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1、静乐县杜家村煤矿井下水仓掘进作业规程矿 长总工程师:生产矿长:安全矿长:生产技术科:调 度 室:通 安 科:机 电 科:施工单位:编 制: 年 月 日安全技术规程（措施）贯 彻 记 录名称： 贯彻日期：贯 彻人 ：在 册人 数：贯 彻人 数：甲 班乙 班丙 班姓名签名姓名签名姓名签名矿井井下水仓掘进作业规程一、概况1、编制作业规程的依据 （1）煤矿安全规程 （2）山西省静乐县杜家村煤矿生产矿井地质报告 （3）杜家村煤矿井下排水系统改造设计 2、工程名称及开凿目的名称：矿井井下水仓目的：贮水、澄清污水(沉淀) 3、工程概况水仓设计总长度179.2m，其中内仓61.7m，外仓97.5m，共用平巷2
2、0m；在煤层底板布置，半圆拱砌碹支护，掘进毛断面11.611m2，净断面7.734m2，总储水量1231m3，其中主水仓：754m3，副水仓：477m3。另外还有水仓配套工程，如：巷道工程吸水小井3个、配水仓1个、配水通道11m，二、地质及水文情况 1、地质情况 本工程掘进煤层为2#煤，煤厚最大6.5米，最小5.5米，平均6.0米，赋存较稳定，煤层结构较复杂，有12层夹矸，其最大0.2米，最小0.05米，平均厚度0.13米；煤层倾角3337度，平均35度，煤层走向北2030度东。煤层老顶为细砂岩，厚1225米；直接顶为泥岩，厚05米；底板为褐灰色页岩，厚79米。 2、水文及其它情况（1）本工作
3、面直接充水水源为2#煤顶板砂岩水。（2）2106回采工作面采后出水及其上部老空水将是掘进主要水害隐患。（3）最大涌水量10m3/h；正常涌水量13m3/h。（4）2#煤层属煤尘有爆炸危险的煤层。（5）煤层自然发火期一般为36个月。（6）地温2025度三、巷道布置 1、巷道布置平面图及预想剖面图 2、巷道开口位置方位：106 630 坐标：X= 4273212.5 Y=32598269.25 Z=实测 3、巷道断面形状及断面尺寸（见附图）四、施工方法 1、施工顺序 先从+1200井底车场运输大巷按坐标（X=4273212.5 ，Y=32598269.25）及方位角（106 630）开口，再梯形木
4、支护与2106工作面下顺槽贯通。 2、施工方法 煤层掘进以炮掘为主，煤层较软时可辅以风镐掘进。 运输方式：采用搪瓷溜槽自溜至运输大巷，大巷内矿车接煤，人工推车至主斜井井底。 3、炮眼布置图及爆破说明书（1） 炮眼布置图（见附图）（2） 爆破说明书（见附表）五、支护形式及施工工艺 （一）超前临时支护 1、超前临时支护的选择（1） 临时木点柱配柱帽支护 采用2.2米圆木配0.5*0.2（长*宽）柱帽临时支护，迎头不少于2个。（2） 撞楔法 顶板破碎或煤层较软易漏顶时，必须使用密集撞楔作超前支护，撞楔规格：1400*70*50mm。 2、超前临时支护的施工工艺及质量要求（1） 临时支护的施工工艺 架
5、棚支护时爆破或风镐挖掘出后，首先进行敲帮问顶，用长柄工具将浮矸活石找尽，将柱帽垂直巷道使用，使用12排，每排2根，必须要顶紧刹实；如需用密集撞楔，将撞楔垂直迎头第一棚梁子，从第一棚梁子上方向上前方打入顶板，撞楔尾端应搭在第二棚棚梁下。（2）临时支护的质量要求 圆木配柱帽临时支护时，排距不得大于0.5米，柱距不得大于2.0米，并用木楔刹实打上劲。密集撞楔密度视顶板破碎程度而定，一般间距300mm，打入深度500800mm，必要时可使用超长撞楔或废钎杆打入前方护顶。 （二）永久支护 1、永久支护的选择（型式、材料、规格）永久支护为梯形木支护，棚距0.5米，净断面（高梁宽）2.0*1.8米，选用直径
6、cm、长度2.1米圆木为支护材料，顶、帮部采用破板、菱形网腰背；顶、帮均采用四四勾攀；巷道贯通后在巷道断面北帮起1.0米处打木点柱，支架间帮及中间木点柱从底板起均匀用四块2.2*0.2*0.05（长*宽*厚）米板木交错用五寸钉钉好，交错长度不得小于0.1米，顶梁也同样钉好。木点柱与无溜槽一侧帮间顶用1.0*0.2*0.05米板木、底用1.7*0.2*0.10米半圆木及五寸钉钉紧。然后在有溜槽一侧帮及其对应的木点柱一侧从底板起各钉0.8米高皮带。2、控顶距架梯形棚时最大控顶距不得超过1.0米，当顶板较破碎时还应短掘短架，每循环进尺0.5米，最大控顶距不得超过0.5米。3、永久支护施工工艺巷道沿煤
7、层底板掘进，进入工作面前要先敲帮问顶，找净迎头的活矸（煤）危岩（煤），然后爆破掘进（或人工挖掘），爆（挖）出合适断面后，打临时点柱支护，控制顶板，再挖柱窝竖腿上梁，挖柱窝竖腿上梁前先要由班组长看好中线，找准巷中拉好调斜，调整棚距；同时铺网竖腿上梁，然后破板过顶攀帮；如果有空顶必须接实。最后将余货出净。4、永久支护的质量要求（1）巷道严格跟煤层底板按中线掘进，必须看好调斜、淋肩度、迎退山及扎角，中线误差在+-50mm以内，棚距误差在+-50mm以内，上山掘进按68度向上倾1度掌握施工；棚子底扎角为50cm，误差在+-50mm。（2）采用架棚支护，严格按设计规格施工，不得擅自改变棚子规格。施工压力
