总回风巷维修作业规程.docx
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总回风巷维修作业规程
余庆县沙坝煤矿
总回风巷维修作业规程
编制人:
杨光金
矿长：
陈孝春
规程编号：
2012—10
施工单位：
维修队
巷道名称：
总回风巷
持用单位：
沙坝煤矿
二〇一二年十月十六日
总回风及回风平硐维修作业规程
第一章工程概况和地质
一、概况
（一）编制作业规程的依据
1、开采方案设计说明书；
2、煤矿安全规程；
3、测量资料。
（二）工程名称及开凿目的
1、工程名称：
总回风及回风平硐
2、维修目的：
作矿井回风及安全出口。
（三）工程概况
1、简要说明：
总回风及回风平硐现是原来已经施工完成的巷道，全长约350米，由于原巷道断面小，达不到专篇和安全的需要，按照设计要求和矿井的实际需要，在原来巷道的基础上进行扩大，扩大后的巷道断面为拱形，拱宽（净）2.6m，拱高2.6m,净断面6.0m2。
2、工程概况表
序号
工程
名称
设计
工程量
起止点
标高
拨门
方位
坡度
断面（㎡）
支护
形式
日循环
进度
开工
日期
毛
净
1
总回风巷
350m
+674m至+675m
°
5‰
6.4
6.0
锚喷
2.5m
2012．6.1
二、工程地质及水文地质情况
一、地理概况
1、交通位置
沙坝煤矿位于余庆县城北西320°方向,直距约25km，距龙溪镇北东约10km。
属余庆县龙溪镇芝州村所辖,县城有公路直达矿区，交通较为方便。
交通位置详见图1-1-1。
。
其地理坐标：
东经107°46′00″～107°47′14
北纬27°19′44″～27°21′10″
2、地貌水系
矿区位于贵州高原之北部，区内地势起伏相对较大，南部高，北部较低，多呈丘陵状，局部有陡峭的绝壁。
区域地势海拔标高640-900m，相对高差260m。
矿区地表水系属乌江水系，区内无较大河流，季节性溪沟较为发育。
3、气候
余庆县属亚热带温润季风气候。
四季分明,冬无严寒,夏无酷暑,气候温和。
年平均气温为16.4℃。
平均最高气温21.3℃.年平均最低气温为12.9℃。
霜雪不多,无霜期长达300天.雨量充沛,年平均降雨量为1056mm。
4、地震裂度
根据《建筑抗震设计规范》（GB50011—2001）规定，本区地震基本烈度为6度。
图1-1-1沙坝煤矿交通位置图
（二）、主要自然灾害
1、地质灾害
矿区位于贵州高原之北部，区内地势起伏较大，西高、南东低，多呈丘陵状，局部有陡峭的绝壁。
区域地势海拔标高640-900m，相对高差260m。
由于本矿煤层埋藏不深，地下开采诱发山体崩塌、滑坡、地表裂缝的可能性较大。
2、灾害性气候
矿井地处高寒地区，每年元月份凝冻较为严重，对交通运输、通讯、供电影响较大。
（三）、矿区开发情况
沙坝煤矿为原田湾煤矿、砂子冲煤矿整合的矿井。
原田湾煤矿、砂子冲煤矿井口及工业场地位于芝州村境内，区内地势起伏相对较大，南部高，北部较低，多呈丘陵状，局部有陡峭的绝壁。
区域地势海拔标高640-900m，相对高差260m。
原田湾煤矿、砂子冲煤矿原煤经主斜井绞车提升至地面储煤场，采用汽车装车外运。
原田湾煤矿、砂子冲煤矿开拓方式为斜井开拓。
划分为一个水平一个采区开采。
矿区范围只有1层可采煤层（C1煤层），原田湾煤矿、砂子冲煤矿的采区巷道布置在C1煤层中。
由于受许家坝向斜的影响，原田湾煤矿采用走向长壁后退式采煤法，炮采落煤工艺，工作面采用木支柱支护，采用手镐破煤。
原砂子冲煤矿由于煤层赋存不稳定，没有形成正规的系统，只是在掘进期间出了一点煤，2006年又参加整合停产至今。
