1、第七节 避灾路线 25第八节 工程质量管理 25第六章 巷道施工安全技术措施 26第一节 施工准备 26第二节 支护 26第三节 操作风动锚杆钻机 27第四节 钻 眼 28第五节 “一通三防”管理 30第六节 顶板管理 33第七节 装药、连线、放炮 34第八节 使用固定爆破母线 36第九节 防治水管理 37第十节 过断层、裂隙、破碎带及防止冒顶 37第十一节 提升运输 38第十二节 机电管理 40第十三节 挖装机操作规程 40第七章 灾害应急措施及避灾路线 42第一节 灾害应急措施 42第二节 避灾线路 44第八章 劳动组织与主要技术经济指标 44第一节 劳动组织 44第二节 循环作业 45第
2、三节 主要技术经济指标 45第九章 图纸部分 47第一部分 编制概要第一章 编制要求一、巷道施工要求 1、1480轨道石门作为60万吨/年新井一采区三水平、通风、行人，井巷设计长度150m，采用钻爆法施工。 2、巷道位于祥兴煤矿一采区范围内，按+3坡度，1480轨道石门按209方位进行施工。 3、相关部门提供的图纸有，井上下对照图、60万吨/年初步设计、西冲祥兴煤矿资源储量核实报告、地质地形图、水文地质图。二、此作业规程附有以下图纸 1、巷道布置平面图、剖面图。 2、地层综合柱状图。 3、地质平面图、剖面图。 4、巷道支护断面图。 5、临时支护平面图、剖面图。 6、设备布置示意图，供电系统示意
3、图。 7、炮眼布置正视图、侧视图、俯视图，装药结构示意图等。 8、通风系统示意图。 9、运输系统、排水系统、防尘系统示意图。 10、抽放瓦斯系统、安全监测仪器仪表布置示意图。 11、 避灾路线示意图。三、巷道布置原则 此巷道在设计布置时充分考虑了工业广场、水文地质、经济等因素，并以安全、经济为原则来进行施工布置。四、掘进作业规程按章节附图表，并按顺序编号五、相关内容规定 煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程、防治煤与瓦斯突出规定、煤矿防治水规定中已有明确规定的，且又属于在作业规程中必须执行的条文，只在作业规程中写上该条文的条、款号，在学习作业规程时一并贯彻其条文内容;未明确规定的，而在作业规程中
4、需要规定的内容，在作业规程或施工措施中已明确规定。六、其它专项安全技术措施编制要求 1、专项安全投术措施，由施工单位的工程技术人员根据施工现场生产条件发生变化的实际情况进行编写。 2、编写的专项安全技术措施要有预见性、针对性、可行性。编制前，编写人员必须先到现场勘察工作面的实际情况，掌握现场施工条件;要使安全技术专项措施符合工程设计文件的规定。 3、出现下列情况之一者，应编写专项安全技术措施并报矿总工程师进行审核。 1）施工过程中突然遇到地质构造，过较大的断层、褶曲构造、老空，瓦斯异常、透水等; 2）遇冲击地压、煤与瓦斯突出、冒顶区，应力集中区; 3）施工过程中遇松软的煤、岩层或流沙性地层;
5、4）在火区附近、注浆采区下分层威胁施工安全; 5）施工现场地质条件、施工方法、支护方式发生变化，与作业规程不符; 6）作业规程有关规定不具体或末包括的内容; 7）其他可能受到危害或威胁的施工现场。 4、安全技术专项措施编制的内容: 1）施工方法、工艺、工序安排等; 2）支护方式和支护材料; 3）生产系统与原规程不同的，在措施中说明; 4）工程的规格尺寸等，要有附图; 5）其他与措施有关的内容。七、预防瓦斯突出专项安全技术措施（另行编制区域和局部防突措施，并包括以下内容） 1、煤与瓦斯突出的预兆。 2、防突措施的选定。 3、注水措施技术参数。 4、预测指标和临界值的选定。 5、预测方法。 6、操
