河南XXXXX工程有限公司 新疆XXXXX煤矿主斜井基岩段施工作业规程新疆XXXXX矿业有限公司XXXXX矿区三号矿井（XXXXX煤矿）60万吨/年改扩建井巷工程副斜井井筒作业规程（基岩段）编 制 人审 核 人项目经理河南XXXXX工程有限公司新疆XXXXX工程项目部河南XXXXX工程有限公司 新疆XXXXX煤矿副斜井基岩段施工作业规程目 录第一章 工程概况1第一节 概 述1第二节 编制原则和依据1第二章 地质情况2第一节 地面、井下相对位置及临近周边情况2第二节 工程地质2第三节 地质构造3第四节 水文地质4第五节 瓦 斯8第三章 井筒布置及支护说明9第一节 巷道特征9第二节 支护设计及支护材料9第三节 支护参数验算10第四节 支护工艺11第四章 施工工艺12第一节 施工方法和工艺流程（含硐室）12第二节 井筒地质构造带、探揭煤、探放水等施工23第三节 工程质量管理及质量标准24第四节 装载与运输27第五节 管线、风筒及轨道敷设28第六节 设备及工器具配备31第五章 生产系统32第一节 通风系统32第二节 压风系统38第三节 排水系统39第四节 供水系统40第五节 供电系统40第六节 运输系统50第七节 安全监控53第八节 瓦斯防治55第九节 通讯、信号、照明55第十节 综合防尘56第十一节 防灭火57第十二节 压风自救、供水施救系统57第六章 劳动组织、主要技术经济指标及工期58第一节 劳动组织58第二节 循环作业60第三节 主要技术经济指标61第四节 工期及月进尺安排61第五节 文明施工61第七章 灾害应急措施与避灾路线62第一节 火灾、瓦斯、煤尘爆炸应急措施及避灾路线62第二节 水灾应急措施及避灾路线62第三节 冒顶应急措施及避灾路线62第四节 避灾原则及设备使用63第八章 安全技术措施65第一节 通用部分65第二节 顶 板66第三节 一通三防67第四节 电器设备管理72第五节 井下爆破77第六节 防治水84第七节 煤矿用履带挖掘式装载机作业安全技术措施88第八节 探揭煤90第九节 运输管理92第十节 下放“四超”物料及设备96第十一节 锚网支护安全技术措施98第十二节 锚杆钻机使用安全技术措施100第十三节 风镐操作安全技术措施101第十四节 喷射混凝土102第十五节 职业病防治措施104第十六节 安全文明施工措施104第九章 风险源辨识和处理方法105第十章 附 图108第一章 工程概况第一节 概 述1、巷道名称本作业规程掘进的巷道为副斜井井筒（基岩段）。2、掘进目的及巷道用途担负整个矿井人员上下和矸石提升，兼做安全出口。3、副斜井设计长度1083m，截止目前已施工至约272m处，剩余（基岩段）长度811m。4、地理位置副斜井井筒位于XXXXX煤矿新矿区，XXXXX镇以西，距XXXXX县的直线距离48km，距XXXXX镇直线距离10km，行政区划隶属于XXXXX地区XXXXX县管辖。中心地理坐标东径，北纬。矿井采用斜井开拓方式，主、副斜井作为进风井单独布置在一个工业广场。副斜井井筒开口位置设计坐标（1980西安坐标系）为X4645853.13m，Y27534701.00m，Z2014.8m，提升方位角a212119。主副井区工业广场位于原XXXXX煤矿老矿区（斜风井区）西南2公里，地势相对平缓，绝对标高平均在2020m1995m之间，绝对高程自西向东逐渐降低。主副井区与老矿区区直线距离2公里，行驶里程8公里，两区域之间铺设一条沥青道路,供两区域通行。5、预计开、竣工时间及服务年限副斜井井筒（基岩段）预计自2023年12月10日开工，2024年9月1日井筒落底。服务年限46.1年。第二节 编制原则和依据一、编制原则1、认真执行国家现行规范、规程，安全施工，保证工程质量，科学合理组织施工。