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1、第七节 开口、交叉点、巷道贯通 42第八节 工程质量、文明生产 44第八章 灾害应急措施及避灾路线 44第一节 应急措施 44第二节 避灾路线 48第一章 概況第一节 概述1509工作面切眼位于15#煤层井田西北侧，1509工作面西北侧。该切眼东侧与1509回风顺槽相连，西侧与1509运输顺槽相连，该巷道用于1509工作面设备安装使用，计划于1509回风顺槽掘进到位后开掘，工期45天，服务期限3个月。1509工作面两顺槽沿底板掘进，全长458米，与运输下山巷垂直布置，两巷平行。从1509回风顺槽444米处开掘切眼，切眼按与1509回风顺槽成90夹角方位布置，沿底板掘进，坡度4-12。该切眼全长

2、120米，设计净宽5.2米，净高2.3米，净断面12米，掘进宽5.2米，掘进高2.5米，掘进断面13米采用锚网梁+单体柱+5米木梁联合支护。为了便于工作面设备安装，在与1509两顺槽贯通后，切眼两正头分别掘进一深2米、宽2米、高2米的绞车硐室，1509回风顺槽正头留一深2米的绞车硐室。1509回风顺槽及切眼铺设轨道。（附图1： 1509切眼掘进工作面巷道断面图）第二节 编写依据本规程编写依据煤矿安全规程、山西省煤炭地质技术委员会评审中心2008年6月26日评审的山西省武乡县蟠龙镇庄底村煤矿生产矿井地质报告、各岗位操作规程、安全生产管理制度、矿井灾害预防与处理计划、长煤局安发【2010】29号文

3、瓦斯等级鉴定结果的批复、2010年10月12日山西省煤炭地质研究所关于煤尘爆炸性和自燃倾向性的鉴定报告及其他有关资料。第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面的相对位置及相邻采区开采情况一、地面位置1509工作面切眼地面位于井田西北部，侯家垴村西南部160米处，地表属黄土丘陵地貌，最高标高1185米，最低标高1145米，附近范围内无水体、建筑物、村庄等重要设施对工作面掘进造成影响。二、四邻关系1509工作面切眼位于1509工作面西北侧，东为1508综采工作面采空区，西为实体煤，北为新增区域矿界保安煤柱和原柳沟村煤矿矿界，切眼东西两侧分别与1509回风、运输顺槽相联。其中东侧1508工作面部分

4、已为采空区，北侧新增区域内及原柳沟村煤矿矿界保安煤柱范围内可能存在采空区，其采空区会对1509工作面切眼掘进造成淋水增大、顶板压力增大、涌出瓦斯含量增大等影响。三、影响因素分析1、东侧1508综采工作面采空区存在积水和北侧新增煤田区域、原柳沟村煤矿矿界附近采空区及积水情况不详，可能会对切眼掘进工作造成一定影响，切眼掘进时，必须严格执行“有掘必探、先探后掘”的方针。2、受采空区顶板压力分布影响，可能会对1509切眼掘进时产生顶板压力增大等影响，因此，掘进时，必须严格执行“敲帮问顶”制度和严把工程质量关，切实加强切眼顶板支护管理，确保顶板管理安全。3、附近采空区积存的瓦斯等有毒、有害气体可能通过突

5、水、采动裂隙等通道，涌入切眼掘进工作面，在掘进过程中必须加强“一通三防”管理工作，防止发生瓦斯积聚。第二节 煤层的赋存特征一、煤层产状1509工作面属沁水煤田15#煤层，属太原组下段（C3t1）中上部，为主要可采煤层，煤层走向北东，倾向北西，倾角4-12该煤层厚度为3.5-5.5米，平均厚度4.5米，赋存基本稳定。结构复杂，常含1-3层夹矸，矸石岩性大部分为灰岩，厚度0.2-0.3米。二、煤层顶底板1、顶板：15#煤层局部有炭质泥岩伪顶，质脆易跨落，厚度0.2-0.4 m，平均厚度0.3米；直接顶为砂质泥岩，砂岩互层，属半坚硬岩石，平均厚度6.77m，上部为不稳定14#煤、K2、K3、K4石灰

