沿全岩掘进。铺设单轨，轨型15kg/m，600mm轨距，木轨枕。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2012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+444m总回风平硐位于矿区东翼，开口于新井绞车房右面15m处，向东掘进107m。巷道开口标高为+444m，以3的正坡度、方位角N230E 的方向向西掘进。所掘巷道布置平面图详见图1-1-2。 图1-1-2 设计+444m布置平面图 1:2000第二节编写依据一、设计及审批资料（1）重庆市长寿区云台镇大沟煤矿扩建初步设计说明书；（2）重庆市长寿区云台镇大沟煤矿扩建

4、初步设计批复。二、地质资料（1）重庆市长寿区云台镇大沟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（AQ1028200

5、6）；（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、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）

6、。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、构筑物对工程的影响水平+444m水平巷道标高底板起点：+444m底板终点：+446m地面标高最低：+435m；最高：+444m井下标高与地面的相对位置此掘进为地面掘进因此对井田无危害。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北翼紧邻刘家沟煤矿，属于生产矿井，无水患危害。矿井南翼夏家沟煤矿，夏家沟煤矿属生产矿井，无水患危害。对应区域中没有

7、建、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。+444m总回风平硐掘进区域无采空区，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为地面平行全岩掘进，无采空区域，无水患、瓦斯威胁。第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层赋存特征1、区域构造：矿区大地构造位置地处扬子准地台四川台拗川东陷褶束华蓥山穹褶束之南段，属沥鼻峡背斜的南段。大沟煤矿位于沥鼻峡复式背斜东翼，北西侧因处于次级沥鼻峡背斜倾伏端，浅层褶皱较发育，但其影响范围有限，未涉及到该井田范围。2、矿井构造： 图1-2-1 区域构造纲要图矿

8、井位于四川盆地东南缘川东弧形构造带一级构造明月峡背斜的南东翼，明月峡背斜属不对称背斜构造，背斜轴向为N3060E，轴面倾向NW,背斜南东翼岩层倾角较陡，局部倒转；北西翼倾角较缓。大沟煤矿地处明月峡背斜中段的南东翼，区内岩层呈单斜产出，岩层走向一般为N37E左右，倾角在6189之间，倾向SE。(见图1-2-1)。3、断层： 矿井北翼中部油菜沟遇一隐伏正断层，其走向为N30E左右，倾向NW，倾角大致为78，水平地层断距约20m，将矿井两层开采煤层断为南、北两翼。矿区其他区域未见断层,矿井地质构造中等。4、井田地层矿区位于明月峡背斜的中段南东翼，属梁平小区之明月峡矿区。区内出露地层有三叠系中统雷口坡

9、组、三叠系上统须家河组和侏罗系下统珍珠冲组。现将各地层由新到老简述如下：（1）侏罗系下统（J1）珍珠冲组（J1Z）：厚90.97120.37m，平均厚度109m。假整合于须家河（T3xj）之上。上部为杂色粉砂质泥岩，水云母页岩，粉砂岩夹薄至中厚层状粉砂岩；下部为浅灰色中厚层状岩屑石英砂岩，夹薄至中厚层状岩屑石英砂岩。（2）须家河组（T3xj）三叠系上统须家河组（T3xj）：按岩性组合分为六段，假整合于雷口坡组（T2l）之上，由新至老其岩性特征如下： 六段（T3xj6）：灰白色、黄褐色厚层块状中粗粒石英砂岩、长石岩屑砂岩、言屑石英砂岩，夹砂质页岩、粉砂岩薄层。厚5076m。五段（T3xj5）：灰

10、色、深灰色薄层至中厚层细至中厚层细至中粒长石石英砂岩、泥岩、砂质泥岩夹薄层状粉砂岩、炭质页岩、薄煤层或煤线。厚6080m。四段（T3xj4）：浅灰、灰黄色厚层状中粒长石石英砂岩、长石石英砂岩、岩屑石英砂岩，夹粉砂岩、页岩，底部偶见砾岩透镜体。厚60130m。三段（T3xj3）：灰色、深灰色泥岩、砂质泥岩、页岩薄中厚层细中粒长石石英砂岩。上部夹炭质页岩、薄煤层或煤线，局部可采12层。厚1057m。二段（T3xj2）：浅灰色、灰黄色厚层块状细中粒长石石英砂岩，岩屑长石砂岩，岩屑石英砂岩。上部夹粉砂岩、砂质页岩。厚62156m。一段（T3xj1）：灰、深灰色砂质泥岩、页岩或灰、灰黄色中厚层细中粒长石

