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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
第二节循环作业
第三节主要技术经济指标
第七章安全技术措施
第一节一通三防安全技术措施
第二节顶板安全技术措施
第三节爆破安全技术措施
第四节防治水安全技术措施
第五节机电安全技术措施
第六节运输安全技术措施
第七节其它安全技术措施
第八章灾害应急措施及避灾路线
作业规程学习和考试记录
作业规程补学和考试记录
作业规程复审意见
第一章概况
第一节编制依据
一、大堰煤矿整合工程初步设计说明书，矿产资源开发利用方案，可行性研究报告。
〔2010年4月〕。
二，泸州市经济委员会，泸市经运行〔2010〕72号。
三、地质说明书：
四、《煤矿安全规程》和《煤矿岗位技术操作规程》及其它有关技术规范
一、巷道名称；
1；
巷道位置；
开口＋720主运输巷4号石门。
所在层位，C19煤层。
2；
用途；
行人、通风，排水，运输。
3；
工程量；
590米
4；
坡度；
5‰
5；
服务年限；
2年
6；
开工时间；
2010年9月5日
7；
竣工时间；
2011年1月31日
二、施工中的特殊技术要求；
严格按中线，腰线进行掘进。
一；
地面位置、井上下对照关系表
水平、采区
一水平
工程名称
＋720灰岩集中运输巷
地面标高
＋930～＋1080
井下标高
＋720～＋725
地面的对应位置建筑物
位于工业广场后面，以旱地荒山为主。
井下对应位置对掘进巷道的影响
对掘进无影响
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
二；
原大窝坑煤矿的C25，C24，C19已采，采空区的水、经＋720主运输平巷水沟排出地面。
无火区、采空区已封闭瓦斯从总回风巷排出。
对工程无影响。
第二节岩层赋存特征
一、煤层产状；
走向，237°
，倾向，327°
，倾角，18°
。
煤层厚度；
0．80米。
坚固性系数；
f＝2～3。
二、巷道瓦斯涌出量；
0,10％。
瓦斯突出倾向；
无。
煤层自然发火倾向；
煤尘爆炸指数；
地温；
20°
三、其他煤（岩）层技术特征分析。
矿山主要可采煤层为C25、C24、C19煤层及共生硫铁矿层。
C20煤层不可采。
C19煤层：
为主要可采煤层之一，位于龙潭组下部，下距C24煤层21m左右；
F25断层以西煤层厚1.10～1.20m，平均厚1.15m，F25断层以东煤层厚0.95～1.00m。
属稳定煤层。
该煤层结构简单。
煤层中偶见1～4cm的黄铁矿结核。
煤层顶板为灰色砂质泥岩，稳定性较好，局部直接伪顶为0.2～0.3m的炭质泥岩，易跨塌；
底板为灰色砂质泥岩，质软，变形较小。
C19煤层主要是半亮型煤，部分为半暗型煤和暗淡型煤。
C19煤层为特低～低硫、中灰、高热值煤，局部为中高硫、中灰、高热值煤。
C20煤层：
为矿山内不可采煤层。
C24煤层：
为矿山内的全区可采煤层，位于龙潭组下部，下距C25煤层4~5m。
F25断层以西煤层厚0.40～0.59m，平均厚0.50m，F25断层以东煤层厚0.40～0.60m，厚度变化较大，属较稳定煤层。
煤层顶板为灰色砂质泥岩，稳定性较差，直接伪顶为0.03～0.10m的浅灰白色粘土岩，遇水易软化，呈软泥，易跨塌；
底板为深灰色砂质泥岩，变形较小。
C24煤层为半暗型煤和暗淡型煤，以暗煤为基质，夹线理状亮煤，属特低～低硫、中灰、高热值煤。
C25煤层：
为矿山内的主要可采煤层，位于龙潭组下部，下距P1m石灰岩厚度最大6.80m，最小3.10m，平均4.62m。
F25断层以西煤层厚0.82～1.04m，平均厚0.94m，F25断层以东煤层厚0.50～0.98m。
在矿山范围内厚度变化不大，该煤层属较稳定煤层。
该煤层一般夹1层夹矸，岩性为灰黑色泥岩，夹矸单层厚0.06～0.21m，顶部0.10～0.15m的煤层中含较多黄铁矿结核，结核呈1～5cm大小，呈条带状分布；
底部煤质较差，为暗淡型煤。