8、集中地段应使用直径较大的圆木。（3）棚子木撑、拉杆必须齐全有效，且打成一条直线，为防止炮崩，棚腿腿窝处可增加一道木撑。（4）腰背必须整齐严密，压力较大时顶、帮可变为六六勾攀。（5）严禁空帮空顶，不得架设等劲棚，掉顶处必须用木垛接实。六、劳动组织与正规循环图表 1、作业方式：“三、八”工作制，正规循环 2、主要经济技术指标表（见附表） 3、劳动组织图表 工种在册人数出勤人数早班中班晚班班队长44211掘进工1212444机电工33111运料工66222技术员11合计26269884、正规循环图表（见附表）七、主要生产系统及施工设备1、主要生产设备 矿车2辆/班，煤电钻1台，风镐2把，5.5kw局
9、扇1部，搪瓷溜槽100块，激光定向仪1台。2、主要生产系统1）通风系统 （1）风量计算及通风设备选型A：按工作面最多作业人数计算：Q=4N=4*17=68m3/min 式中：N-掘进工作面的最多作业人数。取N=17人。B：瓦斯涌出量计算：Q=qk/c=0.5*1.5/1.0%=75m3/min 式中：q-巷道掘进瓦斯绝对涌出量，取q=0.5m3/min；k-瓦斯涌出不均衡系数，取k=1.5；c-工作面回风流最高瓦斯允许浓度，取c=1.0%；C：按一次最大起爆火药量算：Q=25A=25*2.57=64.25m3/min； 式中：A-一次最大起爆火药量，A=2.57kg。D：风量选择：根据计算选择
10、Q=75m3/min作为工作面供风量；E：风速校核：4.0m/sV=Q/60S=75/60*4.6=0.27m/s0.25m/s； 式中：S-梯形木支护巷道净断面，计算得S=4.6m2；F：故选择供风量Q=75m3/min符合煤矿安全规程风速的要求，并选用一台2*5.5KW局扇供风，使用直径400风筒，风筒必须是胶质阻燃抗静电型风筒。（2） 通风系统图：（见平面图）（3） 通风监测监控布置图：（附后）2）下料、出煤系统（1） 下料系统：地面-新主井-井底车场-+1200运输大巷-新溜煤巷-迎头 或：地面-旧主井-井底车场-北翼运输下山-2106工作面运输巷-通风行人巷-迎头（2） 出煤系统：用
11、搪瓷溜槽出煤，大巷矿车运煤。路径为：迎头-+1200运输大巷-井底车场-地面3）压风、供水系统 压风系统：井下移动式压风机供风，4寸或2寸铁管接入迎头。供水系统：2106工作面机巷净化水池供入，2寸铁管接入迎头。 4）排水系统：迎头-+1200运输大巷-井底车场临时水仓-通过主排水系统-地面。 5）综合防尘系统（1） 增强防尘意识，必须实施综合防尘措施。（2） 坚持炮前炮后对迎头20米范围内洒水降尘，放炮使用水炮泥，炮中使用喷雾。（3）巷道内应每天洒水降尘一次，迎头100米范围内每班洒水降尘一次，顶帮积尘用水冲刷干净，电缆、管路应定期擦洗，防止煤尘堆积。（4）迎头向外至少设三道喷雾，每道喷雾间
12、距58米，最后一道喷雾距迎头不超过50米，喷雾必须有雾化效果，并能覆盖全断面，开关必须灵活有效。（5）供水管路每隔50米安设一只水阀门，保证开关灵活有效。（6）煤层特别干燥时，风筒出口距迎头不宜过小（但不大于5米），以免吹起煤尘，影响施工。（7）距迎头60200米范围内应安设隔爆水棚，棚区长度大于或等于20米，水袋间距为1.23.0米，水棚施工人员应做好保护。（）施工人员应配戴防尘口罩，加强个体防护。）供电系统（供电系统图附后）八、安全技术措施（一）顶板管理、每班作业前及作业过程中要严格执行“敲帮问顶制度”，使用长柄工具找净煤矸、危岩。、迎头最大控顶距不准大于.0米，顶板破碎时不准大于0.5米
13、；并按要求使用好临时支护，严禁空顶作业。、遇断层、地质变化时要将棚距缩小到0.3米。、严格按规定深度挖出柱窝，严禁超深后垫浮煤、矸；沿底掘进的巷道严禁棚子架在浮煤上。、严禁空帮、空顶、空肩窝，空处要用不燃性材料接实。、挖腿窝栽腿子时，必须有专人看护顶板，看护人员由班长担任或由班长指定，发现有危险时，应及时撤出迎头人员。、架棚时如顶板比较破碎，可用密集撞杆和带帽点柱配合作为临时支护。、施工中若有冒顶，必须等顶板稳定后，在确认顶板、瓦斯等都安全的情况下，派有经验的老工人处理，处理前先备足材料，清理好退路。处理过程中必须有班长指派专人看护顶板，接顶木垛采用“井”字型，若瓦斯超限立即撤人。处理冒顶过程中必须有队干部现场指挥。、加强工程质量管理，不合格的棚子应当班改正。（二）放炮及火工品管理、放炮员要持证上岗，严格执行“一炮三检”及“三人联锁放炮制”。、加强火工品管理，火药、雷管要分别存放在专用箱内，并必须锁好。火药箱要放在距迎头不小于100米以外顶板完好的巷道内。、当班使用不
