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4、总工程量：
（1）水仓容积根据设计规范，水仓容积：
V=8Qmin=8×
15=120m3
（2）水仓断面及支护型式
根据巷道围岩情况，水仓采用工字钢支护，净断面积6.6m2。
（3）水仓长度
水仓长度：
L=V/S=120/6.6=18m
设计布置两个水仓，一个主水仓，长度90m；
一个副水仓，长度80m，总容量1122m3。
5、巷道位置及相邻巷道关系（见巷道布置平面图）。
第二节巷道断面及支护形式
1、巷道断面形状：
梯形，上净宽2.5米，下净宽3.5米，净高2.2米，净断面：
6.6㎡，掘进断面：
7.6㎡
2、巷道规格：
相关尺寸见工程特征表
断面特征表
工程
名称
巷道
长度
（m）
施工
坡度
断面特征
断面
形状
支护
形式
掘进
面积
净巷道
材料
间距
水沟规格
主、副水仓
70
15°
0°
梯形
金支
6.6㎡
工字
钢
0.5米
2、支护形式：
工字钢架梯形棚支护，详见支护断面图。
第二章地质、水文地质条件及煤层情况
第一节工程地质情况
1、水仓所处地层位置：
17号煤层底板。
2、地质构造及巷道围岩特征：
该巷道布置在17号煤层底板中，底板为泥质粉砂岩或粉砂岩。
在掘进过程中须加强巷道支护管理。
第二节水文地质情况
一、地层及煤层
矿区及邻近出露的地层为二叠系上统峨嵋山玄武岩组至三叠系下统飞仙关组，现从老到新分述如下：
二叠系（P）
1、峨嵋山玄武岩组（P2β）
分布于矿区南部边界外，主要岩性为灰绿色拉斑玄武岩及玄武岩、暗绿色火山角砾岩。
上部夹中厚层状灰岩，含灰岩团块、腕足类及海百合化石。
顶部20米左右为绿灰色含砾凝灰岩。
为含煤地层的沉积基底。
与上覆龙潭组呈假整合接触。
2、龙潭组（P3l）
为区内主要含煤地层，为一套海陆交互相沉积。
岩性由灰色、深灰色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩、泥灰岩、煤层及灰岩组成。
具水平层理、波状层理、交错层理，含腕足类、瓣鳃类、介形虫等动物化石，含大羽羊齿、鳞木等植物化石及植物化石碎片、煤核等。
组内连续沉积，含煤13～29层，一般20层左右，可采煤层3层。
厚度205～248m，平均222m。
根据岩性及其组合、沉积特征分为上、下两段：
下段（P3l1）：
B5顶界至含铝凝灰岩底界。
中上部以粉砂岩、泥质粉砂岩为主，多含植物化石；
中部为26号局部可采煤层；
下部夹1～4层灰岩，含动物化石，含不可采的29号煤层。
厚度50～96m，平均80m。
上段（P3l2）：
B5顶界至12号煤顶界。
以粉砂岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩为主，局部夹细砂岩、灰岩。
主要含动物化石，中上部含煤层数层，有17、18号全区可采煤层，19号大部可采煤层。
中下部夹煤线，多含植物化石碎片，无可采煤层。
厚度131～164m，平均厚142m。
出露矿区南部边界附近。
2、长兴组（P3c）
岩性以灰色灰岩、浅灰色粉砂质泥岩、泥质粉砂岩为主，夹钙质泥岩及泥岩，具水平层理、微波状层理，富含腕足类及瓣鳃类等动物化石，含植物化石碎片。
含煤层1～5层，均不可采。
本组地层在地表上常呈一小陡坎，顶部呈一小平台。
厚度105～148m，平均116m。
出露矿区南部。
三叠系下统（T1）
1、飞仙关组（T1f）
