二1-12010工作面上顺槽掘进作业规程.doc

河南神火泉店煤矿掘进作业规程二1-12010工作面上顺槽掘进矿审批意见第一章 概况2第一节 概述2第二节 编写依据2第二章 地质说明书2第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况2第二节 煤 ( 岩 ) 层赋存特征2第三节 地质构造3第四节 水文地质4第五节其他 5第三章 巷道布置及支护说明5第一节 巷道布置5第二节 矿压观测5第三节 支护设计5第四节 支护工艺6第四章 施工工艺10第一节 施工方法10第二节 凿岩方式10第三节 爆破作业11第四节 装载与运输11第五节 管线及轨道敷设12第六节 设备及工具配备13第五章 生产系统14第一节 通风14第二节 压风16第三节 瓦斯防治16第四节 综合防尘16第五节 防灭火16第六节 安全监控16第七节 供电16第八节 排水17第九节 运输17第十节 照明、通讯和信号18第六章 劳动组织及主要技术经济指标18第一节 劳动组织18第二节 循环作业19第三节 主要技术经济指标19第七章 安全技术措施19第一节 一通三防19第二节 顶板23第三节 爆破24第四节 防治水28第五节 机电29第六节 运输35第七节 其它42第八章 灾害应急措施及避灾路线52二1-12010上顺槽掘进掘进作业规程第一章 概况第一节概述一、巷道名称：本规程掘进的巷道名称为：二1-12010上顺槽。二、掘进的目的及用途：掘进的目的是二1-12010工作面的进料、通风和行人。三、巷道设计长度及服务年限1、巷道设计长度：约345m。2、服务年限：2年。四、预计开竣工时间：预计开工时间：2009年5月10日预计竣工时间：2009年6月30日(附图1：巷道布置平、剖面图)第二节编写依据一、采区设计说明书及批准时间巷道设计说明书的名称为二1-12010上顺槽业务联系书(编号QD 01第2009042401号)，批准时间为：2009年4月25日。二、地质说明书及批准时间地质说明书的名称为二1-12010上顺槽地质说明书，批准时间为：2009年4月09日。三、矿压观测资料根据12采区皮带上山、12050上顺槽顶板离层仪观测、记录数据。四、依据其他技术规范1、煤矿安全规程井巷工程矿井通风与安全；2、岗位工操作规程和各种管理制度；3、自救器的使用要求及注意事项；4、煤矿采掘机械；5、矿井质量标准化标准；6、老工人的经验和建议。第二章 地质说明书第一节地面相对位置及邻近采区开采情况二112010工作面，位于井田西翼首采区北部，东邻12轨道上山，西邻DF03断层，上至煤层露头附近，下邻二112030工作面（未开采），区段设计走向长约380 m，倾向长约88m，井下标高在386318之间，地面标高+119.3+122.87m，地面无村庄。设计施工的下顺槽长约412 m，巷道方位294；上顺槽长约335m，巷道方位294；切眼长约88m，巷道方位204。第二节煤岩层赋存情况一、上下顺槽沿二1煤层顶部掘进，二1煤层岩层产状：走向280310，倾角2530，局部岩层产状变化较大。根据101和9001勘探钻孔二1煤层厚度在5.998.07m。二1煤层顶部岩性为砂质泥岩、细粒砂岩，距离二1煤层顶板4.57.0m为二3煤层，煤层厚度1.72m左右。二1煤层底板岩层主要为中粒砂岩。二、地层综合柱状图系统组岩层名称柱状图地层厚度(m)岩 性 描 述石炭系上统山西组香炭段砂质泥岩.-.-.-.-.-.-.-.-.-.-.-.-.-.-.-.-.-.-.10.60深灰色，夹粉砂岩条带及泥质包体。含植物化石及黑色鲕粒。中细粒粒砂岩 . .13.51浅灰色，石英为主，次为长石、岩屑，节理发育，层面含少量炭质和大量白云母片，泥硅质胶结。大占段二3煤层二31.72黑色，粉末状砂质泥岩.-.-.-.0.84黑灰色，含植物化石碎片及次生黄铁矿薄膜，白云母碎片。细粒砂岩 1.17浅灰色，石英为主，次为长石、岩屑，层面含炭质及次生黄铁矿和大量白云母片，泥质胶结。砂质泥岩.-.-.-.-.-.-.2.56灰黑色，含植物化石碎片，层理发育，层面含次生黄铁矿及大量白云母碎片二1煤段二1煤层二18.07黑灰黑色，粉末状、粒状、鳞片状，半亮型，结构较简单，局部夹炭质泥岩中细粒粒砂岩 . . . . .Se30.28灰色，厚层状，主要成分为长石，石英，硅泥质胶结。局部夹粉砂岩、砂质泥岩薄层。底部为黑色第三节地质构造根据勘探及已施工的巷道资料分析，12010工作面地质构造较为简单，在12010上下顺槽掘进中可能会遇见小断层。