11、石英砂岩。上部夹粉砂岩；下部夹炭质页岩、薄煤层及煤线。煤层局部可采12层。底部偶见一层砾岩。厚1236m。（3）三叠系中统雷口坡组（T2l）整合于嘉陵江组（T1j）之上。按岩性组合分为三段，由于中三叠世晚期印支运动的影响，该区仅出露雷口坡组的第一、二段。二段（T2l2）：厚60m，紫红色粉砂质水云母页岩夹灰黄色粉砂质水云母页岩及薄层含泥质灰岩。一段（T2l1）：上部为灰绿色，灰黄色钙质页岩。粉砂质水云母页岩夹薄层状含泥质灰岩；下部为灰黄色薄层含泥岩，含泥质白云质灰岩及含钙质页岩；底有1415m灰色中至厚层状灰岩夹角砾状灰岩。（详见煤系地层综合柱状图）。二、煤层及煤质1、煤层：井田内须家河组分为

12、六个岩性段，其中一、三、五段为下、中、上含煤段，本矿井为上含煤段，含局部可采煤层2层，即 K31（俗称火龙）和K32(俗称外大龙)煤层，K32至 K31层间距为810m； K31至T3xj4顶界层间垂距为18.00m。在矿井油菜沟断层以南，K32煤层厚度0.050.39m，平均煤层0.37，断层以南可采，K31煤层厚度在00.15m之间,属不可采。在油菜沟断层以北，K32煤层厚度迅速减薄为00.20m左右，属不可采，K31煤层厚度增加至0.35m左右,局部可采。煤层倾角约为73。表1-2-1 可采煤层特征表煤层编号煤层厚度(m)层间距(m)煤层结构顶底板岩性倾角()煤层可采性最小最大平均最小最

13、大平均夹矸层数夹矸总厚度(m)顶板底板K320.050.390.37砂质泥岩砂质泥岩73断层以南可采8109K310.150.370.35砂质泥岩砂质泥岩73断层以北可采2、煤层顶底板K32煤层直接顶为砂质泥岩，厚37m，局部有伪顶，为炭质泥岩，厚0.030.1m，老顶为中厚层中粒长石石英砂岩；直接底为砂质泥岩，厚69m，老底为厚层状中粒长石石英砂岩。K31煤层直接顶为砂质泥岩，厚46m，局部有伪顶，为炭质泥岩，厚0.050.1m，老顶为厚层状中粒长石石英砂岩，即为K32煤层的老底；直接底和老底为厚层状中粒长石石英砂岩。3、煤类、煤质1）煤类：该矿 K32、K31煤质属中灰低硫烟煤，呈黑色块状

14、或粉末，层理明显，条带状构造，断口参差状，性脆，灰分较高，一般硫分低，结焦性良好。2）煤质：根据储量报告提供的煤质化验参数，各煤层的煤质工业分析指标见表1-2-2。表1-2-2 煤层主要煤质指标表煤层水 份Wad(%)灰 份Aad（%）挥发份Vf（%）全 硫SQ1（%）发热量Qnet，ad(MJ / kg)牌 号K320.437.0321.020.9220.39YMK310.3534.0323.020.8122.39YM三、瓦斯、煤尘、煤的自燃性和地温1、矿井瓦斯：根据重庆市经济委员会“渝经煤安2008140号”关于长寿区煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复文件，该矿井绝对瓦斯涌出量为0

15、.55m3/min，相对瓦斯涌出量为7.92m3/t，大沟煤矿鉴定为低瓦斯矿井。本次按低瓦斯矿井设计。2、煤的自燃发火倾向性：根据重庆市煤炭质量监督检验站取样检验，K32、K31煤层自燃等级为类，本次K32、K31煤层按类设计。3、煤尘：根据重庆市煤炭质量监督检验站取样检验，K32、K31煤层均有煤尘爆炸危险性，本次二层煤均按煤尘有爆炸危险性设计。4、地温：本矿井开采过程中井下无地温异常现象，矿井地温正常，无地热危害。第三节 地质构造1、区域构造：矿区大地构造位置地处扬子准地台四川台拗川东陷褶束华蓥山穹褶束之南段，属沥鼻峡背斜的南段。大沟煤矿位于沥鼻峡复式背斜东翼，北西侧因处于次级沥鼻峡背斜倾

16、伏端，浅层褶皱较发育，但其影响范围有限，未涉及到该井田范围。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、地表水：本区属长江水系，井田范围内无河流及地表水体，只有一条季节性冲沟，除降雨排泄地表汇集的水流外，对矿井充水无影响。2、含水层、隔水层1）隔水层：须家河组一、三、五段，雷口坡组顶部及珍珠冲组底部地层，岩性主要为页岩、泥岩及砂质页岩，富水性弱。2）含水层：须家河组二、四、六段长石石英砂岩。砂岩中粒结构，构造裂隙及层理较发育。其层间导流条件良好，补给面积较广，迳流条件中等，富水性中等。须家河组第二、四、六段砂岩以含裂隙水为主，含水性属中等。第二段含水层位于开采