岩性主要为灰绿色、灰色、紫灰色、灰紫色粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、灰岩等，具波状层理、交错层理，含瓣鳃类及腕足类动物化石。
组内连续沉积，与下伏地层呈假整合接触。
厚度525～630m，平均580m。
根据岩性分为五段：
第一、二段（T1f1+2）：
主要为灰绿色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及粉砂岩，上部夹细砂岩、鲕状灰岩及泥质灰岩，含瓣鳃类、舌形贝等动物化石。
底部具水平层理及植物化石碎片。
厚度169～221m，平均为198m。
出露矿区中部。
第三段（T1f3）：
岩性主要为灰紫色、紫灰色泥质粉砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩，夹细砂岩、泥岩。
厚度137～184m，平均为155m。
出露矿区北部。
第四段（T1f4）：
岩性主要为绿色、灰绿色泥质粉砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩，中夹灰色中厚层状灰岩、泥质灰岩，顶底均为一层灰岩。
此外，尚夹少量钙质砂岩、粉砂质泥岩及细砂岩。
含瓣鳃类动物化石。
厚度106～160m，平均为128m。
出露矿区外。
第五段（T1f5）：
岩性主要为紫色、灰紫色、灰绿色粉砂质泥岩、泥质粉砂岩夹粉砂岩、细砂岩，含瓣鳃类动物化石。
厚度82～110m，平均为99m。
第四系（Q）
分布广泛，主要由松散的崩塌物、坡积物、沟谷冲积物、粘土等组成，厚度0～20米。
主要分布于矿区南部边界外。
一、含煤性
矿区含煤地层为二叠系上统长兴组（P3c）、龙潭组（P3l）。
长兴组（P3c）仅含几层不稳定的薄煤或煤线，不含可采煤层，在此不作详述。
龙潭组（P3l）为本区主要含煤地层，厚205～248m，平均厚度222m，含煤13～29层，一般20层左右，煤层全层总厚14.14～30.57m，平均厚19.87m，含煤系数9.0%，含可采煤层4层（17、18、19号），煤层厚度3.56～5.34m，平均4.65m，可采煤层含煤系数4.2%。
可采煤层主要分布在龙潭组上段上部的40m左右和下段中部15m左右。
二、可采煤层
矿区主要可采煤层为17、18、19号煤层，各可采煤层情况见表2－2。
表2—2可采煤层情况一览表
煤层
编号
全层厚度
采用厚度
夹石
层数
对比
可靠
程度
可采
稳定
程度
煤层间距
极值
均值
一般
17
1.00～3.20
2.45
0.80～3.20
2.30
0～2
0～1
全区
较稳定
8.40－11.79
12
18
0.90～2.69
1.67
0.8～2.50
1.45
9.4－32.08
14
19
0.75～1.30
1.10
0.75～1.10
0.90
0～3
1～2
大部
就矿区内17、18、19号煤层由上到下叙述如下：
17煤层
位于龙潭组（P3l）上部，较稳定，矿区内煤层厚1.00～3.20m，平均2.45m，全区可采；
含夹矸0～2层，一般0～1层，主要为泥岩、炭质泥岩，结构较简单。
顶板岩性为深灰色粉砂质泥岩，较致密、坚硬，较稳固，水平层理发育。
含动物化石。
强度低。
间接顶板为细砂岩、煤层。
细砂岩为钙质胶结，坚硬，局部裂隙较发育。
底板：
直接底板为0.4m左右的含根部植物化石泥岩。
间接底板为细砂岩、煤层，细砂岩为泥质胶结。
18煤层
位于龙潭组（P3l）上部，较稳定，厚度0.90～2.69m，平均1.67m，全区可采，含夹矸0～1层，结构较简单。