西部临近DF03断层，产状为走向290310，倾角70落差：15 m，经12050上顺槽钻探验证，该断层不含水也不导水。受此断层影响，在12050切眼附近可能发育伴生或派生小断层。受断层影响，煤层厚度和倾角会发生小的变化，遇断层前须物探先行，钻探验证，防止突水事故发生。第四节 水文地质：二112010工作面主要受二1煤层下部灰岩含水层和顶板砂岩裂隙含水层影响。1、太原组上段灰岩岩溶含水层：岩层起伏变化较小，岩性主要为中粒砂岩，岩石成分石英为主，次为长石、岩削，硅泥质胶结，波状层理。层厚30左右m，该含水层单位涌水量0.01870.28L/sm，渗透系数0.092140.7988m/d，原始水位标高+113.80+122.12m，根据地面长观孔CS1观测现水位标高-202m；水化学类型为HCO3SO4Ca 和HCO3CaMg型，矿化度0.5300.640g/L；永久硬度110.45180.08mg/L，PH值7.448.15，属富水性较强的岩溶裂隙承压水，具有较高的水头压力。考虑其区域富水特征，在断层带附近或煤层底板隔水层薄弱处进行掘进时，应注意防范突水事故。 2、太原组下段灰岩岩溶裂隙水含水层：距二1煤层75m左右，为二1煤层底板间接充水含水层，由厚度3.7926.88m、多为三层局部合并为一层的L1L4灰岩组成。灰岩化学成分CaO占45.1051.92%，平均48.90%。灰岩致密，且裂隙常被方解石脉充填，局部岩溶发育。该含水层，单位涌水量0.0362 L/sm，渗透系数0.857m/d；水化学类型为HCO3CaMg型，矿化度0.2320.389g/L，PH值7.07.3。属富水性强、且不均匀的岩溶-裂隙承压水，该含水层局部地段水压较高， 首采面下顺槽底板改造注浆钻孔实际揭露，太灰下段水压在4.85.8Mpa之间，局部地段和寒武系灰岩沟通。3、顶板砂岩裂隙含水层：二112010煤层顶板岩性较为简单，主要由砂质泥岩、细粒砂岩组成，由于直接顶为砂质泥岩，富水性弱，对工作面的掘进影响不大。 4、该面有三条勘探线并做过首采区三维地震勘探，对构造和基岩面有较好的控制，二1-12010工作面区域范围内基岩面比较平坦，标高+119.3+122.87m，控制程度较好，其它特殊地形存在的可能性极小。但由于煤层顶板比较破碎，自身承载能力下降，为了避免顶板发生非均衡性破坏和断层造成裂隙发育等不良因素影响，确保矿井安全生产和减少涌水量及预防出现其他意外情况，采取相应的安全技术措施仍是十分必要的。主要有： 1）、应加强掘进工程质量管理，防止局部顶板抽冒。坚持使用前探梁，一旦发生冒顶，应及时处理，避免出现冒高过大情况，如遇巷道淋水，温度变化应及时汇报调度室，待查明原因后，方可施工。2）由于沿二1煤质较软，巷道低洼处要挖泵窝，安泵排水，上下顺槽掘进期间水泵排水能力分别不小于300m3/h。5、预计该工作面下顺槽掘进的最大涌水量不超过50 m3/h，正常涌水量030 m3/h。上顺槽掘进的最大涌水量不超过40m3/h，正常涌水量020m3/h。岩石巷道在施工过程中，仅局部存在少量砂岩裂隙水，断层附近水量可能有所增大，但对生产没有大的影响。排水系统要完善，水要排至水沟内，确保水沟畅通。第五节其他一、瓦斯地质二112010工作面位于西翼首采区，巷道方位294，标高在386318m之间。煤层埋藏靠近浅部煤层风化带和露头线，煤层上部透气性较好,瓦斯含量不大。根据瓦斯地质预测图资料来看，瓦斯含量小于4ml/g。由于受区域构造的影响，煤系地层在长期遭受剥蚀风化等多种地质作用的影响下，煤的原始结构破坏，坚固性系数值较小。二、建议：1、施工过程中坚持有疑必探，先探后掘。2、要加强对巷道的顶板管理，特别是断层附近巷道顶板管理工作。3、在生产过程中，要注意观察巷道迎头岩性变化和煤岩层破碎情况，发现断层要及时与地质人员联系。4、加强对掘进头的瓦斯监测管理工作，避免瓦斯超限。5、施工过和中要加强迎头水情观察，保证排水系统完善，使出水能及时排出工作面。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置二1-12010上顺槽开口中线，距二1-12010上顺槽开口点向北前112.18m(平距)，开口方位NE294,沿煤层顶板施工至甩车场向西10m，然后还-5下山掘进至底板后，跟底掘进。附图1：巷道布置平、剖面图附图2：巷道开口大样图第二节 矿压观测巷道，每隔40m在顶板安装一个顶板离层仪，并设管理牌板，每5天观察一次，并将数据记录在牌板或矿压观测记录本上。