搜索
-1-目录作业规程会签作业规程会审记录目录………………………………………………………………1第一章概况………………………………………………………2第二章地质水文情况……………………………………………2第三章巷道布置及支护说明……………………………………4第四章施工方法…………………………………………………5第五章掘进施工作业………………………………………………6第六章永久支护…………………………………………………9第七章劳动组织……………………………………………………13第八章生产系统…………………………………………………15第九章安全技术措施………………………………………………21第十章火、瓦斯灾害应急措施及避灾路线…………………………29第十一章其它…………………………………………………………30-2-第一章、概况第一节概况一、巷道名称主变电所二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为井下供电系统，并作为另一个安全出口。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计总长度：54.84m服务年限：永久巷道第二节编制依据一、设计图纸山西朔州山阴兰花口前煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计。二、设计支护说明要求三、《矿井防灭火规范》四、矿压观测资料五、《煤矿安全规程》六、《矿山井巷工程及验收规范》七、《锚杆喷射混凝土支护技术规范》八、《混凝土质量控制标准》第三节、编制原则一、执行国家的各项建设方针和技术政策，在确保施工安全、工程质量和工期的前下，科学合理的组织施工。二、积极推广应用新技术、新工艺、新设备、新材料，优化施工方案，合理安排施工秩序，组织平行交叉作业，加快施工进度。三、提高机械化程度水平，改善工作环境和劳动条件，提高劳动生产率。四、合理安排资源和劳动组织，有计划有重点的组织人力、物力，确保各项经济技术指标的安全实现，以获得社会经济效益。五、控制临时工程，降低工程成本。-3-第二章地质基本情况第一节地质构造本井田地质构造总体为一系例宽缓的背向相间的褶曲构造，地层平缓，地质倾角1—9°，平均3—5°。井田内断层、陷落柱不发育，地质构造简单为一类。第二节水文地质据勘察资料，太原组、山西组、下石盒子组富水性弱，奥灰富水性强。据井田周边水井资料，推测本井田奥灰岩溶水水位标高1179～1185m，远低于11号煤层最低底板标高（约1360M），奥灰水对开采煤层无影响。该矿井兼并重组前生产能力为30万t/a，开采4+9号煤层，矿井涌水量为15～25m3/d。平均20m3/d。当生产能力打90t/a时，预计矿井涌水量64～107m3/d。经详细调查本矿及邻矿采（古）空区积水情况，综合评价，矿井水文地质类型属中等。第三节煤（岩）层情况一、煤（岩）层赋存特征二、煤（岩）层产状本区为4+9号煤层，该煤（岩）为一单斜构造，产状稳定，煤（岩）层厚度变化不大，走向为北东—南西，倾向北西—南东，倾角3—5°三、煤层厚度与结构4+9号煤层位于太原组中部，厚3.46～14.00m,平均9.66m。结构简单，含0～2层夹矸。为全井田可采的稳定煤层。四、煤层顶底板条件4+9号煤层的直接顶板为中细粒砂岩或泥岩，老顶为粉砂岩、粗粒砂岩，底板为沙质泥岩或泥岩。据井田西部米庄窝煤矿岩石物理力学性质测试结果：顶板泥岩的单向抗拒拉强度为0.74MPa；顶板细粒砂岩的单项抗压强度为48.2MPa,单向抗拉强度1.15MPa，抗箭强度为3.57MPa.五、煤层瓦斯涌出量，瓦斯等级，煤层爆炸指数1、瓦斯：据2005和2008年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果（晋煤安发【2005】987号文和晋煤安发【2009】89号文）：4+9号煤层瓦斯绝对涌出量为1.14～1.15m3/min,相对涌出量为2.21m3/t；二氧化碳绝对涌出量为2.30m3/min，相对涌出量为4.42m3/t。属低瓦斯矿井。-4-2、煤层爆炸性和煤的自燃倾向性：据2010年1月该矿在井下采取4+9号煤层煤样，在山西省煤炭工业局综合测验中心测验结果：4+9号煤层的煤尘有爆炸危险性；自燃倾向性为容易自燃。