南回风下山施工组织设计.doc

第一章 施工组织设计编制依据一、该施工组织设计说明书及批准时间该施工组织设计和批准时间由主体企业、建设单位、监理单位拟定，拟定批准时间为2010年11月。二、地质说明书该煤层属二叠系下统山西组，大致走向为南北走向，为单斜构造；煤层厚度为1.61.8m，煤层平均倾角6左右，属近水平煤层,赋存稳定，结构简单，无大的断层、陷落柱和褶曲等变化，局部地方有小断层，对掘进没有大的影响。煤的普氏硬度为11.5。煤层的顶底板岩性主要是： 伪顶为0.2m0.4m的灰黑色泥岩，直接顶为2m4.4m的灰白色砂质泥岩和01.47m的4煤层，基本顶为21m的沙岩,煤层中含少量矸石；直接底为4m泥岩及砂质泥岩，基本底为10m的灰色粗砂岩。三、其他技术规范1、矿山井巷工程施工及验收规范（GBJ213-90）。2、煤矿井巷工程质量检验评定标准（MT5009-94）。3、煤矿安全规程（2009年版）。4、煤矿建设安全规程（试行）。5、山西柳林王家沟煤业有限公司南胶带下山布置平面图（S1019-111-01）。6、山西柳林王家沟煤业有限公司南胶带下山布置剖面图（S1019-111-01）。第二章 矿井设计概况第一节 矿井概况山西柳林王家沟煤业有限公司兼并重组主体企业为山西联盛能源投资有限公司，行政区划属山西省柳林县王家沟乡管辖。在本次煤矿企业兼并重组整合过程中为单独保留矿井，维持原名称和矿界不变。兼并重组前山西柳林王家沟煤业有限公司为资源整合建设矿井，晋煤重组办发200933号文件批复本矿重组后生产能力为0.9Mt/a，净增能力0.6Mt/a，批准开采4、5、8、9号煤层。山西省煤炭工业厅以晋煤办基发2010588号文件对该矿整合初步设计进行了批复。山西煤矿安全监察局以晋煤监安二字2010440号文件对矿井兼并重组整合初步设计安全专篇进行了批复。同时该矿签定了监理合同，办理了质量监督注册手续。第二节 巷道工程技术特征南回风下山设计总长度为715.7m（为平距）；巷道的平均坡度为5-7，主要服务于211水平轨道大巷下阶段（一采区），服务年限为10年，属半煤岩永久巷道；巷道开拓工程量见表巷道开拓工程量表巷道名称巷道长度开拓煤量开拓岩量开口方位南回风下山715.7m6380.1t3058m3一、预计开竣工时间预计该条巷道开拓从2010年11月30日开工， 2011年2月30日竣工。附图1：巷道布置平面图第三节 自然地理一、交通位置王家沟煤矿位于柳林县县城340方向直距约22km的王家沟村附近，行政区划隶属于王家沟乡管辖，其地理坐标为：东经1105052-1105203，北纬373451373630。该矿距孝柳铁路穆村站20km，井田到柳林县城亦有县乡级公路相连，交通条件较为便利。交通位置详见图。二、地形、地势及河流（一）、地形地貌柳林县王家沟煤矿地处晋西黄土高原，属吕梁山西侧的中山区，地貌类型以侵蚀的黄土梁、峁为主，其次为黄土沟谷地貌中的冲沟。井田内地势高低起伏，最高点位于井田南部葛家垣村北的山梁上，海拔为1026.5m，最低点位于矿区南部西矿界担水沟沟谷中，海拔为790.0m，最大相对高差236.5m。（二）、水系井田内无常年性河流，沟谷中有季节性水流，最终汇入黄河。三、气象及地震本区属大陆性半干旱气候，春季干旱无雨，夏季炎热多雨，秋季温度适中，冬季寒冷干燥。最高气温32.5，最低气温-20.1，多年平均气温12.5。全年无霜期175天，每年11月底冻结，翌年月初解冻，最大冻土深度0.91m，降水量为374.4577.7mm，大多集中在78月份，年平均蒸发量1711mm，蒸发量大于降水量。风向多为西北风，最大风速3.8ms，最大积雪厚度为36cm。本区地处吕梁地隆区，喜玛拉雅期以来，区域地震活动较弱，在历史上未发生过5级以上的地震，根据记载只受邻区地震影响，如1829年4月离石（北纬37.5，东经111.2）发生的5.25级地震和1891年4月17日孝义、介休（北纬37.1，东经111.9）发生的5.75级地震时区内有感觉，表现为房响尘土落。依据GB18306-2001中国地震动参数区划图，柳林县地震动峰值加速度为0.05g，对应地震基本烈度为度。四、矿区工农业生产概况区内耕地贫瘠，人口稀少，主要农产品以豆类、谷类和玉米为主，一年一收，畜牧业不甚发达，劳动力有较大剩余。工业主要为煤炭和农副产品加工等，是当地的主要经济来源。第四节 地质及水文地质概况（）区域水文地质概况本区域位于鄂尔多斯断块、兴县石楼南北向褶带的东侧，与离石中阳菱形复向斜相邻，地层总体倾向南西，呈一单斜构造，由东向西出露地层依次有古生界奥陶系碳酸盐岩、石炭系、二叠系、三叠系碎屑岩和新生界松散岩层。本井田位于柳林泉域西北部径流区。（二）、主要含水岩组1、碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组该含水岩组主要指奥陶系中统石灰岩、泥灰岩和白云岩等可溶盐岩，区域东部和青龙城附近有大面积出露。该组地层厚约450m左右，岩溶裂隙发育，是区内最主要的含水岩组。该含水岩组的富水性在水平和垂直方向上都有较大差异。