第三节 支护设计一、 支护概况：该巷道支护分两种：1、 梯形巷道：采用锚杆+锚索+钢带+金属网+架12矿工字钢棚联合支护2、 半圆拱形巷道：采用架36U型钢棚+锚网+锚索联合支护二、 巷道断面形状、尺寸及支护方式：1、 梯形巷道：不规则梯形断面，下净宽中心高=4470mm3020mm。掘进断面积12.7m2，净断面积11.7m2。采用锚杆+锚索+钢带+金属网+架12矿工字钢单棚联合支护。2、 半圆拱形巷道：为半圆拱形断面，下净宽中心高=4715mm3600mm。掘进断面积16.9m2，净断面积14.71m2。采用架36U型钢单棚+金属网+锚索联合支护。附图3：巷道支护平面图、断面图附图4：临时支护平面图、剖面图第四节 支护工艺一、 支护参数：1、抬棚及开口段：(1). 抬棚叉梁：下净宽净高=45333020mm，掘进断面积13.6m2，净断面积11.3m2；(2). 开口段前11棚采用不规则梯形断面，规格分别为：. 下净宽净高=70863020mm；. 下净宽净高=66113020mm；. 下净宽净高=62643020mm；. 下净宽净高=59473020mm；. 下净宽净高=56583020mm；. 下净宽净高=54033020mm；. 下净宽净高=51833020mm；. 下净宽净高=50063020mm；. 下净宽净高=48963020mm；. 下净宽净高=48103020mm；. 下净宽净高=47703020mm。(3). 架设12工字钢对棚支护，其余支护参数与第2项相同。2、 梯形棚支护段：(1).架棚支护：架设12工字钢单棚支护，棚距700mm，棚梁长3846mm，棚腿长4198mm；棚距700mm，棚间用木撑杆（小头50mm硬木）撑紧，上、下帮及顶各两根。顶梁撑木位置为梁挡板以里100mm，上下帮棚腿撑木为顶梁以下400mm及底板以上500mm各一根。帮椽杆（小头30mm硬木）间距250mm，上帮下帮各10根，两帮椽杆后用“双抗”网闭帮。顶部背板采用8块80100mm半圆木，间距500mm均匀放置。(2).打锚杆+锚索支护：对巷道顶部采用打锚杆、打锚索、钢带、铺金属网支护；锚杆间排距：700700mm，采用“3-5-5-3”形式布置，锚杆规格：20mm2400mm，每根锚杆使用2卷K2350型树脂药卷；安装在2500mm178mm5mm的W钢带上；锚索间排距：1400mm1400mm，采用“2-0-0-2”形式布置；锚索规格：18.98000mm，每根锚索使用4卷K2350型树脂药卷，使用300mm300mm12mm的铁托盘，锚杆锚索位置重叠时，只施工锚索不打锚杆，并打在钢带上；金属网使用6mm的冷拔金属网封闭，规格为1000mm2000mm。3、 U型棚支护段：(1).架棚支护：架36U型钢单棚支护，棚距500mm，封闭帮顶采用10810mm和6.5560mm的钢筋笆片，每棚23片。每棚使用5mm厚的连接板2组，配18mm的螺栓；每棚卡缆3副；对空顶部分使用半圆木(80100mm，L1200mm)或用双抗编织袋装渣充填严实。(2).锚索支护：拱部布置3根锚索，规格18.9mm8000mm；间排距1600mm2100mm；使用4卷树脂药K2350；锚索安装在300mm300mm12mm的铁托盘上。二、 支护工序：1、 打注锚杆、锚索施工工艺：将锚杆机（打顶部眼）、风钻（打帮部眼）、钻杆、钻头(28mm)准备好，风水管接齐，将锚索/杆机搬至迎头，按预定眼位打眼。打眼时，一人操作锚杆机，一人扶锚杆机、安装钻杆、替换钻杆。锚杆眼打好后，将树脂药卷及锚杆装入锚杆眼打注，开动锚杆机搅拌，搅拌应先慢后快，时间不低于20秒，严禁将锚杆直接顶入眼底不搅拌或搅拌时间不够即停机。待锚固剂凝固，等5分钟后，再开动锚杆机拧紧螺帽，如此依次将一排锚杆安装齐，一排施工完后再施工下一排。每循环顶部支护好后再拆除临时支护。眼打齐后应用扫眼器清除煤粉，装入树脂药卷及锚杆，插上搅拌器或锚杆机搅拌，待凝固后安上盖板用力矩扳手拧紧螺帽。另起一行打锚索时先找准位置，锚索眼施工工艺与锚杆眼相同，仅深度较深需套接钻杆，锚索眼打齐后，装入树脂药卷，插入锚索线，送锚索线时应注意轻送，防止药卷在中途被弄破。药卷送入眼底后安上锚索搅拌器，开动锚杆机搅拌，搅拌应由慢到快，时间不少于30秒，待树脂药卷凝固后，取下搅拌器，等30分钟以后，上盖板及锁具，用涨拉千斤顶及手动油泵涨拉锚索线，油泵压力达到25MPa以后，方可回压卸下锚杆机千斤顶，至此锚索施工完毕。