【正文】 地層綜合柱狀圖（附圖二）第三節(jié) 地質構造一、 二采區(qū)一區(qū)段溜煤上山所經(jīng)煤巖走向為211176。傾向為121176。傾角55176。在巷道掘進期間將會穿過F83斷層，位于唐家溝以北，地表所見東端交于F86斷層，推測該斷層長650m，走向339176。地層斷距15m左右，該巷道范圍內無大型褶曲,主要是斷層裂隙發(fā)育，但斷層導水性差，根據(jù)在采空積水區(qū)及斷層導水帶，巷道保護距離已大于30m，能完全滿足防治水需要。二、 目前二采區(qū)一區(qū)段溜煤上山根據(jù)初步設計無沖擊地壓威脅，但在+1400m以下的巷道會隨著采深的增加而日益突出，如在掘進期間發(fā)現(xiàn)有沖擊地壓現(xiàn)象，立即采取相應的技術方案。四、 在掘進期間由項目部相關技術人員按相關規(guī)定按比例繪制地質平面圖、剖面圖，在采掘工作平面圖上標明相應的斷層、見煤點等詳細資料，定期交礦總工程師進行分析以便指導下一步生產(chǎn)。根據(jù)軌道井掘進期間資料分析含水層厚度8～10m，涌水量不大，經(jīng)實測，在雨季裂隙涌水、斷層導水、采空區(qū)滲水量最大為13m3/h左右，主要補給方式是地表降雨，隨著雨季到來而增加，對掘進期間有一定的影響，在排水設備正常的情況下能及時排出工作面積水。該巷道上方有原3采空區(qū)，無采空區(qū)積水、根據(jù)開工前鉆孔資料及情況分析，鉆孔涌水量不大，防治水方面對施工安全無較大影響。上部采空區(qū)無積水，不存在較大安全水患問題。巷道掘進工程量4420m3，設計坡度小于17176。二、 我礦井田內未發(fā)現(xiàn)有沖擊地壓現(xiàn)象，巷道盡量布置在砂巖及粉砂巖中，巷道斷面的設計按10%支護變形后進行設計。加強支護5m（或巖性較好后）立即更改支護，使用錨網(wǎng)支護。四、 巷道施工順序:巷道為分段定向施工，如需變向，方位控制在3176。以下。特殊工程應按設計要求繪制大樣圖，標出開口的位置、轉變點、起坡點，平、豎曲線等計算數(shù)據(jù)。六、 巷道剖面圖（附圖四）。二、 觀測內容:頂?shù)装寤顒右?guī)律分析。三、 觀測方法:主要使用鋼尺進行不低于5次精確測量，測量點必須固定在兩幫水平點以及頂?shù)装骞潭c（法線距離），每次測量誤差加權平均值不超過177。根據(jù)掘進巷道頂板壓力顯現(xiàn)狀況，安設錨桿壓力指示儀等，對錨桿受力及圍巖位移進行適時觀測。第三節(jié) 支護設計一、 根據(jù)巷道圍巖性質，礦壓觀測資料，施工現(xiàn)場實際情況，在巖性較好時選擇錨網(wǎng)噴設計，在煤體、破碎帶中施工根據(jù)場情況采取U型棚噴漿的方式進行支護。三、 巷道臨時支護的方式:巷道臨時支護采用錨桿，工作面與永久支護（除噴漿外）。(二)巷道在整體均勻的巖層中，無沖擊地壓危險。(四)巖體位移測定自然穩(wěn)定，或有相鄰礦井同類地質條件不設支護的巷道為依據(jù)。注：但我礦設計二采區(qū)一區(qū)段溜煤上山全部均進行支護，如在全巖巷道中，巖石硬度較大，巖性為砂巖時則可先對拱線以上頂部進行錨網(wǎng)支護，對拱線以下進行錨桿臨時支護，掛網(wǎng)可滯后10m，故不考慮不設支護的情況。六、 位于軟巖中的巷道和受動壓影響的巷道，采用U型棚+錨噴聯(lián)合支護形式，有底鼓的應另形編制相應的技術方案進行施工。