煤层顶板为灰黑色、黑色泥岩，质地较匀一，呈贝壳状或平整断口，底部含黄铁矿结核，稳定性较差，易垮塌。
底板为灰白色厚层状、块状硬质高岭石粘土岩，稳定性较好。
含较多黄铁矿结核，常作为硫铁矿开采。
C25煤层主要是半亮型煤，中高～高硫、中灰、高热值煤。
C19、C24、C25三煤层均属三号无烟煤（数码3）。
一、岩层产状；
走向227°
倾向317°
倾角18°
断层；
根椐＋720主运输平巷所揭露的地质情况，无断层。
褶曲；
裂隙；
局部地点有。
二，断层；
根椐＋720主运输平巷所揭露的地质情况，对施工无影响。
地表水
矿山地形地貌总的地势南高北低，中部地势较高，形成分水岭，呈南北向展布。
坡度一般15～30°
反向坡陡峻，坡度一般在40～60°
坡势上陡下缓。
因此地表无固定水源，主要为季节性溪流，久旱则干。
地表水经季节性溪流，冲沟和暗河管道汇入矿山范围外的“大树河”。
主要是大气降雨，为矿井主要补给水源。
对掘进施工基本无影响。
老窑水
小窝坑，大窝坑的采空区面积大，积水经大窝坑井口排出。
本矿采空区水经＋720主运输平巷排出。
涌水量一般43～172㎡/d.对掘进施工基本无影响.
一、巷道布置层位；
C19煤层，标高+720--725米。
二、巷道断面设计；
梯形断面；
上净宽2000mm，下净宽2600mm，净高2000㎜。
S净=4。
6㎡；
上毛宽2600㎜，下毛宽3200㎜，毛高2300㎜。
S毛＝6。
67㎡。
三，工程量；
590M。
方位角225°
坡度5‰。
腰线；
巷道底板往上1。
5M。
四；
开口位置；
+720m主运输平巷4号石门。
第二节支护设计
一、永久支护;
1、锚喷支护，锚杆为Φ16×
2000mm的螺纹钢，锚杆托板。
长500㎜，宽300㎜，厚50㎜。
间排距800mm，喷厚：
100mm；
附：
巷道断面图:
2，锚网喷支护`锚杆为Φ16×
长400㎜，宽250㎜，厚50㎜。
4，永久支护与工作面的最大距离、1600MM。
最小距离，800MM。
二，临时支护
采用吊挂前探支架做为临时支护，前探梁用两根3寸钢管制作，长度不小于3.5m，间距1.2m，每根前探梁不少于2个固定点。
前探梁上方用规格为：
长×
宽×
厚：
2000×
200×
150mm的方木和板梁接顶，用木楔固定牢固。
第三节支护工艺
一、支护材料
锚杆及锚固剂：
锚杆采用直径Φ16mm的锚杆，长度为2000mm，速凝水泥锚固剂固定，锚固长度不少于700mm，锚杆外露长度为30～50mm，托盘为方形，规格为150*150mm，厚度5mm优质钢材轧制而成。
木托板。
优质杂木制作而成；
巷道断面锚杆均使用配套标准螺母紧固，每根锚杆锚固力不小于30KN。
二、安装锚杆
1、打锚杆眼
打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；
打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，角度不得小于75度。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度1.9m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。
打眼时，必须在前探支架的掩护下操作。
打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。
2、安装锚杆
安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。
操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，吹净。
锚杆安装：
把泡好的速凝水泥锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住速凝水泥锚固剂，外端头用道木顶入，上好木托盘、铁托盘，拧上螺帽，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于120N/m。
第四节轨道及道床：
轨道及道床参数表（单位：