2、 架工字钢棚支护工序：交接班隐患排查（顶板、瓦斯、探头位置等）伸前探梁隐患排查上棚梁刷帮挖腿窝架棚封闭帮顶。3、 架36U型钢棚支护工序：交接班隐患排查（顶板、瓦斯、探头位置等）挖掘上半部隐患排查伸前探梁上棚梁背顶隐患排查挖下部分挖腿窝栽棚腿上大卡子背帮上拉杆充填帮顶。三、 临时支护：1、超前临时支护的选择形式：金属前探梁或打戴帽点柱。材料：4根L4000mm的18kg/m轨道(或12矿工字钢)、大板、木楔子、单体支柱。大板规格：长度不低于1500mm，宽度不小于300mm，厚度不低于50mm。吊环规格：25mm圆钢焊成。2、临时支护及超前支护施工工艺：1）、锚网索+工字钢棚支护：a) 临时支护施工工艺：掘出毛断面后，首先进行敲帮问顶，用长度不小于2.5m及以上的长柄工具将危岩活矸或煤块找尽，采用外注式支柱带帽点柱临时支护顶板(先连网铺网，再打带帽点柱)，然后在其下方打锚杆、锚索、钢带，最后再架棚。b) 超前支护施工工艺：先用锚杆机打眼，然后装树脂药卷，安装锚杆，锚杆要求从第一排钢带后，向上前方打入顶板，Z2350树脂药卷1卷/眼，外露不得大于50mm，角度不小于75。2）、锚网+36U型棚支护：a) 临时支护施工工艺：掘出毛断面后，首先进行敲帮问顶，用长度不小于2.5m及以上的长柄工具将危岩活矸或煤块找尽，向前伸前探梁，再在前探梁上过棚梁、背顶后，然后挖腿窝、架棚、腰帮。b) 超前支护施工工艺：先用风煤钻打眼，然后将撞楔从迎头第一棚棚梁上方按+15坡度，用大锤将其楔入顶帮煤内；撞楔间距300mm，外露600mm左右。3、临时支护及超前支护的要求：临时支护采用前探梁或用带帽点柱支护，架棚挖柱窝时必须在前探梁下或支柱支护下进行；前探梁要成一条直线,梁间距要均匀,前探梁弯曲要及时更换；前探梁到巷帮的距离不大于1000mm；前探梁要互相平行，并且垂直迎头，每根前探梁之间间距不大于800mm。临时支护必须紧跟迎头 锚网或架U型钢棚支护距迎头最大控顶距离不超过700mm。每根前探梁使用2个吊环吊挂，且2个吊环之间的距离不能小于1600mm。吊挂前探梁必须用卡子卡紧棚梁，前探梁吊环必须上满，不紧处必须使用木楔将其楔牢。迎头必须配备足够量（大板不低于5块，木楔不低于8块）的大板和木楔子。架设前探梁前必须由外向里进行敲帮问顶，不得站在未经支护的地方进行敲帮问顶工作，找掉帮顶活矸、活石等。当顶板破碎时跟班副队长必须在现场监护，在没处理掉危岩时不得进行其它工作。施工时可采用链环吊挂前探梁，前探梁必须背实。使用带帽点柱作为临时支护时，必须将单体支柱打上劲，初撑力不小于3Mpa。打注锚杆、锚索时，不得拆除临时支护，并检查前探梁是否背实，确保有效。顶板破碎时应缩短循环进度，短掘短支；架棚支护距迎头不得超过1.4m。当顶板破碎时，放炮后要尽量缩短围岩的暴露时间。前探梁前移后,将吊挂前探梁的卡子或链环拧紧，扭矩力不小于100NM。移前探梁前，两人站在有支护的地点用工字钢梁将锚网托起，紧贴顶板，然后将前探梁串进空顶区，然后背顶，严禁空顶作业。18若顶板岩性发生变化时，现有的支护方式不能满足要求，要及时通知生产科，及时编写措施改变支护方式。 19顶板起伏较大，前探梁支护无法使用时，应使用外注式单体液压支柱，升柱时应两人配合好，一人操作，操作人员精力应集中，眼晴紧盯着支柱，另一人扶着柱子，防止柱子突然歪倒，放柱时，要缓慢下放并用手扶着柱子，防止柱子突然歪倒，用液压支柱支护时应时刻注意观察液压支柱有无漏液、倾斜等现象，有问题及时采取措施进行处理。 四、 支护要求：1、打锚杆、锚索施工质量要求：1)、采用锚杆机打眼及安装锚杆、锚索。2）、锚杆间排距严格按设计要求施工，间排距误差不超过100mm。3）、锚杆应垂直于岩面，与岩面的夹角不小于75。4)、锚杆盖板应紧压钢带及金属网贴紧岩面。5)、锚杆螺母必须拧紧。顶部锚杆安装时螺母的预紧力矩不应小于120N.m；锚固剂凝固15分钟后，顶部锚杆用锚杆机重新紧一遍。6)、顶部锚杆锚固力不得小于10T。顶部锚索预紧力不得小于50KN，其锚固力不得小于25mpa。巷道每进30-50米应做一次锚拉力试验，如出现不合格，应立即组织查明原因，并及时采取措施处理。7)、锚杆端部必须推至孔底，尾端露出螺母不小于20mm不大于50mm。8)、严格控制钻孔深度，钻孔深度误差不超过50mm。9)、锚索间排距应严格按设计要求施工，间距误差不超过150mm，排距误差不超过100mm，在拨门、贯通、大断面硐室、断层前后及顶板破碎带等处锚索应适当加密。锚索外露不超过200mm。