顶板：
直接顶板为泥岩、泥质粉砂岩，强度较低，水稳性差。
间接顶板为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、细砂岩。
泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，强度较低，水稳性差；
细砂岩为钙质胶结，裂隙较发育，抗压强度较大。
直接底板为泥岩，强度较低。
间接底板为细砂岩或泥质粉砂岩或煤层。
19煤层
位于龙潭组（P3l）上部，区内西部不可采，煤层厚度0.75～1.30m，平均1.10m，大部可采。
含夹矸0～2层，一般0～1层，结构较简单。
直接顶板为粉砂岩或泥质粉砂岩或粉砂质泥岩，强度较低，易风化破碎。
间接顶板为细砂岩、泥岩。
细砂岩为钙质胶结，裂隙较发育，坚硬；
泥岩易风化，软弱。
直接底板为泥质粉砂岩、泥岩，软弱，易风化。
间接底板为细砂岩、粉砂质泥岩、煤层。
细砂岩钙质胶结，微小裂隙较发育、较坚硬；
粉砂质泥岩，强度小，水稳性差。
综上所述，17、18、19煤层结构较简单,煤层稳定类型均为较稳定型煤层。
地质说明书
矿井
政忠煤矿
工作面名称
与临近采区及地面关系
该巷开口位置位于2号联络巷40米处，掘进范围内没有采空区。
对应地面无重要建筑物及保护物。
巷道特征
支护形式
支护材料
煤岩别
掘进层位
梯形
工字钢
岩石
17#煤层底板
煤层
情况
厚度
煤厚平均2.0m。
倾角
平均8°
结构
结构简单、煤层稳定
煤层小柱状
稳定性
物理
性质
灰黑色，多刚或金属光泽裂隙发育中等，参差状断口，硬度大脆度小。
水文地质
条件
矿区充水主要来源为大气降水顺断层、裂隙渗入及老空、老巷道积水。
预计矿井正常涌水量为556m3/d.
煤层自燃
倾向性及
煤层爆炸性
煤层自燃倾向性为Ⅲ类不易自燃煤层，煤层没有爆炸性。
其
它
需
说
明
的
问
题
1、本矿井为突出矿井，掘进中一定要加强通风管理，搞好瓦斯治理工作，防止瓦斯积聚，杜绝无风、微风、瓦斯超限作业。
2、必须做好防止煤层自燃的预防工作。
3、掘进中要加强洒水防尘，放炮前后坚持洒水，坚持使用水炮泥，杜绝一切引火源的产生。
4、掘进时必须严格进行探放水，未打探水孔或超前距离不够不得进行掘进作业。
5、加强放炮管理，严格执行“一炮三检”、“三人连锁”放炮的规定。
6、坚持安装使用风电、瓦斯电闭锁，严禁电气设备失爆。
7、严格执行“四位一体”防突措施，做好防治煤与瓦斯突出工作。
第三章巷道布置及支护
第一节巷道布置
1、巷道布置说明
主、副水仓为新掘巷道，布置在17号煤层底板中，方位角为180度。
第二节支护说明
1、支护方式：
采用架棚支护。
支护特征见下表
支护特征表
巷道名称
巷道规格
棚距
巷道长度
上净宽2.5m
下净宽3.5ｍ
净高2.2m
11#矿用工字钢架棚支护
0.5m
70m
2、支护要求：
（1）用11#工字钢架梯形棚支护，用木材或竹芭作为背帮接顶材料。
（2）顶板完整，帮、顶压力较小地点棚距为0.5米，棚腿与巷底水
平夹角为76°
顶板破碎、压力较大地点根据情况缩小棚距，背帮接顶必须严实，棚与棚之间用拉杆固定连接。
（3）棚腿基础必须挖到底板，不得打在浮煤浮矸上。
（4）棚架横梁垂直巷道中心线。
3、临时支护：
（1）放完炮后，先敲帮问顶将松岩（煤）打掉，采用槽钢作为前
探梁支护，前探梁不得少于三根，上方用厚方木接顶，必须挑稳
挂牢。
（2）当矸石出完后，用木支护打好临时点柱，点柱要打在实底上，帽长不小于0.5米，临时点柱所用木料小头不小于12cm，在顶板破碎或地质构造变化带等特殊地方要跟据实际情况缩小柱距。