第三章巷道布置及技术特征第一节巷道布置开口位置：详见巷道平面布置图（附图一：平面布置图）。第二节、施工条件及施工期限一、施工条件使用钻爆法落煤岩，40t溜子运输。施工用的风、水均从副井底接通，电从井下中央变电所供给。人工支护。PZ—5B型喷射机喷混凝土。二、施工期限预计开工时间年月，工期天。第三节巷道技术特征及支护形式一、巷道技术特征1、主变电所硐室：掘进断面18.91㎡，长度36.00m，净宽4.0m,净高3.8m。采用混凝土支护，支护厚度400mm。2、变电所通路：掘进断面8.405㎡，长度17.00m，净宽2.5m，净高2.75m。采用混凝土支护，支护厚度250mm。3、密闭门硐室：掘进断面13.27㎡，长度0.84m，净宽2.5m，净高2.75m。采用混凝土支护，支护厚度650mm4、防火栅栏两用门硐室1：掘进断面8.93㎡，长度0.50，净宽2.5m,净高2.75m。采用混凝土支护，支护厚度250mm。5、防火栅栏两用门硐室2：掘进断面17.68㎡，长度0.50，净宽4.0m，净高3.8m。采用混凝土支护，支护厚度400mm。二、巷道支护方式-5-巷道支护采用C25混凝土，其余部分为C20混凝土。巷道工程量及材料消耗量表序号工程名称掘进体积m3材料消耗量铺轨22Kg/mm混凝土消耗量工字钢m槽钢（m）20圆钢m拱壁基础铺底端墙小计I14[14a[12[10L=1.31主变电所硐室680.7697.0450.637.0310.90251.992变电所通路142.88512.868.931.492.9826.063密闭门硐室11.158.884防火栅栏两用门硐室14.473.115防火栅栏两用门硐室28.847.496合计789.44109.959.868.5213.88297.53第四章、施工方法一、作业方式：该巷采用全断面一次成巷的施工作业方式。二、施工组织：采用“三八”制作业，三班生产，班内检修。三、施工时对周围10米范围内进行支护后方可施工。四、掘进方式：`采用钻爆法落煤（即采用MQB-35J型气动煤帮锚杆钻机打炮眼，煤矿许用国产毫秒延期电雷管引爆，3#号煤矿许用乳化炸药爆破，MFB-150型发爆器起爆），40T刮板运送机运煤，人工支护。五、循环方式：1、掘进支护班：其主要工艺流程为：交接班准备（检查设备、中腰线及工作面质量安全情况及找线、标定眼位等施工准备）---蹬煤打上部眼---出煤---打下部眼---爆-6-破---排放炮烟---安全检查---洒水灭尘---架设临时支护---砌筑。2、砌筑班：主要工艺流程：敲帮问顶、找线、立模、拌料等施工准备---冲洗巷帮---砌筑。六、循环进度掘进支护班循环进度1.8m,每天2个循环，每天掘进进度3.6m。七、采用的先进施工技术：采用光爆技术，提高进度。第五章掘进施工作业第一节爆破说明书一、爆破原始条件附：爆破原始条件表二、炮眼布置图附：炮眼布置及爆破网络连线示意图三、炮眼布置及装药量附：炮眼布置及装药量表四、预计爆破效果附：预计爆破效果表第二节、打眼爆破作业一、打眼机具规格及配备数量1、风钻：采用MQB-35J型气动煤帮锚杆钻机二台，一台工作一台备用。2、钎杆：采用直径40mm合金钻头，2m和2.2m长的螺旋钢钎杆若干。二、提高打眼质量及安全技术措施1、打眼前，班长和验收员必须看好中腰线，准确的把中腰线延伸至工作面迎头，按炮眼布置图要求将眼位标注到工作面。2、打眼工必须严格按爆破图表中设计的炮眼角度、深度打眼。炮眼眼底必须落在垂直于巷道的同一平面内。3、领钎工要协助打眼工按要求打眼，同时检查打眼过程中存在的问题并及时纠正。4、打眼前必须严格执行敲帮问顶制度。敲帮问顶时必须采用镐或长撬棍由外向里逐段检查，将顶、帮、迎头浮煤活块找掉，并派一名有经验的老工人-7-进行观山，严禁空顶作业。5、打眼时分工划片，实行定人、定定眼位。6、打眼前及打眼过程中，领钎工时刻注意观察工作面顶板支护情况，发现问题及时处理。7、打眼时，必须使钎头落到实处，如有浮矸活块，应先处理后再打眼。8、严禁在残眼内继续钻眼，缺水或停水时应立即停止钻眼，眼睛干打眼。9、打眼过程中，打眼工要站稳，严禁骑钻打眼，推进风钻时不宜用力过猛或横向用力，以防断钎伤人。