原田湾煤矿、砂子冲煤矿始建于2002年，2003年扩建至3万t/a的矿井，2006年因整合而关闭。
根据业主提供的资料及贵州省地矿局一0二地质队2007年9月提交的《贵州省余庆县沙坝煤矿生产地质报告》及相关图纸来看，原田湾煤矿、砂子冲煤矿都没有形成采空区。
（四）、矿区水源、电源及通信情况
1、水源条件
地面生产、生活及消防水源为矿井附近的泉水井，水质、水量能满足矿井用水要求。
井下生产、消防水源为矿区内的冲沟水及经处理后的井下水。
2、电源
根据沙坝煤矿与余庆电力公司签定的煤矿安全供用电合同，矿井电源一回10kV引自大乌江变电站大马线路第国家138号杆，距离12.2km，另一回10kV引自龙溪变电站龙凉线路第国家55号杆，距离5.2km，因此矿井建设在电力上是有保证的。
3、通讯
根据余庆县通信网的现状，本片区已形成了较完善的通信网，其通信系统均已实现程控化，具备将全片区的行政通信系统纳入公用网的条件。
供行政办公使用的电话可纳入余庆县通信支局，通信支局接入电信公共本地网。
（五）编制作业规程的依据
1、开采方案设计说明书；
2、煤矿安全规程；
3、测量资料。
（六）工程名称及用途
1、工程名称：
主平硐运输下山
2、巷道用途：
作矿井进风、运输、安装管线及安全出口。
（七）工程概况
1、简要说明：
主平硐运输下山按照开采设计方案和安全专篇在回风下山与运输下山之间沿C1煤层掘进，全长320米左右，与回风下山、运输下山贯通。
巷道断面为拱形，拱宽（净）2.6m，拱高2.6m,净断面6.0m2。
2、工程概况表
序号
工程
名称
设计
工程量
起止点
标高
开门
方位
坡度
断面（㎡）
支护
形式
日循环
进度
开工
日期
毛
净
1
主平硐运输下山
320m
+665m至+550m
355°
沿煤层
6.4
6.0
锚喷
2.5m
2011．5.15
第一章：
矿井地质及水文地质特征
一、地层
矿区出露地层由老至新有：
二叠系中统茅口组（P2m）、二叠系上统吴家坪组（P3w）、长兴组（P3c）、三叠系下统夜郎组（T1y）及第四系（Q）。
现分别叙述如下。
二叠系中统茅口组（P2m）
出露在矿区南部外围，为浅灰色、灰色中厚层至厚层状细晶石灰岩，局部灰岩内见燧石团块分布，产较丰富的腕足及蜓科动物化石。
顶界面为一凹凸不平的侵蚀面与上覆地层P3w假整合接触。
厚度大于100m。
二叠系上统吴家坪组（P3w）
出露在矿区南部地区，为含煤地层为一套海相燧石灰岩，含泥质硅质灰岩、泥质灰岩、泥岩组成，底部为煤层及粘土岩。
厚183-195m。
二叠系上统长兴组（P3c）
灰色、深灰色中厚层状至厚层状细晶至中晶石灰岩，灰岩内断续见燧石结核、团块及条带。
产较丰富的较大个体海相生物化石，与下伏地层（P3w）为整合接触。
厚约37-44m，一般厚约40m。
三叠系下统夜郎组（T1y）
为浅灰色、蓝灰色薄-中厚层状灰岩、泥质灰岩夹灰、灰绿色泥岩，厚约320m。
夜郎组（T1y）分3段，即沙堡湾段（T1y1）、玉龙山段（T1y2）、九级滩段（T1y3）。
1、沙堡湾段（T1y1）
浅黄、灰紫、灰黄、灰绿色薄层状泥岩、钙质泥岩及粉砂质泥岩。
水平层理发育，产瓣腮类动物化石。
厚8～12m。
2、玉龙山段（T1y2）
下部为灰色、浅灰色薄至中厚层状泥灰岩，泥质灰岩，间夹少量深灰色、灰绿色页岩；上部为灰至灰白色中厚层至厚层状细晶灰岩。
生物碎屑灰岩，顶部为1～2m鲕粒状灰岩，较为稳定，缝合线构造发育。
厚度约115～140m。
3、九级滩段（T1y3）