在垂直方向上：岩溶裂隙主要发育在上、下马家沟组的石灰岩中，含水介质以溶洞、溶孔为主，溶洞直径1020cm，溶孔直径15cm；峰峰组地层岩溶发育相对较弱。在水平方向上，受区域构造控制，补给区富水性较差，径流区富水性逐步增强，在构造发育区和排泄区富水性较强，钻孔单位涌水量在0.69412.55L/sm之间，据本井田西部距矿界2km处1996年施工的J2水井资料：孔深799m，水位标高795m，涌水量5.8056L/s。2、碎屑岩夹碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组本含水岩组为上石炭统太原组一套海陆交互沉积地层，由砂岩、泥岩、煤层及35层石灰岩组成，是区内主要含水岩组之一，含层间裂隙水，具承压性，但富水性不均一，富水性强弱受构造和埋藏条件所控制，在构造发育和埋藏较浅的部位，岩溶裂隙发育，补给条件好，富水性相对较强，否则富水性弱，与奥灰水有相似性。钻孔单位涌水量0.0140.792L/sm，水质类型为SO42-HCO3-Na+Mg2+Ca2+型。3、碎屑岩类砂岩裂隙含水岩组主要包括二叠系的一套陆相、过渡相碎屑岩沉积地层，在区域东部沟谷中有出露，由砂岩、砂质泥岩夹煤层等组成。该地层含砂岩裂隙水，含水空间以风化裂隙和构造裂隙为主，泉流量0.11.0L/s，钻孔单位涌水量在0.000390.0041L/sm之间，水质类型为HCO3-SO42-Na+Mg2+型，矿化度0.77g/L。4、松散岩类孔隙含水岩组主要由上第三系上新统和第四系上更新统地层组成。上第三系上新统含水层主要为红土下半胶结状砾石层，厚度不稳定，沟谷中多见有小泉水出露，泉流量较小，一般0.0010.1L/s，富水性较弱。第四系上更新统含水层为黄土裂隙和黄土中的砂砾石层，多分布于梁峁之上，且连续性差，储水条件不好，局部含上层滞水，富水性极弱，多为透水不含水岩层。全新统含水层主要分布于区域东南部三川河的河漫滩和较大的沟谷中，含水层为砂卵砾石层，主要受季节性河流补给，富水性较弱。（三）井田水文地质条件1、地表水井田内无常年性河流，有王家沟、桥沟、担水沟等数条季节性沟谷，沟中水量很小，据本矿在担水沟实测的清水流量为0.052L/s。这些沟谷均为间歇性沟谷，只有在洪水期才有大的洪流通过。2、主要含水层情况以往施工有ZK2-1水文钻孔1个，该孔施工至上马家沟组地层上段，分别对各含水层做了抽水试验，计算了水文地质参数，获得了奥灰水水位标高805.78m，为本区各个含水层的综合评价提供了依据。详见水文孔抽水试验成果附表。（1）、奥陶系岩溶裂隙含水层奥陶系灰岩在矿区内属深埋型，据钻孔资料，本区北西部埋藏最深，南东部埋藏最浅，从区域资料总体分析，在垂直方向上峰峰组灰岩由白云质灰岩、泥灰岩及少量角砾状灰岩所组成，岩溶裂隙不甚发育。上、下马家沟组地层岩溶裂隙相对发育，是奥灰岩的主要含水层，一般为中等富水含水层；在水平方向上，在构造发育部位和浅埋区一般富水性较强，否则较差。根据ZK2-1水文孔资料，奥灰水位标高为805.78m。（2）、石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸盐岩类岩溶裂隙含水层井田内没有出露，根据ZK2-1水文孔资料，其主要含水层为灰岩和中粗粒砂岩，含水层总厚度5.2m，钻孔单位涌水量为0.0106L/sm。属弱富水含水层。水质类型为Cl-HCO3-Na+型，矿化度0.94g/L，但其含水层的富水性与奥灰水一样也有其不均一性，一般浅埋区、裂隙发育，补给条件较好富水性相对较强，否则，富水性相对较差。（3）、二叠系山西组砂岩裂隙含水层该组含水层以中粗砂岩为主。据ZK2-1水文孔资料，该含水层厚8.0m，钻孔单位涌水量为0.001L/sm，属弱富水含水层。水质类型为Cl-HCO3-SO42-Na+型，矿化度0.89g/L。（4）、二叠系上、下石盒子组风化裂隙含水层二叠系上、下石盒子组地层在井田沟谷中广泛出露。上部风化裂隙较为发育，本次调查的泉水流量为0.14L/s，ZK2-1水文孔对风化裂隙含水层做了抽水试验，其单位涌水量为0.0032L/sm，属弱至中等富水含水层。水质类型为Cl-SO42-HCO3-Na+型，矿化度1.24g/L。（5）、新生界松散岩类孔隙含水层该含水层包括上第三系上新统和第四系上更新统地层。上第三系上新统地层广泛出露于本区内沟谷两侧，含水层为底部的半胶结状砾石层，由于其不整合于基岩面之上，与基岩风化裂隙构成较好的含水层，但由于其连续性较差，补给条件差，且厚度不稳定，故富水性差异较大，一般单井出水量10m3/d，属弱富水含水层，水质类型为HCO3-Na+型。第四系上更新统地层多分布在梁峁之上，但由于沟谷坡度大，降水多形成地表径流，对地下水补给有限，因此该含水层多为透水而不含水岩层，局部含上层滞水，水量微弱。3、主要隔水层情况（1）、石炭系中统本溪组泥岩隔水层据水文孔ZK2-1和延伸孔ZK3-2孔资料，本溪组地层平均厚14.86m，岩性以泥岩、粘土岩、铁铝岩为主，夹薄层石灰岩，隔水性能较好，区域稳定连续，加之9号煤下无煤段平均厚度达30.20m，合计45.06m，是主采9号煤与奥陶系岩溶水间重要的隔水层。