八、 臨時支護平面圖、剖面圖（附圖六）。(一)錨桿及聯(lián)合支護。錨桿使用等強度右旋全螺紋鋼制錨桿,錨桿直徑￠20mm,，錨固力不低于90KN，每根錨桿使用2節(jié)樹脂錨固劑；錨索使用￠，7股低松弛高強度鋼絞線，、每組三根，錨固力不低于180KN，錨固劑型號為Z2422每根錨索使用4節(jié)樹脂錨固劑。所有錨桿及錨索施工后必須對其錨固力進行拉力測定，符合率不低于95%。2345(二)U型可伸縮金屬支架支護如下：1采用支架必須構件齊全，撐 (拉)桿使用￠20mm金屬雙頭螺紋圓鋼，使用配套螺絲固定。背板嚴禁使用木料，充填物必須使用矸石或水泥板。2必須配備不低于20架/套支架。支護時嚴格按中腰線及支架的仰角、扭距進行支護，嚴禁超挖、欠挖（面積在一個平方之內不得超、欠挖100mm）以及支架前傾后仰，架間距嚴格控制在177。50mm以內，腰線177。4第四章 施工工藝第一節(jié) 施工方法一、 使用人工打眼，鉆爆法施工，刮板運輸機配合礦車出矸的施工方法。拆除完畢后方可進行打眼放炮等工作，開口處采用少裝藥，放小炮、淺循環(huán)掘進工藝。光爆后進行找頂，找頂工作完成之后搭設操作平臺，平臺面積不低于每人1平方米并且牢固可靠，在平臺上進行錨網(wǎng)臨時支護工作。三、 特殊條件下的施工方法如（另編制相應安全技術措施）:1234掘進、扒裝機械固定等。二、 炮掘工藝如下：在工作面畫出炮眼位置→分上下層、炮眼類型進行打眼→清洗炮眼→裝藥→接線→起爆→找危巖（煤）→臨時支護→出貨→正式支護→畫炮眼。遇半煤巖巷時采用分次爆破，設計見（分次爆破圖），首先對煤層進行中打眼放炮，放炮30分鐘后對工作面的瓦斯、頂板進行全面檢查，做好找掉工作，確保安全后將煤裝運出去。采用分次爆破時煤及矸石必須分裝分運在全煤巷中掘進時先起爆掏槽眼及輔助眼，后才起爆周邊眼，所有運裝均使用刮板機與絞車。刮板機機頭固定在工作面后方不超過20m位置，機尾與工作面不大于3m。五、 在有煤與瓦斯突出傾向的巷道掘進，采取先抽后掘的施工方式等。當兩個巷道接近時、斜巷與上部巷道貫通時另行編制相關措施等。第三節(jié) 爆破作業(yè)一、 爆破條件:巷道斷面為半圓拱、為半煤巖，多數(shù)時間在煤中掘進、采用壓入式通風、煤巷中掘進預計絕對瓦斯涌出量在2～3 m3/min，采用多向楔形掏槽方式，使用礦用三級乳化炸藥，雷管使用取得產(chǎn)品許可證的煤礦許用瞬發(fā)電雷管或煤礦許用毫秒延期電雷管，炮眼利用率為97%，、雷管26個。爆破參數(shù)，宜符合下列規(guī)定:1234三、孔號炮眼性質深度(m)炸藥量(kg)雷管裝藥結構封泥長度（m）連線方式起爆方式爆破順序個數(shù)段號1～6掏槽眼61正向串聯(lián)大串聯(lián)一次起爆1715輔助眼92串聯(lián)216～32周邊眼173串聯(lián)333～37底眼3543串聯(lián)4合計37四、 炮眼布置圖（附圖八）五、 在有瓦斯或有煤塵爆炸危險的掘進工作面，爆破應全斷面一次起爆。六、 光面爆破作業(yè)應盡量采取以下措施細長藥卷連續(xù)裝藥；小直徑藥卷空氣間隔裝藥；標準直徑藥卷空氣間隔裝藥；周邊眼的起爆采用反向裝藥。七、 裝藥結構示意圖（附圖九）第四節(jié) 裝載與運輸一、 采用刮板運輸機配皮帶輸送機，人力推礦車，絞車提升進行運輸。安設在距離井口40m位置的井筒中心線上，使用砼基礎與地錨進行固定，并完善絞車相關保護。