10)、顶部钢带垂直中线，调斜不得超过200mm。11)、施工时加强顶板岩性观测，如发现顶板破碎或锚杆、锚索生根位置岩性变软，要及时加强支护并汇报调度室和生产技术科。2、架工字钢棚施工质量要求：1)、 架棚棚距700，误差不超过100。2）、水平巷道不得前倾后仰，1m垂线不大于17，倾斜巷道迎山角为巷道坡度的1/61/8，误差不大于0.5,严禁退山；3）、柱窝必须挖至实底，虚底下须穿木鞋；4）、支架不得淋肩、迈步、凉牙、喝风等现象，必须达到“亲口接”。支架梁水平度偏差不超过50mm，调斜不超过100；5）、掉顶、空帮、空肩窝处，必须用半圆木（规格：1/21001200mm）、接上劲（半圆木必须顺巷道方向），或用矸石、煤块或阻燃性编织袋装煤矸充填实，高冒处用半圆木按“井”字垛的方式接实（紧贴棚子的一层必须顺巷道方向）。6）、金属网之间必须压茬搭接，搭接长度为100mm，每循环第一排网不能压茬时，可插接，所有网搭茬处均用14铁丝双股绑扎牢固，绑扎间距为200mm。7）、网片长边沿巷道竖向布置，不得调斜。确保前后上下压茬为100mm；必须预留150mm，与下茬网压茬，顶、帮部的网要互相搭接，并用14铁丝双股进行绑扎。要提高联网质量，要求采用14#铁丝双股绑扎，间距200 mm。3、架U型棚施工质量要求：1）、架棚棚距500，误差不超过50；2）、水平巷道不得前倾后仰，1m垂线不大于17，倾斜巷道迎山角误差不大于0.5,严禁退山；3）、柱窝深度为150mm，必须挖至实底，虚底下须穿木鞋(20020050mm)；4）、梁腿搭接长度400，误差不大于-40，上部卡缆距棚腿上端头20，下部卡缆距棚梁端头20。搭接处要严实合缝，螺帽要上紧，螺母扭矩不小于200Nm；5）、支架不得淋肩，调斜不超过150；6）、卡缆间距250，误差不大于设计，不小于设计30；每棚使用金属拉杆三组，拱部棚梁正中一组，帮部拉杆在拱基线处，拉杆安设成一条直线。7）、钢筋笆片全断面腰背齐全；笆片钩子朝向迎头，笆片钩子必须进槽，左右笆片之间搭接相连，要求两股钢筋必须用扎丝捆扎在一起。8）、掉顶、空肩窝处，必须用半圆木（规格：1/21001200mm）、接上劲（半圆木必须顺巷道方向），空帮处用矸石、煤块或阻燃性双抗编织袋装煤矸充填实，高冒处用半圆木按“井”字垛的方式接实（紧贴棚子的一层必须顺巷道方向）。9）、架棚支护时，如棚子出现变形，压力显现明显，应及时在棚档中间打锚索进行加固。必要时，在棚档间套架29U型棚进行加固。10）、施工过程中，及时对所有卡缆螺母进行二次紧固，确保所有螺母扭矩不小于设计值。11）、施工单位技术人员必须按生产技术科要求，按规定布设测点，及时观测巷道变形量，并汇报生产科。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、掘进施工方法1、 自开口至甩车场向西10m段，巷道跟顶板、按中线施工；风镐掘进断面后，先采用锚杆+锚索+钢带+金属网支护顶板，滞后架设12矿工字钢梯形棚。2、 自甩车场向西10m，巷道按-5下山施工至底板后，跟底板、按中线施工；风镐或洋镐掘进断面后，直接架设36U型钢棚。二、掘进循环进度1、 架工字钢棚段：(1). 风镐掘进时，循环进度为0.7m，控顶距为0.9m。(2). 顶板较好时，锚杆支护紧跟迎头，架棚支护距迎头的距离不得大于3.5m。顶板较破碎或易片帮时，锚杆支护紧跟迎头，架棚支护距迎头距离不得大于2.0m。2、架U型棚段：(1). 风镐掘进时，人工风镐落煤一次掘一棚，循环进尺为0.5m，控顶距不大于0.7m。(2). 煤层较薄时，采取跟底、破顶板施工方式；对岩石部分放炮施工时，用1.5m的钎子钻眼, 循环进度为1.0米，控顶距不大于1.2m。煤层部分人工风镐落煤时一次掘一棚，循环进度为0.5m，控顶距不大于0.7m。第二节 凿岩方式一、凿岩方式1、 采用风镐、手镐落煤，人工出渣上刮板机；2、 当煤层较薄时，对岩石段采用放松动炮辅以风镐掘进。二、掘进机械及运输设备1、 全煤巷道时，采用风镐、手镐作为掘进凿岩工具；2、 煤层较薄时，对岩石部分打眼放炮，采用YT-7655型风钻打眼，六菱形钻杆，钻杆长1.5m；辅以风镐、手镐掘进。序号 机械、钻具名称型号数量动力配套方式备注1气腿式风钻YT-76553风动2寸压风管、水管2风镐G104风动2寸压风管第三节 爆破作业一、爆破条件：1、由于该巷道断面范围内均为砂岩(顶板为砂质泥岩、细粒砂岩)，采用1.5m钎子打眼，炮眼深度1.2m，装药量0.33kg/眼。