17、煤层之下，距煤层较远，且其间有第三段隔水层相隔，因此须家河组第二段含水层对矿井充水无影响。须家河组第六段砂岩含水层距开采煤层较近，直接位于矿井开采的K32煤层的顶板，其裂隙水可通过采动裂隙向矿坑充水。须家河组第四段砂岩含水层位于矿井开采的K31煤层的底板，其裂隙水可通过采动裂隙向矿坑充水。故须家河组第六、四段含水层为矿井主要充水源，对矿井开采有一定影响。3、断层、裂隙岩溶发育情况及富水性和导水性：北翼中部油菜沟正断层，水平地层断距约20m，断层富水性弱，导水性较强。4、充水因素分析：1）大气降雨：大气降雨是矿井充水的补给水源之一，矿井涌水量受季节及大气降雨的影响，雨季矿井涌水量明显大于旱季，矿

18、井涌水高峰值一般在暴雨或持续降雨后1012小时出现，据矿井提供的地质资料，矿井洪水期最大涌水量约为一般季节正常涌水量的3.0倍，因此大气降雨对矿井充水有较大影响。2）含水层：对矿井开采有影响的主要充水含水层为须家河组四、六段砂岩裂隙水含水层，大气降水通过裂隙渗入补给含水层地下水，砂岩裂隙水再经过采动导水裂隙及构造裂隙进入矿井成为矿井水。因此矿井主要含水层对矿井充水影响较大。3）老空水：本矿及相邻二生产矿井由于随采随排，目前尚未积聚有大量老空水。4）地表水体：矿区内无河流及地表水体，只有一条季节性冲沟，除降雨排泄地表汇集的水流外，对矿井充水无影响。 5）断层：经井巷揭露的油菜沟隐伏断层富水性弱，

19、对矿井充水无影响。5、矿井涌水量预计：矿井扩建后，采空面积增大，矿井涌水量将有所增加。本次设计采用重庆市一三六地质队编制的重庆市长寿区昇坪煤炭有限公司云台镇大沟煤矿煤炭资源核实报告对矿井涌水量的预测资料。根据现有矿井涌水量及已开采的和未开的面积，采用水文地质比拟法对矿井开采进行涌水量预算。预算矿井涌水量公式：式中：Q预计矿井涌水量；Q1矿井现在涌水量（1030m3/h）F矿井预计开采的煤层面积（0.141km2）F1矿井现在已开采的煤层面积（0.3134km2）将上述的参数代入公式计算得出：矿井新增正常涌水量为： Q正=矿井新增最大涌水量为： Q大=预算+120水平矿井的涌水量为：Q预= Q现

20、+ Q增式中：Q预预算的矿井涌水量； Q现矿井现有涌水量；Q增矿井新增涌水量；预算+120水平正常涌水量为： Q预=10+6.71=16.71m3/h；预算+120水平最大涌水量为： Q预=30+20.13=50.13m3/h；+250水平正常涌水量为现的矿井的正常涌水量： Q预=10m3/h；+250水平最大涌水量为的矿井的最大涌水量： Q预=20.13m3/h；6、井田水文地质条件类型：综上所述矿井水文地质条件简单，但矿井浅部为采空区，可能存在有采空区积水。因此矿井在开采过程中，必须准确掌握上部的采空区范围，坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的防治水原则。防止误穿老空区积水，造

21、成水害事故。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、+444m总回风平硐。+444m位于矿区东翼，开口于新井绞车房右面15m处，向西掘进107m。巷道开口标高为+444m，以3的正坡度、方位角N230E 的方向向西掘进。（1）断面形状：圆弧拱形；（2）基本尺寸：毛宽2200mm;侧墙高度：1600mm；弧高：733mm；总高度：2200mm；人行侧宽度：850mm；非人行侧宽度：550mm；水沟尺寸：上宽：350mm、下宽：300mm、深度：400mm；（3）巷道净断面积：4.8m2；（4）坡度：3。巷道施工断面示意图详见图3-1-1。+444m巷道施工断面示意图3-1-1

22、1：50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，+444m总回风平硐为全岩掘进，因此无需支护，但在掘进过程中如遇岩层变化，需要支护的必须支护，如需砌碹的必须砌碹。二、临时支护巷道施工过程中遇到地质破粹带时石料砌碹

23、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、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

24、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1.2

25、m，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，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

26、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，

27、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

28、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

29、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

30、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，

31、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+444m位于矿区东翼，开口于新井绞车房右面15m处，向西掘进107m。巷道开口标高为+444m，以3的正坡度、方位角N230E 的方向向西掘进。二、+444m施工方法采用一次成巷的施工方法由东向西掘进，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7655D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

32、，人工装车，平巷人力推车运输。第三节 爆破作业一、+444m总回风平硐（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 总回风平硐炮眼布置图 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

33、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

34、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

35、）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。

36、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

37、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，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

38、。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：

39、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 +444m平硐井口(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+444新掘巷道地面。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）

40、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

41、.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210m3min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m

42、3min-14050605060806080100根据表5-1-1可知，掘进工作面配风量取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

43、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。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）+444m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