2、积极推广国内外先进技术、经验，优化方案，组织平行交叉作业，加快施工进度。3、提高施工机械化程度，改善工作环境和劳动条件，提高劳动生产率。4、合理安排资源，优化劳动组织，确保各项经济技术指标的全面原则和实现。二、编制依据1、新疆XXXXX矿业有限公司XXXXX矿区三号矿井（XXXXX煤矿）改扩建项目初步设计安全专篇；2、新疆XXXXX矿业有限公司XXXXX矿区三号矿井（XXXXX煤矿）60万吨/年改扩建井巷工程副斜井井筒（基岩段）施工蓝图（S1698-111-3）；3、新疆XXXXX矿业有限公司XXXXX矿区三号矿井（XXXXX煤矿）60万吨/年改扩建井巷工程施工组织设计4、新疆XXXXX矿业有限公司XXXXX矿区三号矿井（XXXXX煤矿）60万吨/年改扩建井巷工程 施工合同（合同编号SFSG2021-02）；5、煤矿安全规程（2022年版）；6、煤矿建设安全规范（AQ1083-2011）；7、煤矿井巷工程施工规范（GB50511-2010）；8、煤矿井巷工程质量验收规范（GB50213-2010）； 9、防治煤与瓦斯突出细则（2019年8月）；10、煤矿防灭火细则（2021版）；11、煤矿防治水细则（2018年9月）；12、工程测量标准（GB 50026-2020）；13、工程测量通用规范（GB 55018-2021）；14、爆破安全规程（GB6722-2014）15、国家现行有关煤炭工业建设的法律、法规。第二章 地质情况第一节 地面、井下相对位置及临近周边情况副斜井井筒位于新疆XXXXX矿业有限公司新矿区，与主斜井相距30m，副斜井掘进方位角为32119，地表覆盖有3m厚的黄土层，下方垂深约105m为砂砾石层，然后进入侏罗系阿合组，顶部为泥岩，泥岩垂深约5m，随后进入中粗砂岩的基岩段。自井筒基岩段至落底地面均被岩石覆盖，基岩段开始处距地表垂距约112m，上部无地面建筑、无河流等。第二节 工程地质井田位于天山西段南缘的低山丘陵区，地势具有北高南低，西高东低的特点。西部为铁列克洪积扇区戈壁荒滩，东部为低山，北部紧靠铁列克河，地形较复杂。地形标高在18942117m之间，相对高差约223m。地形复杂类别划属三类。根据地质勘察报告，井筒主要为砂岩及泥岩，颜色多为灰色、褐色等，岩石硬度较高。2022年4月14日，按岩石取样要求进行取芯检测，取样部位为主斜井K246mK251m，样品数量为一组，检测日期为2022年4月20日，检测岩石饱和抗压强度均值86.3MPa,最小岩石饱和抗压强度值为64.4MPa,最小岩石饱和抗压强度值为99.1MPa。第三节 地质构造一、区域构造XXXXX矿区位于库拜煤田的中部，其总体构造形态为向南倾斜的单斜构造，地层总体为近东西走向，向南倾斜，倾角一般3085局部地段直立倒转，具有东陡、西缓、中部直立倒转的变化规律。按照煤、泥炭地质勘查规范（DZ/T02152002）附录D的规定，矿区的构造形态符合D1.2c条的规定，区域构造的复杂程度属于中等。矿区范围较大的断层有F1逆断层，位于矿区西部，走向近东西向，在区域延续40余千米，断层面北倾，倾角60左右，断层北盘（上盘）为二迭系地层，南盘（下盘）为三叠系地层，断距大于500m，对煤系地层影响不大。二、井田构造井田岩层总体构造为一向南倾斜的单斜构造，走向北偏东45，地层倾角一般为4059。地层倾角在倾向上变化不大，走向上东部较西部陡。构造以线型为主，未发现断层和褶曲，因此构造复杂程度划属中等类型（型）。A3煤层底板等高线及井田构造纲要图三、煤层1、含煤地层及含煤性本井田范围内含煤地层仍然为侏罗系下统塔里奇克组，含煤8层，3层可采、5层不可采。煤层平均总厚度累计12.25m，地层平均厚度总和为164.30m，含煤系数为7.46。