6、作要求。 7、安全防护措施及防止灾害扩大的措施。八、出现下列情况之一时必须重新编写作业规程 1、地质条件和围岩有较大变化。 2、改变了原巷道规格和支护形式。 3、改变了原施工工艺和主要工序安排。 4、原作业规程与现场情况不符，失去可操作性。第二部分 规程编制第一章 概况第一节 1400轨道石门特征表一、主要工程概况序号巷道特征巷道名称总工程量（m）1480轨道石门1501巷道用途通风、管线敷设及行人2煤层编号与煤层走向垂直，设计揭3#煤层3开口坐标经距（x）X = 2850441.8061 纬距（y） Y = 456436.95584方位角（0 ”）2095井筒坡度 （0 ”）+36开口标高（
7、m）+13987水平标高（m）8最终水平+1398.39井筒形状半圆服务年限（a）10井筒宽度（m）净 宽净高3.211支护形式锚网腰线高（m）1.212井筒断面 （m2）净断面11m2掘进断面12.8m213材料锚杆、钢筋网、锚固剂、锚索喷厚100mm二、施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题在施工中如遇地质破碎带，巷道支护压力大的时候立即汇报矿总工程师，采取其它加固措施或更换支护方式。在施工中严格执行加强前探工作，防止误穿煤层。三、巷道布置平面图（附图一）第二节 编写依据一、1400轨道石门工作面设计；二、1400轨道石门地质说明书；三、祥兴煤矿掘进安全技术操作规程、祥兴煤矿各工种岗位责
8、任制等；四、祥兴煤矿有关安全管理制度；五、有关法律法规。第二章 地质开采及水文地质情况第一节 地面相对位置及水文地质情况 一、地面相对位置及邻近采区开采情况根据调查以及井上下对照图，巷道上方地面最高+1725m，在整个1400轨道石门上方无任何路桥、建筑及设施，地表为山地类型，有部分山地覆盖。根据钻孔资料分析，无采空积水情况。在巷道掘进范围内无地下承压水及地下泾流，仅断层导水以及裂隙水对施工影响较大，在雨季时降水量大，通过裂隙有部分地表水渗入井下。目前处于旱季，本巷在施工时各水体对其影响较小。二、煤（岩）层赋存特征矿区内有可开采每层13层（1、3、4、7、9、10、12-1、12-2、17-1
9、、17-2、18、20、24）本巷仅做为3#煤运输改造巷道，在掘进过程中由于可能受地质条件影响有穿层可能，因加强对煤层的探测，做好揭煤及防突工作。根据贵州省煤田地质勘探公司一五九队提交的普查勘探报告，通过对钻孔中取出的煤炭样品进行分析，本矿井瓦斯较高。另外，根据整合前原大湾祥兴、小云盘煤矿均为高瓦斯矿井。本矿的瓦斯等级为高瓦斯矿井。但我矿井田曾经发生过突出，为突出矿井，所以严格按突出矿井进行管理。贵州省煤田地质局实验室2004年2月提交的1、3、4、7、9、10、121、122、171、172号煤层的煤炭自燃倾向等级鉴定报告和煤尘爆炸性鉴定报告。云南省煤炭产品质量检验站2010年6月8日提交的
10、18、20、24号煤层的煤炭自燃倾向等级鉴定报告和煤尘爆炸性鉴定报告。井田内1、4、7、9、10、121、122、171、172号煤层自燃倾向性等级为类；其余煤层为类。本设计按类即自燃考虑。本矿井所有煤层的煤尘均有爆炸危险性。附图1：工作面地层综合柱状图。该段巷道穿3#煤层底板掘进，主要为灰色细砂岩，底板为深灰色泥岩。三、断层情况及其对回采的影响 区域内断层情况表断层名称走向倾向倾角性质落差（m）对回采的影响F83SNNE 25逆断层20-35位于唐家沟以北，地表所见东端交于F86断层，对本区段影响不大。1400轨道石门设计方位及走向和本断层垂直施工，该断层走向为339，倾向为230，倾角25
11、。推测该断层对本区影响不大，预计在该巷前方65米处揭露3#煤层。该巷道范围内无大型褶曲,主要是断层裂隙发育。四、水文地质1、在1400轨道石门掘进区域的主要水源有雨季地表渗水、裂隙水以及煤岩含水。根据1400轨道、回风石门掘进期间资料分析含水层厚度810m，涌水量中等，经实测，在雨季期间两石门裂隙涌水、断层导水渗水量最大为22m3/h左右，主要补给方式是地表降雨，随着雨季到来而增加，对掘进期间有一定的影响，在排水设备正常的情况下能及时排出工作面积水。2、该巷道的区域内的主要资料来源于地质钻孔以及地质储量报告，在1400轨道石门过去掘进过程中，以探测过该区域30米范围内的水患影响，根据地质钻孔探