6、岩，老顶K2石灰岩，平均厚度9.05 m，岩性致密性脆。2、底板：直接底为灰黑色及灰色泥岩，属半坚硬岩石，厚度0-3.49米，平均厚度1.23米；老底为灰白色粗粒石英砂岩，厚度2-12.24米，平均厚度7.21米。（附图2：地层综合柱状图）三、其它地质情况矿井瓦斯等级属低瓦斯矿井，据2009年矿井瓦斯等级鉴定批复瓦斯绝对涌出量为1.56m3/min，相对涌出量为3.56m3/t；二氧化碳绝对涌出量为2.49m3/min，相对涌出量为5.69m3/t。预计1509切眼掘进工作面瓦斯绝对涌出量为0.43m3/min，相对涌出量为0.98m3/t；二氧化碳绝对涌出量为0.68m3/min，相对涌出量

7、为1.55m3/t。未发现瓦斯突出倾向。根据煤层煤样鉴定报告15#煤层具有爆炸性，火焰长度20mm。煤层自燃等级为级，属自燃煤层。地温正常。第三节 地质构造1509工作面切眼沿煤层倾向布置，煤层倾角4-12 左右，预计无断层、陷落柱、褶皱等对掘进有影响的地质构造，煤层整体为单斜构造。第四节 水文地质一、含水层1）二叠系上、下石盒子组及山西组砂岩裂隙含水层该含水层主要接受降水补给及含水层之间的垂向渗透补给，目前主要向2号煤层及15号煤层内排泄，地表井泉极少，地下水的埋藏条件在长期开采煤层疏排矿坑水的影响下，目前主要以潜水形式赋存，地下水动态变化较大，据区域水文地质资料，该含水层富水性一般较弱。2

8、）太原组K2、K3、K4石灰岩裂隙含水层该含水层在区内没有出露，埋深不等，含水层以K2、K3、K4、K5等几层灰岩为主，呈层状分布且被泥岩隔水层分隔，相互之间水力联系较弱，含水层一般以接受侧向补给为主，局部沿岩层裂隙可接受上部的垂向补给，据以往水文地质资料，含水层的钻孔单位涌水量一般小于0.001L/ms，富水性弱。井田内15#煤层充水水源主要为15#煤层直接充水含水层为顶部的石灰岩岩溶裂隙含水层，其富水性弱。3） 中奥陶统马家沟组灰岩岩溶承压含水层含水层岩性主要为上马家沟组灰岩，富水性较强，据区域资料，推测井田内目前奥灰岩溶水水位标高在730.1-733.2m左右，远低于工作面最低地板标高8

9、85m，距离相差152 m,不存在承压开采。二、其他水源15#煤层上部2#、3#煤层采动情况不详，存在大面积采空区，由于3#煤和15#煤层层间距92.5m,2#、3#采空区积水可能通过采动裂隙对1509切眼掘进工作面产生淋水增大影响。开采时可能会对地表造成采动裂隙等影响，应随时观测地表塌陷、裂缝等变化情况，分析采空区上部跨落层情况，及时封堵采动裂隙和塌陷区域，定期观测矿井及工作面涌水量变化情况，认真做好“雨季三防”和防治水工作，防止造成工作面淋水增大影响。巷道主要充水因素为15#煤层顶板以上含水层的水，受矿山压力的影响，含水层的水通过上层岩石裂隙渗入巷道、东侧1508工作面采空区和北侧采空区通

10、过采动裂隙渗水（北侧采空区已在掘进2.5米通道时每隔3米探一30米深探水钻眼，未发现异常现象），可能在顶板破碎处出现少量淋水现象和底板渗水。由于地表第四系及基岩风化带富水性较弱，对巷道掘进影响不大，预计最大涌水量10m/h，正常涌水量3.5m/h。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置1509工作面切眼位于15#煤层，底板最底标高885 m，最高标高895米。工作面设计长度120米，净宽5.2米，净高2.3米，净断面12m；掘进宽5.2米，掘进高2.5米，掘进断面13 m巷道从1509回风顺槽444米处开掘切眼，切眼按与1509回风顺槽成90，中线偏左帮1 m与1509回风顺槽

11、成90水平夹角布置，巷道两帮距中线偏差不得大于+100mm。（附图3： 1509切眼掘进工作面巷道布置图）二、开口施工：切眼从1509回风顺槽444米处开口，开口时首先加强开口附近10米范围内支护，顶板破碎或压力较大时，必须补加工字钢棚支护或打设长10米锚索加强支护。开口前首先在开口地点架设一架5米工字钢抬棚，抬棚用两根10米锚索吊挂固定，然后逐架拆除开口范围内回风顺槽原有棚架棚腿。三、施工顺序：开口时，先开掘2.6米通道，随即采用锚网梁联合支护对其进行永久支护，掘通通道后在右侧扩帮2.6米，再补齐其2.6米锚网梁联合支护，形成全断面切眼后，立即用两根液压单体柱配合5米木梁对全断面进行支护。第