紫红色、灰绿色、紫灰色、浅黄灰色薄-中厚层状泥岩、粉砂质泥岩，钙质泥岩，泥质粉砂岩互层，中部夹中厚层状灰岩，泥灰岩、泥质灰岩及生物碎屑灰岩。
具水平层理、斜层理、交错层理及波状层理等。
产大量瓣腮类化石。
厚约160m。
三叠系下统茅草铺组（T1m）
区内仅见T1m底部岩层，为一套浅灰色薄-中厚层状微晶灰岩。
厚度大于100m。
第四系（Q）
主要为残坡积土层。
岩性为褐黄色粘土及砂质粘土，断续夹分布不均的碎石及块石，结构松散。
厚度0～10m，一般厚约3.5m。
零星分布于洼地及平缓斜坡地带。
与下伏地层为不整合接触。
二、地质构造
矿区位于许家坝向斜南部倾覆端，该向斜为近南北走向，长轴大于100km，宽6—15km。
西翼岩层平均倾角65°，东翼岩层平均倾角22°。
在矿区范围内许家坝向斜西翼陡、窄，东翼宽、缓，呈不对称展布。
矿区内断裂构造不发育，只在局部有小的错动。
参照煤炭勘查规范，结合矿区情况确定地质构造复杂程度为简单类型。
三、煤层及煤质
（一）煤层特征
矿区仅有一层可采煤层（C1），产于上二叠统吴家坪组（P3w）底部。
煤层厚度较为稳定，一般厚0.75-1.65m，平均厚1.20m。
煤层结构简单，仅在中部偶见一层数厘米厚的炭质泥岩夹矸，一般可分离，局部厚度30cm可以剥离。
煤层顶板为数十厘米黑色页岩，为伪顶，其上是坚硬的石灰岩顶板。
底板为含黄铁矿粘土岩。
。
可采煤层特征见表1-2－1。
（二）煤质特征
通过采样分析化验，按2004年4月国家质量监督检验检疫总局和国家标准化管理委员会联合发布的《中华人民共和国国家标准煤炭质量灰分分级、煤炭质量硫分分级、煤炭质量发热量分级》[GB/T15224.1、2、3-2004]标准，确定矿区内为中灰、高硫、高热值的烟煤。
可采煤层煤质特征见表1-2－2。
表1-2-1可采煤层主要特征表
煤层
编号
煤层平
均厚度（m）
煤层倾角
（°）
煤层
结构
容重
（t/m3）
煤层稳定性
顶底板岩性
顶板
底板
向斜
东翼
向斜
西翼
向斜
东翼
向斜
西翼
C1
1.20
0.68
22
65
0－1层夹矸
1.55
较稳定
石灰岩
粘土岩
表1-2－2可采煤层煤质特征表
煤层
煤质分析（％）
发热量（Qb.ad）（MJ/kg）
煤种
灰分
（Ad）
水分
（Wad）
挥发分
（Vdaf）
全硫
（St.d）
C1
原煤
20.82
1.38
17.71
3.66
26.91
YM
四、矿井瓦斯、煤尘、煤的自燃、煤与瓦斯突出危险性及地温
1、瓦斯
2009年、2010年、2011年三年的瓦斯等级鉴定和批复均为低瓦斯矿井。
2、煤尘爆炸性及自燃倾向性
根据原砂子冲煤矿、田湾煤矿的生产资料，本区可采煤层为不易自燃煤层，煤尘无爆炸性。
矿区范围内可采煤层的煤层自燃倾向性及煤尘爆炸性的鉴定资料显示：
本矿井无煤尘爆炸性和煤层不易自燃、低瓦斯矿井。
3、煤与瓦斯突出危险性
本区未发生过煤与瓦斯突出现象，根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字［2007］345号）――关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见的精神，沙坝煤矿不在煤与瓦斯突出矿区与突出危险矿区之内。
4、地温
本矿区内未发现地温异常区情况，地温正常。
五、水文地质
1、含水层、隔水层特征及其与矿床充水的关系
（1）第四系（Q）孔隙含水层：
零星分布于洼地及平缓斜坡地带，主要为残坡积土层。
岩性为褐黄色粘土及砂质粘土，断续夹分布不均的碎石及块石，结构松散。