12、测顶板上部40米处有一定水体存在。经分析为裂隙及断层导水，打钻工程中已将上部存水放净，能完全满足防治水需要。根据地质钻孔资料分析，前方11米处预计见5#煤层，35米处见4#煤层，65米处见3#煤层。详见：综合防突措施；钻孔分析资料。3、探水“三线（积水线、探水线和警戒线）图（附图三）。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、1400轨道石门位于盘县西冲大湾祥兴煤矿井田一采区区域内，巷道开口在1400轨道石门与1400回风石门联络处，开口标高+1398m，设计净断面11m2；掘进断面为12.8m设计坡度+3，腰线为底板往上1.2m，巷道开口点坐标（X：2850441.8061；Y：4564
13、36.9558； Z：+1398m）。二、巷道开口施工:巷道使用锚网支护，每掘进0.8m立即进行支护。开口前准备好所有打眼机具、风水管、各种开关设备等。三、严格按技术部门设计的巷道布置图进行施工。四、地测部门在巷道开口前必须及时给定巷道开口位置和方位，掘进过程中经常校核巷道的方位和坡度，严格按巷道中腰线施工。五、1400轨道石门使用的风机安设于1400轨道石门防突风门外进风中。附：平面图位置及剖面图：第二节 支护设计一、根据巷道围岩性质，矿压观测资料，施工现场实际情况，设计采用锚网设计。二、巷道支护设计，根据祥兴煤矿初步设计方案内容进行支护。三、巷道临时支护的方式: 巷道临时支护采用点锚，并作
14、为永久支护。工作面与临时支护的距离不大于0.3m，工作面与永久支护的距离不超过0.8m， “敲帮问顶”工作结束后，立即对其进行挂网打设锚杆进行支护工作。四、如遇煤层或过构造带，顶板岩性较差根据实际情况补打锚索或架设25#U型钢，编制专项措施，由矿总工程师审批后执行。五、巷道支护平面图、断面图。第三节 支护工艺 一、永久支护：（详见巷道支护平面图、断面图）1、永久支护为锚网喷，锚杆为202500mm等强度右旋全螺纹钢制锚杆,锚杆间排距800800mm，锚杆锚固长度不得低于锚杆1/3长度，锚杆外露长度在30mm50mm之间，锚固力不低于90KN，每根锚杆使用2节树脂锚固剂。锚索使用15.24mm，
15、7股低松弛高强度钢绞线，间距1.6m、排距2.4m，每组三根，锚索长度不得低于6.2m，锚固力不低于180KN，锚固剂型号为Z2422每根锚索使用4节树脂锚固剂；锚索锚固长度不得低于锚索全长的1/4，软岩使用锚杆支护时，必须全长锚固锚索外露长度在150mm300mm之间。锚网采用100100钢筋网，锚网铺设必须紧贴岩面，锚网搭接长度不得低于100mm不得高于300mm，网片之间使用不低于8#铁丝双股连接，锚杆与锚索尽量布置在两网片搭接处。所有锚杆及锚索施工后必须对其锚固力进行拉力测定，符合率不低于95%。在使用锚固剂时严格按设计要求使用。2、巷道锚杆、锚索支护设计计算:（一）采用计算法校核支护
16、参数1、达到支护效果的条件，应满足： L L1 + L2 + L3 式中L 锚杆总长度m； L1 锚杆外露长度（顶锚杆取50mm，帮锚杆取50mm）； L2 有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c）m； L3 锚入岩层内深度（顶锚杆取0.7m）m。 普氏免压拱高： b = B/2 + H.tan（45-帮/2）/f顶式中B、H 巷道掘进跨度和高度，B=4m，H=3.2 m；f顶顶板岩石普氏系数，f顶取5；帮两帮围岩的内摩擦角，帮取70b = 4000/2 + 3200tan（45-60/2）/5 = 571.4mm C = 3200/2） = 857.4 mm L3=dat/4t