（2）、二叠系中统上、下石盒子组泥岩隔水层本组隔水层厚度较大，由数层泥岩和砂质泥岩组成，垂直分布呈平行复合式结构，裂隙不发育，为山西组顶部的隔水层，对松散岩类孔隙水与风化裂隙水的下渗起着良好的隔水作用。4、矿井充水因素分析（1）地表水对开采煤矿的影响区内没有大的地表水体，仅有数条季节性河流。一般来说河水通过基岩含水层渗透补给的水量是较弱的，但是，随着煤矿的开采，顶部岩层将遭到破坏，会使基岩裂隙加大、增多，特别是在东部煤层浅埋地段甚至形成地面塌陷，沟通断层以及其它构造形迹。因此在开采过程中一定要采取防范措施，坑口、堆煤场也要建在最高洪水位之上，以防洪水袭击，造成危害。（2）构造对开采煤层的影响矿区内尚未发现大的构造形迹，井田地层总体上为一单斜构造，走向北东-南西，倾向北西，地层平缓，倾角为37。但由于奥灰水水头均高于主采9号煤层底板，一但有断层存在，有可能形成导水通道，使岩溶水涌入矿井，造成水害，因此一定要重视对隐伏断层以及其它构造形迹的发现与研究。以防断层导水造成淹矿事故。（3）采空区积水对开采煤层的影响据调查，根据采煤方法、地层产状、顶底板岩性及其稳定性、返水孔情况，确定本区存在6块采空积水区，另外据调查采空区都有一定积气存在。见采空区情况统计表2-1-1。采空区积水量估算公式：式中：老空积水的静储量（m3）；小窑老空积水区平面积（m2）；煤层采厚（m）；煤层倾角（）；老空区充水系数，取0.3。表2-1-1 采空区情况统计表 煤层号积水区编号积水区面积(m2)采厚（m）煤层倾角（）积水量(m3)积气情况备注5积水区1228671.65511319有积水区225341.6551254有积水区362611.6553099有积水区445241.6552239有积水区524621.6451219有积水区654681.6552707有古空井田地层总体上为一单斜构造，走向北东-南西，倾向北西，地层平缓，倾角为37。该井田东邻山西柳林碾墕煤矿有限责任公司煤矿，现采5号煤，其采空区距本井田下一步设计回采工作面较远，采空区积气、积水对本矿无影响；东南为山西柳林凌志兴家沟煤业有限公司煤矿，现采5号煤，其采空区距本井田下一步设计回采工作面较远，且有葛家垣村保安煤柱，采空区积气、积水对本矿无影响；南为山西柳林凌志柳家庄煤业有限公司煤矿，现采5号煤，其采空区与本井田下一步设计回采工作面之间有邓家凹村保安煤柱，采空区积气、积水对本矿无影响；西南侧为山西东辉集团西坡煤业有限公司煤矿，为基建井，其采空区距本井田下一步设计回采工作面较远，采空区积气、积水对本矿无影响；西南为山西东辉集团邓家庄煤业有限公司煤矿，现采5号煤，其采空区距本井田下一步设计回采工作面较近，采空区积气、积水对本矿有影响。2号煤层顶板为砂质泥岩、泥岩，属软弱岩层；（四）导水裂隙带及地下水对煤层开采的影响煤层厚度为0.50m1.15m，采用全部垮落法管理顶板，根据导水裂隙带高度经验公式，计算导水裂隙带高度如下：式中：累计采厚（m）。2号煤层导水裂隙带高度为12.07m-15.72m，2号煤层在井田西北部可采区内埋深大于20m，开采2号煤层形成的导水裂隙带不会沟通地表水。4号煤层顶板为砂质泥岩、泥岩，属软弱岩层；煤层厚度为0.00 m1.44m，采用全部垮落法管理顶板，根据导水裂隙带高度经验公式，计算导水裂隙带高度如下：式中：累计采厚（m）。4号煤层导水裂隙带高度为5.00m-17.00m，4号煤层上距2号煤层7.36m-20.17m，开采4号煤层形成的导水裂隙带局部会沟通2号煤层的采空区。5号煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，属软弱岩层；煤层厚度为1.60 m3.55m，采用全部垮落法管理顶板，根据导水裂隙带高度经验公式，计算导水裂隙带高度如下：式中：累计采厚（m）。5号煤层导水裂隙带高度为17.65m-23.84m，在井田东部5号煤层埋深小于25m，开采5号煤层形成的导水裂隙带在井田东部会沟通地表水；5号煤层上距4号煤层0.00m-3.73m，开采5号煤层形成的导水裂隙带局部会沟通4号煤层的采空区。8号煤层顶板为石灰岩，属坚硬岩层；煤层厚度为2.30m3.23m，采用全部垮落法管理顶板，根据导水裂隙带高度经验公式，计算导水裂隙带高度如下：式中：累计采厚（m）。8号煤层导水裂隙带高度为45.50m-65.48m，8号煤层上距5号煤层58.74m-63.92m，开采8号煤层形成的导水裂隙带局部会沟通5号煤层的采空区。9号煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，属软弱岩层；煤层厚度为1.38 m3.24m，采用全部垮落法管理顶板，根据导水裂隙带高度经验公式，计算导水裂隙带高度如下：式中：累计采厚（m）。9号煤层导水裂隙带高度为16.75 m -23.00m，9号煤层上距8号煤层10.73m-18.31m，开采9号煤层形成的导水裂隙带会沟通8号煤层的采空区。