含煤组的含煤特征如下2、可采煤层井田内含可采煤层3层，自下至上分别为A1、A2、A3煤层，各煤层特征详见下表。煤层特征一览表煤层编号可采面积（万m2）面积可采系数全层厚度m平均值m点数可采厚度m平均值m点数夹矸层数煤层结构复杂程度层间距最小-最大平均煤类煤层稳定程度煤层可采性A3436.80871.50-8.695.88（37）1.50-8.005.64（37）0-3简单52.19-82.2565.6013SM、15JM稳定大部可采A2504.671000.68-4.762.65（41）0.68-4.762.62（41）0-3简单13SM 、15JM稳定全区可采0.10-8.273.26A1501.83990.51-5.912.61（40）0.51-4.382.47（40）0-2简单13SM、14SM、15JM稳定全区可采第四节 水文地质一、矿区水文地质特征1、地表水系位于井田北侧铁列克河是该煤矿附近唯一地表水系，该河发源于天山南麓，靠融化雪水、大气降水、山区泉水补给，常年有水，受季节影响，流量的动态变化显著，该河自西向东从井田北部边界流至东界，然后自北向南横切整个煤系地层后流出本井田，改为东西向在XXXXX镇附近注入喀普斯朗河，属喀普斯朗河水系。该河河床最低标高为1890.385m，为本区最低侵蚀基准面。2、地下水类型及地质分区矿区为燕山构造早期所形成的坳陷，组成的地层主要有上古生界的浅成变质岩、石炭系和二叠系的火成岩，中生代三叠系和侏罗系的沉积碎屑岩，以及第四系堆积物广泛分布于盆地之中。因此根据区内岩性、地貌和地表水分布特征将该区划分为三个水文地质分区。（1）火成岩、变质岩裂隙水区该区位于XXXXX煤矿矿区西北部，主要由泥盆系、石炭系、二叠系的安山岩、石英云母片岩、花岗片麻岩所组成的中高山区基岩裂隙水区。（2）三叠系和侏罗系砂岩及砂砾岩裂隙孔隙水区该盆地中三叠系和侏罗系广泛分布，由砂砾岩、砂岩、泥岩及煤层组成倾向东南的单斜蓄水构造，XXXXX煤矿区则位于该含水构造的中上部。地下水主要来自矿区北面的铁列克河的侧向补给及部分大气降水和冲沟中季节性水流补给，属区域地下水补给。由于该区岩层裂隙不甚发育，地下水循环条件差，属弱含水地层。水质类型为HCO3ClNa和ClSO4HCO3CaMg。（3）第四系砂砾石层孔隙潜水区矿区含水层主要分布在现代河床、冲沟及山前冲洪积平原，由砂、砂砾石及亚砂士组成，结构疏松，渗透性强，接受地表水直接补给，水量较丰富，为良好含水地层，水质类型为ClSO4CaNa。3、地下水补给、径流、排泄条件矿区内各含水层主要接受大气降雨、融化雪水、地表水和第四系砂砾石潜水的补给，地下水运动的总体流向由北向南迳流，但受地形切割影响或不同透水性岩层及隔水层的阻隔作用而以泉水的形式向沟谷排泄。4、矿区水文地质条件与井田地下水关系井田位于第二水文地质分区的中上部，即倾向东南的单斜蓄水构造的中上部，由于距第一水文地质分区较远，故与之无直接水力联系，而与第三水文地质分区的铁列克河以及现代冲沟中第四系孔隙潜水有水力联系。二、井田水文条件分析1、井田概况井田内地形较复杂，坡度较大，在井田北部靠近铁列克河南岸阴坡上厚层砂岩多形成陡立的山峰，为基岩裸露区，井田中部陡坡发育有火烧区，井田内除部分岩石裸露外大部分被第四系覆盖，区内出露地层有第四系、侏罗系、三叠系地层，侏罗系下统塔里奇克组含A组（A1、A2、A3）三层煤，为一向南倾斜的单斜构造，倾角3459。区内最大标高2117m，最低标高1894m，相对高差一般在223m左右，地势总体上呈西高东低、中间高南北低趋势。属山前丘陵地貌，井田北部为铁列克河河漫滩，井田中南部发育有两条东西向现代冲沟，沟深2040m，第四系多分布于井田南部沟梁及河谷内，厚度在0191m左右。