四、 人員進、出工作面時必須停止刮板機及皮帶運行，人員必須走水溝側，所有皮帶相關保護裝置必須齊全可靠。六、 運輸系統(tǒng)示意圖（附圖十）。所有管纜線距離工作面不過超過10m，以放炮不崩壞為宜。監(jiān)控探頭T1安設在工作面后方風筒另一側5m位置,T2探頭安設在距離12專用回風石門口20m處，T3探頭安設在交岔口回風匯流10m處，均按監(jiān)控設施安裝要求進行安設，采用800mm阻燃風筒。三、 掘進工作面風量計算。按瓦斯（或二氧化碳）涌出量計算。 q掘——掘進工作面絕對瓦斯涌出量，m3/min，我礦在2009年瓦斯等級鑒定，但根參照當時瓦斯鑒定（3033運輸巷+1483m） m3/min。通常機掘工作面k=～。低瓦斯高二氧化碳礦井還必須按二氧化碳涌出量計算，可參照按瓦斯涌出量的計算方法。25—每千克炸藥爆炸不低于25m3的配風量。(三)按工作人員數(shù)量計算:Q=4n＝411＝44式中 Q—掘進工作面實際需要風量，m3/min。n—掘進工作面同時工作的最多人數(shù)。Q局—掘進工作面局部通風機的額定風量，m3/min。kf—為防止局部通風機吸循環(huán)風的風量備用系數(shù)，～。根據(jù)上述計算的工作面需要風量要求，進行局部通風機、風筒規(guī)格選型。Qj—掘進工作面需要風量，m3/min。風筒有效風量率可采用下列公式計算:1這是指風筒送往掘進工作面的風量與局部通風機吸風量之比的百分數(shù)。Qa—風筒送往掘進工作面的實際風量，m3/min。2這是指風筒的漏風量與局部通風機吸風量之比的百分數(shù)。Q1—整列風筒的總漏風量，m3/min。 №*30，風壓：900～580Pa,風量200～620m179。四． 掘進工作面風量驗算。 1 S巖—巖巷掘進工作面的斷面積，m2。煤巷掘進工作面的最低風量Q煤(單位: m3/min):Q煤≥15S煤 =15 =式中 15— 按煤巷掘進工作面最低風速的換算系數(shù)。 (二)按最高風速驗算。 S —掘進工作面的斷面積，m2。表1掘進工作面溫度和炸藥量炸藥量Kg55～2020溫度℃6以下1622232616以下1622232616以下16222326需要風量m3/min4050605060806080100(四)按有害氣體的濃度驗算。其他有害氣體濃度應符合《煤礦安全規(guī)程》中的有關規(guī)定。p瓦—瓦斯絕對涌出量，m3/min。五、 安裝局部通風機的地點在地面且距離回風口超過10m，全風壓風量大于局部通風機吸風量，故風機安設位置合理符合相關要求。 第二節(jié) 壓風一、 此工作使用的風源為安設在地面的空壓機，采用機械式壓縮空氣。 (一)空氣壓縮機的選擇，應符合下列要求: 總耗風量按下式計算: Q=αβγΣnkq =1333 =式中 Q—總耗風量，m3/min。γ—高原修正系數(shù)，海拔每增加100m，系數(shù)增加1%。K—鑿巖機、風鎬同時使用系數(shù)。注：，能完全滿足使用需要。在工作面后方40～60m安全位置安設第一組壓風自救裝置，按工作人最多操作人員并留有富裕量，最少不低于6個，在爆破地點、撤離人員與警戒人員所在的位置以及回風道有人作業(yè)處安裝壓風自救裝置。 第三節(jié) 瓦斯防治一、 掘進工作面采用地面固定式2BE3 4202BY4型瓦斯抽放泵。管路中的混合瓦斯?jié)舛仍诔榉疟媚芰Φ娜秶鷥取２捎么蜚@孔→埋管封孔→接管抽放→測定濃度及負壓的方式。