17、c=20700/45=0.7mL3锚入岩（煤）层内深度，m。d锚杆直径，cmat杆体材料的设计抗拉强度.MPa tc锚杆与砂浆的粘结强度：园钢tc2.5MPa,螺纹钢tc5.0MPa。依据上述公式计算得出：顶锚杆长度1428.8 mm；帮锚杆长度857.4mm，实际顶锚杆长度2500 mm；帮锚杆长度2500mm所选锚杆长度均大于计算长度，因此，实际所选锚杆长度符合要求。2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距： 每根锚杆悬吊岩体重量G = rL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见，再考虑安全系数K，取K = 2。 实际Q（90 KN）2 G（32.95 KN） 反算锚杆间、排距a
18、= （Q / KrL2）0.5 = 1.214m 实际所选锚杆间排距为800*800mm均小于计算长度，因此，实际所选锚杆间排距符合要求。（2）悬吊理论校核锚索间距：为防止巷道顶板发生大面积整体跨落，用锚索将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于煤层顶板稳定岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时，靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩察力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。L = n F2/BH- （2 F1sin）/ L1 式中L 锚索间距或排距，m；B 巷道最大冒落宽度，取4m；H 巷道冒落高度，按最严重冒落高度取
19、2.0 m；Y岩石容重，2.6KN/m3；L1 锚杆排距0.8m F1 锚索锚固力，180KN；n 锚索排数，取1。F2 锚索极限承载力，取1860KN；锚杆与巷道顶板的夹角，75；L = 11860/4 22.6- （2180sin75）/ 0.8=4.553m通过公式计算，锚索排距为4.553米，实际间距为2.4米小于计算长度。因此，实际所选锚杆间排距符合要求。三、质量标准与检验质 量 标 准 与 检 验项目设计尺寸、数量允许偏差巷道净宽/mm4000mm合格-50100mm优良巷道中高/mm3200mm水平巷道 前倾后仰1m垂线前倾后仰不大于17mm（10）符合设计锚杆/mm50mm（3
20、0mm）符合规定锚杆外露长度50mm30mm锚杆间排距800mm50 mm锚索外露长度300mm锚索间排距1600*2400mm网片搭接网片搭接处连接双股8#铁丝不得低于3处连接点锚盘与岩面关系紧贴岩面锚杆安装角度垂直岩面底锚角度17锚杆/索螺丝使用扳手无法继续紧固文明生产材料、设备按规定点码放整齐，无浮煤、浮矸，巷道成型及锚杆/索间排距、角度符合设计要求800mm（50 mm）第四章 掘进施工工艺第一节 施工方法一、施工方法：使用人工打眼，钻爆法施工，运输方式为挖装机出货，人工推车。二、作业方式：班班掘进、支护，三班平衡作业。三、炮掘循环进度1.2米,可根据实际情况缩小循环进度。第二节 施工
21、工艺一、炮掘掘进工艺交接班检查迎头支护打眼检查瓦斯装药检查瓦斯放炮检查瓦斯临时支护出货永久支护，完成一个进尺循环。二、锚杆支护工艺钻顶板中部锚杆眼孔清孔向上托钢带或网（两端用人工扶住） 装填锚固剂（23支）插入锚杆利用锚杆机搅拌锚固剂上托盘、紧螺母依次安装两边锚杆。三、锚索支护工艺按照设计施工锚索眼清孔装填锚固剂（46支）插入锚索利用锚索机搅拌锚固剂上好锚具利用液压千斤顶拉紧锚索。第三节 凿岩方式一、采用风钻钻眼爆破的方法破岩。二、采用7655或YT28YT29型气动凿岩机进行湿式打眼，打锚杆采用ZYX80锚杆机。三、采用湿式打眼、水炮泥、放炮喷雾、扒矸前洒水、装岩过程中开放水幕等方法降尘。四