井田北部铁列克河河漫滩，有较大面积的耕地，农作物为冬小麦，地表植被发育，井田内冲沟发育，地表排泄条件良好。本井田首采区底界标高为1550m，资源量估算最低标高900m。井田范围内只有发育一条铁列克河，据实地勘查其水位标高为1874.58m至2028.55m；另外收集矿业以往资料得知洪水位线在井口正对的位置，进5年最高洪水1965.3m，最大淹没范围铁列克河河漫滩。3、断层导水性井田构造较简单，总体为一向南倾斜的单斜构造，岩层倾向南，倾角3459，断裂构造不发育，普查和勘探在井田内未发现有大的断层及岩浆侵入，未发现有构造导水情况。4、地下水补给、径流、排泄条件从整个铁列克井田水力平衡情况分析，铁列克河水水位高出基岩裂隙水水位101.04111.50m，基岩裂隙水水位高出卡普斯朗河水位38m，地下水自西向东运移。由此说明铁列克河为该井田地下水主要补给区，而卡普斯朗河则为该井田地下水排泄区。5、含水层间的水力联系井田确定的5个含水层组，由于所处的相对位置不同或由于各层之间有厚层的隔水层阻隔，所以没有构成明显的水力联系。河床内分布的砂砾石含水层（H1）与下侏罗统塔里奇克组含煤岩系含水层组（H3）之间，因有粉砂岩、泥岩的隔水作用而联系微弱。三、矿床充水条件分析根据井田水文地质条件的分析，对矿井充水的水源主要包括煤系地层顶底板砂岩裂隙水、老空水、火烧区水、第四系水、大气降水和地表水。现分述如下1、煤系地层顶底板砂岩裂隙水本矿井开采塔里奇克组煤层，在掘进和工作面回采时，受采掘破坏或影响的为A1、A2、A3煤层顶底板砂岩含水层（组），是矿井直接充水水源。2、老空水矿井老空水主要包括矿井内老窑积水及本矿A3煤层采空区积水，其中老窑积水普遍高于目前XXXXX煤矿主要开采标高。3、火烧区水井田内火烧区主要分布在铁列克河南岸井田中部阴面陡坡及井田西部山梁处至坡脚地带，由褐红色烧变岩、碎石组成。烧变岩裂隙发育，产状杂乱无障。该含水层厚度30100m，平均厚43m。4、第四系水该含水层主要分布于铁列克河河床及其两侧的河漫滩之中，由细砂、中砂、粗砂、卵石、漂石及亚砂土组成，结构松散，孔隙度大，接受大气降水补给，该沟谷属季节性冲沟，仅在每年融雪期和雨季才形成短暂水流。赋存一定量的地下水，当矿井在浅部开采时，煤层回采后冒落带和导水裂隙带极易波及到上部第四系砂砾石含水层，导致地表水及砂砾石潜水溃入矿井。5、地表水地表水可通过基岩风化裂隙、导水裂隙带和塌陷坑等进入矿井，成为矿坑井水水源。6、大气降水大气降水可通过基岩风化裂隙、导水裂隙带和塌陷坑等进入矿井，成为矿井充水水源。7、封闭不良钻孔本井田共施工钻孔22个，均未进行封孔质量检查，可能存在封闭不良的钻孔，地下水、地表水和大气降水可通过这些封闭不良的钻孔进入矿坑，需对不良钻孔采取措施。四、水文地质类型的确定根据2018年5月2日国家安全生产监督管理总局审议通过，2018年9月1日起施行的煤矿防治水细则，并按地质报告“井田水文地质条件划分为二类一型，即以裂隙含水层充水为主，水文地质条件简单的矿床。”，因矿井防治水难度较大，工程量较大结果，矿井水文地质类型属复杂类型。矿井水文地质类型划分标准分类依据类 别简单中等复杂极复杂受采掘破坏或影响的含水层及水体含水层性质及补给条件受采掘破坏或影响的孔隙、裂隙、岩溶含水层，补给条件差，补给来源少或极少受采掘破坏或影响的孔隙、裂隙、岩溶含水层，补给条件一般，有一定的补给水源受采掘破坏或影响的主要是岩溶含水层、厚层砂砾石含水层、老空水、地表水，其补给条件好，补给水源充沛受采掘破坏或影响的是岩溶含水层、老空水、地表水，其补给条件很好，补给来源极其充沛，地表泄水条件差单位涌水q（Ls-1m-1）q0.10.1q1.01.0q5.0q5.0矿井及周边老空水分布状况无老空积水存在少量老空积水，位置、范围、积水量清楚存在少量老空积