2号煤层底板标高在590m-730m之间，根据ZK2-1孔资料确定本井田奥陶系岩溶水水位标高为806.00m。又根据ZK2-1孔2号煤底板到奥灰顶面的厚度为156.96m，2号煤层最低点突水系数计算如下： 式中：T突水系数（MPa/m）；P底板隔水层承受的水压（MPa）；M底板隔水层厚度（m）。2号煤层的最大突水系数：T=（806.00-590+156.96）0.0098/156.96=0.023MPa/m经计算2号煤层最大突水系数为0.023MPa/m，小于临界值0.06MPa/m，属岩层非完整块段突水性安全区。4号煤层底板标高在635m -760m之间，根据ZK2-1孔资料确定本井田奥陶系岩溶水水位标高为806.00m。又根据ZK2-1孔4号煤底板到奥灰顶面的厚度为141.97m，4号煤层最低点突水系数计算如下： 式中：T突水系数（MPa/m）；P底板隔水层承受的水压（MPa）；M底板隔水层厚度（m）。4号煤层的最大突水系数：T=（806.00-635+141.97）0.0098/141.97=0.022MPa/m经计算4号煤层最大突水系数为0.022MPa/m，小于临界值0.06MPa/m，属岩层非完整块段突水性安全区。5号煤层底板标高在570m-810m之间，根据ZK2-1孔资料确定本井田奥陶系岩溶水水位标高为806.00m。又根据ZK2-1孔5号煤底板到奥灰顶面的厚度为139.49m，5号煤层最低点突水系数计算如下： 式中：T突水系数（MPa/m）；P底板隔水层承受的水压（MPa）；M底板隔水层厚度（m）。5号煤层的最大突水系数：T=（806.00-570+139.49）0.0098/139.49=0.026 MPa/m经计算5号煤层最大突水系数为0.026MPa/m，小于临界值0.06MPa/m，属岩层非完整块段突水性安全区。8号煤层底板标高在500m-740m之间，根据ZK2-1孔资料确定本井田奥陶系岩溶水水位标高为806.00m。又根据ZK2-1孔8号煤底板到奥灰顶面的厚度为62.69m，8号煤层最低点突水系数计算如下： 式中：T突水系数（MPa/m）；P底板隔水层承受的水压（MPa）；M底板隔水层厚度（m）。8号煤层的最大突水系数：T=（806.00-500+62.69）0.0098/62.69=0.058 MPa/m经计算8号煤层最大突水系数为0.058MPa/m，小于临界值0.06MPa/m，属岩层非完整块段突水性安全区。9号煤层底板标高在480m-720m之间，根据ZK2-1孔资料确定本井田奥陶系岩溶水水位标高为806.00m。又根据ZK2-1孔9号煤底板到奥灰顶面的厚度为45.96m，9号煤层最低点突水系数计算如下： 式中：T突水系数（MPa/m）；P底板隔水层承受的水压（MPa）；M底板隔水层厚度（m）。9号煤层的最大突水系数：T=（806.00-480+45.96）0.0098/45.96=0.079 MPa/m经计算9号煤层最大突水系数为0.079MPa/m，介于0.06-0.10MPa/m之间，属岩层正常块段突水性安全区，在煤层底板不受构造破坏的块段，奥灰水突水的可能性很小。5、矿井水文地质类型根据上叙情况确定本井田水文地质条件中等。6、矿井涌水量根据地质报告，采用富水系数法对矿井涌水量预测。预计整合后矿井生产能力达到0.9Mt/a时，5号煤层正常涌水量为38.75m3/h，最大涌水量为50m3/h。第三章 施工方法第一节 施工方法南回风下山掘进采用全断面一次成巷方法，边掘进边支护顺序作业。采用EBZ160型综掘机沿煤层底板截割并自行装煤的施工方法。1、施工顺序：安全检查综掘机切割出煤敲帮问顶临时支护打锚杆眼安装锚杆进行永久支护收尾（整理工程质量标准化）。安全检查严格执行交接班制度，及时处理上一班遗留的隐患。对工作面所有设备进行检查，确保能正常运转。检查工作面瓦斯，将探头挂在规定位置。对上一班的工程质量进行检查。截割方法根据掘进工作面煤岩层实际情况，截割时先从中底部煤层（左方）切割掏窝槽，然后从左向右自下而上截割。开掘窝槽时，先转动截割头依靠掘进机行走履带，伸缩油缸和升降油缸完成掏槽工作，每次截深为600mm，当窝槽的开掘工作完成以后，关闭行走马达，让装载部与刮板输送机工作，使铲板紧贴底板，并落下后部稳定器将掘进机略微抬高，使机器在切割过程中有良好的稳定性。驱使转动的切割头，根据巷道断面的宽度水平摆动开掘横槽，切割头移动到位后，使其开高一个距离，每次跨距不大于600mm，接着驱使切割头水平摆动。重复以上动作，直至完成整个断面的切割工作。每完成一个大循环（2.4m）后，驱动机头上下移动，切割使煤壁平直。敲帮问顶掘进完一个大循环后，停机闭锁，把截割头放在底板上，然后由带班长用长柄工具进行敲帮问顶，发现顶帮有离层现象应及时有效的进行处理，并把工作面的浮矸、活矸、伞檐处理掉，确保作业场所的安全，方可组织其它工序，敲帮问顶人员必须站在顶板支护完好区域内进行。附图：综掘机截割顺序图支护形式1、临时支护形式使用“吊环”式3寸钢管作前探梁和圆板梁做临时支护，板梁数量两块，前探梁数量两根，L4.8m，每根前探梁配备4个活性“吊环”，吊环固定在中间两排锚杆螺丝上。