mm）
轨道型号
轨距
轨道与巷道中心线距
道床高度
道碴厚度
碴面至轨面间距
枕木间距
道碴粒度
排水孔径
排水孔间距
22㎏/M
600
1200
350
200
150
1000
35
第五节巷道排水沟
排水沟有关技术参数（单位：
m2、mm）
水沟排水量
水沟净断面积
水沟掘进断积
水沟净高度
水沟掘进高度
水沟净宽度
水沟掘进宽度
浇筑厚度
水沟盖板长：
宽：
厚
0.05/S
0.1
0．12
250
300
400
50
1000×
700×
80
附图3-3-7：
水沟断面图（1:
50）
第六节巷道管线布置
一，风筒
风筒要环环吊挂，风筒口距碛头不超过5m。
吊挂回风一测高度不得低于1.8m。
二，电缆
电缆、通讯、照明、监测线。
电缆钩每隔3m一个，电缆垂度不超过50mm。
吊挂从上往下为；
通讯，监测线，照明，电缆。
各线相距0.20M。
监测线距离碛头5M，各线吊挂高度不得低于1.8m。
三、水管
距工作面的距离为40米，其中距碛头20米范围内改为抗静电，抗阻燃的一寸塑料管，采用吊挂式，距巷道底板0.3米。
四、风管
悬挂在巷道一侧，悬挂高度大于1.6米，距工作面的距离为2米。
风、水管接口要严密，不得出现漏水漏风现象，水管距碛头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用一寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备碛头正常用水。
吊挂高度0.3m。
第七节矿压观测
一、观测目的
主要了解本工作面顶板岩层运动规律及顶板来压对支护材质产生的压力特征。
确定顶板来压强度，掌握本工作面的矿压规律。
二、观测内容
巷道顶板岩层下沉，两帮围岩位移，底板岩石上豉，等巷道变形情况。
：
三、观测方法
在工作面每隔30M设定一个观测点。
测定巷道的高度，宽度。
观测时间连续两个月。
统计初测和未测时间的巷道的宽，高数据。
计算出顶板下沉量，两帮岩层位移量。
四、数据处理
初测宽×
高－未测宽×
高＝巷道变形。
一、施工方法
该工作面掘采用钻眼爆破法施工，“三八”制作业。
二，施工工艺流程：
交接班检查、处理安全—打眼—装药、联线—布岗、放炮—检查、通风、处理安全—临时支护—出矸—钉道—文明生产。
一、凿岩机具
碛头煤层采用2台MZ－1.2型电煤钻打眼，其中1台备用，底板岩石采用7655D型风钻打眼，Ø
40mm的合金钻头配合长、短配套的Ø
22mm的六角中空钢钎，Ø
28mm的合金钻头施工锚杆眼。
二、作业方式
煤层采用2台MZ－1.2型电煤钻打眼，其中1台备用
底板岩石采用风钻打眼，动力源于LG—20/8G地面空压机，经过压风管风钻用风。
动力电源来源于地面变电所，经过馈电开关，橡套电缆送往防爆开关。
工作面退回15m范围用于安设耙岩机，施工时耙岩机每次移动距离为18m。
掘进时连同巷道水沟一并掘进，人工辅助出矸，永久水沟紧跟耙岩机。
三、降尘方法
采用湿式打眼，水炮泥填充炮眼，装岩前洒水，爆破作业时开启水幕进行喷雾，爆破后冲刷巷壁。
四，设备防止炮崩措施
放炮前，电煤钻，风钻，瓦斯传感器，电缆线，压风管，水管及各类设备必须移到安全地点，用盖板盖好。
各类设备未保护好严禁爆破作业。
主要设备及工具配备情况表
序号
设备工具名称
型号规格
单位KW
单位
数量
备注
1
局部通风机
FBDN05.0
2×
5
台
2
电煤钻
MZ－1.2型
1．5
3
风钻
7655D
部
4
耙岩机
P-30B
22
馈电开关
DW80-200
6
空压机开关
QBZ83-80
7
风机开关
8
检漏开关
QBZ83-30
9
风镐
备用1部
10
风动锚杆机
MQT-85J31
备用1台
一、炸药、雷管
1、必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药。
2、严禁使用黑火药和冻结或半冻结的硝化甘油类炸药。
同一工作面不得使用2种不同品种的炸药。
3、起爆必须使用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。