水，位置、范围、积水量不清楚存在大量老空积水，位置、范围、积水量不清楚矿井涌水量m3h-1正常Q1最大Q2Q1180Q2300180Q1600300Q21200600Q121001200Q23000Q12100Q23000突水量Q3（m3h-1）无Q3600600Q31800Q31800开采受水害影响程度采掘工程不受水害影响矿井偶有突水，采掘工程受水害影响，但不威胁矿井安全矿井时有突水，采掘工程、矿井安全受水害威胁矿井突水频繁，采掘工程、矿井安全受水害严重威胁防治水工作难易程度防治水工作简单防治水工作简单或易于进行防治水工程量较大，难度较高防治水工程量大，难度高第五节 瓦 斯一、瓦斯等级根据【新煤行管发（2013）69】号文件，2012年度该矿瓦斯等级为低瓦斯矿井。根据【新煤行管发（2015）205】号文件，2014年度该矿瓦斯等级为低瓦斯矿井。根据地勘报告，随着开采深度的增加，瓦斯含量随之增大，通过分源法预测，该矿为高瓦斯矿井。二、煤尘爆炸危险性井田范围内各煤层煤尘均有爆炸性。三、煤的自燃性根据煤层自燃倾向试验结果，结合煤矿安全规程（2022版）对煤层自燃性分类综合确定井田各煤层属类自燃煤层。另据矿方提供该矿井生产经验数据，煤层自燃发火期在36个月。四、地温在井田内及周围矿区未发现高温区，井下温度一般在10左右。未发现有地温异常现象。五、火烧区据磁法勘查的结果、现场踏勘并结合井下工作得知，从目前矿区煤层自燃分布情况看，该区煤层烧变岩分成两块一是分布在井田中部，沿A3号煤层呈东西向分布。该火烧区宽10m30m，长1400m，火烧深度在米吉克乡二号井1水平以上，即位于1880m以上；二是小面积分布于井田西部，火烧区宽10m30m，长600m，火烧深度在巷探水平以上，即位于1970m以上。目前井下已采空到1760m水平，另外煤矿开采过程中也未见地温异常情况出现，故推断其均为古火区死火区。第三章 井筒布置及支护说明第一节 巷道特征井筒特征表序号井筒特征井筒名称备注副斜井1井筒坐标X4645853.13m80坐标）Y27534701.00m80坐标）Z2014.8m80坐标）2井筒方位角/2120119提升方位角3井筒倾角/-254井筒直径或宽度/m净宽4.8基岩段净高4.0基岩段5井筒断面/m2净16.72基岩段掘进18.66 基岩段6砌筑/m2厚度/mm100基岩段材料（喷射）混凝土喷射混凝土C20材料（浇筑）混凝土铺底、台阶、水沟C20副斜井井筒基岩段设计为直墙半圆拱，基岩段长度827m m，已施工25m，剩余802m，井筒倾角为-25。右侧布置有水沟，水沟净规格宽深 300200mm。左侧布置有台阶，台阶净规格长宽高 700320150mm。井筒底板铺设100mm混凝土。井筒每隔80m设置一个钻机硐室（水沟侧），钻机硐室设计为直墙半圆拱，净尺寸宽高深5m4m5m。基础深度100mm。井筒每隔40m设置一个躲避硐室（台阶侧），躲避硐室设计为直墙半圆拱，净尺寸宽高深2m2m1.5m。基础深度100mm。第二节 支护设计及支护材料一、支护方式副斜井井筒基岩段、躲避硐室采用锚杆金属网喷射混凝土联合支护。副斜井喷射混凝土厚度100mm，巷道铺底厚度150mm，台阶垫层厚100mm，水沟壁厚100mm。钻机硐室喷射混凝土厚度100mm（钻机硐室后墙也须喷射100mm混凝土），钻机硐室底板浇筑混凝土厚度100mm。躲避硐室喷射混凝土厚度80mm（躲避硐室后墙也须喷射80mm混凝土），躲避硐室底板浇筑混凝土厚度100mm。井筒内每隔50m设一横向截水沟，坡度取4。二、支护材料锚杆采用202000mm级左旋无纵肋螺纹钢树脂锚杆。锚固剂每根锚杆使用CK2335型锚固剂两支。锚杆托盘采用12012010mm蝶形钢制托盘。