厚度0～10m，一般厚约3.5m。
该层具弱透水性、含孔隙水，富水性弱。
分析认为对矿床充水影响小。
（2）三叠系下统夜郎组九级滩段（T1y3）隔水层：
分布于矿区北侧，该层富水性弱，相对区内岩溶含水层而言，可视一相对隔水层。
（3）三叠系下统夜郎组玉龙山段（T1y2）、二叠系上统长兴组（P3c）、吴家坪组（P3w）岩溶裂隙含水层。
玉龙山段、长兴组、吴家坪组岩性和富水性相近，之间仅有10m厚的T1y1隔水层相隔，岩性为浅绿色钙质泥岩。
在采空顶板破坏作用下，T1y1易变形破坏，并失去隔水性，所以将玉龙山段、长兴组、吴家坪组合视为同一含水层来研究，统称为“T1y2+P3c+P3w”岩溶裂隙含水层。
T1y2：
出露于矿区北部，岩性主要为灰、浅灰色薄～厚层状石灰岩，隐晶及微细晶结构，局部层间夹暗紫、深灰色泥质条带，顶部夹生物碎屑灰岩，富水性弱～中等。
二叠系上统长兴组（P3c）：
灰色、深灰色中厚层状至厚层状细晶至中晶石灰岩，灰岩内断续见燧石结核、团块及条带，富水性弱～中等。
吴家坪组（P3w）：
地貌上多为溶丘、洼地，发育宽大溶隙、落水洞和溶洞，深浅不一，形状为竖井状、锥状、管状等。
该组基岩裸露区面积大，吸收大气降水能力强，为该层地下水的强补给区，地下水竖向径流强烈，径流深度大，矿区内地表泉点少见，地下水在低洼沟谷地带排泄。
该层构成了矿床的顶板充水含水层。
开采煤层时，导水裂隙带将可能触及该层，届时地下水将通过导水裂隙带及冒落带进入井巷，对矿床充水产生影响。
“T1y2+P3c+P3w”层富水性中等～强，平面上分布于矿区大部分地区，构成了矿床的间接顶板充水含水层，开采单一或多层煤层的情况下，导水裂隙带将可能触及该层，届时“T1y2+P3c+P3w”层内地下水将通过导水裂隙带及冒落带进入井巷，对矿床充水产生影响。
（4）二叠系中统茅口组（P2m）岩溶裂隙含水层
茅口组（P2m）：
主要为深灰色细晶灰岩，厚度＞150m。
该层地表岩溶较发育较强，矿区内露头范围未见泉点，补给条件较好，富水性强，含水极不均匀。
顶界距C1煤层平均约3～5m，未来采掘过程中地下水突破该隔水层进入矿井的可能性大，危害性也大，故在本矿区中将该层定为矿床底板以下主要直接充水含水层。
2、构造断裂对矿床充水的影响
矿界范围内断裂不发育，对矿层充水性影响小。
3、地表水及其对矿床充水的影响
区内发育的地表水体主要为矿区南东侧和北西侧的两条溪沟，南东侧溪沟由北东向南西，北西侧侧溪沟由南向北流出矿区。
流经的主要地层为“P3w”。
采空塌陷有可能触及到溪沟流经地段，届时将对矿床充水产生影响。
4、生产巷道及老窑水文地质情况
根据调查了解，矿区内存在过去采煤时形成的采空区或老窑，由于含煤岩系隔水性好，储水性也较好，老硐中可能储集大量的老窑水，若巷道掘进揭露老采空区，将可能遭遇老窑突水。
5、充水因素分析
大气降水：
大气降水是各含水岩组地下水的主要补给源，矿井涌水量将随大气降水强度变化，一般情况下，雨季时涌水量增大，枯季时涌水量变小；若开采过程中，采空塌陷影响至地表，大气降雨会通过地面塌陷、地裂缝间接进入矿井，使矿井的涌水量增大。
地表水：
区内发育的季节性冲沟在采空塌陷影响下，将成为矿床间接充水因素。
地下水：
含煤岩系虽然富水性弱，但其内的地下水将直接进入矿坑，将成为矿床间接充水因素。
P2m距离C1煤层3～5m，采煤水位之下时，在高水压作用下，其内地下水将可能突破之间的隔水层，向井巷突水成为矿床充水水源。
老窑积水：
据调查，矿区范围内开采C1煤层留下的老采空区面积较大，存在一定的老窑积水，将成为矿床间接充水因素。