12、二节 矿压观测每间隔50米，布置测站。每一测站设置一个观测断面，用量距检测断面处顶、底板相对移近量、两帮相对移近量，用MLJ-40（T）拉力计检测顶、帮锚杆锚固力。每个断面巷道正顶安装一个LBY-2型顶板离层仪，顶板中间锚杆、顶锚索以及两帮中间锚杆分别安装一块MYC-16型锚杆（锚索）压力指示仪，根据掘进巷道顶板压力显示状况，对锚杆、锚索受力及围岩位移每隔3天观测一次，直到巷道施工完毕。巷道掘进施工时，由验收员把关，验收锚杆、锚索打设预紧力是否达到规程要求，并详细记录。对不符合要求的现场立即要求返工。第四节 支护设计一、临时支护1、采用两根3米长2寸钢管作前探梁，用专用前探梁卡固定于永久支护下

13、居中的锚杆上，用两块250015050mm的优质松木板进行临时护顶，用大木楔（规格为500200150mm）绞顶。（附图4： 1509切眼掘进工作面临时支护布置图）2、临时支护材料及数量前探梁专用钢管2.5寸（内焊2寸钿钢管） 2根前探梁吊环 4个前探梁专用板梁（2000100） 4根构木、木楔、若干。二、永久支护巷道采用锚网梁+单体柱+5米木梁联合支护。开掘2.6米通道时，顶锚杆采用182200mm高强度左螺旋纹钢锚杆，每排4根，锚杆间距800 mm+100mm，排距1000mm+100mm，孔深2130-2150 mm，直径28 mm。每根锚杆采用Z2360中速树脂锚固剂1支、CK2335

14、快速树脂锚固剂1支，锚固长度700 mm，锚固力达90kn。金属网采用10# 11002700 mm铁丝金属网铺设。钢带采用12普圆钢焊接的502550 mm钢筋梯子梁铺设。锚索加强支护为距左帮2米每2米打设一根15.24 mm的小孔径预应力锚索。锚索孔深10米，锚索长度10.3米。每根锚索采用Z2360树脂锚固剂2支、ZK2335树脂锚固剂1支，锚固长度1100mm，预紧力不小于125 kn，锚固力不小于230 kn。采用30030010mm的钢制托板一块，锁具一套。扩帮2.6米，全段面形成后，再打设右侧顶锚杆，每排4根，排间距等支护规格同左侧锚杆。右侧锚索距右帮2米，每2米一根，但打设在左

15、侧两锚杆之间，左右锚索呈之字形循序交替布置。全断面顶锚杆支护完成后，立即用两根液压单体住配合5米木梁，将全断面顶板支护，支护排距1000mm，搭设在两排锚索中间，单体住垂直于顶底板打设，迎山有力。左右单体住分别距左右帮1500mm打设。单体住必须打设在实底上或穿鞋，柱鞋采用长200 mm宽200 mm厚100 mm的优质木板。（附图5： 1509切眼掘进工作面支护布置图）三、交叉点支护开口、收尾地点架设一架5米工字钢抬棚，抬棚用两根10米锚索吊挂固定，然后逐架拆除开口范围内回风顺槽（运输顺槽）原有棚架棚腿。交叉点必须补加工字钢棚支护或打设长10米锚索加强支护。锚索间距2米，排距2米，一般打设四

16、根，如顶板压力较大时，根据实际缩小锚索间排距。四、最大、小空顶距最大空顶距1.2m，最小空顶距0.2 m。第五节 支护工艺1、敲帮问顶方法由2名有经验的老工人进行敲帮问顶工作。其中一人看护顶板，一人持长柄工具由外向里、由顶向帮、由轻到重敲击顶帮，根据敲击声判断顶板、煤帮情况，当发出“空、空”声响时立即凿掉。敲帮问顶人员必须站在安全地点，一人操作一人侧面观察。凿掉危岩（煤）时，操作人要站在危岩（煤）的上山方向，顺着裂隙、层理慢慢进行，不得莽撞。敲帮问顶前一定要将退路清理干净，保证退路畅通无阻。2、临时支护爆破后，即进行临时支护。由班组长用长柄工具进行敲帮问顶，找掉活矸，确认无问题后进行临时支护。