网片金属网采用6mm盘圆制作，网格100mm100mm，网片上下左右压茬搭接均为100mm，每距离300mm采用16双股铁丝进行绑扎连接。巷道主体、钻机硐室、躲避硐室喷射混凝土强度等级C20。巷道地坪、台阶、水沟浇筑混凝土强度等级C20。台阶下方铺设有垫层，垫层在巷道净底板上部，垫层厚度100mm。第三节 支护参数验算1、锚杆长度计算LKHL1L220.280.50.11.16式中L锚杆长度，m；H冒落拱高度，0.28m；K安全系数，一般取K2；L1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按0.5m；L2锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；其中HB/2f5.0/（29）0.28式中B巷道掘进宽度,5.0m；f岩石坚固系数，取f9（现场取样送检岩石坚固系数为f810）；锚杆选用2.0m1.16m，满足要求。2、锚杆间距、排距计算设计锚杆间排距均为a，则aQKHr 502230.281.97m式中a 锚杆间排距，m；Q 锚杆设计锚固力，50KN；H 冒落高度，取0.28m；被悬吊岩石的重力密度，取23KN/m3；K 安全系数，一般取K2。锚杆设计间排距为0.8m均1.97m，满足要求。第四节 支护工艺一、支护参数锚杆采用202000mm级左旋无纵肋螺纹钢树脂锚杆，锚杆间排距800800mm，每排布置13根，矩形布置,锚杆设计锚固力为50KN，扭矩力设计为100Nm。锚固剂每根锚杆使用CK2335型锚固剂两支。锚杆托盘采用12012010mm蝶形钢制托盘。网片金属网采用6mm盘圆制作，网格100mm100mm，网片上下左右压茬搭接均为100mm，每距离300mm采用16铁丝双股进行绑扎连接。喷射混凝土井筒主体喷射混凝土强度等级为C20，厚度为100mm；钻机硐室喷射混凝土强度等级为C20，厚度为100mm；躲避硐室喷射混凝土强度等级为C20，厚度80mm。浇筑混凝土铺底、台阶、水沟混凝土强度C20，巷道铺底厚度150mm；水沟混凝土支护厚度100mm，台阶垫层厚度100mm，躲避硐室铺底厚度100mm。二、锚杆支护工艺要求1）锚杆间距排距800mm800mm，误差不大于100mm。2）锚杆外露长度10mm露出螺帽50mm之间。3）锚杆锚固力不小于50KN。螺母预紧力矩不小于100Nm。4）锚杆打设角度要尽量垂直于轮廓线，角度与岩壁不得小于75。5）每根锚杆装两卷CK2335型树脂锚固剂，锚固时边旋转搅拌边匀速推进，搅拌时间为20-25秒，凝固时间不小于35秒。6）安装锚杆前，应先检查锚杆孔布置形式，孔距、孔深、角度以及锚杆质量，不符合规定的要进行处理和更换；锚杆打注后按规范要求对锚杆进行质量检查，不符合要求的必须重新补打。7）铺联网要求相邻网间必须搭接，搭接长度不得小于100mm。相邻联接点不得大于300mm,采用双股16铁丝双股连接，铁丝扭结不得小于3圈。第四章 施工工艺副斜井井筒目前已掘进施工至里程K286m位置，根据井筒基岩段实际揭露岩性，均为砂岩且硬度系数较高，经现场取样送检，岩石硬度系数f8-10（根据建设单位提供的地质资料岩石硬度系数f4-6），采用掘进机掘进工艺难度较大。结合矿井现有条件及现场实际情况，选用浅孔爆破方法掘进，多台YT-28型气腿式凿岩机打眼，ZWY120/55L煤矿用履带挖掘式装载机将爆破的矸石耙装至箕斗内,利用2JK-3.0/1.8型绞车配合6*7FC-28-1670型钢丝绳，采用6m箕斗将矸石提至地面翻矸平台，通过翻矸平台把矸石翻到翻矸平台下方的翻矸车内（自卸汽车），翻矸车（自卸汽车）将矸石运至矿方指定排矸地点。