+327掘进规程Word格式.docx
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6该工程预计工期：
预计4.20个月完工。
二、简明地质
（一）、地层及构造
1、地层
区内出露地地层由新到老有：
三叠系下统飞仙关组（T1f）、二叠系上统长兴组（P2C）及龙潭组（P2I）、二叠系下统茅口组（P1m），据本次调查和以往井田勘查资料，各地层基本特征如下：
飞仙关组（T1f）：
为区内分布最广地层，总厚约500m。
岩性为紫红色、灰绿色薄～中厚层状砂质泥岩、钙质泥岩，粉沙岩夹薄层泥灰岩，底部2～10m为灰绿色钙质泥岩、含较多不规则方解石脉，形似龙须，特征明显，层位稳定，底部以薄层灰色泥灰岩（K9标志层）与下伏长兴组（P2C）分界，呈整合接触。
该组为潮坪相碎屑岩沉积。
长兴组（P2C）：
岩性为灰～深灰色生物碎屑灰岩与泥岩、粉砂质泥岩、粘土岩互层，夹粉砂岩、细砂岩及煤线，底部由生物碎屑灰岩（K7标志层）与下伏龙潭组（P2I）分界，呈整合接触。
该组厚约40m，为滨海湖泊～沼泽相含煤沉积。
龙潭组（P2I）：
为滨海湖泊～沼泽相含煤沉积。
为矿区无烟煤含煤地层，可分三段：
第二加三段（P2I2+3）：
岩性为灰～深灰色粘土岩与泥质粉砂岩互层，含煤数层，其中K2（大汉炭）为可采煤层，中下部夹多层团块状、透镜状菱铁矿，厚约100m。
第一段（P2I1）：
上部为浅灰色菱铁矿粘土岩，夹可采或局部可采煤层“细花炭”（K1），下部为浅灰色硫铁矿层，“细花炭”与硫铁矿间距一般1～1.2m左右，该段厚约5m，与下伏茅口组（P1m）接触界面起伏不平，呈假整合接触。
龙潭且（P2I）：
为滨海湖泊～沼泽相含煤沉积
二叠系下统茅口组（P1m）：
岩性为灰色～深灰色微晶灰岩、生物碎屑灰岩，中部含较多燧石结核，该组在区内未见底，为浅海相碳酸盐岩沉积。
2、构造
矿区位于尖岗山背斜北东转折端和七琅凹向斜南西转折端的过渡地带，地层总体走向为北东～南西向，地层倾角8～12°
之间，轴线附近地层接近水平，属缓倾斜岩层。
矿区及邻区有F1、F2、F3、F4、F5等五条地表断层，其中F1、F2、F5断层位于本矿区内，北西有F1大型逆断层，该断层呈近东西向展布，倾向北，延长2km以上，对本采区的煤层具有破坏作用。
（二）、煤（矿）层主要特征
K2煤层（大汉煤）主要特征：
位于龙潭第二段（P2I2）上部，层位稳定，井田内厚度0.68～3.03m，平均厚1.80m，采区范围内煤厚0.6～1.35m，平均厚0.90m，分布较稳定，全区可采。
K2煤层为复煤层，含夹矸1层，夹石平均厚0.25m。
为中～高灰，中～高硫无烟煤。
直接顶板为炭质泥岩、泥岩，厚约0.4m，间接顶板为粉砂岩、砂质泥岩，底板为泥岩或浅灰色粘土岩。
该煤层为层状矿床，呈板状延伸，煤层产状与地层产状一致，煤层厚度及煤质沿走向及倾向的稳定性和延续性较好，总体属较稳定型煤层。
（三）、煤层煤质及矿石质量
K2（大汉碳）煤层煤质：
矿山开采的K2煤层为深灰色～灰黑色，半暗～半亮型煤，亮煤和暗煤呈条带状结构，贝壳状断口，内生裂隙发育，根据矿区勘探资料煤层化验资料，煤层灰份21%，全硫2.11％，发热量28293J/g，为富灰中～高硫无烟煤。
煤质工业分析见下表：
（四）、瓦斯、煤尘，自然发火趋势
煤层
水份（%）
灰份（%）
挥发份（%）
固定碳（%）
全硫（%）
发热量（J/g）
灰溶性
（T2℃）
牌号
K2
1.82
21
10.96
71.81
2.11
28293
1341
WYO3
K2-1
2.17
30.14
11.92