其中3个吊挂前探梁，另一个在移前探梁时替换使用。“吊环”用厚12mm的钢板焊制，固定在已锚锚杆螺丝上。因巷道坡度突然变化较大，“吊环”不能正常使用时，可临时使用“锚链”吊挂前探梁，锚链要用“U”型环连接并上好螺丝拧满扣。掘进时每截割推进一刀（0.6m)后，前探梁支护必须向前推进一次.用备用“吊环”,将前探梁移至工作面，将金属网铺好，板梁钢带摆好位置，前探梁及板梁与顶板刹紧背牢且错开锚杆眼位置，以便于打锚杆。视顶板情况，一般掘进2.4m后，综掘机退后开始永久支护。临时支护前，复拧检查锚杆螺丝,不合格锚杆严禁吊挂前探梁。前探梁必须探至工作面煤壁，尾部超出“吊环”250mm的安全距离，固定“吊环”的螺帽必须拧满扣。掘进工作面也可用点柱支护，工作面准备8根1416cm， L=2.52.8m的圆木点柱,当掘进够2.4m时,综掘机退出,从外向里每平方米打一根点柱作为临时支护。 2、永久支护形式顶板完整，采用“锚杆(锚索)金属网钢带”联合支护时，工作面的最大控顶距为2.4m，最小控顶距为0.6m，每生产一循环后要及时前移探梁，进行临时支护，使临时支护紧跟工作面。顶板压力过大或局部破碎时，顶锚杆排距缩小为600mm，小循环作业支护，或配套使用11#工字钢棚联合支护。3、喷浆支护喷浆机使用转子-6型，输料管50mm，桃园32.5#普通硅酸盐水泥、中粗河沙、5-15mm石灰岩碎石、中煤十处产水泥速凝剂。1、剪开金属网清理金属网上帮顶片冒的碎矸石，将金属网贴近围岩表面。如帮顶围岩破碎视情况增打锚杆、金属网加固巷道掘进断面；2、各种喷浆材料分别运输，井下现场搅拌。速凝剂是在往喷浆机上上料时再均匀加入，加入量不超过水泥用量的4%。3、开启喷浆机顺序：送风-送电-送水-上料； 停喷浆机顺序：停料-停水-停电-停风。4、清、挖出巷道墙部基础，开机后送水先冲洗巷道帮顶表面。喷射砼顺序：先基础、喷墙部最后喷顶部。喷头运行轨迹为螺旋圆形，圆形直径300mm左右。压风风压控制在0.1MPa左右，水压高于风压。喷头距被喷部位表面1.0-1.2m左右。墙部一次喷够厚度。顶部分两次喷够厚度，两次间隔半小时以上。5支护的施工顺序：1、帮顶喷射砼支护；2、掘砌水沟；3、巷道砼铺底。6支护材料规格及支护要求：（1）、喷射砼：帮顶喷射砼厚度100mm砼强度C20；水沟净断面250*250mm、底板铺设现浇砼厚100mm，水沟和底板砼均为C15。配合比：水泥：河沙：石子=1:2:2，水泥：32.5#、河沙：中粗河沙、石子：5-15mm粒径石灰岩石子。砼强度标号：C20;速凝剂掺加量是水泥重量的3-4%。（2）、水沟、铺底用砼：水泥：河沙：石子=1:2:4，水泥：32.5#、河沙：中粗河沙、石子：20-40mm粒径石灰岩石子。砼强度标号：C15;附图5：支护平面图(6)收尾清理工作面浮煤、巷道卫生。将工作面管线、工具、设备悬挂摆放整齐。进行工程质理管理工作，巷道断面、支护质量符合设计要求。2、掘进机使用安全注意事项；司机必须经过培训持证上岗，无关人员不得擅自开机。截割头必须在旋转情况下才能向煤壁钻进。当截头已钻进煤岩壁里时，不允许启动截割电机，须先退出后，方可启动。需振动时必须等振动正常后，才能进行切割。遇到坚硬岩石时应当减小切割深度，不允许长时间空开振动。切割时必须将铲板放下后支撑打起，以增加其稳定性。掘进面为半煤半岩时，应先破煤再破岩，破岩时必须将五联阀组的进给速度变换手柄推入，方可缓慢地切割岩石。大块掉落煤岩，需用破碎后再装载，不能用刮板机强拉。工作时若有不正常的声响，应立即停机检查，查明原因排除故障后才允许开机。当发现液压系统压力值严重波动，溢流阀经常开启，系统有噪音和严重发热时，应立即停机检查。油箱油温超过70时，须降温后再开机工作。载割头在工作时，若遇闷车现象，应立即停机，以防切割电机的损坏。载割前必须提前3分钟发出警报，载割过程中，掘进机左右两侧及迎头严禁有人。掘进机使用维护按EBZ160型悬臂式掘进机使用维护说明书执行。掘进机必须装有前照明灯和尾灯。掘进机更换大部件时，所使用导链的负载能力必须大于部件重量，导链要挂在牢固可靠的支护上。 综掘机司机必须根据巷道中线进行截割，严禁超控超割破坏顶底板及两邦煤壁，最后支护必须由人工砍壁成型。 第四章 生产辅助系统第一节 通 风一、通风方式南回风下山掘进，采用全风压配合局部通风机进行供风。二、风量计算和局部通风机的选型根据2009年瓦斯等级鉴定可知，南回风下山巷道瓦斯绝对涌出量为0.67m3/min，相对瓦斯涌出量为3.122m3/t。巷道所需风量应按照瓦斯和二氧化碳涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算，取其中最大值。并按最低、最高风速，掘进工作面温度和炸药量，有害气体的浓度进行验算。根据以往经验，设定选用FBD6.0 /15KW 2型局部通风机，其额定吸风量为250m3/min，通过以下计算，核定该局扇是否能满足安全生产的需要。