（3）退去前探梁，架设永久支护。
（4）不使用前探梁和临时支护不得进行作业。
（5）任何时候都严禁空顶作业。
第三节工程质量要求
1、架棚支护：
支护完整后的巷道净宽和净高都不能超过设计的100㎜，巷道的净宽和净高都不小于设计的100㎜。
2、因顶板破碎或地质条件复杂的地方，巷道的顶、帮要用木材填满和充实，成形后的巷道的坡度和方位角必须符合要求。
3、严格按巷道设计（坡度、方位）要求进行施工，严格按巷道质量要求验收，发现不合格的地方要立即责令返工，直至合格为止。
成形后的巷道必须做好整洁卫生，行人道一侧不能摆放杂物。
4、验收员对文明生产要班班验收，要求班班达到卫生化、文明化。
5、刮板运输机铺设要达到平直，机头机尾压柱必须打稳打牢。
第四节巷道施工方法
1、爆破方法：
电煤钻打眼，用毫秒电雷管、三号煤矿许用安全炸
药，一次装药一次爆破。
2、落煤：
爆破落煤，人工攉煤到刮板输送机，然后通过皮带机转
运到地面。
第五节施工工艺
1、施工工艺流程
详见工艺流程图
交接班→检查瓦斯及安全隐患排查→检查前探孔超前距离→检查瓦斯→打眼→检查瓦斯→装药、连线→检查瓦斯→爆破→检查瓦斯及安全隐患排查→临时支护→出货→永久支护→进入下一循环。
2、钻眼爆破流程
1）、爆破说明：
该巷布置在17号煤层底板中，根据现有施工设备及传统的爆破方法，采用楔形掏槽的方法，串联爆破。
2）、炮眼布置见图3—1。
掘进作业工艺特征如下各表所述：
表1：
爆破原始条件表
序号
项目名称
单位
数量
备注
1
掘进断面
m2
7.6
2
岩层普氏系数
f
3～4
3
工作面瓦斯
4
煤矿许用电雷管
煤矿许用
5
煤矿许用炸药
表2:
爆破说明书表
孔
号
炮眼
孔深
装药量
倾角（度）
爆破
顺序
联线
方式
卷数
重量
水平
垂直
卷/孔
小计
Kg/孔
1～4
掏槽眼
1.3
0.6
2.4
79
81
Ⅰ
串
联
封泥>
500mm
5～14
辅助眼
1.2
30
-85
Ⅱ
15～18
0.8
80
85
Ⅲ
19～26
周边眼
0.4
86
Ⅳ
27～31
底眼
Ⅴ
合计
6.8
表3:
主要经济技术指标表
序号
数量
工作面循环方式
个/班
巷道掘进断面
6.5
循环进尺
m
循环电管消耗
发
炮眼利用率
%
6
循环炸药消耗
kg
表4、作业循环图表
工序名称
时间
分
早班（其它两班相同）
910111213141516
交接班
10
安全检查
15
打眼放炮
吹散炮烟
前探支护
20
攉煤
50
临时支护
延伸槽板
永久支护
第四章主要生产系统
第一节运输系统
1、出煤：
采用人工攉煤装入刮板输送机，再转运到皮带输送机运出地面。
2、若该巷掘进过程中，当刮板输送机不能满足运输时，可采用皮带运输机联合运输。
3、运料：
副平硐轨道下山2号联络巷工作面
第二节通风系统
1、通风路线
进风：
皮带下山局扇工作面。
回风：
工作面2号联络巷回风下山
2、工作面风量计算
①按绝对瓦斯涌出量计算
掘进工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为：
Q=100q绝k=100×
1.31×
2.0=262m3/min=4.37m3/s。
式中:
q绝———掘进工作面经抽放后的风排瓦斯量，1.31m3/min；
②按最大炸药消耗量计算
Q=25A=25×
=150m3/min=2.5m3/s
式中：
A——掘进工作面最大炸药消耗量，约6Kg。