59.27
3.62
22537
1367
1瓦斯：
根据邻近矿井生产现状及取样测定煤层瓦斯含量，K2、K2-1煤层一般瓦斯含量不高，K2煤层一般为2.8-5.6m3/t，K2-1煤层一般为2.1-4.42m3/t。
各煤层瓦斯含量随埋藏深度增加而增大，其瓦斯梯度分别为K2煤层18.2m/（m3/t），K2-1煤层21.1m/（m3/t），+327水平东运输巷瓦斯绝对涌出量为0.55m3/min。
2煤尘：
经测定K2、K2-1煤层试样无爆炸性。
3自然发火趋势：
经测定K2、K2-1煤层的发火趋势为不易自然的煤层。
（五）、水文地质条件
含隔水层特征：
由砂岩、泥岩、粉砂岩组成，夹薄层或条带状泥灰岩，厚约500m。
可分为5个岩性段，其中T1f4、Tf6为紫红色泥岩，砂质泥岩及粉砂岩等，出露最高，受水面积大，但地表易于流失，地下水补给条件差，泉水流量极小，含水性极弱，为相对隔水层；
T1f2+3、T1f1由砂质泥岩、粉砂岩、鲕粒灰岩等组成，灰岩具有一定的可溶性，且节理裂隙发育，主要接受大气降水补给，据井田详查抽水试验资料，含水性中等，为弱～中等基岩裂隙、溶隙含水层，成为大汉炭矿坑顶板充水水源。
深灰色生物碎屑灰岩与泥岩、砂质泥岩互层，厚约40m，因其常形成条带状陡坎，裸露面积小，补给条件差，浅部为潜水，深部为承压水，全层含水不均一，含水性较弱，为基岩裂隙、溶隙含水层，也是大汉炭直接充水水源，与T1f1-3地层间无隔水层，可合并为一个含水岩组。
由粘土岩、泥岩、粉砂岩、砂岩及煤层等组成，厚100m，其中薄层细砂岩含孔隙水，含水性弱，由于浅部煤层被采空而塌陷，加之此层裸露面积较大，受水条件较好，因此老窑普遍积水，中深部岩石完整，含水性极弱，为相对隔水层。
茅口组（P1m）：
为浅灰～深灰色，厚层～块状微晶灰岩，质纯，可溶性好，地形坡度平缓，具有开阔的受水面积，岩溶暗河较发育，以管道型岩溶水为特征，阴河流量大，且与地表联系密切。
据富安井田抽水试验结果，降深K：
0.416～4.066m/日，单位涌水量q：
0.396～3.65升/秒·
米，含水性很强，为强含水层，对开采硫铁及K1煤层的矿山有直接威胁，不可忽视。
因其位于K2煤层下部，且与该层之间存在厚约100m的龙潭组相对隔水层，故对本矿所开采的K2煤层影响较小。
矿山附近无常年性地表河流存在，矿山为裂隙充水矿床，大气降水为主要的充水水源，但由于矿山开采的是下山煤层，开采标高位于当地最低侵蚀基准面之下，故矿坑涌水量相对较大，未来涌水量测算，开采过程中矿井水的主要来源于（P2C+T1f1+2+3）的裂隙溶隙水。
经计算未来矿井涌水量一般450m3/d；
最大930m3/d。
因本区采煤历史悠久，历史上形成的老窑和采空区较多，矿山在生产过程中应密切注意矿坑水的变化情况，发现涌水量异常应及时查明原因、超前探水，并采取合理有效的方式抽放积水再进行采煤作业。
三、掘进方式及施工工艺流程
1、工作面掘进采用鉆眼爆破法掘进施工。
2、施工顺序及作业形式：
3、施工顺序：
北回风巷→+327米水平北运输大巷→北上山联络巷
4、实行“三八作业制”，附：
劳动组织表。
a）施工工艺流程和设备
1施工工艺流程为：
交接班→检查、处理安全→打眼→装约联线→布岗放炮→通风处理安全→临时支护→出煤（矸）→钉道→永久支护→文明生产。
2碛头采用1台MZ-12型煤电钻打眼和备用一台MZ-12型煤电钻。
b）鉆爆方法及爆破说明书
碛头采用MZ-12型煤电钻打眼，选用一台MFB—200型放炮器起爆，3＃煤矿乳胶炸约和瞬发电雷管一次起爆。