10、打眼前，一定要注意把胶皮管和风钻接牢，打眼过程中随时检查，以防脱落伤人。第三节、爆破采用的火药、雷管种类一、炸药：采用3#煤矿许用乳化炸药，规格为直径35mm×200mm.，重200克/卷。二、雷管：采用煤矿许用国产毫秒延期电雷管。第四节、爆破方式及安全技术措施一、爆破方式装药采用正向装药，连线方式为串联，全段面一次起爆。二、安全技术措施1、装药、爆破前把所有工具放到距工作面30m外的安全地点，并对距爆破地点30m范围内的电缆、管路、风筒、设备可用木板或其他物件加以可靠掩护，以防爆破崩坏，安全保护措施不到位，严禁爆破。2、装药前应检查工作面顶、帮、工作面迎头掌面情况，切断工作面附近的一切设备电源（除风机电源外），闭锁开关，严格执行敲帮问顶制度，确认两帮及顶板支护到位，迎头安全稳定无离层、片帮异常情况后，方可装药。封炮眼时先用黄土炮泥封200-300mm，再封入水炮泥（单节长度为250-300mm），水炮泥外剩余部分用黄土炮泥封满炮眼，封泥长度不小于0.5m。3、在进行装药、连线、爆破时，一切工作均严格执行《煤矿安全规程》第315条—343条有关规定。4、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆破材料箱内并加锁，严禁乱扔、乱放。爆破材料箱必须放在顶板完好，支护完整，避开机械、电气设备的地点。爆破时，必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。5、爆破必须严格执行“一炮三检制”及“三人连锁放炮制”。爆破前，班长必须-8-亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作。警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳，待警戒设好，联络人员返回工作面通知班长，班长将警戒人员所处位置附近所有巷道内人员撤至警戒区域外的安全地点，经清点人数，确认安全后，爆破工方可按程序进行爆破。连线时，脚线的连接工作可由经过专门训练的班长协助爆破工进行。爆破母线必须用麻绳悬空吊挂。检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。6、警戒安全距离：距工作面直巷不得小于120m，弯巷不小于75m，拐弯后不小于20m，放炮后待炮烟吹散后方可进入检查。7、爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.5﹪时，严禁装药、爆破。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破，严禁裸露爆破。8、爆破后，待工作面炮烟被吹散（排烟时间不小于15分钟），爆破工、安检工与班长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、煤帮、支护、拒爆、残爆等情况。如有异常情况，必须立即处理。处理拒爆、残爆时，必须严格执行《煤矿安全规程》第342条规定。只有待班长全面检查工作面，确认安全后，方可撤回警戒人员，施工人员方可进入工作面工作。9、爆破后必须对工作面及巷道洒水降尘。第五节、运输作业一、运输材料二、运输设备及轨道：矿车、平板车、轨道（18kq/m）,木轨枕：1200mm×150mm×120mm、轨距600mm，枕木间距≯1000mm。三、运料系统：路线：井上——副斜井——井底车场——工作面四、运输煤（岩）设备SGB-630/40T型刮板输送机。五、运输煤（岩）系统SGB-630/40T型刮板输送机——一米皮带——煤仓——主斜井——地面六、运煤：装运煤连续作业。七、运料：人工搬运第六节、临时支护放炮后采用木柱进行临时支护。木柱选用直径不小于200mm的红松木，每根长度在-9-2m左右，每组两根，间距0.8m，用柱帽和木楔固定。临时支护必须紧跟工作面。最大空顶距离2m，最小空顶距离0.4m。第七节、验收制度支设完超前临时支护后，班长和安检工（验收员）必须对临时支护进行验收，确保接顶有力，支护有效。第六章、永久支护第一节、支护形式巷道采用C25混凝土，其余为C20混凝土砌筑。第二节、支护材