炮眼均布置在岩层中，根据破岩厚度确定布置炮眼的个数，炮眼最多时不得大于10个炮眼。爆破时采用毫秒延期雷管，雷管最后一段延期时间不得超过130ms，严禁跳段使用。炸药使用煤矿许用3炸药。装药方式为正向装药，连线方式为串联。2、放炮主要起松动爆破作用，最多布置10个炮眼，眼距500mm；每眼装药量不得大于0.33kg(即一个药卷)。附图5：炮眼布置示意图附图6：放炮警戒示意图二、爆破说明表 炮眼名称炮眼编号眼深/m眼距/m炮泥长度/m炮眼角度/()装药量爆破顺序连线方式水平竖直眼数/个每孔装药量/kg总装药量/kg左右仰零俯1-101.00.50.459090100.333.31串联合计100.333.3第四节 装载与运输一、装载设备配备 出渣设备：迎头紧跟一部40S刮板输送机，当工作面掘进长度达80m左右时，后跟一部SSJ800-402 Kw 皮带，12采区皮带上山布置2部40S刮板机。二、装载设备及运输方式表序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输方式运输距离备注1皮带机SSJ800-402 Kw112010上顺槽地锚300m2刮板机SDG/40S112010上顺槽压柱100m3刮板机SDG/40S112采区皮带上山压柱、地锚120m4刮板机SGB/40T112采区皮带上山压柱、地锚30m附图7： 运输系统示意图 第五节 管线及轨道敷设一、管线及轨道敷设方式1、轨道：轨道中心线距巷道中心线距离为420mm，靠上帮布置；铺设22kg/m轨道，轨距600mm，L4000mm/根，轨枕采用枕木(规格：1200150150mm)，轨枕间距700mm；每根轨枕使用4个道钉；每个轨道接头处使用一副道夹板和4个道螺栓(螺栓采用一正一反安设)。2、风筒：布置在巷道上帮肩窝位置；采用600mm的风筒，风筒长度10m/节；使用8铁丝将其吊挂在顶部金属网或棚梁上。3、压风管：布置在巷道上帮距底板500mm处；采用二寸钢管作为压风管路，管路长度4000mm/根，管路之间采用管卡进行连接，每个管卡使用螺栓进行卡紧，每个接口处必须使用密封圈；每4050m接一个L=500mm的拨头；使用6.3mm的钢丝绳将其吊挂在棚腿或金属网上。4、进水管：布置在巷道上帮距底板700mm处；采用二寸钢管作为压风管路，管路长度4000mm/根，管路之间采用管卡进行连接，每个管卡使用螺栓进行卡紧，每个接口处必须使用密封圈；每4050m接一个L=500mm的拨头；使用6.3mm的钢丝绳将其吊挂在棚腿或金属网上。5、排水管：布置在巷道上帮距底板300mm处；采用140mm的塑胶管，管路长度4000mm/根，每80m或在底洼处设置一个拨头；使用6.3mm的钢丝绳将其吊挂在棚腿或金属网上。6、缆线：该巷道采用5联钩电缆钩作为缆线吊挂工具，布设瓦斯监控线1根、电话线1根、信号线3根、激光电源线1根(与信号线规格相同)、电缆线3根。二、管线及轨道敷设方式表序号名称规格型号单位数量吊挂方式与工作面间距轨枕间距轨面高低差轨道接头间隙1轨道22kg/m-L=4000mm根176铺设30m0.75mm5mm2风筒60010000mm节35悬吊5m3压风管764000mm根88钢丝绳20m4进水管764000mm根88钢丝绳20m5排水管1404000mmm88钢丝绳20m6瓦斯监控线MHYVR 1*4*7/0.52m350电缆钩5m7电话线MHYVP 2*2*0.8350电缆钩30m8信号线MYQ-0.3/0.5 41.5m1400电缆钩30m9电缆线MY3*50+1*16m300电缆钩350m10电缆线MY3*25+1*16m700电缆钩50m第六节 设备及工具配备一、设备及工具配备进料设备：二1-12010上顺槽内，根据巷道起伏情况，在合适位置布置1部JD-1.0(11.4kw)绞车；在12采区皮带上山上口处安设一台JD-1.6(25kw)绞车，在12050上顺槽安设两台JD-1.0绞车；作为进料打运设备。二、设备及工具配备表 序号设备、工具名称型号规格单位数量备 注1调 度 绞 车JD-1.0台312050上顺槽2台2调 度 绞 车JD-1.6台112采区皮带上山1台3水 泵22kw台24水泵11kw台25水 泵5.5kw台26风 钻YT-7655台37风 钻MQB-35J台18风 镐台59锚 杆 钻 机MQT-120台110控 制 开 关台11馈 电 开 关台12综 保13胶 带 输 送 机SSJ800-402 Kw台114局 部 通 风 机FBDNo6.0/215KW台215电话台116掀把1017镐518锤1激 光 指 向 仪1第五章、生产系统第一节通风一、通风方式及供风距离1、通风方式：采用压入式通风方式；2、供风距离：开口前供风距离(最小距离)为340m，最长供风距离为791m。