采用双芯铜芯线作为放炮母线，放炮母线必须敷设至二级井底车场，悬挂位置距顶板不低于300毫米，母线的悬挂必须符合《煤矿安全规程》中第334条的规定，接头必须用绝缘胶布包扎好。
附：
炮眼布置示意图（三），爆破说明书（表一）。
四、通风系统
1通风方式：
采用压入式通风。
2风量计算：
㈠按工作面同时工作的最多人数计算
Q掘＝4×
NK=4×
12×
1.35=64.8m3/min
式中Q掘工作面所需风量（下同）
N工作面同时工作的最多人数，12人
K风量备用系数，取1.35
㈡按绝对瓦斯涌出量计算
Q掘＝100KQ瓦斯/（1-C）＝100×
1.50×
0.5（1-0.1）=67.50m3/min
式中Q瓦斯绝对瓦斯涌出量，取0.50m3/min。
K工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.50。
C工作面进风流中瓦斯浓度,取0.10。
㈢按良好的气候条件计算
Q掘＝60SV＝60×
4×
0.25＝60m3/min。
式中S巷道净断面。
V巷道中允许的最小风速。
取0.25米、秒。
㈣按局扇工作风量计算，根据我矿实际，选用φ400mm的胶质风筒为碛头供风,采用反边接头。
Q扇＝Q掘/q效＝90/0.78＝115.38m3/min。
式中q效局扇供风的有效风量率，取0.78。
经计算+327米北运输巷和配风巷工作面各供风量必须≥120m3/min。
㈤风速验算
V＝Q掘/60×
S＝120/60×
4=0.50m/s,符合≤煤矿安全规程≥规定。
a）局扇的选择
根据风量计算的结果，掘进碛头选用2台JBT251-2型局扇风机供风，一台供回风平巷，另一台供运输平巷，配φ400mm的胶质风筒为碛头供风。
b）局扇必须安设在进风流中，距回风口≥12米，当掘进进度较远风量不能满足要求时，必须及时搬迁局扇风机至适当位置，风机安装必须符合《煤矿安全规程》第128条的规定，风筒出风口距碛头不大于5米，风筒连接必须牢固，不准反接，风筒吊挂必须达到“两靠一直”，且逢环必吊，确保局部通风质量。
c）使用局扇必须按规定安设有选择性的漏电保护装置。
d）在碛头5米内和第一合流点以内10～15米处分别安设瓦斯遥测探头T1、T2，探头T1的瓦斯报警浓度为1％，断电瓦斯浓度1.5%,复电瓦斯浓度小于0.90%；
探头T2的瓦斯报警浓度为1％，断电瓦斯浓度1.5%,复电瓦斯浓度小于0.9%；
断电范围为碛头及回风侧非本质安全型电器电源，遥测中分站安设在二级井底车场内。
e）根据目前我矿的特点，安设防尘系统还不具备相应的条件，作业人员必须搞好个体防护，坚持佩戴口罩，放炮必须充填黄泥，加强油脂及易燃物品的管理和回收。
f）排水
3排水方法、路线
该区域水文条件简单，掘进中无水源，由于地表和1～3级轨道下山渗水和采空区涌水流到井底，只有在一、二、三级提升巷井底水仓安设排水泵排水。
排水路线;
井底水仓→三级→二级→一级→平硐→井口。
4设备选择：
在每级提升巷井底选择两台22或37KW的主排水泵，配4寸水管排水。
g）提升运输
（一）、提升
5提升方式：
采用JTB-0.6Z型绞车提升,三个矿车串车提升。
6斜坡提升的要求:
提升过程中必须严格执行“行车不行人,行人不行车”的规定,严禁放飞车;
提升前,司机必须发出提升信号,得到准确回音后方可提升;
提升时必须使用副钢纯和保险销,挂钩人员必须仔细检查主、副纯，确认无误后，方可发信号提升；
提升前司机必须认真检查钢纯、绞车和绞车座子、声光信号，制动闸、离合闸是否完好以及电气是否失爆等，确认无问题后，方可提升。
（二）、运输
1运输方式：