不同批号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、必须采取分次装药、分次起爆的方法进行爆破。
二、爆破循环作业图表及说明书：
（一）、爆破器材的选择：
选用3号煤矿许用炸药，药圈规格为直径×
重=φ35×
0.2×
150，1-5段毫秒延期电雷管，MFB-100型电容式发爆器起爆。
4、炮眼布置、装药结构
掏槽眼和辅助眼均采用在炮眼内连续装药，其余空间皆用水炮泥和粘土炮泥充填。
装药结构。
掏槽眼和辅助眼装药结构
周边眼采用段发雷管、单段空气柱装药结构。
装药结构如图6。
周边眼装药结构
各炮眼均采用正向爆破，全断面实行一次装药一次爆破的方法。
断面炮眼布置及装药量详爆破图表
5、预期爆破效果
爆破条件
序号
项目名称
单位
数量
备注
掘进断面
m2
6．67
梯形断面
煤（岩）坚固系数
f
2--3
工作面瓦斯情况
高瓦斯矿井
炮眼深度
m
2.0
炮眼数目
个
15
总装药量、炸药类型
kg
8．4
3号煤矿安全炸药
雷管类型
段发毫秒延期电雷管
不超过130ms
爆破说明书
名称
眼长
眼深
角度
装药量
封泥长度
起爆
顺序
联线方式
水平
垂直
条.眼
小计
1-4
槽眼
1.9
1.8
800
2.4
0.5
串
连
5-7
顶眼
1.35
8-11
帮眼
12
辅助眼
0.45
13-14
底眼
1.2
底角眼
0.6
合计：
雷管：
15发炸药：
8.4Kg
预期爆破效果
名称
炮眼利用率
%
0.85
每米巷道炸药消耗量
kg/m
4.9
每循环工作面进尺
1.7
每米巷道雷管消耗
个/m
8.8
每循环爆破实体岩石
m3
11.4
每米3煤雷管消耗
个/m3
1.3
炸药消耗量
kg/m3
0.74
三，启爆地点
＋720主运输巷三号石门
四，放炮警戒；
＋720主运输巷三号石门，＋720主运输巷4号石门，与5号石门。
设岗哨。
一、装岩方式
人力装矸，U型0.75侧翻式矿车装矸，5t柴油机车运输运出地面。
二、运输方式
施工中材料，运输采用U型0.75侧翻式矿车，5t柴油机车配运料车运至掘进工作面。
三、运输路线：
运料：
地面→+720m主大巷→+720m运输平巷→+720m运输平巷4号石门→掘进工作面。
运输距离700～1300M。
运矸：
1111掘进工作面→+720m运输平巷4号石门→+720m主大巷→地面。
四，行人
在巷道前进的右面，轨道在左面。
一、通风系统
进风：
井口→主平巷→局部通风机→+720m主运输平巷4石门→掘进工作面
回风：
掘进工作面→+720m主运输平巷→回风上山→总回风巷→地面。
采用压入式机械通风，局部通风机安设在+720m主运输巷4号石门与+720m主运输巷岔口外10m以外的新鲜风流中，最长供风距离650m。
（一）、掘进工作面风量计算
1、通风方式：
掘进时采用5.5KW局扇2台其中1台备用，压入式通风。
2、风量计算
根据工作面掘进资料，该工作面绝对瓦斯涌出量q瓦斯=0.5m3/min。
（1）、按瓦斯涌出量计算
Q掘=100q掘K=100×
0.6×
1.5=90m3/min
式中：
q掘—掘进工作面瓦斯绝对涌出量0.6m3/min
K—瓦斯涌出不均衡系数，取2m3/min
（2）、按炸药消耗量计算
Q掘=25A=25×
3=75m3/min
A—掘进工作面一次启爆最大炸药消耗量3kg
（3）、按掘进工作面最多人数计算
Q=4N=4×
9=36m3/min
N—掘进工作面同时作业最多人数9人
（4）、按局部通风机实际风量计算
根据以上计算选择YBT—5.5局部通风机，吸入风量140—220m3/min，取吸入风量为100m3/min，大于计算最大的配风量90m3/min。
Q掘=Q扇×
I+9S=100×
1+9×
4=136m3/min
Q扇—局部通风机吸入风量I—向独头供风局部通风机台数
S—局部通风机处巷道有效通风段面积m2
使用YBT—5.5局部通风机，配风量136m3/min，能满足其吸入风量要求（5）、按风速验算
V=Q/60/S=136/60/4=0.57m/s
S—掘进碛头断面积，4m2