二、风量计算 按照绝对瓦斯涌出量计算：Q=100q绝K 式中：Q-掘进工作面的需风量，m3/min；q绝-掘进工作面瓦斯的绝对涌出量，m3/min；K掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，一般取1.52.0Q=100 1.5 1.5=225 (m3/min) 按炸药量计算：Q=25A式中：A-每次放炮最大装药量Q=253.382.5 (m3/min)按照人数计算：Q=4N 式中：4-每人每分钟所需要的风量；N-掘进工作面同时工作的最多人数；Q=428=112(m3/min)(4)按局部通风机的实际吸风量计算按照风筒百米漏风率1.0计算，巷道掘进期间风筒最大长度为791m。则局扇需风量为：Q局Q1/（11.0%791/100）244.6m3/min4.08 m3/s三、风量验算(1)按最低风速验算：0.2514.760=220.5225式中：0.25-煤矿安全规程规定煤巷的最低风速0.25m/s；14.7-巷道净断面积(2)按最高风速验算：414.760=3528225式中：14.7-巷道的净断面积； 4-煤矿安全规程规定煤巷的最低风速4m/s。(3)按掘进工作面温度和炸药量验算炸药量/kg20温度/6以下1622232616以下1622232616以下16122326需要风量/(m3.min-1)4050605060806080100该工作面最大炸药量为3.3kg5kg，因此Q22560 m3/min，符合规定。(4)按有害气体的浓度验算：我矿为低瓦斯矿井，瓦斯含量为06.08ml/g，根据12采区皮带上山掘进迎头风量246m3/min，探头显示计算瓦斯绝对涌出量为0.07m3/min，因此Q225 m3/min符合规定。通过以上计算及验算，选择FBDNo6.0/215KW型局部通风机，该风机供风量为240-460 m3/min,配备直径600毫米胶质阻燃风筒，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。为保证迎头正常供风的需要，选择双风和双电源方式供风。四、局部通风机的选型及安装地点1、局部通风机的安装地点：风机安设在12采区皮带上山(12050上顺槽向南20m处)；距回风口不小于10m，该处巷道风速不低于0.25m/s。2、通风系统：局部通风机-二1-12010上顺槽-12采区皮带上山-12采区轨回联巷-12采区回风上山-西翼总回风大巷-西翼回风石门-风井-地面附图8：通风系统图第二节压风风源来自地面压风房，地面风压为7.0Mpa，迎头风压最小为6Mpa。压风系统：地面-副井-副井车场-540m西翼轨道运输石门-12采区轨道上山-12050上顺槽甩车场-12050上顺槽-12采区皮带上山-二1-12010上顺槽-迎头。附图9：防尘、排水、压风系统图第三节瓦斯防治我矿为低瓦斯矿井，无高瓦斯区域和瓦斯突出区域，因此瓦斯防治措施主要采取监控、通风、设置隔爆水棚等措施，未设置瓦斯泵站及瓦斯抽放。第四节综合防尘防尘水源来自地面。防尘系统：地面-副井-副井车场-540m西翼轨道运输石门-12采区轨道上山-12050上顺槽甩车场-12050上顺槽-12采区皮带上山-二1-12010上顺槽-迎头。附图9：防尘、排水、压风系统图第五节防灭火该工作面在每部皮带机头、刮板机头设置，防灭火砂箱1个，防灭火掀1把，砂袋若干，灭火器2个。第六节安全监控1、瓦斯传感器：型号KG 9701；在距迎头不大于5m处设置一个瓦斯传感器，即T1；在12采区轨回联巷向北10m处设置一个瓦斯传感器，即T2。2、瓦斯监控分站：在12采区皮带上山的12050上顺槽三岔门处设置瓦斯监控分站一个。附图10：安全检测仪器仪表布置示意图第七节供电一、供电方式：自变电所6000V变压为660V供电二、电压等级：660V三、电器设备：80皮带机一部、40S刮板机一部、JD-1.6绞车2部、JD-1.0绞车3部、风机2台、馈电2台、开关若干。四、供电系统：附图11：供电系统示意图第八节排水一、工作面涌出量：根据地质说明书，该巷道正常涌水量为020m3/h。二、排水方式：采用临时水仓积水，水泵抽入管路，排入12采区皮带巷水沟内。