采用履带挖掘式装载机机载支护作为临时支护，采用多台MQT-130型锚杆钻机打注拱部锚杆，将金属网连接至底板采用多台MQBT-75型帮锚机打注帮部锚杆，喷射混凝土采用PS-7I型湿式喷浆机。第一节 施工方法和工艺流程（含硐室）一、施工顺序施工顺序安全检查（瓦斯、工程质量、探头位置等） （画轮廓线）打设上部眼 ZWY120/55L煤矿用履带挖掘式装载机排矸 帮部锚网支护（画轮廓线）打设下部眼 撤出机具及人员 喷射混凝土 警戒、装药、放炮（一炮三检、三人连锁） 敲帮问顶 架设机载临时支护（检查巷道规格尺寸）、铺设拱部金属网 顶部锚网支护安全检查。二、施工工艺1、掘进采用多台YT-28型气腿式凿岩机同时作业，按照爆破图表及参数打眼、装药、爆破，ZWY120/55L煤矿用履带挖掘式装载机将爆破的矸石耙装至箕斗内。2、矸石运输利用2JK-3.0/1.8型绞车配合6*7FC-28-1670型钢丝绳，采用6m箕斗将矸石提至地面翻矸平台，通过翻矸平台把矸石翻到翻矸平台下方的翻矸车内（自卸汽车），翻矸车（自卸汽车）将矸石运至矿方指定排矸地点。3、支护首先将2张金属网连接成整体放置在超前支护（前探梁）上，采用多台MQT-130型锚杆钻机打注拱部锚杆，将金属网连接至底板采用多台MQBT-75型帮锚机打注帮部锚杆。喷射混凝土采用PS-7I型湿式喷浆机，喷浆成巷可滞后锚网支护距离不得超过40m。两侧巷帮最下一锚杆可滞后迎头不超过30m，围岩条件破碎时不得滞后。4、支护材料及设备运输利用2JK-3.0/1.8型提升绞车配合6*7FC-28-1670型钢丝绳、6m箕斗下放支护材料及巷道内设施设备。5、水沟、台阶砌筑和永久扶手安装滞后工作面不超过50m。6、喷射混凝土利用在井口附近安装的JZ-1000型砼搅拌站搅拌喷浆料，喷浆料必须按C20配合比搅拌均匀，搅拌好喷浆料通过铲车和井筒下料口放入6m箕斗，利用2JK-3.0/1.8型绞车，缓慢下放到井下喷浆机处，箕斗下方放置临时挡车器，人工上料至PS-7I喷浆机料仓。通过50mm喷浆软管对支护锚网的区域进行喷浆。喷浆作业时须加入速凝剂，其掺量为水泥用量的510。喷淋水区时，可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。三、工艺过程及要求1、掘进采用多台YT-28型气腿式凿岩机同时作业，按照爆破图表及参数打眼、装药、放炮。采用分片、分区、分工打眼，以加快打眼速度，提高钻孔质量；爆破时采用分次装药、分次爆破方式，先爆破下半部，后爆破上半部。炮掘工艺流程图副斜井井筒基岩段炮眼布置图及爆破说明书 井筒基岩段爆破说明书井筒基岩段爆破原始条件名 称数 目名 称数 值掘进断面/18.66炮眼数目/个61岩石坚固系数暂按8-10考虑雷管数目/个61炮眼深度/m3.6/3.4装药总量/kg67.2 井筒基岩段装总药量及起爆顺序序号名 称炮眼编号眼数（个）眼深（m）装药量起爆顺序连线方式装药结构单孔小计卷数重量/kg卷数重量/kg1掏槽眼1-663.661.83610.8并联正向装药2辅助眼7-16103.430.93093辅助眼17-29133.441.25215.64周边眼30-51223.430.96619.8IV5底眼52-61103.441.24012IV井筒基岩段预期爆破效果名 称单位数量名 称单位数量炮眼利用率90每米巷道炸药消耗量Kg21循环进尺m3.2每米巷道雷管消耗量个19.06每循环爆破岩石体积m59.7每m岩石消耗雷管个/m1.02单位炸药消耗量kg/m1.13每循环炮眼总长度m201.8炸药使用煤矿许用三级乳化炸药,规格32300mm、300g/支，雷管使用煤矿许用数码电雷管,一次起爆总时间差不得超过130ms，并应当与专用起爆器配套使用。