综上所述，浅部小窑积水、大气降水、茅口灰岩岩溶水（自然流场变动情况下），是矿床充水的主要因素。
该矿区水文地质条件为中等类型。
由于生产地质报告未提供矿区的最低侵蚀标高及相邻水体的介绍等水文地质资料，该矿必须请有资质的单位作水文地质调查报告，以便指导矿井的安全生产工作，严防突水事故的发生。
6、矿井涌水量预算
根据矿井涌水量的资料，矿井的正常涌水量为5m3/h,最大涌水量为20m3/h。
第二章巷道布置
一、巷道布置
（一）说明
1、总回风及回风平硐现是原来已经施工完成的巷道，全长约350米，由于原巷道断面小，达不到专篇和安全的需要，按照设计要求和矿井的实际需要，在原来巷道的基础上进行扩大，扩大后的巷道断面为拱形，拱宽（净）2.6m，拱高2.6m,净断面6.0m2。
2、
（二）巷道布置平、剖面示意图
二、巷道位置
方位：
×××°；标高：
+674.62m。
三、巷道断面形状及尺寸示意图：
四、避灾路线
1、当掘进工作面发生瓦斯、火灾避灾路线：
维修工作面→回风平硐→地面。
2、维修工作面发生水灾事故时避灾路线：
工作面→地面。
避灾路线平面示意图：
第三章施工方法
爆破施工
（一）炮眼布置三视图（比例：
1:
50）
炮眼布置三视图
（二）爆破说明书
序
号
名称
深度
（m）
装药量（kg）
倾角
爆破
顺序
联线
方式
眼号
眼数
公斤/眼
总计
水平
垂直
1
中心眼
1.5
1
1
0.45
0.45
30°
1
串
联
2
周边眼
1.5
2-11
10
0.3
3
8°
2
3
共计
11
3.45
（三）、爆破要求及措施
1、首先检查工作面顶板、支护、瓦斯等安全情况，确认安全后才能进入工作面，然后根据炮眼布置按顺序打眼。
2、炮眼深度不小于爆破说明书中规定，炮眼利用率不小于85%。
3、装药时，须先清除炮眼内煤岩粉，并使用水炮泥。
4、炮眼封泥不小于炮眼深度的1/2，严禁用矸石等杂物当炮泥，只准用黄泥作封泥。
5、装药时，要用木质炮棍轻轻向里推，而不能用力捣。
6、采用正向爆破，一次装药、一次放炮，禁止一次装药分次放炮，禁止使用失效的炸药。
7、严格执行《爆破技术操作规程》，放炮员必须持证上岗。
8、放炮后，至少通风5分钟，炮烟吹散后，经放炮员、班长、瓦检员检查放炮地点安全情况后，确认安全，人员方可进入工作面进行作业。
9、放炮距离：
直巷必须大于100m，有拐弯的巷道必须大于70m，放炮母线必须为无破损的绝缘铜蕊线。
放炮后放炮母线必须及时收掉，随挂随用。
10、严格执行三人联锁放炮制，做好放炮警戒工作，在所有可能进入放炮地点的路段，班长必须按排专人警戒。
11、放炮后，母线必须扭结成短路，放炮钥匙由放炮员随身携带。
12、巷道在扩帮时原则上保留原巷道的方向不因扩帮而改变。
13、扩帮时原则上只扩一帮，不能左扩一下右扩一下，确保巷道形状美观。
第四章支护方式
一、永久支护的形式、规格、材料
巷道采用采用锚喷支护，锚杆选用16号螺纹钢，长1.6米；锚杆间距1000×1000毫米。
断面图（S净=6.0m2，S掘=6.4m2）
二、永久支护施工工艺
放炮后，先进行临时支护，出净矸石，调好顶帮，使巷道成型；达到一定距离后，及时安排喷浆。
三、永久支护的要求。
锚喷支护的端头与掘进工作面的距离不得大于10米，混泥土的标号不得低于525号，喷体厚度不得低于5cm，喷体表面基本平整。
第五章主要生产系统及施工设备
一、局部通风
1、风量计算：
①、按瓦斯绝对瓦斯涌出量Q1=100qk=100×1.1×1.5=165m3/min