碛头煤矸采用人工掏入1吨矿车内，人力推车到三级提升甩车场，然后用JD－－11.4型绞车提升至三级上车场，再通过一、二级主提升绞车提升和平硐机车运输至地面。
2主要运输设备：
JTB-0.6Z型绞车、JD－－11.4型绞车提升，1T矿车装载。
3出煤路线：
碛头→+327米水平北运输平巷→甩车场→三级提升巷→二级提升巷→一级提升巷→平硐→地面。
4材料运输路线：
地面材料场→平硐→一级提升巷→二级提升巷→三级提升巷→+327米水平北运输平巷→碛头。
h）供电及通讯
7局扇供电必须安装有选择性的漏电保护装置。
8动力供电线路：
三级上车场→三级提升巷→+327米北水平运输平巷→碛头。
9局扇及煤电钻选用BBZ2-2.5Z/4Z型综保开关控制，绞车开关选用QC83-120N型开关控制。
10在+327米运输巷碛头和三级上车场内各安设一台电话与地面值班室联系。
11斜坡提升设置声光提升信号，声光信号必须灵敏可靠。
绞车提升信号规定为“一停、二上、三下放、乱铃出故障”，并严格执行“行车不行人，行人不行车”的制度。
i）支护
巷道均采用木料架箱支护，北运输大巷选用φ≥18㎝的木料进行架箱支护，回风巷选用φ≥14㎝的木料进行架箱支护，支架棚距中对中1.0～1.20米；
若邦顶围岩稳定性较好时,支架棚距中对中1.20米；
若邦顶围岩稳定性较差或遇断层破碎带时,支架棚距中对中0.6～0.80米；
顶邦必须用排材背接严实。
巷道断面及支护图
（二）。
五、安全技术措施
1、“一通三防”管理：
1碛头采用独立通风，通风系统稳定，回风畅通无阻，通风设施可靠，各班组必须加以保护，严禁损坏；
局扇由各班瓦斯检查员和安全员看管，不准任意停送；
若碛头停风或瓦斯超限，瓦斯检查员必须立即将所有人员撤至进风流中的安全地点休息，并将闭锁开关把手打到“0”位锁好，并在碛头全负压第一合流点设临时栅栏，由班组长派人看守，瓦斯检查员将停风及瓦斯变化情况及时间报告矿值班室，待局扇恢复正常运转，瓦斯浓度降到1％以下时，方能恢复作业，风筒吊挂必须做到逢环必吊，并保证平、稳、直。
2每次放炮前，由班长、瓦斯检查员、安全员亲自撤出井下所有作业人员至指定地点，关好防爆反向风门，由班组长清点人数并负责站岗，布岗完毕，停止闭锁电源，确认无误后，方可起爆。
3放炮30分钟无异常情况后，经请示值班矿长同意，由瓦检员、班长、放炮员逐步深入检查瓦斯、通风、顶板、支护及爆破效果等，确认无异常后方可撤岗、送电、恢复作业。
4严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”，放炮员必须持证双证上岗，站岗人员必须坚守工作岗位，必须坚持远距离放炮制度，放炮距离必须大于400米。
5装配起爆约卷时，必须遵守《煤矿安全规程》第326条的规定。
6炮眼必须装填黄泥，封泥长度不得少于0.50米同时必须遵守《煤矿安全规程》第329条的规定。
7作业人员应搞好个体防护，坚持佩戴防尘口罩，加强油脂及易燃物品的管理和回收。
8所有入井人员必须随身携带隔离式自救器。
9发生火灾、瓦斯、煤尘事故时的避灾路线：
碛头→+327米水平北运输平巷→甩车场→三级提升→车场→二级提升→车场→一级提升→+375米主运输巷→平硐→地面。
发生水灾透水事故的避灾路线：
碛头→联络巷→回风平巷→总回风山上→风井→地面。
顶板事故沿有安全出口的方向撤退。
2、顶板管理
1每个循环结束前必须清除危岩，确保顶板完好无伞岩。
2每次放炮后和打眼前必须进行全面的敲邦问顶，碛头顶邦的危岩活石必须全部找净，打眼过程中，碛头作业人员必须随时观察顶邦围岩的变化情况及时找净松动危岩，找不掉的必须及时进行临时支护，必须做到先安全后作业的原则。