17、在最后一排永久支护下搭接工作台，人员站在操作台上移前探梁卡，将前探梁卡扭接到倒数第一排永久支护居中的两根锚杆上，固定前探梁吊环，吊环螺母旋入锚杆不小于10，两管间距1000，将两管端头顶至工作面迎头，管头相距1000。作业人员及时敲帮问顶，然后铺网、并将临时支护网与最后一排永久支护网联网。由两人推起临时支护网，一人将前探梁推入空顶区。工作台上人员将绞顶木板放到前探梁上，再用专用板梁和若干构木、木楔与顶板背实，留下锚杆孔位置，连好网，使工作面人员在前探梁的有效支护下进行锚杆支护，随着工作面推进，前探梁及时前移。3、永久支护临时支护后，即进行永久支护。放炮后必须严格执行敲帮问顶制度，及时采用吊梁进

18、行临时支护（开始时可用护身柱代替）。打锚杆眼前，先摆正锚梁，使其垂直煤邦，并与前排锚梁保持1000 mm+100mm的排距，锚杆孔打在锚梁焊接孔的位置，钻孔深度严格按照支护要求完成，使托片全面接触顶板。顶钻孔先用1米钻杆打1米深钻孔，再更换2.2米钻杆一次性钻到位，顶锚杆孔深2130-2150mm，打孔完成后，退出钻杆。打好钻孔后，一人将网梁安装到位，用手托住，一人将锚固剂塞入钻孔内，一人将锚杆端头顶住锚固剂，缓缓送入孔底，再将锚杆机套在锚杆连接器上，启动搅拌机，一边旋转，一边均匀送至孔底，搅拌时间为30-45s（中速锚固剂）、15-25 s（快速锚固剂）。搅拌停止后，等待90-180s，卸下

19、搅拌器，安装托盘、螺母。装锚杆眼前，一手持锚杆尾部，一手将锚杆机连接器端头螺母对准锚杆尾部顺时针方向拧紧。顶锚杆撤钻时，一人托住锚杆，另一人方可撤离锚杆机。将眼孔周围刨平，使锚梁托片接触顶板，待锚固剂凝固6分钟后，装上托片，拧上螺母，用扳手拧紧。用大力矩扳手紧固螺母，使锚杆扭矩达到要求。锚索支护时，先打好孔，再填三支锚固剂，插入锚索，套上托片、锁头，用锚索张拉仪将锚索拉直锁紧，预应力不小于40Mpa。支护完毕后，检查所有锚杆扭矩，对不合格的支护进行重新加固。4、支护要求锚杆外露长度：从托盘算起30-50 mm。锚索外露长度：从托盘算起300 mm。联网要求：网与网之间必须搭接，搭接长度不得低于

20、100 mm，每隔200 mm用14#双股铅丝连接一道，拧紧不少于3圈。严格按照支护布置图进行布置。锚杆（索）支护规格 材料名称间距及允许误差（）排距及允许误差眼深范围外露长度锚固长度锚固力（KN）锚杆扭矩（KNm）锚固剂顶锚杆800100100021302150305070090150孔底一支CK2355后一支Z2360锚索100010000110003001100230预紧力125KN孔底一支CK2355后两支Z2360支护设备及工具汇总表序号名称规格型号单位备用量备注1煤电钻ZMI15Q台打帮锚杆眼2麻花钻杆281800根3金刚钻头28个4液压锚杆机MYT-140/320打顶锚杆（索）眼

21、5空心六棱钢钻杆22100086岩石钻头7锚索张紧仪张紧固定锚索联网钩把自制支护材料汇总表材料每米耗量高强度左旋螺纹钢182200mm锚杆托片钢板轧制120 mm10mm片钢绞线15.2410300mm锚索托片d=10A3钢板300 mm锚索锁具套树脂锚固剂CK2355.Z2360支17金属网10#金属铁丝网1200 mm3000mm+1200 mm2000mmM25.2锚梁14圆钢焊接50mm3100mm+50mm2100mm各1第四章 施工工艺第一节 施工方法巷道掘进采用分次爆破两次成型法施工。先从左侧掘进3.2米宽通道，右侧再扩帮2米。开口、收尾地点架设一架5米工字钢抬棚，抬棚用两根10