22、、炮掘工艺如下：在工作面画出炮眼位置分上下层、炮眼类型进行打眼清洗炮眼装药接线起爆找危岩（煤）临时支护出货正式支护画炮眼。五、掘进全岩巷及煤层较少时采用光爆一次性全断面起爆，设计见（一次性爆破图）。六、放炮地点设置1400轨道石门防突风门外，站岗点共设置三个：1：1400轨道石门防突风门外；2：一采区轨道上山绞车硐室处；3：一采区变电所；4：11042运输巷与12专回岔口处。七、打眼工作完成之后，风筒及瓦斯探头吊挂牢靠，打眼机具及其他工具材料必须放置在作业点后方宽敞不影响安全地点摆放好。第四节 爆破作业一、掏槽方式：为楔形掏槽，采用7655或YT28YT29型气动凿岩机成孔。二、爆破条件: 巷
23、道断面为半圆拱、采用压入式通风，采用多向楔形掏槽方式，周边眼与设计轮廓线边距0.1m，周边眼间距0.5m，每循环进度1.2m，使用矿用三级乳化炸药，雷管使用取得产品许可证的煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管，炮眼利用率为85%，每米消耗炸药34kg、雷管46个。三、爆破器材：采用煤矿许用三级乳化炸药，药卷直径为30mm，药卷长300mm，重500g，15段毫秒延期电雷管引爆，MFB-100型隔爆发报器起爆。四、装药结构：炮眼采用正向连续装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线。五、钻孔要求：1、炮眼的深度为1.21.6m;2、周边炮眼的间距为45055
24、0mm;3、周边炮眼的密集系数为0.30.5m;4、周边炮眼的药卷直径为2530mm。孔号眼距（m）角度（）深度（m）炸药量（kg）雷管装药结构炮眼名称连线方式起爆方式爆破顺序个数段号180.4721.4正向掏槽眼串联大串联一次起爆9220.540514辅助眼23460.5-5024周边眼合计56.83446六、装药结构与起爆1、采用大串联正向装药。起爆原始条件项 目单 位数 量巷道的掘进断面炮眼数目个煤岩的坚固系数f1.5雷管数目炮眼深度m总装药量kg预期爆破效果单位数量炮眼利用率85每循环耗药量每循环工作面进尺每循环炮眼总长度每循环爆破实体岩石m313.2每米3岩石耗雷管量个/ m33.5
25、炸药消耗量kg/m32.57每米巷道耗雷管量个/ m38.3每米进尺炸药消耗量kg/m28.3七、在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的掘进工作面，爆破应全断面一次起爆;不能全断面一次起爆的采取多次起爆的必须另行编制安全技术措施。八、光面爆破作业应尽量采取以下措施1、细长药卷连续装药；小直径药卷空气间隔装药；标准直径药卷空气间隔装药。应达到以下要求：岩面上周边眼眼痕保存率不少于75%，且均匀清晰，超挖量不超过150mm，欠挖量不超过50-100mm，岩层上不能出现明显的炮震裂隙。详见炮眼布置及爆破说明。第五节 装载运输一、出煤（矸）前必须先进行敲帮问顶，并在煤（矸）上洒水灭尘以后，方可进行出货工作。二、采用挖装机出货，人力推车至一采区轨道上山井底车场由绞车提升至1483车场绕道，再由副斜井绞车提升地面。三、挖装机使用ZWY-120/55L型，爆破时，挖装机距离爆破地点50米以上时在进行爆破。矿车使用1.1m3固定侧翻式矿车。采用二级提升，轨道上山段使用JTK-1.21型绞车，副斜井段提升使用JK-2.52.0T绞车，完善绞车相关保护。四、所有煤、矸、材料、设备等匀使用绞车提升进行运输，人力推车至工作面。但长型材料设备必