3支护必须紧跟碛头并确保支护质量，支柱必须迎山有劲，严禁空顶作业。
4放炮打垮的支柱必须及时恢复，扶料必须由外向里逐步进行，并指定专人看安全，作业人员必须事先找好安全退路。
5更换支柱时，必须加固附近5米范围内的支柱，并先支后换，撤除支柱后，必须找净顶板危岩活矸。
6现场作业人员发现吊矸、顶板来压等冒顶预兆时，当班瓦检员和安全员必须立即组织撤离危险区到安全地点，并向地面值班室汇报。
7各作业人员到达作业地点，首先对作业范围进行敲邦问顶，确保作业场所顶邦安全。
8遇地质构造，顶板来压。
片邦、顶板破碎等，必须及时用圆木架棚支护，棚距小于1米。
3、机电运输管理
1轨道敷设必须符合质量标准化要求，轨距600㎜，枕枕规格长×
宽×
高＝1.20×
0.12×
0.14米。
2各类司机必须由专门机构培训合格者担任，并持证上岗。
3斜坡提升必须严格执行“行人不行车，行车不行人”的制度，并按规定使用好保险销，声光信号必须灵敏可靠。
把钩工和绞车工必须经常检查阻车器、档车栏的完好情况，把钩工每次必须检查挂钩是否牢固，严防跑车事故发生。
4一个推车工一次只能推一个矿车，推车时必须注意前方，在开始推车、接近岔道、弯道、巷道口、风门、发现前方有人或有障碍物以及坡度较大的地方都必须减速并发出警号。
5绞车司机操作前，必须对各部件进行完好检查，严禁放飞车，登车和搭车。
6同方向推车时，两车的间距不得少于30米。
7供电系统、三大保护齐全可靠，碛头供电实行风电闭锁，确保电器设备完好，电器设备安装符合要求，防爆性能可靠，并定期进行维护检查，生产班组不准打开电器设备，发现问题必须及时汇报，随碛头延伸的电器设备应妥善保护好，防止放炮打坏，严禁带电搬迁电器设备。
5其它
1各要害工种必须经过培训合格后持证上岗。
2各种管线必须按规定进行吊挂，巷道内无淤泥、积水、杂物材料工具堆码整齐。
3只能进行正向起爆，严禁反向起爆。
4瞎炮处理必须按《煤矿安全规程》第342条之规定执行。
5附件：
爆破说明书，劳动组织表，主要设备（工具）配备表，正规循环图表，主要技术经济指标表，架箱支护图，工作面掘进通风系统及放炮岗哨位置示意图，炮眼布置图。
＋327米水平北运输大巷爆破说明书（表一）
炮眼
编号
名称
眼
深
㎜
长
角度
装约量
炮泥充填
长度
（mm）
装
约
系
数
起
爆
顺
序
水
平
垂
直
条/眼
合计
1~4
掏槽眼
1700
1756
75
90
4
16
800
0.47
1
5
中心眼
1500
1503
86
3
900
0.40
2
6~7
邦眼
6
1000
8~9
角眼
700
电雷管9发,炸约:
31×
0.15=4.65㎏联线方式:
大串联
主要设备（工具）配备表
设备名称
型号
数量
单位
局扇
JBT251－2型
台
煤电钻
MZ-12型
矿车
1吨
20
个
劳动组织表
主要技术经济指标表
工种
小班人数
圆班人数
打眼工
推车工
9
放炮员
瓦检员
班长
合计
32
安全员
备注
其中另有机修工2人,电工2人,材料员1人
序号
项目
指标
炮眼利用效率
%
85
每循环掘进炮眼长度
M/循环
14.30
每循环炸约消耗量
㎏/循环
4.65
每循环雷管消耗量
发/循环
每米掘进炸约消耗量
㎏/m
3.66
每米掘进雷管消耗量
发/m
7.08
7
每循环进尺
m/循环
1.25
8
小班循环个数
圆班循环个数
10
小班进尺
m
11
圆班进尺
3.60
12
正规循环率
13
月进尺
91.80
14
每米进尺坑木消耗
m3/m
0.43
15
月作业天数
天
30
平均工效
m/工.日
0.112
升级会员 