三、排水设备：1、根据各地点水量情况，分别采用5.5kw、11kw、22kw水泵。2、排水管路，采用140mm的橡胶管路，长度为4000mm。四、临时水仓：1、水仓及沉淀池规格：长宽深2.01.21.2m；2、临时水仓位置，设置在皮带机机头及各巷道低洼处。3、在涌水量较大或含有煤泥的涌水处，应设置沉淀池。五、排水路线：二1-12010上顺槽-(水仓、水泵、橡胶管路)-12采区皮带上山-12采区皮带巷-12采区煤仓通风行人联巷-西翼上仓斜巷-西翼-530m胶带运输大巷-西翼二联巷-540m西翼轨道运输石门-井底水仓-副井-地面第九节运输一、在12010上顺槽甩车场贯通并铺设轨道前：1、运输方式：采用绞车运输2、运输设备：(1).12采区轨道上山：布置一台YJB50绞车，斜巷坡度+21，斜巷长度500m，使用24.5的钢丝绳；(2).12050上顺槽：布置两台JD-1.0绞车，斜巷坡度+3，斜巷长度140m，使用12.5的钢丝绳；(3).12采区皮带上山：布置一台JD-1.6绞车，斜巷坡度+25，斜巷长度320m，使用15.5的钢丝绳；(4).二1-12010上顺槽：布置一台JD-1.6绞车，斜巷坡度(预计最大-5)，斜巷长度60m，使用15.5的钢丝绳。3、运输路线：地面-副井-副井车场-540m西翼轨道大巷-12采区轨道上山-12050上顺槽甩车场-12050上顺槽-12采区皮带上山-二1-12010上顺槽-工作面迎头。二、在12010上顺槽甩车场贯通并铺设轨道后：1、运输方式：采用绞车运输2、运输设备：(1).12采区轨道上山：布置一台YJB50绞车，斜巷坡度+21，斜巷长度620m，使用24.5的钢丝绳；(2).二1-12010上顺槽：布置两台JD-1.6绞车，斜巷坡度(预计最大-5)，斜巷长度200m，使用15.5的钢丝绳。3、运输路线：地面-副井-副井车场-540m西翼轨道大巷-12采区轨道上山-二1-12010上顺槽-工作面迎头。附图7：运输系统示意图第十节照明、通讯和信号一、照明：1、在每部绞车处设置一个照明灯；在甩车场口处设置一个照明灯。2、照明灯应设置在巷道靠顶梁中，距离顶梁100mm处，并不得影响通风、运输和进料。二、通讯：1、在距离工作面迎头不超过50m处，设置一台电话；随时工作面的推进，及时向前延伸。2、电话应安设在靠行人侧的帮部，距底板距离约1600mm，并不得影响缆线、管路的延伸。三、信号：1、每部绞车必须在斜巷上、下口，距离安全门不小于5m，支护安全且距变坡点不小于5m的地方，设置一套声光信号装置；并在每个躲避硐口处设置一个红灯；2、每部刮板机机头、机尾，皮带机机头机尾处各设置一套信号装置。第六章 劳动组织、正规循环及主要经济指标图表第一节劳动组织一、作业方式作业方式实行“三八制”，每小班多循环。二、劳动组织图表序号工种在 册人 数各班出勤人数备注八点班四点班零点班合计1打眼工1033392爆破工311133支护工16555154迎头辅助工1133395运料工14444126出渣工1233397皮带机司机411138铺轨工6559机电维修工5211410皮带维护工32211跟班队长4111312班长4111313验收员21114区队干部3112合计9728282480第二节循环作业一、根据工艺流程，根据工艺流程，循环作业方式（日、班规循个数），循环进尺，编制正规循环作业图表，采用正规循环作业，提高工时利用率。二、循环作业图表：附图14：二1-12010上顺槽掘进循环作业图表(一)附图15：二1-12010上顺槽掘进循环作业图表(二)第三节主要技术经济指标主要技术经济指标表序号项目单位指标备注锚网+工字钢棚支护36U型钢棚支护1工作面长度m1502012巷道毛断面m212.7 16.93在册人数人974出勤人数人805出勤率%82.56循环进度m0.70.57日进尺m4.23.08月进尺m105759炸药定额kg/m3.3煤层薄时10雷管定额发/m10煤层薄时11坑木定额m2/m0.03312支架定额架/m1.43213锚索定额条/m0.714锚杆消耗根/m7.1415金属网消耗/m7.216塑料网消耗/m1.217钢筋笆片消耗/m39.68第七章 安全技术措施第一节一通三防一、通风管理1、工作面风量不得小于每人4m3/min。2、工作面进风流氧含量不低于20%，CO2浓度不超过0.5%，工作面空气温度不得超过26。3、局部通风机必须配备双风机双电源、三专两闭锁装置，能自动倒台,专人管理。每班设专人检查使用情况 ,发现问题立即处理