最大掘进巷道掘进断面8.1m2计算，炮眼密度为0.7×
0.6，炮眼数为8.1/（0.7×
0.6）≈20个，每眼装药按300g计算，则每个掘进面需炸药20×
300=6kg。
②按工作面最大班出勤人数计算
Q=4N=4×
=40m3/min=0.7m3/s
N——掘进工作最大班出勤人数，取10人。
③按局部通风机实际风量计算
Q掘=Q扇×
I＋60×
0.25S
式中:
Q掘————掘进工作面实际需风量，m3/min
Q扇————局部通风机实际吸风量，m3/min
I————局部通风机台数，台
S————局扇安装处至工作面回风流处断面，取8.1m2；
Q掘＝345×
1+60×
0.25×
8.1=466.5m3/min=7.78m3/s。
掘进工作面采用FBD6.0/2×
15型局部通风机压入式供风，其风量为240～345m3/min。
④按风速验算
Qmin=15S=15×
5.5
=82.5m3/min=1.375m3/s
Qmax=240S=240×
=1320m3/min=22m3/s
S——掘进工作面断面，5.5m2。
综合上述计算，掘进工作面按取Q=7.78m3/s配风。
3、通风措施
1）施工前在进风巷中距回风口10米外的地方安设局部通风机，局部通风机必须安设消音器。
2）风机供风必须实行“两闭锁”，即风电闭锁、瓦斯电闭锁。
3）风机不能出现循环风，供风量必须满足工作面需要。
4）风筒口距掘进工作面距离不能大于5米，除风筒末端10米外，其它地点不应有破口。
风筒接头要严密不漏风，风筒吊挂要平直，环环吊挂。
5）风筒要拐弯时要缓慢拐弯，不准拐直角弯，发现风筒破损处要及时补好，补漏的地方要严密不漏风，严禁人为破坏风筒。
6）风机要连续正常运转，任何人都不准乱停风机，如遇检修而需停电时，停电单位必须事先通知，以便采取安全措施后方可停电检修。
7）不得采用串联通风，掘进躲避硐时可以采用扩散通风，但扩散距离最大不能超过5米。
8）任何人不准损坏通风设施，不准乱停、开风机，如因接地跳闸而造成停电，要及时查明原因进行处理，处理好后要及时检查瓦斯，瓦斯浓度小于1%后方可人工启动风机，否则必须排放瓦斯。
排放瓦斯结束后，局扇风机及启动装置附近20米范围内瓦斯浓度必须在0.5%以下时方可开动局扇风机。
9）掘进中（如躲避硐）不准有盲巷，在开掘联络巷贯通前和构成通风系统前不准停止掘进，如必须停止掘进的要制定防止瓦斯积存等的安全措施，报矿批准。
10）掘进工作面应在距工作迎头约30米处设一道水幕，以净化风流。
附通风系统图
第五章劳动组织
1、采用“三八”作业制，综合队三班连续作业，劳动力配备如下表所示：
工种
班次
备注
夜班
早班
中班
打眼工
出渣工
兼支护
放炮员
刮板机司机
班长
瓦检员
7
安全员
8
说明：
出渣工包括出渣、临时支护、永久支护。
班长为当班专职顶板管理、安全管理负责人。
2、主要技术经济指标
主要技术经济指标表
项目
㎡
炮眼个数
个/循环
日循环数
个
日进度
3.6
炮眼有效进度取1.2m
月进度
90
月正常工作天数取25天
炸药消耗
Kg/循环
电雷管消耗
架棚
架/班
9
棚
根/班
梁
11
爆破实体
m3/循环
9.2
第六章安全技术措施
第一节一般措施
1、认真组织参与该巷施工的相关人员学习本《规程》，经考试合格方可参与施工及管理。
未学习或考试不合格的不得参与该施工及管理。
2、认真执行安全文明生产的各项管理制度。
1）坚持安全第一，现场不具备安全生产条件时，不能生产，积极主动的创造条件，人人都要按章指挥，按章作业。
2）坚持
升级会员 