1、按沼气涌出量计算Qh=100QghKgh式中:Qh 掘进工作面实际需要风量；m3/min Qgh 掘进工作面回风流中的瓦斯绝对涌出量；m3/min Kgh瓦斯涌出量不均衡通风系数，一般可取1.52.0。Qh=1000.672.0=134m3/min2、按掘进工作面同时作业的人数计算Q掘 =4N式中N掘进工作面同时工作人数，取18人 4每人每分不低于4m3/minQ掘 =418=72m3/min3、按最优排尘风速计算由于南回风下山采用机掘，净断面为10.26m2，机掘所采生的矿尘通过通风防尘排除，故工作面的风速必须符合排尘风速，并防止粉尘二次飞扬，根据掘进工作面最优排尘风速0.4、0.7m/s进行计算，取最适合的风速0.7m/s计算Q掘 =0.710.2660=430.92m3/min根据上述各种计算得知，南回风下山掘进工作面所需风量为430.92m3/min，为了满足掘进工作面的需风量，决定选用15KW2双风机局扇，其额定吸风量为500m3/min，根据风机有效功率为80%计算即风机出风口的风量 400m3/min，完全满足机掘工作面的需要。4、按选用局扇额定风量计算Q掘 =Q扇I1+15S式中：Q扇局扇额定最大吸风量500m3/min I1顺槽内同时通风的局扇台数2台 15S局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速 不低于0.25m/s，防止局扇吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚。Q掘=5002+（1510.26）=1153.9m3/min5、风速验算根据煤矿安全规程规定工作面最大、最小风速验算0.2510.26601153.9410.26606、确定风量工作面掘进所需风量为1153.9m3/min，风机安在南胶带下山与南回风下山的联络巷外，风机离南下山回风口保持在10m以外，在以后生产过程中根据瓦斯永出情况再进行风量分配调整，在以后生产过程中根据瓦斯涌出情况再进行风量分配调整。故选用FBD6.0 /15KW 2风机供风能够满足安全生产需要。三、局部通风机的安装地点和安装要求1、局部通风机必须安装在距回风口不少于10m的地点。2、风机必须吊挂在顶板上或放在风机托架上，距离底板不小于300mm。3、风机开关必须上架，风筒距工作面不得大于5m，保证工作面有足够的新鲜风流。4、局部通风机必须挂牌管理，专人负责，实现“三专两闭锁”。5、工作面安装有两台局扇，一台工作，一台备用，实现“双风机、双电源”，实现“自动切换，自动送风”的功能。6、风筒吊挂在巷道顶上，风筒要求逢环必挂，平直不出现拐死弯现象。7、风筒接口要严实不漏风，工作面风筒不落地。8、必须保证风机连续运转，不准无故停电、停风。四、“一通三防”安全技术要求保证通风系统合理可靠必须做到：保证工作面有足够的新鲜风流；保证工作面每人供风量不低于4m3/min；保证巷道中风速不低于0.25m/s，不高于4m/s；保证巷内和工作面任何地方的有害气体和瓦斯浓度不超限。五、通风系统主（副）立井皮带（轨道）下山210（211）水平胶带（轨道）大巷南胶带下山局部通风机南回风下山工作面总回风巷回风立井附图：通风系统示意图第二节 安全监控一、通风监测仪表及其布置1、监测仪表的数量和型号矿井使用KJ70N瓦斯监控系统（江苏三恒科技集团有限公司），设计轨道巷道中安装有KJ70N-F型井下分站1台、KGJ15型甲烷传感器3台、KGT9A型局部通风机开停传感器2台。2、布置位置瓦斯传感器垂直吊挂在支架安全、顶板完好的地方，距顶板0.3m，距巷壁0.2m。其中1台吊挂在距工作面不大于5m处，1台吊挂在南回风下山巷道的回风流中，404顺槽口1015m处，1台吊挂在混合风流风处，局部通风机开停传感器均安设在两风机专用线上。3、监测电缆敷设在动力电缆上方，与动力电缆相距0.3m以上。4、瓦斯传感器的断电浓度及范围：瓦斯传感器的报警浓度1%；断电浓度工作面传感器为1.5%，工作面回风流传感器为1.0%；复电浓度1%；断电范围为工作面及其附近20m范围内全部非本质安全型电气设备。5、当瓦斯浓度降低到煤矿安全规程规定的浓度以下时，方可人工为断电设备复电。局部通风机因故停转，恢复运转时，必须符合煤矿安全规程第一百四十一条规定。附图：监测监控布置图二、便携式甲烷报警仪的配备和使用1、矿领导、跟班队长、技术员、电工、放炮员、安全监测工下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其管辖范围内的甲烷浓度进行不间断的瓦斯监测，如有报警现象，必须进行处理。 2、当班班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪。并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，当甲烷报警仪报警，必须立即停止工作进行处理。