分次装药、分次爆破，单次爆破眼数及装药量如下井筒基岩段首次爆破说明书井筒基岩段爆破原始条件名 称数 目名 称数 值掘进断面/19.11炮眼数目/个34岩石坚固系数暂按8-10考虑雷管数目/个34炮眼深度/m3.6/3.4装药总量/kg40.8井筒基岩段首次装药量及起爆顺序序号名 称炮眼编号眼数（个）眼深（m）装药量起爆顺序连线方式装药结构单孔小计卷数重量/kg卷数重量/kg1掏槽眼1-663.661.83610.8并联正向装药2辅助眼7-814-1663.430.9185.43辅助眼17-1927-2963.441.2247.24周边眼30-3249-5163.430.9185.4IV5底眼52-61103.441.24012IV井筒基岩段二次爆破说明书井筒基岩段爆破原始条件名 称数 目名 称数 值掘进断面/19.11炮眼数目/个27岩石坚固系数暂按8-10考虑雷管数目/个27炮眼深度/m3.4装药总量/kg26.4井筒基岩段二次装药量及起爆顺序序号名 称炮眼编号眼数（个）眼深（m）装药量起爆顺序连线方式装药结构单孔小计卷数重量/kg卷数重量/kg1辅助眼10-1343.430.9123.6并联正向装药2辅助眼20-2673.441.2288.43周边眼33-48163.430.94814.4井筒基岩段躲避硐室爆破说明书井筒基岩段躲避硐室爆破原始条件名 称数 目名 称数 值掘进断面/4.2炮眼数目/个21岩石坚固系数暂按8-10考虑雷管数目/个21炮眼深度/m1.9/1.7装药总量/kg12.9井筒基岩段躲避硐室装药量及起爆顺序序号名 称眼数（个）眼深（m）装药量起爆顺序连线方式装药结构单孔小计卷数重量/kg卷数重量/kg1掏槽眼61.930.9185.4串联正向装药2周边眼101.71.50.45154.53底眼51.720.6103井筒基岩段躲避硐室预期爆破效果名 称单位数量名 称单位数量炮眼利用率88每米巷道炸药消耗量Kg8.6循环进尺m1.5每米巷道雷管消耗量个14每循环爆破岩石体积m6.3每m岩石消耗雷管个/m3.33单位炸药消耗量kg/m2.05每循环炮眼总长度m36.9炸药使用煤矿许用三级乳化炸药,规格32300mm、300g/支，雷管使用煤矿许用数码电雷管，一次起爆总时间差不得超过130ms，并应当与专用起爆器配套使用。2、临时支护采用履带挖掘式装载机机载前探梁作为临时支护。3、敲帮问顶每次爆破后，必须由班组长或有经验的老工人进行“敲帮问顶”。顶部出矸完毕，作业人员利用长柄工具进行认真的敲帮问顶。确认无异常后方准进入工作面进行下一工序作业。敲帮问顶应采取有效办法，包括观察、听声等。“敲帮问顶”期间设专人监护。敲帮问顶工具为1根长度为1.8m的尖棍制成（一头尖一头扁）。4、循环进尺及控顶距（1）围岩稳定时，循环进尺3.2m，最大控顶距3.5m，最小控顶距0.3m，及时锚网支护。（2）若围岩破碎，根据破碎情况循环进尺缩小为2.4m、1.6m，及时进行锚网支护，确保施工安全。5、使用机载超前支护（1）施工人员将2张金属网片采用铁丝绑扎在顶梁架上，防止滑脱。（2）ZWY120/55L煤矿用履带挖掘式装载机司机向前推动主架和顶梁液压控制手柄，使主架和顶梁架由折合状态慢慢平稳打开，开到所需要的角度和位置再升主架，升到巷道顶板，把金属网压紧在巷道顶板上。（3）缓慢升起机载超前支护至预定位置，并将金属网片与岩面压紧，联接顶网后，人员进入工作面按规定要求打注顶部锚杆。（4）确认顶部安全后人员方可进入工作面。机载超前支护示意图6、永久支护（1）先用超前支护将金属网片压紧在顶板上，人员站在超前支护下方，测量井筒规格尺寸，确认符合设计要求后，打注顶部锚杆。（2）顶部锚杆打注后人员退出、出矸，达到设计要求后确认顶部安全，联接帮网，然后打注帮部锚杆。（3）作业时要保持注意力集