22、米锚索吊挂固定，然后逐架拆除开口范围内回风顺槽原有棚架棚腿。开口时，先开掘3.2米通道，随即采用锚网梁联合支护对其进行永久支护，掘通通道后在右侧扩帮2米，再补齐其2米锚网梁联合支护，形成全断面切眼后，立即用两根液压单体柱配合5米木梁对全断面进行永久支护。第二节 凿岩方式采用人工煤电钻打眼，爆破落煤，人工攉煤，刮板输送机及胶带运输机运煤的掘进方式。一、设备配备采用ZMI15Q手持式煤电钻，1.5米湿式麻花钻杆，合金钢钻头，并配备一台煤电钻综合保护装置。爆破使用煤矿许用铵锑炸药，瞬发电雷管，MBF-100型电容式起爆器。切眼安装30刮板输送机一部。刮板输送机安装在距帮1.5米处。供电采用KBZ-4

23、00型馈电开关、QBZ-80型真空开关、MZB-4.0型煤电钻综合保护装置，电缆使用一趟MY350+125型矿用阻燃电缆，照明选用LED冷光源照明灯，照明采用ZMB-4.0综保供电，供电电压为127V。通风采用两台FBDN06 211型局部通风机配600mm阻燃风筒进行压入式通风。通风机安装在1509回风顺槽口距回风下山回风口10-15米处，风筒出口距离工作面不大于5米。（附图6： 1509切眼掘进工作面设备布置图）二、工艺流程准备安全检查敲帮问顶（瓦检）打眼、（瓦检）装药（瓦检）爆破（瓦检）（敲帮问顶）临时支护（敲帮问顶）出煤（敲帮问顶）永久支护延长刮板输送机下一循环（通道形成后扩帮）安全检

24、查敲帮问顶（瓦检）打眼、（瓦检）装药（瓦检）爆破（瓦检）（敲帮问顶）临时支护（敲帮问顶）出煤（敲帮问顶）永久支护第三节 爆破作业一、炮眼布置采用正向起爆，3.2米通道爆破采用楔形掏槽，辅助眼落煤，周边眼成型的光面爆破方式。掏槽眼深度1.4米，间距0.6米，水平角度82辅助眼深度1.2米，间距0.6米，垂直于煤壁；周边眼深度1.2米，帮眼距帮0.2米，水平角81 ，顶底眼距顶0.4米、竖直角77 ,底眼距底0.3米、竖直角73 2米扩帮爆破采用下、中、上三排眼分次爆破，炮眼深度1.4米，水平间距1米，竖直间距0.9米，底眼距地板0.3米，顶眼距顶板0.4米，爆破时必须一次打眼，分次装药，分次爆破

25、。炮眼利用率90%，循环进度1米。（附图7： 1509切眼掘进工作面炮眼布置图）二、爆破器材爆破器材选用MFB-100型放炮器、铝芯放炮线、煤矿许用二级乳化炸药、煤矿许用瞬发电雷管、炮泥选用粘土炮泥+水炮泥，每米消耗炸药9.8kg，雷管27发。三、爆破说明书爆破说明书炮眼眼号数距米角度度深度每眼装药量总装药量kg封泥长度起爆顺序连接方式起爆方式装药结构卷掏槽眼1-4平0.5竖0.6平82竖01.40.62.40.8串联分次瞬发连续正向装药辅助眼5-12平01.20.43.2周边眼13-2412平81竖顶73竖底770.21.0扩帮眼25-27平1.0竖0.9平50竖顶68竖底731.8合计27

26、33.89.8四、爆破工艺：1、交接班、安全检查由安全员、班组长负责，要检查上班顶帮及支护情况，工作面情况，进行敲帮问顶，确认无安全隐患后方可进行作业。2、打眼根据施工设计要求，用尖镐找好眼位，然后用煤电钻打眼，打眼前，必须检查瓦斯，瓦斯浓度在1%以下时，方可按照爆破说明书进行打眼。打眼工，必须将衣服袖口、裤腿扎好、系好纽扣。开钻或钻眼过程中，不准直接用手扶、托钻杆或用手掏眼口煤、岩粉。打眼时，钻头要轻轻接触煤壁，然后点动启动钻具，待定位钻入5-10mm后，打开供水阀门，必须采用湿式打眼。在工作面移动钻具时，要一手提电钻手把，一手提电缆，不准用电缆拉电钻，也不准将钻杆插在电钻上移动。打眼完毕后，要把钻杆从煤电钻上拔下，然后把电钻、钻杆、电缆等撤到无淋水、支护完好的安全地点存放，并将电缆盘好。3、装配引药检查瓦斯浓度在1%以下方可进行，选在工作面附近且避开电气设备和导电体，顶板支护完好无淋水处的专用操作台上操作，按照爆破说明书装配引药，一次爆破多少，装配多少