三、 突出危險區(qū)內掘進作業(yè)必須采取綜合防治措施（包括開采解放層、先抽后掘、預測預報、效果檢驗等），另行編制四位一體綜合防突措施。五、 入井人員必須按規(guī)定攜帶甲烷檢測報警儀、自救器并隨身攜帶。第四節(jié) 綜合防塵一、 工作面使用的水源在地面井口上方的防塵水池，容量150m3，～3mpa，管路敷設4吋鋼管入井，吊掛平直，每50m安設三通及閥門。三、 水袋按輔助隔爆棚(200L/m2)安設標準進行安裝，安設在工作后方60～200m范圍內，此巷道設計長度為480m，按標準應安設1～2個棚區(qū)。五、 巷道內沉積煤塵長度小于5m。六、 防塵設施必須齊全有效，噴霧裝置必須覆蓋全斷面且水壓符合要求。二、 巷道施工時，消防供水管路系統(tǒng)每隔50m安設一消防三通，在絞車房、硐室、三臺以上開關地點、刮板運輸機附近方便地點擺放滅火器與沙箱（）、防火鏟等。甲烷傳感器安設位置：水倉、機電硐室、工作面、回風。溫度傳感器安設位置：機電硐室，水倉。三、 安設位置：探頭安設在頂板完好無淋水地點回風側5m處。五、 因瓦斯超限斷電的電氣設備，都必須在瓦斯?jié)舛冉档揭?guī)定值以下時方可人工復電。七、 開停傳感器安設在風機電源線上，兩趟線路均安裝。九、 瓦斯電、風電閉鎖必須能在超限時斷掉整個掘進巷道內的動力電源。十一、 安全監(jiān)測儀器儀表布置示意圖（附圖十五）。形成可靠的雙電源雙回路供電。三、 供電系統(tǒng)示意圖（附圖十六）。二、 在二采區(qū)一區(qū)段溜煤上山中施工臨時水溝，通過水溝排往11運輸石門流至三水平水倉，使用125D 257多級泵，排水能力101m3/h，電機功率90kw，最大揚程200m，使用6吋焊管直接排水至地面凈化池。第九節(jié) 運輸一、 采用絞車配合固定側卸式礦車運輸，*。二、 軌道使用臨時軌道。二、 掘進工作面提升、裝載信號裝置采用127V礦用防爆型組合聲光往返鈴信號裝置，照明燈采用DG70127B礦用隔爆型泛光燈。四、 照明、通信、信號系統(tǒng)示意圖(附圖十八)。八”工作制，所有職工必須執(zhí)證上崗。一、二、三班工序表工序時間/min 1 2 3 4 5 6 7 8交接班及安全檢查15打眼120裝藥、放炮30吹炮煙30找頂臨時支護55出矸170正式支護60第三節(jié) 主要技術經(jīng)濟指標一、 主要技術經(jīng)濟指標表。審核完成之后由以上部門現(xiàn)場進行中腰線、開口點、以及開口準備進行檢查，待準備工作完成之后下達開口通知單。必須按照規(guī)程下發(fā)試卷，考試合格方可上崗作業(yè)，每月必須進行作業(yè)規(guī)程會審根據(jù)現(xiàn)場及時進行修改，每月必須貫徹學習。施工前，由項目部技術部門提前給出開門位置，標好中線，由公司生產(chǎn)技術部測量部進行核實，施工單位嚴格按線施工。開門前應提前按設計要求，形成正規(guī)的通風系統(tǒng)和其他系統(tǒng)，并能正常使用，同時準備各種支護材料及所需工具。第二節(jié) 一通三防一、 通風管理 工作面局部通風機安設位置按通風系統(tǒng)圖所示，通風隊應在現(xiàn)場標定，進風量大于局扇吸風量，局部通風機裝置設備齊全，并安設消音器，風機必須吊掛或置于專用的局部通風機架上，兩臺局部通風機必須錯開一定的距離，且嚴禁安設