第三节 综合防尘与防灭火 一、综合防尘防尘水源来自地面静压水塔：主井皮带下山（轨道下山）210水平胶带巷（211水平轨道巷）南回风下山，分别用6寸、4寸、2胶管接入工作面，具体防尘措施如下：1、南回风下山巷道中至少各设二道水幕，一道为固定水幕，距回风口50m；一道为移动水幕，紧跟工作面，距工作面2030m。水压不得低于0.4MPa。放炮时先打开喷雾装置，喷雾时间不小于10min，炮前炮后煤头必须洒水，装煤前要进行洒水降尘。2、南回风下山中铺设3寸静压水管，每隔50m安装一个三通阀门，水管吊挂平直，管路上下间隔大于0.15m，水压不得低于0.7MPa，每个喷嘴的流量不小于15L/min。定期冲洗巷道，防止煤粉尘堆积，每周2次。保证施工巷道没有煤尘堆积。3、坚持使用湿式打眼，坚持使用水炮泥，从源头上杜绝煤尘的产生。4、装煤转载点设喷雾洒水装置，水压不得低于0.4MPa，并保持恒压，供水量应达到吨煤3040L。各转载点必须开机开水，停机停水。5、水幕和转载点喷雾不得用铁丝捆绑固定，要用焊接固定架，水幕固定架长度不得小于巷道宽度的90%，水幕安装距顶板距离不大于300mm。6、巷道铺设排水管路。当巷道中有积水时，在巷道低洼处掘水泵窝，规格为1000mm1000mm1000mm（长宽深）。7、对于产生粉尘飞扬和煤尘大的地点，根据实际情况随时进行冲洗 。8、防尘设施齐全有效，有专人进行安装维护，喷雾装置覆盖巷道全断面，且水压符合要求。附图：防尘洒水系统图二、防灭火措施 工作面防灭火水源来自地面静压水池，防灭火管路和防尘洒水管路共用一趟管路，经主井皮带下山（轨道下山）210水平胶带巷（211水平轨道巷）南回风下山巷道，分别用6寸、4寸、2寸胶管接入工作面，具体防灭火措施如下： 1、巷内浮煤要定期清扫和冲洗 。 2、井下使用易燃物（如棉沙、润滑油、布头、纸等）必须存放在盖严的铁桶内，用过的棉纱、布头和纸也必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面，不得乱扔乱放。 3、严禁将剩油、废油泼在巷道内。 4、严禁明火作业和电器失爆。 5、在皮带下山和轨道下山之间建有消防材料库，根据煤矿安全规程的要求，配置有齐全的消防器材，并定期进行检查补充。 6、刮板输送机配备2台合格的灭火器，2把消防锹和0.2m3的灭火砂，灭火器必须放置在架子内，吊挂在离机头5m便于用的地方，消防锹及灭火砂不得移做他用。 7、消灭井下火灾时必须严格按煤矿安全规程第二百四十四条规定执行。 8、若电器设备着火时，先切断电源，然后用砂子灭火。 9、严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。三、隔爆措施 1、南回风下山巷道掘进长度达均到80m时，必须安装集中式隔爆水棚，以后每隔200m设置一组隔爆水棚。水棚区长度不小于30m，水棚排距1.6m，水袋间的间隙以及支架或巷壁间的间隙之和不得大于1.5m，水袋边与巷壁、支架、顶板、构筑物之间的距离不得小于0.1m，隔爆水袋必须吊挂在专门的棚架上，棚架要直线布置，并保持同一高度。水棚吊挂必须使用专门的水棚挂钩，挂钩相向布置钩尖，不能用铁丝捆绑代替。水棚区内的巷道断面与其前后各20m长的巷道断面一致。 2、水棚要挂牌管理，明确责任人，经常保持水袋完好，水量充足，每半个月检查、添加补充一次。 3、隔爆水棚总水量应不少于：40011.2=4480L，设计选用水袋规格为60L，每棚安置3个水槽，水量Gn辅=603=180L。水棚架数30架，水棚区长度为：nc=301.6=48m，隔爆水袋数量为84个，实际总水量为16028=4480L。设计的要求符合煤矿安全规程的规定，满足安全生的需要。第四节 通风管理规定及措施一、通风管理 局部通风机必须安装在距混合回风口不少于10m的地点。 风机必须吊挂在顶板上或放在风机托架上，距离底板不小于300mm。 风机开关必须上架，风筒距工作面不得大于5m，保证工作面有足够的新鲜风流。 局部通风机必须挂牌管理，专人负责，实现“三专两闭锁”。 工作面安装有两台局扇，一台工作，一台备用，实现“双风机、双电源”，实现“自动切换，自动送风”的功能。 风筒吊挂在巷道顶板上，风筒要求逢环必挂，吊挂平直不出现拐死弯现象。 风筒接口要严实不漏风，工作面风筒不落地。 必须保证风机连续运转，不准无故停电、停风。 局部通风机必须指定专人负责管理，保证正常运行。 使用局部通风机、无论工作或交接班都不准停风，因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员、切断电源进行处理，恢复通风前检查局部通风机及其开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%，方可人工开启局部通风机，严格按煤矿安全规程第一百二十九条，第一百四十一条规定执行。 掘进顺槽如果临时停工，但不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏警标，禁止人员进入并报调度室。 每月定期检修局部通风机，严格执行检修停风、停电审批制度，必须保证通风机连续运转，彻底消灭无计划停风、停电现象。 