根据以上计算，0.25＜0.57＜4符合《煤矿安全规程》101条规定。
工作面配风确定为136m3/min。
掘进时选用5.5kw风机二台，一台备用，配抗阻燃，抗静电直径为600mm的胶质风筒为碛头供风。
“双风机、双电源”，自动切换、自动分风的功能等。
安设三专两闭锁。
3、局扇安设于安设在+720m主运输巷4号石门与+720m主运输巷岔口外10m以外的新鲜风流中，最长供风距离650m。
风筒出风口距碛头不大于5m。
巷道的风速不得低于0.25m/s。
4、局扇按规定设“三专两闭锁”。
5、防尘水管兼作防灭火水管，并保证正常使用，坚持湿式打眼，洒水装煤（矸），回风巷每隔100m设一组全断面防尘喷雾装置，第一组设置在第一合流点以里25～30m，在装、转煤（矸）及放炮时开启。
作业人员搞好个人防护，坚持佩戴防尘口罩，放炮必须使用水炮泥，加强油脂及易燃物的管理和回收，巷道局部冒高处用不燃物进行充填。
二、风筒安设
抗阻燃，抗静电直径为600mm的胶质风筒，接头采用双反边接头。
吊挂距离距顶板为0.3米，做到逢环必挂。
损坏的风筒必须及时缝补，保持不漏风。
巷道转弯处要采取措施，不允许风筒走直弯。
对巷道变形处必须保证风筒的正常挂设。
三，监测安设地点
在碛头5m内和第一合流点以里10—15m处分别安设瓦斯遥测探头T1、T2，探头T1报警瓦斯浓度1%，断电瓦斯浓度1%，复电瓦斯浓度小于1%，探头T2报警、断电瓦斯浓度均为1%，复电瓦斯浓度小于1%，T1、T2探头断电范围均为碛头回风侧非本安型电器设备，遥测主机安设在局扇后5m—10m处。
风源来自地面压风机房，分别用3寸铁管和1寸胶管接至碛头，碛头风压最小为0.3MPa。
压风系统：
地面压风机房→主大巷→＋720主运输平巷4号石门→工作面。
第三节瓦斯防治
1、保证矿井通风系统的稳定和主要通风机的正常运转，主要通风机必须按照《煤矿安全规程》的规定进行使用和管理。
保证进回风巷有足够的净断面，减少矿井通风阻力。
严格按《规程》规定配备采掘工作面、硐室及其他通风地点的风量，经常根据生产需要调整系统风量，保障矿井正常通风。
2、严格按《规程》要求安装、使用局扇。
（1）压入式局部通风机和启动装置，必须安设在进风巷道中，距回风口不得小于20米，风机处的全风压量不得小于局扇的吸入风量，以免发生循环风。
（2）使用抗静电、阻燃风筒，风筒口到掘进工作面的距离符合掘进作业规定，风筒接头严密，吊挂平直，逢环必挂，拐弯处设弯头。
（3）局部通风机实行“风、瓦电闭锁”，当局扇停止运转或掘进巷道内瓦斯超限时，能当即切断局扇供风巷道中的一切电源。
（4）杜绝随意停开局扇现象，保证掘进工作面用风需要，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，必须检查局扇及其开关地点附近10米以内风流中的瓦斯，只有瓦斯浓度低于0.5%时，方可人工启动局扇。
3、严格主扇的管理和使用，满足矿井通风系统需要。
（1）主要通风机必须保证经常运转。
（2）保证备用通风机和备用电动机正常，必须能在10分钟内开动。
（3）每月由机电工检查一次主要扇风机。
（4）改变主扇转动或叶片安装角度，必须报矿长批准。
（5）主扇因检修，停电或其它原因停风时，必须制定停风措施，报矿长批准。
主扇停止运转时，因停风受影响的地点，必须立即停止工作，切断电源，工作人员先撤到进风巷中，并由矿长根据停风后的具体情况，决定是否停止生产，工作人员是否全部撤出。
主要通风机在停风期间，必须打开井口防爆门和有关风门，以便充分利用自然通风。
4、加强瓦斯管理，严格瓦斯检查制度
（1）按《规程》要求，配备足够的瓦斯检查人员，坚持持证上岗。
（2）瓦斯传感器、报警仪、光学瓦检仪必须定期检查、校正、瓦斯传感器安设位置必须符合规定和要求。
加强瓦斯检查人员的管理，杜绝空班漏检、少检、假检，做到瓦斯报表、瓦斯手册、检查牌板、记录“三对口”，瓦检员做到井下指定地点交班，并做好交接班记录。
瓦斯报表逐日报矿长，技术负责人审况。
（3
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