②、按工作面同时工作最多人数Q2=4×10=40m3/min
③、按一次爆破最大炸药消耗量Q3=25A=25×5.55=138.75m3/min
④、按局扇吸入风量计算，选用一台FBD-№5.0/2型对旋式局扇，功率2×5.5kw，该局扇实际吸入风量可调节为180-210m3/min，大于上述计算最大值165m3/min，故掘进工作面选用2×5.5kw对旋式局扇，风量取Q4=200m3/min符合要求。
⑥、使用抗静电阻燃风筒，风筒直径500mm。
风筒逢环必挂，拐弯平缓，无破损、不漏风。
局扇安装在主平硐外距回风口不小于5m处的新鲜风流中。
2、局部通风系统示意图：
3、在全负压巷道内维修、扩大断面，不需要安装局扇。
但在回风下山、1101回风巷放炮时维修人员必须进入躲避硐室，待炮烟过后方可工作。
二、主要生产系统
系统
方式
管线规格、数量
通风
压入式局扇供风
2×5.5KW局扇2台，风筒
500mm×10m、需16条
排水
自流出井口
水沟：
宽30cm×深30cm
支护
锚喷
压风
地面压风机供风
75KW,供气量10m3/min
综合防尘
冲洗岩邦、装岩洒水、使用水炮泥，放炮喷雾净化风流、工人戴防尘口罩
水管120m
供电
配电点低压供电
380V
运输
平硐，采用人力推车
1吨矿车
三、施工主要设备配备表
设备名称
型号
单位
使用
备用
合计
管理人
局扇
FBD-5.5/2kw
台
1
1
2
探水钻
ZDY-650
台
1
1
发爆器
MFB-100
台
1
1
2
凿岩机
YO-24
台
1
1
2
风镐
G10
台
1
1
2
第六章劳动组织及正规循环作业图表
一、工作制和作业方式的选择
①采用三八制循环作业工作制度，每八小时为一个循环，日循环进度3.0m/d，现场交接班。
②每班出勤8人，组成一只多能作业班组，打眼、放炮、支护、运输各一人负责，并兼任其他工作。
二、劳动组织图表
工种
劳动
定额
需出勤
工人数
一班
二班
三班
打眼工
6
6
2
2
2
放炮工
3
3
1
1
1
支护工
6
6
2
2
2
运输工
6
6
1
1
1
瓦检工
3
3
1
1
1
合计
21
21
7
7
7
三、正规循环作业图表
工序
作业方式:
人工连续循环方式:
三八制循环进度:
1.0m/班
班次
时
工时间
第一班
第二班
第三班
打眼
2.5小时
放炮
1.0小时
支护
1.5小时
运输
3小时
通风
四、技术经济指标表
项目
单位
指标
说明
巷道长度
米
150
炸药
公斤
832.5
按5.55kg/m
雷管
发
2550
按17发/m
风筒
条
16
10米/条
轨道
公斤
7200
双道，48公斤/米
第七章 安全技术措施
一、打眼；
1、打眼时必须严格按炮眼布置图要求打眼，严格控制断面进行光面爆破。
2、打眼前控顶距超过规定时不得打眼，无临时支护不得打眼。
打眼过程中随时敲帮问顶，危险悬矸及时找下，防止掉矸伤人。
3、严禁打眼装药平行作业，严禁在残眼内打眼。
4、钻眼前，必须将衣服袖口、裤脚扎好，严禁戴手套钻眼，钻眼过程中不准用手扶钻杆。
5、钻眼过程中发现钻头脱落、钻杆弯曲必须及时更换。
钻眼时钻杆下严禁站人。
6、更换钻眼位置时，必须将风钻停止运转。
7、瓦斯浓度达到1%时，严禁钻眼。
当钻杆突然与老空或旧巷相透时，应停止钻眼工作，并立即撤出人员，汇报矿值班室。
发现有害气体涌出等异常现象时，必须停止钻眼，钻杆不得拔出，立即撤出人员，并汇报
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