队长、跟班队长、技术员、班组长、电钳工必须班班携带便携式瓦斯自动检测报警仪，随时观测瓦斯浓度。 工作面回风流中瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%时，按煤矿安全规程第一百三十六条、第一百三十八条、第一百三十九条执行。 瓦斯异常涌出预兆：工作面瓦斯或高或低，温度骤降、煤壁发凉；遇地质构造或围岩松散区，瓦斯异常涌出；煤层发出“嘶嘶”的响声；顶板来压；人感到发昏。遇上述情况，必须及时加强通风，停止工作进行处理，等瓦斯浓度降到1%以下并稳定时，再进行工作。若情况危急，人员必须及时撤离危险区。二、防尘管理 顺槽内必须建立完善的防尘洒水制度，安设2寸静压水管，并每隔50m安设一道三通阀门。 人工装运煤岩前必须对煤岩堆进行洒水。 煤岩流转载点安设喷雾洒水装置，喷雾时必须全部覆盖煤岩流。 顺槽内各安设净化水幕两道，一道为固定，另一道为移动式。固定水幕距混合回风口50m处，移动水幕距工作面2030m处，水幕覆盖全断面，水幕的长度不得小于巷宽的90%，水幕距顶板不得小于0.3m。 打眼时必须坚持湿式打眼，严禁干打。 煤尘堆积厚度不得超标（即厚度达到2mm），每周对全巷进行两次冲洗 、清扫工作，连同巷内浮煤定期清运。 工作人员配戴防尘口罩。 刮板输送机与带式输送机的转载落差均不得超过0.5m，否则应安装适合的煤岩流导向板。 防尘设施、设备指定专人管理，不得随意拆除。 三、防火管理 井下输送机必须使用阻燃胶带。 顺槽内浮煤定期清扫，煤尘定期冲洗。 电气着火，首先切断电源，然后进行处理，并向调度室、队值班人员作详细汇报。 井下使用过的棉纱、布头，润滑油、纸等，必须存放在盖严的铁桶内，并由专人当班运出严禁火种入井，严禁使用灯泡取暧。 用静压水管作消防水管。 严禁明火作业，严禁电气失爆。 在易摩擦、撞击产生火花的地方洒水降温。 顺槽内必须配备合格的灭火器、消防锹和0.2m3的灭火砂，灭火器必须放置在架子内，消防锹及灭火砂不得移做它用。第五节 供电1、供电系统：采区变电所210水平胶带巷南轨道 下山2、王家沟煤矿属高瓦斯管理矿井，故工作面的供必须实现“三专两闭锁”，并且工作面的局扇电源和工作面的电源分别实现专线供电。供电电压等级为660V。3、工作面的电器设备 详见电器设备一览表电器设备一览表名 称型 号数 量用 途使用地点胶带输送机DSJ8001台运 煤南胶带下山局 扇FBDNo6.0/15kw2台供 风南胶带下山刮板机SGD420/302部运 煤南回风下山及贯眼控制开关BKD20400/6001台总开关南回风下山控制开关QBZ8002台刮板、局扇、风电闭锁等南回风下山巷道信号综保BZX4.01台照明信号、红外线南回风下山风钻G101台钻 眼南回风下山巷道电 话3部通 讯南回风下山巷道绞 车JD251部运 料南轨道下山井下分站KJ70NF1台瓦斯监控南回风下山巷道甲烷传感器KGJ153台瓦斯监控南回风下山巷道局部通风机开停传感器KGT9A2台监控局扇运行情况南回风下山附图：供电系统示意图。第六节 排水供水系统：地面静压水塔主井轨道下山水平胶带大巷南胶带下山联络巷南回风下山排水系统：南回风下山南轨道下山水平轨道大巷采区水仓主水仓地面附图：排水系统示意图第七节 运输运料系统：地面副井轨道下山水平轨道大巷南轨道下山南回风下山运煤路线：工作面落煤刮板输送机胶带输送机水平胶带大巷主运输下山主煤仓箕斗煤场附图：运输系统示意图。第八节 照明、通讯和信号1、在南回风下山的、刮板机头及工作面机尾各安设一部电话，便于井上下联系，电话距作面不超过100m，以确保井上、下通讯畅通无阻。2、在南回风下山安设有照明信号综保一台，主要用于工作面的信号及照明。皮带机机头、机尾工作面刮板机机头机尾和运输绞车实现声光信号，要求信号清晰明了。在皮带机头及各刮板运输机转载点安装有防爆灯。附图：通讯照明示意图第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织1、劳动组织表掘进采用“三八制”作业方式，两班生产，一班检修。为了合理安排人员，充分利用工时，提高工效，各工种由安全员兼带班长统一调度指挥。各工序紧密衔接，尽量减少或避免相互影响，既要加快掘进速度，又要提高工程质量，保证安全，做到一次成巷。劳动组织表第二节 作业循环方式工作面采用正规循环作业，每班生产八循环，每循环0.6m，班进尺4.8m，日进尺9.6m。为保证该巷道的正规循环作业，工作面必须根据劳动组织表的要求配备人员，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉作业、平行作业，以充分利用工作时间，提高工作效率。第三节 主要技术经济指标1、主要技术指标，见下表主要技术经济指标表第六章 安全保证措施一、安全方针与目标安全方针：安全第一、预防为主、综合治理、整体推进。安全目标：杜绝重伤以上人身事故和二级以上非伤亡事故,轻伤月均负伤率控制在1以下。二、安全保证执行标准1、中华人民共和国矿山安全法2、煤